1、xx高速公路xx段第4合同段xx寨瓦斯隧道专项安全施工组织设计方案一、工程概况xx隧道进口距乡村公路约200m，出口下方有乡村公路通过，交通较方便。隧道穿越孤立山体，隧道附近最高高程1488.00m，最低高程1254.201488.00m,相对高差约218m.隧道通过段高程为1390.301316。00m,相对高差74。30m，隧道进口地形稍缓，该段植被较发育，基岩出露较好，隧道出口山坡坡度约3045度，该段植被不发育,基岩零星出露。xx寨隧道为分离式隧道,隧道左幅里程桩号为ZK91+700ZK92+122,长422m；右幅里程桩号为YK91+697YK92+120，长423m。隧道左幅进出口2、地板高程1317.821305.99m，最大埋深61。90m；右幅进出口地板高程1318。061306.23m，最大埋深70.20m。单洞净宽10.25m，净高5m。设计荷载:公路-级；设计时速80Km/h。1.瓦斯参数（1）本次直接法测得C1、C2、C3、C4煤层原始瓦斯含量最大值分别为12。03m3/t、11。63m3/t、12.57m3/t、13。22m3/t，煤层瓦斯含量高.（2）本次间接法测得C1、C2、C3、C4煤层最大瓦斯压力分别为0.862MPa、0。886MPa、0。899MPa、0.878MPa，煤层瓦斯压力大。（3)本次测得C1煤层的瓦斯放散初速度指标pmax=14。653、，煤的坚固性系数fmin=0。42,煤的破坏类型为III；C2煤层的瓦斯放散初速度指标pmax=17.79，煤的坚固性系数fmin=0。37，煤的破坏类型为IV；C3煤层的瓦斯放散初速度指标pmax=15。21，煤的坚固性系数fmin=0.41，煤的破坏类型为III;C4煤层的瓦斯放散初速度指标pmax=12.03，煤的坚固性系数fmin=0。33，煤的破坏类型为IV。二、编制依据1、公路隧道设计规范JTGD70-2004;1、铁路瓦斯隧道技术规范TB10120-2002，J160-2002；3、煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ10262006）；4、煤矿瓦斯抽放规范(AQ10272006)；5、防4、治煤与瓦斯突出规定（2009）；6、石门揭穿煤与瓦斯突出煤层程序技术条件(MT/T9552005）;7、石门揭穿突出煤层震动爆破技术条件（MT/T958-2005)；8、公路隧道施工技术细则JTGF60-2009;9、爆破安全规程（GB67222011）；10、煤矿安全规程（2011年）；11、煤矿安全监控系统通用技术要求(AQ6201-2006）；12、矿山救护规程（AQ10082007）;13、矿井通风安全装备标准（GB/T505182010）。14、瓦斯隧道施工指南.15、中国矿业大学编制的xx寨隧道左洞探煤设计及成果报告、xx寨隧道右洞探煤设计及成果报告(2013。7）.16、中国矿业5、大学编制的xx寨隧道煤层瓦斯赋存参数测试报告（2013.7）.三、安全施工技术方案 31通风隧道掘进作业环境应符合下列卫生标准:坑道中氧气含量按体积计不应小于2O。二氧化碳浓度不超过0。5，坑道内温度不宣高于30.有害气体浓度中的一氧化碳(CO）不大于0。0024，二氧化氮（NO2）不大于0.00025，二氧化硫（SO2）不大于0。0005,硫化氢（H2S）不大于0。00066%，氨（NH3）不大于0。004。见表A。表A隧道内各种有害气体最高容许浓度表名称符号最高容许浓度（%）一氧化碳CO0。0024二氧化氮NO20.00025二氧化硫SO20。0005硫化氢H2S0。00066氨NH30。6、004粉尘浓度:含1O以上游离二氧化硅的粉尘,每立方米空气不得大于2mg,含1O%以下游离二氧化硅的粉尘每立方米空气不得大于4mg。由于该隧道存在煤层，主要的有害气体为瓦斯，如何降低瓦斯浓度并控制在0.5以下是确保施工安全的重要条件，而加强通风是稀释瓦斯浓度的最有效、最快捷的途径。隧道采用机械通风必须满足洞内各作业点所需的最大风量、风压。风量按每人每分钟供应4m3/min的新鲜空气计算，采用内燃机械作业时，1kw供风量不宜小于3m3/min。风速在全断面开挖时不应小于0。5m/s。3.1.1隧道掘进施工风量计算隧道需要的风量,须按照单个掘进工作面同时工作的最多人数、将瓦斯浓度稀释到0.5以下、7、隧道燃油用风量、隧道所需最低风速(0.5ms）以及稀释爆破排烟分别计算，采用其中的最大值。1、按单个掘进工作面最大班下井人数计算风量。隧道作业人员用风Q人=4NK，其中：4一每人需风量(m3/min）：N一最大班下井人数，取50人：K一风量备用系数，取145，计算得：Q人=290m3/min=4.83m3/s.2、按将瓦斯浓度稀释到0.5以下计算风量Q隧=100Q隧瓦K隧通/0.5其中：Q隧隧道风量;Q隧瓦隧道煤层绝对瓦斯渗出量;K隧通隧道瓦斯涌出不均衡系数取2。根据xx寨隧道左（右）洞探煤设计及成果报告以及xx寨隧道煤层瓦斯赋存参数测试报告，计算得出隧道掘进面瓦斯最大涌出量为6。65m3mi8、n。计算得：Q隧=1006。65m3min2/0。5=2660m3min3、隧道燃油用风量在装渣工序中，挖掘机、汽车燃油所消耗空气量根据挖掘机、汽车燃油的平均辛烷值和16烷值进行测算，装渣时按4辆载重汽车、二台挖掘机考虑，平均每分钟燃油所消耗空气量约为60m3。即隧道燃油用风量为：Q燃=60m3/min=1。0m3/s。4、以隧道中最低风速计算风量参照铁路瓦斯隧道技术规范TB101202002，J160-2002，及公路隧道施工技术规范JTGF60-2009,及煤矿安全规程2011,经过综合考虑，取隧道施工中最低风速不小于0.5m/s,因此，隧道最低风速用风量:Q=0。