倾斜突出煤层排放设计方法优选

吴铭芳，周 雅

(中铁二院贵阳设计研究院有限责任公司，贵阳 550002)

0 引言

在煤系地层中修建隧道往往存在3大问题:1)煤系地层多数含有瓦斯，有瓦斯爆炸危险;2)瓦斯压力高的地层，存在煤与瓦斯突出的可能，在地应力和瓦斯的共同作用下，破碎的煤和瓦斯突然喷出，造成灾害;3)煤系地层一般为软弱围岩，尤其是煤层中的软分层，稳定性差，支护施工要求高。因此，为降低煤层瓦斯突出的风险，瓦斯隧道在施工中须降低瓦斯压力，瓦斯排放就显得尤为重要。

我国现行的《铁路瓦斯隧道技术规范》［1］未给出穿越多层煤的设计;肖锡庄等［2］介绍的孙家寨煤层隧道施工经验及金强国［3］介绍的圆梁山隧道进口揭煤防突施工技术也是隧道穿越单层煤的情况，且煤层倾角较大;李伟等［4］研究的立井揭穿强突煤层瓦斯排放钻孔方案也是针对单层煤展开的。而对隧道穿越多层距离较近且倾角较小的倾斜煤层来说，在相同垂距下，石门水平长度较长，会存在1次排放不完，排放孔较长等问题。本文以改建铁路重庆至贵阳扩能改造工程新凉风垭隧道为工程背景，研究了隧道穿越具突出性危险的多层距离较近且倾角较小倾斜煤层的排放设计方法，可为今后类似工程提供参考。

1 工程概况

新凉风垭隧道位于云贵高原构造剥蚀—岩溶侵蚀地貌区，穿越地被喻为渝黔交通咽喉，全国闻名的“七十二道湾”所在地凉风垭风景区。隧道全长7 618 m(DK149+846～DK157+464)，为越岭瓦斯、岩溶长隧道。隧道进口端1 386 m位于R为9 000的右偏曲线上，出口端3 873m位于R为7 000的右偏曲线上，中间段2 359 m为直线段。隧道为人字坡，变坡点里程DK154+800，纵坡分别为 17.8‰上坡、18.0‰上坡、9‰上坡、－3‰下坡。轨面设计高程为903.740～984.131 m，隧道最大埋深约563 m。隧道于线路左侧30 m处设平导，进口平导长4 700 m，出口平导长1 873 m，中间预设计泄水洞1 054m。隧址区地层众多，岩性复杂。隧道在DK155+413～+588段穿越含煤地层龙潭组(P2l)，含可采煤层5层，分别为 K2，K4，K5，K8和K9，主采 K2，K4 和 K5，厚度 1.5 ～2 m，层位较稳定，煤层倾角为28°，与隧道轴线夹角65°。煤层隧道中线纵断面及路肩平面如图1和图2所示。煤系地层处于本隧道出口工区范围，出口工区为高瓦斯工区，隧道在穿越该段煤系地层时，采用CRD法施工，隧道断面分部如图3所示。

煤层最大瓦斯压力1.5MPa，瓦斯含量21.34mL/g。据DZ－新凉风垭－11钻孔煤层自燃与煤尘爆炸鉴定报告、隧址区及周边煤矿瓦斯等级鉴定报告和桐梓煤矿在2004年7月14日和2006年6月30日发生的煤层瓦斯突出爆炸分析，该段含煤地层段为高瓦斯并具有突出风险［5］。因此，在设计中须制订安全可靠、经济有效、切实可行的瓦斯排放方案，以确保隧道安全通过煤层。

图3 隧道断面分部示意图Fig.3 Cross-section of tunnel

2 防治煤与瓦斯突出技术要求

新凉风垭隧道在穿越煤系地层时，须严格按照图4进行作业［6］，以保证施工安全。

首先在煤系地层段开展综合超前地质预报，以预测煤层位置、产状(走向、倾向、倾角)、煤层厚度等，实施范围为DK155+410～+610(200m)，同时对是否存在采空区及采空区规模、性质等进行预报。物探主要实现对煤层位置、采空区位置及规模的宏观预报。在综合超前地质预测预报结合物探工作的基础上，施作地质超前钻孔，探明前方地层岩性、是否遇煤层、采空区及位置等，超前钻孔直径为108 mm。