594.7=47.35m9、3/s=2841m3/min。其中:0。5-隧道中最低风速(m/s）；94。7-隧道一衬后的断面面积（m2）。因此，以隧道中最低风速计算风量的最大值为2841m3/min（47.35m3/s）。5、按稀释和排炮烟所需风量计算Q=19/t（)=1394m3min其中：t一放炮后通风时间，取30，min；G-单次爆破最大装药量，取120.9，kg；A一隧道断面面积，取94.7,m 2；L-最长通风距离,长距离隧道掘进时，炮烟在沿隧道流动过程中与空气混合，在未到达隧道出口时已被稀释到允许浓度出的距离称为临界长度，在这种情况下，L取临界长度，L=12.5GbK/(A2),本隧道最长通风距离L=423m10、；风管漏风系数,取5；b炸药爆炸时有害气体生成量，煤层中爆破取100，岩层中爆破取40;K紊流扩散系数。因此，按稀释和排炮烟所需风量计算的值为1394m3/min(46。6m3/s)。根据以上计算，隧道的最大风量为隧道中最低风速计算的风量值2841m3/min（47。35m3/s）。3.1。2通风设施1、连通横道由于隧道施工的特殊性，可以在适当位置施工连接左右隧道的连通横道，设置风门等设施.如有必要时，可打开风门作为巷道式通风的回风联络巷。2、测风站在隧道内每隔一定距离设置测风站,用于测量风速、温度、湿度、CH4、CO2等参数.3.1。3风机选型1、风机选型计算1)风机供风量Qj=（1+）Qm11、ax=1。0547。35=49。72m3式中：通风安全裕度，取5%；Qmax-最大需风量。2）风阻系数式中：L管道长度，m，取423；-通风阻力系数,(N s2/m8）；取0。0025d-风管直径。3）通风阻力损失及通风机风压: 设计风量应取风机风量与工作面风量的集合平均值：选用1。8m的风筒，风筒摩擦阻力为：H=RfQ2=847。5 （Pa）式中：Q风量。Ht=H+hv=847.5+=847.5+371.9=1219。4（Pa)在隧道进口端的左、右幅洞口外30m各安装一台型号为SDDYNO。13.0型,隧道专用三速对旋式大功率轴流式风机一台,电机功率1322kW，转速1480转min，风量112、8000012500070000m3h（3000-20831167m3min）；全压7000/3100/1300Pa。采用压入式向隧道内通风,隧道内风筒直径1。8m。根据风机选型计算,该主风机可以满足隧道煤层地段设计所需风量、全风压的要求。在二衬台车处隧道顶部瓦斯容易积聚,可以采用风筒导风稀释瓦斯，也可以从压风管路上安装胶皮软管(要对压风进行减压，控制压风流速），利用压风吹散瓦斯。这两种方法均可满足稀释瓦斯的要求。鉴于隧道停风后瓦斯等有害气体增加趋势明显，故采用24小时不间断通风。按照隧道内回风流中的最低风速0。5m/s计算,由此选择的风机配备的送风风筒（风筒直径1。8m)承受的压力一般，风筒13、内风速也比较适中,通风比较容易管理.2、通风方式：由于xx寨隧道最长掘进距离为423m，所以采用单向掘进，掘进工作面最长通风距离约为423m,左、右幅隧道掘进头均采用压入式独头通风。通风机实施专用变压器、专用开关、专用电缆。并安装“瓦斯电、风电两闭锁。风机布置见图A。Axx寨隧道通风系统及风机布置图压入式通风开挖工作面需风量和回风风量均由洞外轴流风机提供。3.1.4通风检测类仪器、设备配置根据煤矿安全规程，参照矿井通风安全装备标准，为了满足xx寨隧道通风检测的需要,对隧道通风检测类设备型号及数量进行配备，详见表B.表B隧道通风检测类设备配备表序号名称型号单位数量1高速风表EY11B便携数字式个14、42高中速风表AFC121个43微速风表DFA-3个44秒表机械式块45通风干湿表DHJ1个46干湿温度计DHM1个47空盒气压计DYM3个48双管水银压力表DYB3支49U型倾斜压差计AFJ150台1210皮托管AFP-6B支2411补偿式微压计BWY250台412矿井通风多参数检测仪JFY台83。1。5通风管理措施1、一般规定隧道过瓦斯地段施工期间，应建立瓦斯通风监测监控、检测系统，测定瓦斯浓度、CO2、CO、风速、风量等参数,配备便携式瓦检仪和光学瓦检仪。2、通风系统(1)采用压入式通风方式，风管管口距离掌子面的长度必须小于有效射程。（2）通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转。（315、）压入式轴流通风机和启动装置，必须安装在距洞口30m以外，且避开隧道口中心位置;并符合煤矿安全规程的有关规定。(4）选用防爆型压入式轴流通风机。必须采用抗静电、阻燃风筒，风筒必须吊挂平直，接头严密不漏风，破口及时粘补。（5）通风机必须采用专用开关、专用线路供电；也可采用装有选择性漏电保护装置的供电线路，通风机每天有专人检查,保证通风机可靠运转。（6）通风机除因检修、停电等原因停风外，其它均不得停风，停风时必须撤出隧道内所有人员，并制定专门的排放、抽放瓦斯措施。（7）隧道需要的风量，须按照单个掘进工作面同时工作的最多人数、将瓦斯浓度稀释到0。5以下、隧道燃油用风量、隧道所需最低风速（0。5ms）16、以及稀释爆破排烟分别计算，采用其中的最大值.（8）瓦斯隧道施工前,要根据勘测设计文件提供的隧道瓦斯最大涌出量、隧道长度、投入机械设备及人员数量等因素，考虑一定富裕系数,提前做好通风设计计算,确定施工通风风量,风速不小于0。5m/s，科学选配隧道施工通风所需风机、风管的性能和规格。确保隧道空气中的瓦斯浓度稀释到允许浓度以下.（9）隧道施工中,可采用压风导管吹风、引风等办法消除瓦斯聚集。（10）隧道在施工期间，应当实施连续通风，不得停风。因检修、停电等原因停机时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风机正常通风（包括备用通风机）前，不得自动启动.必须先检查通风机附近20m范围内的瓦斯浓度，当瓦斯浓度在017、.5%以下时，方可采用人工送电方式启动通风机.（11）排放高浓度瓦斯时,必须制定排除瓦斯的安全措施，应控制风流，使排出的风流在洞口处的瓦斯浓度不得超过0.5%，瓦斯流经路线必须停电、撤人、布岗。(12）施工过程中加强瓦斯隧道施工通风管理，对通风机械设备、通风管路要做到经常性维护保养和检查，降低通风系统的故障率、减少通风管路的漏风量，确保施工通风系统正常和通风效果。（13）瓦斯隧道施工通风设计计算选配通风机械设备要考虑设备故障因素,瓦斯隧道施工通风机必须采用双风机、双电源，即正常工作时的隧道通风机必须配备安装同等能力的备用通风机，并能自动切换。备用通风机电源必须取自同时带电的另一电源，保证正常通18、风.设两回路供电系统,并装设风电瓦电闭锁装置。当一路电源停止供电时,另一路电源应在10min内启动,保证风机的运转.注意保证施工通风供电线路的维护、管理和检修，必须配置柴油发电机及备用供电系统，避免因停电或供电线路故障时造成洞内瓦斯积聚或超限。（14）因停电、通风机械设备故障等因素造成的通风系统停止运行，在恢复正常通风后，对隧道上部、坍塌洞穴、避车洞等通风不良和瓦斯易积聚的地点,瓦斯浓度不得超过0。5,当检查超过此浓度时,应停止施工，撤出人员，切断电流，停止电动机运转或开启电器开关，进行局部通风处理后，由瓦斯检测员进行瓦斯检测,证实瓦斯浓度低于规定允许浓度，确认安全后方可恢复施工。（15)因工19、序衔接、施工组织等临时停工的施工地点不得停风,不得在停风或瓦斯超限的区域进行机械施工作业。（16)对施工通风系统或通风设施等出现异常时,如通风风筒脱节或破坏等，必须及时组织修复，尽快恢复正常通风。（17）发生瓦斯涌出、喷出的异常状况时,必须及时采取措施，尽快撤出施工人员,杜绝一切可能产生的火源,及时断电、加强通风,同时对隧道进行警戒，进一步研究考虑采取抽排瓦斯的具体安全措施。3.2隧道过煤层地段施工方法3.2。1施工原则煤系地段为IV级围岩，按二台阶开挖方法，在开挖过程中坚持对前方煤层“前探预测、预抽瓦斯、排放瓦斯、检测检验、安全防护”的掘进施工原则。先小后大分段开挖的程序。由于公路隧道断面较20、大，揭煤拟采用以拱型小断面先揭开煤层，对周边煤体进行突出验证,如有突出危险则补打瓦斯预抽孔，使煤层得到充分卸压；然后先右后左、先上台阶后下台阶,参照隧道开挖断面图，再开挖成型及时进行临时支护后，再作永久支护。在隧道煤系瓦斯地段施工必须严格按上述方法,并按防治瓦斯要求落实。图B隧道施工一般程序框图隧道各台阶开挖完毕后，及时进行围岩岩面清理，进行初喷C20砼，然后石碴进行清理,完毕后立即进行挂网锚杆钢支撑的架设和施工，再进行C20砼复喷.隧道施工程序见隧道施工一般程序框图B。揭煤施工必须遵循以下原则：（1）先探测后揭煤。必须先判明是否有煤层瓦斯突出的危险。（2）先处理后揭煤。必须预先进行防突处理或21、超前加固处理才能揭煤.3。2。2开挖施工方法1、xx寨隧道所揭煤层倾角56左右,断面较大,由于煤层与隧道斜交47-48，由于C1、C2、C3煤层之间间距较小,C3、C4煤层间距较大，本次揭煤分为两次揭开,第一次所揭煤层C1、C2、C3，石门揭煤长度为65.4m，第二次所揭煤层C4，石门揭煤长度17。8m。因两次揭煤长度较大，一次揭穿存在困难，所以第一次揭煤分13次采用中深孔爆破方式逐步揭开煤层,第二次揭煤分4次采用中深孔爆破方式逐步揭开煤层.每次揭煤结束，需加强通风对瓦斯的排放，爆破后都必须对煤层进行煤层突出性检测，若防突出指标检验合格，方可进行下一次打眼放炮作业。若有突出危险就要需重复采取瓦22、斯抽放措施，直到防突出指标检验合格，方可进行打眼放炮作业。每次揭煤都需断电撤人，远距离放炮,都要采用“四位一体”局部防突综合治理措施。爆破前，应编制相应的爆破作业规程。作业规程中明确规定每次揭煤过煤的炮眼布置参数与装药量多少，雷管参数等。具体施工方法见图C。2、采取用分上、下两个台阶施工,先施工上台阶小断面揭开煤层的措施，然后再逐个从上到下的方式刷大到设计断面。工作面刚揭开煤层，突出危险性较大时，需停止工作24小时，使煤体应力、瓦斯含量得到一定释放,再进行防突措施检验，无突出危险方可恢复掘进作业,进行小断面两侧断面扩大的施工。3、在施工中参照两阶段设计支护方式.揭煤前可施工超前小导管，维护顶板23、，小断面揭开后以局部拱架支护，上半部揭开后，以半圆拱型钢架全面支护,下半部两侧作柱腿锚固，按隧道支护规定完成全断面支护.4、隧道在进行小断面两侧断面刷大施工时,必须采取措施,防止在施工时发生煤与瓦斯突出，要先打预测钻孔，长度不得小于8m，进入煤层作业时，必须留有5m的最小超前距。两侧小断面施工,需分别进行，不能同时作业，以防止瓦斯事故和顶板跨落的危险。完成上台阶拱形支护后,再进行下台阶两侧小断面分块施工。xx寨隧道过煤层小断面分块施工顺序详见图D.其施工顺序为。图C 上台阶小断面揭煤施工进度图图D小断面的刷大施工示意图5、小断面施工，需分别进行，不能同时作业，以防止瓦斯事故和顶板冒垮的危险。完24、成上台阶拱型支护后，再进行下台阶小断面施工及最后刷大断面工作.6、在小断面的刷大施工中，每个拱型支架的间距应调为0。5米，以确保顶板安全.7、采用远距离爆破揭开突出煤层时，要求隧道工作面与煤层间的最小法向距离是：1.5米。如果岩石松软、破碎，应增加法向距离为2。5m。8、在揭煤工作面用远距离爆破揭开突出煤层后，若未能一次揭穿至煤层底板，则应当按照石门揭煤的方法重新揭煤，直至完成揭煤作业全过程.9、隧道揭穿厚度小于0.3米的煤层时,可直接用远距离的爆破方式揭穿煤层.