当超前地质综合预报前方有煤层时，平导掌子面在距推测煤层10 m垂距处，施作3孔φ89探测孔。探测孔必须穿透煤层全厚且进入顶(底)板煤层不小于0.5 m，详细记录岩芯资料，以掌握煤层位置、走向、倾向、倾角、煤层厚度和瓦斯赋存情况。利用平导煤层资料推测正洞煤层位置，并于正洞①部掌子面距推测煤层(平导探测孔推测、正洞①部超前钻孔预测)10 m垂距处施作3孔φ89探测孔，探测孔施作要求同平导探测孔，以掌握正洞煤层位置、走向、倾向、倾角、煤层厚度和瓦斯赋存情况等。

正洞①部掌子面在距煤层5 m垂距处施作3孔φ89穿透煤层全厚的预测孔，测定煤层瓦斯压力、煤的瓦斯放散初速度与坚固性系数和钻屑瓦斯解吸指标等。

图4 揭煤防突设计流程图Fig.4 Flowchart of coal outburst prevention design

经预测有煤与瓦斯突出危险时，施工单位应在揭煤前制订技术、组织、安全、通风、抢险、救护等措施，采用钻孔排放措施防治煤与瓦斯突出。《防治煤与瓦斯突出细则》规定“立井工作面距煤层最小垂距为3 m时，打直径为75～90mm的排放钻孔，钻孔必须穿透煤层全厚，外圈钻孔超出轮廓线外的距离不得小于2 m，钻孔间距一般取1.5～2.0 m，在控制断面内均匀布孔。”本隧掘进至距离煤层5 m垂距处开始施作排放孔，排放孔应布置到开挖轮廓外5 m范围的煤层内，钻孔直径为75 mm，孔底间距为2 m，开孔间距为0.4 m。

排放措施实施后，布置5个检验孔。1个效果检验孔布置在揭煤断面中部，并应位于排放孔之间;其他效果检验孔位于隧道上部和两侧，终孔应位于措施控制范围的边缘上［7］。根据每孔每m的钻屑量Smax和每2 m钻屑解吸指标K1综合判断，经检验若Smax＜6.0kg/m，K1＜0.5 mL/(g·min1/2)时，则认为措施有效;否则，认为措施无效，应采取延长排放时间、增加排放孔数量或采用瓦斯抽放等补救措施。

3 瓦斯排放(排放孔)设计

由于新凉风垭隧道所穿越煤层倾角较小(仅28°)，在相同垂距下，石门水平长度较长，如每次揭开煤层，其水平钻孔深度长，每次用药量也大，可能发生顶部坍塌，引起突出，因此可采用长台阶分部排放或刷斜面排放。另外，K7，K8和K9 3层煤间距较小，K8和K9间距为3.8 m，K7和 K8间距为2.5 m。若分层单独排放，布孔太多，容易引起坍孔，达不到排放效果，3层煤应尽量1次排放完成，以减少排放孔个数，避免坍孔。距离较大的K2，K4和K5煤层则可进行每层煤单独排放。掌子面上布孔采用矩形行列结构，开孔间距为40 cm，终孔间距为2m，钻孔采用ZYG－150型钻机，钻孔直径为75mm。针对K7，K8和K9 3煤层，结合煤层产状及隧道情况进行分析，设计了以下3种排放方式进行优化比选。

3.1 排放方式1——掌子面垂直开挖排放

隧道穿越煤系地层地段采用CRD法施工，先开挖①部，首次排放范围即为①部上、下、左、右各5 m范围。由于煤层倾角较小，在纵断面上实现1次排放比较困难，故将①部分为上、下2部分进行2次排放。另外，通过平面方程修正计算得知，若将K7，K8和K9 3层煤1次排放，其孔长较长(约65 m)，钻杆易折断，钻孔速度慢，时间长，效率低。故先1次排放K8和K9 2层煤，再排放K7煤层，以减短孔长。