按公路隧道施工原则，顶板揭开煤层易于支护，但底板要留足安全煤柱，由于煤层与隧道掘进面斜交，每次掘进爆破长度为5m，保留1。5m安全岩25、柱。对隧道底板应先作防突出预测及措施施工，使隧道底板瓦斯充分卸压，保证上台阶先过煤层时揭煤作业的瓦斯安全,揭开上台阶煤层后再揭开下台阶煤层，完成全断面揭煤作业。3。2。3隧道揭煤爆破工程xx寨隧道爆破工程应严格按照设计要求进行。在隧道进行岩层当中的掘进，应当严格按照岩层爆破设计方案要求进行施工。而针对揭煤及煤层掘进的爆破工程，设计以下爆破方案。左右两个隧道掘进工作面应当保持一定错位,即一个掘进工作面应当超前另外一个掘进工作面,超前距离建议控制在60m以上，避免相互形成不利影响。并且还应保证两个掘进工作面不得同时爆破，一个掘进工作面爆破时,同时撤出两个隧道内（掘进工作面）的工作人员至安全位置。双26、向对掘隧道的贯通,施工单位必须编制贯通作业规程并组织学习.在隧道贯通前40m，必须停止一个掘进工作面施工，只允许单个掘进工作面作业直至贯通.掘进工作面贯通爆破：（1）贯通时必须由专人在现场统一指挥，停止掘进的工作面必须保持正常通风，设置栅栏及警标，经常检查风筒的完好状况和工作面及隧道回风流中的瓦斯浓度,瓦斯超限时,必须立即处理。（2）必须加强隧道瓦斯检查，单幅隧道两个掘进工作面瓦斯超限严禁爆破，并采取措施处理。（3)贯通爆破前，临幅隧道掘进工作面当班也必须同时停电撤人，且隧道保持正常通风。（4）隧道贯通后迅速调整通风系统,并加强贯通处的支护，待隧道贯通处应力稳定后方可恢复掘进。1、爆破作业准则27、(1) 隧道开工前,爆破工必须经过地方公安部门的爆破培训和地方安全管理监管部门的安全培训，并取得爆破证和安全资格证，方能准许其担任爆破工作。(2) 安全培训必须由煤矿三级及以上的培训中心进行培训。爆破工必须相对稳定，对电爆破网络的连线工作及放炮器的掌握使用必须由爆破工负责，爆破工必须持证上岗,无证人员不得进行爆破作业。(3) 凡在含有瓦斯的地段施工，必须采用电力起爆。使用安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药、矿用电雷管、矿用放炮器。严禁使用火雷管(纸雷管）、普通导爆索或非电导爆管起爆。禁止放裸炮和使用黑火药，不准一次装药、分次放炮。(4) 瓦斯隧道爆破严禁使用瞬发电雷管.严禁使用导爆索、火雷管28、和秒管或半秒延期电雷管。在使用矿用毫秒电雷管时，最后一段的延期时间不得超过130ms。(5) 瓦斯隧道必须使用煤矿许用毫秒延期电雷管.使用煤矿许用毫秒延期电雷管时，最后一段的延期时间不得超过130ms，不同厂家生产的或不同品种的电雷管，不得掺混使用.不得使用导爆管或普通导爆索,严禁使用火雷管.(6) 起爆联网母线采用橡胶套电缆线。放炮母线和连接线（或直接连到电雷管脚线）必须相互扭紧并加缠胶布悬挂，不得与轨道、金属管、钢丝绳等导体接触。放炮母线同电缆线应分别挂在巷道的两侧。必须挂在同一侧时，放炮母线必须挂在电缆线的下方,并应保持0.3m以上的距离。(7) 严格按照现行国家标准爆破安全规程及部标煤29、矿安全规程的有关规定进行放炮。并严格执行“一炮三检制度和“三人联锁”放炮制(瓦斯检测员、班长、放炮员三人同时在场)。瓦斯检测员只有在检测甲烷的浓度在0.8以下，才允许装药、放炮，才能将放炮器的钥匙交给班长;班长检查有关人员、机械撤至警戒线以外后，再将放炮器钥匙交给放炮员；放炮员在接到钥匙后方能打开放炮器进行联网，发出放炮信号至少等5秒钟后才起爆。(8) 在每次钻眼前、装药前、放炮前，均必须在距放炮开挖面20m以内进行瓦斯含量测定.此项工作应以工班爆破小组为主，并会同瓦斯检测员共同进行，检查后写成记录共同签认.(9) 有下列情况之一时,禁止装药放炮:放炮区20m范围以内甲烷浓度达到0.8;主扇或30、局扇停止运转时；人员及机具未撤离至安全地点和未发出放炮信号;该设警戒而未设警戒的;导坑断面被堵塞三分之一以上时；炮眼内发现异常状态、温度忽髙忽低、有显著瓦斯涌出等情况时.(10) 在瓦斯地段爆破时，必须采用正向爆破（先装被起爆药包,后装起爆药包，使传爆方向转向眼底)。装药前先用高压风管吹洗钻孔内的甲烷、岩（煤)屑,或者用木（竹）棍来回捅34次,直至把甲烷引出扩散后，再立即装药。(11) 瓦斯地段炮眼封口时,可加工塑性性能较好的砂黏土或黏砂土之类的混合物制成的泡泥，使用水泡泥，它还具有消烟、消焰及除尘的作用。禁止使用纸屑、石屑作炮口堵塞。关于炮眼深度及堵塞长度应符合下列要求:炮眼深度不得小于0。31、6m；炮眼深度为0.61.0m时，炮泥封堵长度不小于炮眼深度的二分之一；炮眼深度超过lm时，炮泥封堵长度不小于0。5m;炮眼深度超过2。5m时,封泥长度不得小于1m。(12) 应采用光面爆破，以减轻爆破对围岩的扰动，保持围岩的完整性及其表层的平顺性,从而利于瓦斯驱散。(13) 所有开挖工作面均应设置质量良好和数量充足的喷雾洒水设备，并按规定由专人掌握使用,装碴前应冲洗岩边、碴堆,防止粉尘飞场.(14) 在放炮后经过不短于30min的通风后，应先由开挖班长、瓦斯检测员、找顶工及工班安全员进行检查.当确认瓦斯含量在0。5以下，并消除其他不安全因素后,方可撤除警戒，继续工作。(15) 严格执行当班领32、用炸药审批制度，做好炸药、雷管的领退登记手续。没有当班审批计划时不发、变质炸药不发。未用完的炸药、雷管必须当班退库。炸药、雷管的领用、运输、保管必须有加锁的炸药箱、雷管箱。炸药、雷管必须分开装箱运送。2、爆破揭煤隧道工作面揭煤层从距突出煤层顶板的最小法向距离5m开始，到穿过煤层进入底板2m（法向距离)的过程均属于揭煤作业。（1)隧道工作面揭穿突出煤层的设计应当包括下列主要内容：1)隧道揭煤区域煤层、瓦斯、地质构造及巷道布置的基本情况；2）建立安全可靠的独立通风系统及加强通风风流的措施；3)控制突出煤层层位、准确确定安全岩柱厚度的措施,测定煤层瓦斯压力的钻孔等工程布置、实施方案；4）揭煤工作面突33、出危险性预测及防突措施效果检验的方法、指标，预测及检验钻孔布置等;5）工作面防突措施；6）安全防护措施及组织管理措施；7）加强过煤层段巷道的支护及其他措施。（2)编制具体作业规程和施工措施,揭煤作业应当具有相应技术能力的队伍施工,并按照下列作业程序进行：1）探明揭煤工作面和煤层的相对位置； 2)在与煤层保持5m垂距的位置进行工作面预测;掘进至远距离爆破揭穿煤层前的工作面位置（距煤层1.5m垂距），采用工作面预测或措施效果检验的方法进行最后验证；3）工作面预测有突出危险时,采取工作面防突预抽孔措施；4）实施工作面措施效果检验；5)采取安全防护措施、隧道人全部撤出、隧道内全部电气设备停电，采用远距34、离爆破揭开煤层；6)在岩石巷道与煤层连接处加强支护。（3）小断面揭煤爆破图在隧道工作面距煤层保留1。5m垂距岩柱时，实施揭煤爆破作业。现按粉砂岩、泥质粉砂岩，岩石硬度系数f=5，煤层厚度1.5m设计，现场应据岩石性质、煤层变化确定增减炮眼个数及装药量.依据煤矿施工手册的相关规定，爆破设计参数计算如下（隧道分上下2个台阶开挖，由于上台阶先爆破，基本释放了下台阶爆破时的煤层瓦斯突出应力，下台阶施工时较为安全，因此，本设计只对上台阶断面爆破进行了设计.由于煤层与隧道掘进面斜交，先设从左端揭煤,在分段掘进直至进入煤层底板2m完成揭煤.小断面揭煤爆破炮眼布置示意见下图E及炮眼参数表B。炮眼个数参照下经验35、公式N= = 54。63.3=76（个)式中：N炮眼个数，个S-揭煤断面积，m2f岩石硬度系数,取5台阶小断面揭煤实际布置炮眼总数76个。（2）单位装药量计算q=（1.68Kmf1。2)/S0。75=1。122kg/m3式中：q单位装药量，kg/m3； Km-煤层厚度影响系数,取0。95；（3）爆破进尺爆破进尺设计5m。（4）爆破体积计算V=Sl=21m25m=105m3（5）总装药量计算Q= V q=105m31.122kg/m3=117。81kg。实际装药量为120。9kg，比设计多装药3.1kg。图E小断面揭煤爆破炮眼布置示意图表B炮眼参数表炮眼名称炮眼编号炮眼角度（）延期时间（ms）眼36、深(m）雷管数量(发)每眼装药量（kg）组装药计（kg）起爆顺序水平（）倾角（）单孔合计掏槽眼1、41305。224242、51005。224243、61305。224247、80005。22424辅助眼92000255.02241.821。6213560255。01151.827363800505.01131。823。5底眼6676091005.02221.920.9周边眼3965126755。01170。711.9合计107120。9周边眼布置在巷道轮廊线内0.05m，底眼眼口比巷道底板高出0。2m，以利于钻眼，眼底位于底板以下0。1m。选用煤矿乳化炸药,标准药卷规格长为150mm，单卷药37、重20Og;雷管为毫秒延期电雷管.雷管最后一段的延期时间为100ms.不超过规定的130ms.两节雷管的炮眼，第二节雷管放在第5节炸药后。3、爆破器材、掏槽形式、装药结构、联线方式根据煤矿安全规程规定，本段施工选取用炸药必须使用煤矿乳化炸药,雷管必须使用煤矿许用毫秒延期电雷管（15段)，掏槽眼为1段,辅助眼为2段、3段，底眼为4段，周边眼为5段。根据表表B,最后一段的延期时间为100ms,不超过130ms.（1)爆破器材1)雷管电阻：煤矿使用毫秒电雷管,总延期时间控制在130毫秒内，采用15段毫秒电雷管，单发雷管电阻不超过6.3欧。2）母线电阻:根据煤矿安全规程要求,放炮母线必须采用绝缘的二芯38、（铜芯）小电缆线（严禁使用胶质线），单回路爆破。放炮母线必须避开一切带电或导电物体并悬挂好。爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与轨道、金属管、金属网、工作台架等导电体相接触。母线电阻由下式计算：R=P(L/S)式中：R-母线电阻，欧；P母线电阻率，P=0。0184;L母线长度，L=16002=3200m；S铜芯线面积，S=4mm2；计算得：R=0.0184（3200/4）=14。72欧3)爆破网络总电阻：R总=HY+R式中：R总爆破网络总电阻，欧；H雷管总个数，H=107个;Y-单发雷管电阻,Y=6.3欧;R母线电阻，欧;计算得：R总=1076。39、3+14。72=688。82欧。4）发爆器：设计采用发爆器型号为MFB-200，额定引爆雷管为200发，额定负载电阻1220欧,峰值电压2500V.5）爆破网络总电流：I=V/R总=25000。7/688。42=2.54(A)经计算:爆破网络总电流2.54（A），爆破网络总电阻小于发爆器电阻1220欧，故设计合理。6)雷管及放炮母线的测定要求：对每个雷管及放炮母线都必须进行测试，单管全电阻不大于6.3欧,每分段所选用的雷管电阻差控制在0.2欧以内,使用同厂、同期、同类型的雷管.放炮母线使用后，要升井干燥；在井下要放在干燥安全地点，并定期作电阻测定和绝缘性能测定。（2)掏槽形式楔形掏槽。(3)装40、药结构炮眼采用标准药卷（20）连续正向装药结构,严禁反向装药.参见下图3-32。（4)炮眼联线方式 :采用串并联,同一个炮眼内的雷管（2发及以上)采用并联，炮眼之间采用串联。最后一段的延期时间不得超过130ms。