在掌子面距离K9煤层5m垂距处先施作①部下侧排放孔，经检验排放措施有效后，掌子面可开挖至距离K9煤层1.5 m垂距处，在此处进行①部上侧煤层的排放。同时，利用①部底板向底部施作排放孔排放②部，再利用①部侧壁沿煤层走向排放③部和④部，直至排放完成。此处仅示意①部排放设计，如图5和图6所示。

图5 排放方式1:①部排放设计图(下部)Fig.5 Gas discharging through part 1(lower)of option 1 of gas discharging design

图6 排放方式1:①部排放设计图(上部)Fig.6 Gas discharging through part 1(upper)of option 1 of gas discharging design

排放方式1排放K7，K8和K9 3层煤共需要5步进行排放，最长排放孔为39.2 m。间距较大的K2，K4和K5 3层煤分别进行单层排放，各层煤纵断面均需分上、下2部完成，再利用①部底板施作排放孔排放隧底范围，利用①部侧壁施作径向排放孔排放③部和④部，每层煤需进行4步排放。

3.2 排放方式2——刷斜面排放

由于煤层倾角较小，1次排放孔长较长，不利于排放孔的施作，为缩短排放孔长度，考虑将掌子面开挖为与煤层面平行再进行排放设计。K7，K8和K9 3层煤1次排放，平面上分为左、右2部分别排放，纵断面上分为下、中、上3部分别排放。此处仅示意①部排放设计，如图7和图8所示。②—④部排放同排放方式1，即利用①部底板向底部施作排放孔排放②部，利用①部侧壁沿煤层走向排放③部和④部。

此种排放方式能将K7，K8和K9 3层煤进行1次排放，最长排放孔长度为46.2m，较排放方式1中3层煤1次排放最长孔65 m缩短了18.8 m，有效地缩短了排放孔长度。K7，K8和K9 3层煤共需要8步进行排放，间距较大的K2，K4和K5 3层煤分别进行单层排放，与排放方式1相同，每层煤需4步排放。

3.3 排放方式3——利用辅助横通道排放

考虑到前2种排放方式在进行K7，K8和K9 3层煤排放时分步较多，结合隧道情况，利用出口平导施作1条与煤层走向一致的横通道，保证横通道距离K9煤层有5m的安全距离，且设足坡度上坡(10%)，将横通道设置在隧道拱顶上方，以缩短孔长。横通道平面布置如图9所示。利用横通道侧壁和底板同时施作排放孔，将3层煤进行1次排放，此处仅示意①部排放设计，如图10所示。②—④部排放同排放方式1和排放方式2，即利用①部底板和侧壁进行排放。

此种排放方式能将K7，K8和K9 3煤层①部进行1次排放，且只需1步排放，最长排放孔长度为38.4 m。K2，K4和K5 3层煤的排放同排放方式1和排放方式2，每层煤需4步排放。

3.4 通风系统要求

隧道在施工过程中须加强通风，将开挖工作面风流中的瓦斯体积分数稀释到0.5%以下;平行导坑仅作巷道式通风的体积分数应小于0.75%。施工过程中需加强H2S，SO2等有害气体的监测，H2S的体积分数不应大于0.000 66%，SO2的体积分数不应大于0.000 5%。出口及出口平导工区风机均采用防爆型，正洞开挖含煤地层段需保证不间断通风的要求，含煤地层瓦斯集中涌出段附近均设置射流器，防止瓦斯聚集，通风管应采用抗静电、阻燃的风管。出口瓦斯突出工区风管口到开挖工作面的距离应小于5 m，风管百米漏风率不应大于1%。