图F炮眼装药结构示意图4、打眼、爆破安全技术措施(1）一般规定1)隧道工作面装药、联线、放炮,必须由专职放炮员担任，放炮员必须由经三级以上安全培训机构培训合格并取得合格证的人员担任,并坚持持证上岗；2）项目部必须建立爆炸物品的领退制度,领用炸药、雷管必须由专职放炮员进行，并坚持分装分运；进入工作面后应分装于炸药箱内并加锁；3）严格执行领退制度。当班未用完的炸药、雷管必须经班组长、瓦斯检41、查人员现场签字后交回炸药库，严禁私藏、乱扔、乱放；4)严格执行“一炮三检查”(每炮检查三次：装药前、爆破前、爆破后要认真检查爆破地点的瓦时，瓦时浓度超过0.8时不准爆破）和“三人联锁放炮制”（瓦斯检测员、班长、放炮员三人同时在场);放炮器必须统一管理、发放;必须定期校验发炮器的各项性能参数,并进行防爆性能检查，不符合规定的严禁使用；5）工作面迎头与回风流必须24h分别悬挂两台便携式瓦斯检测报警仪,即上台阶正头两台,回风流两台，共4台。6)爆破必须使用煤矿乳化炸药，使用电雷管为煤矿许用毫秒延期电雷管，延期时间不得超过130ms.放炮所用雷管提前进行导通试验，测定其电阻值，同一段的雷管其误差不大于42、0。2欧姆.7）远距离爆破揭开煤层，爆破30min后，由救护队负责进入检查，无异常后，由工区技术负责人、安全员、瓦检员、班队长进入工作面进行检查，确认无不安全因素后,才能恢复作业.（2)打眼1）进入隧道掘进工作面进行打眼前，瓦斯检查员必须进行工作面瓦斯检查，只有工作面瓦斯浓度在0.8以下时，方可由班组长、安全员进行安全检查，确定掘进工作面无其它安全隐患时，才能进行打眼前的准备工作,若发现有安全隐患时必须先进行处理；2）班组长佩带便携式瓦斯报警仪，以便及时掌握瓦斯变化情况；打眼前必须对打眼工具、设备、风管等进行详细检查，发现问题时必须找专职电钳工进行维修，只有经处理好后方可进行施工；3）打眼前必43、须严格按照现场编制的爆破图表要求进行打眼,掌握好炮眼的布置方式及数量;4)采用风钻打眼时，着装必须整洁，袖口扎紧，领钻杆人员严禁戴手套，预防绞伤人员;打眼人员必须站在风钻的侧面，防止断钎伤人;5)采用风钻打眼时，严格按照打眼工技术操作规程组织施工;打完眼后应将风钻及风管移至放炮崩不到的安全地方保护好；6)在操作台上进行打眼，操作台必须稳固、可靠，人员必须系保险带;操作台防护网以外严禁有人作业或站立，防止松动矸石或打眼时断钎造成人员伤害。7）对于已经打的瓦斯抽放钻孔及效果检验钻孔，在布置炮眼时若可以利用的则利用，若不能利用的则进行封堵，避免有空眼.（3）装药1）必须根据当班的炮眼数量进行引药制作44、，制作引药时必须在支护完整、顶板完好、并避开一切带电或导电物体的地方进行，严禁在炸药箱上制作引药；2）装药前必须先将炮眼内的煤（岩）粉清除，装药时必须使用木质炮棍，严禁用塑料制品或其它物品代替专用炮棍;3）装药采用正向装药（正向爆破）；装药时按照编制的爆破图表规定的装药数量使用木质炮棍将药卷轻轻送入炮眼内，使药卷彼此密接；每个炮眼至少装入2个水炮泥，剩余部分必须用黄泥充填满炮眼。4）炮眼深度和封泥符合煤矿安全规程2011第329条：炮眼深度小于0。6m时，不得装药放炮；炮眼深度超过1m时,封泥长度不得小于0.5m；炮眼深度超过2。5m时，封泥长度不得小于1m；每个炮眼装完药后必须将雷管脚线扭结45、；爆破采用串并联的联线方式。5）有以下情况严禁装药、爆破：A、爆破地点附近20m范围内及回风流中瓦斯浓度达到或超过0.5%时;B、炮眼内发现异常,温度忽高忽低，有异常瓦斯涌出，岩体松散等情况；C、隧道工作面供风量不足。（4)联线联线方式：串并联.联线应符合煤矿安全规程2011第334条规定.1）放炮母线必须避开一切带电或导电物体并悬挂好。爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂,不得与轨道、金属管、金属网、工作台架等导电体相接触；2）母线与电缆、信号线应分别挂在隧道的两侧，如需挂在同一侧，爆破母线必须挂在电缆的下方，井应保持0.3m以上的距离，严禁出现明接头46、;3)联线进行放炮前必须停掉隧道工作面设备的电源，同时开启喷雾洒水降尘装置，然后进行放炮：4）爆破前，爆破母线终端必须扭结成短路.5）爆破前，脚线的连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破工进行。爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准爆破工一人操作。（放炮联线方式为串并联）联线时瓦斯检查人员必须在现场。(5）放炮1）放炮必须使用煤矿专用发炮器（型号为:MFB-200），严禁用其它物件代替专用的发炮器;2）装填炸药时，为了避免差错，应按设计将炮眼编号挂牌，凭牌取药，记录员检查对照，记录校核数据。3)必须对电爆网路全电阻进行检查，确保爆破正常。4）放炮前，班组长必须清点人数，在确认无误及警戒范47、围内无任何人员后,通知放炮员进行起爆，爆破工接到起爆命令后，必须先发出爆破警号,大喊三声“放炮”，至少再等5s，方可起爆。5)远距离放炮只准一次装药,一次放炮，打眼与放炮不得平行作业，全部炮眼必须填满炮泥，严禁使用无炮泥爆破。所有非爆破孔必须用黄泥等不燃材料充填至眼口。6）爆破时，必须切断隧道内一切电源,撤除人员，隧道口附近5Om范围内严禁行人与行车。并在隧道口左右入口处警戒挂牌。7）每次装药放炮由工区技术负责人统一指挥,并由安全员员在隧道口外监督.8）远距离爆破前必须有超前支护至隧道迎头（掌子面)。9)进行远距离爆破时，上台阶应一次性全断面揭开煤层。如果放炮第一次未能按要求全断面揭开煤层,在48、掘进剩余部分（包括掘进煤层和进入顶板2m范围内）时，第二次爆破必须按照远距离放炮的安全要求进行放炮作业。10）在施工过程中，加强敲帮问顶，发现突出预兆及其它异常情况，必须立即停止作业，撤出人员，并向工区负责人汇报。11)通电以后拒爆时，爆破工必须先取下把手或放炮器钥匙，并将爆破母线从电源上拆开,扭结成短路，至少等5min，才可沿线路检查，找出拒爆原因。12）工作面发生拒爆、残爆时，按煤矿安全规程第342条规定必须在班组长指导下进行处理，并应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。处理拒爆时，必须遵守下列规定：a、由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆；49、b、在拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆眼平行的新炮眼，重新装药起爆；c、严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管，不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深。严禁用打眼的方法往外掏药.严禁用压风吹拒爆（残爆)炮眼；d、处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管；e、在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。13）放炮后，待隧道工作面的炮烟被吹散，经班长、放炮员、瓦检员共同对隧道工作面通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、爆破等进行检查，无异常方可恢复作业。5、顶底板管理制度隧道断面较大，按两阶段初步设计,采用台阶分步法开挖作业。(1）严格执50、行敲帮问顶制度：开工前，班组长、安全员必须对工作面安全情况进行全面检查，确认无危险后，方准人员进入工作面施工。工作中，随时进行敲帮问顶。（2）隧道掘进工作面严禁空顶作业，临时支护必须紧跟迎头；在松软的煤、岩层或流砂性地层中及地质破碎带掘进巷道时，必须采取前探支护或其它措施；在坚硬和稳定的煤、岩层中，确定巷道不设支护时，必须制定安全措施。6、施工管理制度（1）交接班制度1）严格执行交接班制度:开工进入工作面前，上一班班长必须将本班工作面生产、安全情况与下一班班长进行详细交接。2)进行交接班时,上一班班长必须将本班工作面生产、安全隐患及需要解决的问题向下一班班长进行祥细交接清楚，并将需要整改安全隐51、患的措施提供给下一班班长。（2)领导跟班制度1）领导跟班重点帮助解决本班安全及影响生产的实际问题，保证在当班安全的条件下完成生产任务.2）遇有威胁施工生产安全的事件，及时组织职工按照灾害预防处理计划及应急救援预案规定按人员撤出路线组织职工安全撤出灾区。3.3隧道过煤层段瓦斯治理方案3。3.1防止瓦斯爆炸措施1、防止瓦斯积聚（1）隧道在施工过程中，瓦斯积聚分为空洞积聚和层状积聚，可能出现瓦斯积聚的部位有：隧道冒落空洞处、隧道严重超挖处、隧道顶部、隧道拱开挖与初衬砌交接处等地点。(2）在隧道施工中可采取防止隧道顶部瓦斯层状积聚的主要措施有：提高光面爆破效果，使隧道壁面尽量平整,既可减少瓦斯积聚空间52、,又可减少通风阻力，达到通风气流畅通。隧道施工后及时喷混泥土封堵岩壁的裂隙和残存的炮眼，减少瓦斯渗入隧道.增大风速，防止瓦斯积聚。向瓦斯积聚部位送风驱散瓦斯。（3）在隧道施工中，瓦斯空洞积聚多发生在隧道塌方处、隧道严重超挖处等地点，可采用向空洞内送风的方法驱散瓦斯，防止瓦斯积聚在瓦斯空洞积聚处（如塌方处）附近的风筒上加“三通”或安设一段小直径的分支风筒，向瓦斯积聚处送风,排除积聚的瓦斯。也可采用在高压风管上接出分支软管,并在支管上安装减压喷嘴，利用压风将空洞内积聚的瓦斯排除。（4）施工时充分考虑煤层条件、采空区条件、地质构造、水文条件、瓦斯情况、老窑情况等.（5）加强通风管理，必须使用机械通风53、，严禁扩散通风,风筒符合要求，临时停工不得停风.(6）建立健全瓦斯管理制度。（7）严禁出现没有通风、长度大于6m的盲巷。2、防止瓦斯超限（1） 配备专职瓦斯检测员,经常检查。（2） 掘进队长、技术负责人、爆破工、班长、安全员、流动电钳工在施工现场都必须配带便携式甲烷检测仪，瓦斯检查工必须配带光学甲烷检测仪,防治瓦斯超限。并密切注视煤与瓦斯突出预兆,当发现有突出预兆，工作面必须立即停止工作，撤出人员。（3） 必须有合理,掘进可靠的通风设施，保证工作面有充足风量和合理风速，不能有麻痹思想。3、防止瓦斯燃烧（1)防止明火洞口及通风机附近20m以内不得有烟火、或用火炉、电炉取暖。严禁携带烟草、点火物品54、和穿化纤衣服入隧道。隧道内禁止使用电炉或灯泡取暖。在瓦斯隧道内从事电焊、气焊等工作时，必须制定安全措施，报项目部批准，并配有瓦斯检查员及安全负责人监督施工。在从事电焊、气焊等工作时地点前后各20m范围内,风流中瓦斯浓度不得大于0。5%,并不得有可燃物，两端应各设一个供水阀门和灭火器，瓦斯检查员必须在作业点值班,佩带光学瓦斯检器，随时检查瓦斯浓度，并佩带便携式瓦斯报警仪。安全员及当班负责施工管理人员在场负责监督，佩带便携式瓦斯报警仪。并在作业完成前由专人检查，确认无残火后方可结束作业。严禁在隧道内存放汽油、煤油、车辆、变压器油等.（2）防止电气火源电气设备符合煤安防爆要求。防雷、防短路。电缆接头55、严禁有“鸡爪子”、“羊尾巴和明接头。修理开关、接线盒等不准带电作业。隧道内不准拆开、敲打、撞击矿灯.（3）防止放炮火源严格炸药、爆破管理。