方案1和方案2通风方式相同，均为巷道式通风，采用防爆型HP3LN18#轴流风机将新鲜风输入掌子面，污浊风则通过平导排出洞外［8］。方案3在排放K7，K8和K9 3层煤时，需在横通道中安装防爆型HP3LN18#轴流风机，向工作横通道输送新鲜风，污浊风通过排放横通道经平导排出洞外。通风方案如图11和图12所示。

4 结论与讨论

针对新凉风垭隧道煤系地层中间距较近的K7，K8和K9 3层煤，本文通过对3种排放方式的分析研究，得到以下结论。

1)采用排放方式1不宜将3层煤进行1次排放，需先排放K8和K9，再排放K7。此种排放方式排放①部需分5步完成，最长排放孔长度为39.2m。另外，在施工过程中无需太多的工序转换，便于施作，可操作性强，通风则可利用13号横通道形成巷道式通风，13号以后的横通道则应进行临时封堵密封，以防瓦斯逆流。

2)排放方式2可将K7，K8和K9 3层煤进行1次排放，排放①部需分8步完成，最长排放孔长度为46.2 m。掌子面需沿着煤层倾向及走向倾斜开挖，但在斜面上不便于排放孔的施作，且超前支护及钢架等加强支护也不易施作，不能起到及时加强支护的作用，容易引起顶部坍塌，其通风方案同排放方式1。

3)排放方式3可将K7，K8和K9 3层煤进行1次排放，排放①部只需1步即能完成，能缩短排放时间，提高效率，最长排放孔长度为38.4 m。此种排放方式时间最短，但排放横通道位于隧道拱顶上方，与出口平导高差较大;因此，出口平导需提前增大坡度上坡，且在排放完成后还需回填横通道及上坡段平导，由此产生的局部荷载不利于隧道结构的稳定，存在安全隐患。另外，为满足横通道施工、排放的需风要求，需单独在平导与横通道交叉处安装风机，供横通道施工及排放时使用。

通过对以上3种排放方式的研究分析，结合施工便利程度、通风及结构稳定性等因素综合考虑，建议新凉风垭隧道在穿越煤系地层地段距离较近的K7，K8和K9 3层煤时，采用排放方式1(即掌子面垂直的排放方式进行排放，先排放K8和K9煤层，再排放K7煤层，掌子面上布孔采用矩形行列结构)。由于现阶段新凉风垭隧道设计为初步设计，设计方案还没有得到实施、验证，本文仅做了方案比选，给出了适合于穿越多层距离较近的倾斜突出煤层的较优瓦斯排放设计方法，可为今后类似工程提供参考。

［1］ TB 10120—2002 铁路瓦斯隧道技术规范［S］.北京:中国铁道出版社，2002.(TB 10120—2002 Technical code for railway tunnel with gas［S］.Beijing:China Railway Publishing House，2002.(in Chinese))

［2］ 肖锡庄，罗迁.孙家寨煤层瓦斯隧道施工技术［J］.中外公路，2008(4):207－211.

［3］ 金强国.圆梁山隧道进口揭煤防突施工技术研究［J］.隧道建设，2004，24(5):63 －67.

［4］ 李伟，程远平，王亮，等.立井揭穿强突煤层的瓦斯排放孔设计及施工技术研究［J］.能源技术与管理，2008(4):57－59.

［5］ 中铁二院工程集团有限责任公司.新凉风垭隧道工程地质说明［R］.成都:中铁二院集团有限责任公司，2011.

［6］ 中铁二院贵阳设计研究院有限责任公司.新凉风垭隧道初步设计［R］.贵阳:中铁二院集团有限责任公司，2011.

［7］ 王学生.方斗山隧道揭煤施工技术［J］.西部探矿工程，2009(3):153－155.

［8］ 刘汉银.瓦斯突出隧道揭煤施工技术［J］.铁道建筑技术，2010(12):42 －46.(LIU Hanyin.Construction technology for cutting through coal seam in gas outburst tunnel［J］.Railway Construction Technology，2010(12):42 －46.(in Chinese))