使用安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药、煤矿许用用毫秒延期电雷管。炮眼深度、装药量、水炮泥、封泥等符合规程规定。爆破母线、接头符合规程规定。禁止放明炮、糊炮。严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度.(4）加强其它火源的治理。隧道过煤层地段防止撞击、摩擦等火花。4、防止瓦斯爆炸事故的扩大制定“瓦斯燃烧爆炸事故应急救援预案，明确编制目的、依据、原则，成立机构，明确职责，并作好下列各项工作：（1)应急准备1）危险源辩识确认隧道通风量不足，瓦斯积聚遇明火时存在56、瓦斯燃烧爆炸重大危险源。隧道拱顶坍塌处回填不密实形成的空洞积聚超限瓦斯遇明火存在瓦斯燃烧爆炸重大危险源。掌子面或其它地方瓦斯超限遇明火引起瓦斯爆炸。2）预防措施认真贯彻执行国家有关安全生产的法律、法规，建立完善瓦斯隧道安全管理规章制度。瓦斯隧道应设计施工通风方案，采取有效措施，加强通风管理，防止瓦斯聚积.瓦斯隧道，施工前必须对所有参加隧道的施工人员进行瓦斯知识和防止煤尘、瓦斯爆炸事故的安全教育培训。任何人员进入隧道必须接受安全人员的检查，严禁将烟火和其他可能自燃的物品带入洞内。在瓦斯设防段，采用矿用防爆型，严禁带电安装、维修、检查各种电器设备，严禁在洞内已敷设电缆上临时装电灯或其他设备.建立瓦57、斯巡检制度，瓦检员必须按设计的巡检线路对各工作面瓦斯浓度进行巡回检查，对于隧道含煤区段的掘进，瓦斯检查员应跟班经常检查瓦斯。并将瓦斯检查的结果记入瓦斯牌板,下列工作面瓦斯浓度达到限值时必须处理：A、开挖作业面风流中瓦斯浓度达到1%时，必须停止工作，切断电源进行处理。 B、电动机附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1时,必须停止运输、切断电源、进行处理，对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到0。5%以下时，方可手动送电启动. 当发现具有瓦斯突出先兆或瓦斯浓度超过允许浓度值时,必须立即将作业人员撤至安全地带（洞外),同时切断电源，加强通风观察、检测，直至检测瓦斯浓度降至安全值以58、内时，方可派瓦检员进洞检查,同时做好瓦斯再次出现聚集的应对方案。对抢险人员进行有关应急救援知识、瓦斯隧道安全技术操作规程等安全知识、医护知识培训.(2）应急措施1)当洞内发生煤尘、瓦斯爆炸后,洞内作业人员应立即采取自我防护措施,使用随身携带的自救器迅速撤离事故现场至隧道外.2）切断电源，防止煤尘、瓦斯的再次聚集造成二次爆炸.3）将事故情况立即上报项目应急领导小组，项目应急领导小组接到报告后,立即启动应急抢险救灾程序,积极组织人力、物力、财力进行援救工作，降低或减少灾害损失,如自身无力进行援救工作,应及时向地方政府和上级应急救援领导小组报告,请求紧急救援，同时做好相应的配合救援的各项准备工作。459、）当抢救出伤员时，由医务人员及时诊断其伤势情况，以“先重后轻”的原则进行抢救，当受伤人员中有窒息者时，应及时进行人工呼吸。烧伤人员必须在医生的指导下进行治理,切不可乱涂乱洗，以免加重伤势.根据现场情况,及时将伤员送往就近医院进行抢救治疗。3。3。2防止瓦斯喷出措施大量承压状态的瓦斯从肉眼可见的煤、岩裂缝中快速喷出的现象叫作瓦斯喷出。由于瓦斯喷出在时间上的突然性与空间上的集中性，所以它对矿工生命安全的威胁是很大的。它一旦发生可能造成局部地区甚至整条隧道充满高浓度瓦斯致使人员窒息、遇有火源时可能引起瓦斯爆炸，或火灾事故。1、瓦斯喷出的分类及其特点根据喷瓦斯裂缝显现原因的不同，可分为地质洞缝和采掘地60、压形成的两大类。（1）瓦斯沿原地质构造洞缝喷出这类喷出大多数发生在地质破坏带、石灰岩溶洞裂缝区。这类喷出的特点是,喷出的瓦斯流量较大持续时间较长,无明显的地压显现预兆，掘进巷道的瓦斯喷出一般位于工作面迎头周围。喷瓦斯的裂缝与储气层（溶洞,砂岩、煤层等)或断层破坏带相通。(2）瓦斯沿隧道中的裂缝喷出这类喷出是在地压和瓦斯压力联合作用下发生的。其特点是喷出发生前，伴随有地压显现效应，出现多种显著预兆.例如，巷道与工作面的压力增大，支架响声、掉碴、煤岩开裂、支架折断等；喷出瓦斯持续的时间较短,喷出瓦斯量与卸压区面积及其瓦斯贮量有关.2、瓦斯喷出的防治（1)第一类瓦斯喷出的防治方法1）加强地质工作。在61、预测有第一类瓦斯喷出危险的区域内,必须加强地质工作。隧道施工前一定要设法探明地质情况,通过前探钻孔查明隧道掘进前方的地质构造、溶洞裂缝的位置分布及其瓦斯储量。并做好地质编录工作,为以后的隧道施工提供依据。2）撤出作业地点所有人员，采用瓦斯排放方法或安装抽放管路抽放瓦斯等方法处理瓦斯喷出。3)加强通风管理有喷出危险的工作面要搞好通风管理和严格瓦斯检查制度，防止风量不足或者瓦斯超限。（2)第二类瓦斯喷出预防方法：1)搞好地质工作。除查清地质构造外，还应掌握层间岩性与厚度的变化，邻近层的瓦斯压力与瓦斯含量，地压的大小与顶底板活动规律等.2)根据初期卸压面积估算卸压瓦斯量。按照这个瓦斯量、瓦斯喷出危险62、性以及层间距确定抽放卸压钻孔的数量及孔位。3）加强职工业务培训，人人掌握瓦斯喷出预兆,配备自救器(隔绝式），安设压气自救系统，熟悉避灾路线与自救系统的器材使用方法。4）搞好工作面通风,加强瓦斯检查,掌握瓦斯涌出动态与抽放瓦斯动态，以便作好瓦斯喷出的预报和预防工作。3。3。3地质构造带、瓦斯异常区管理措施隧道过煤段处于一背斜构造,需做好地质的勘探与编录工作，做好瓦斯的检查,实施“五位一体”现场管理措施：（1） 地质人员加强地质构造预测预报，及时提供预测预报资料；（2） 打钻人员在钻进过程发现异常时，立即停机，及时记录；（3） 掘进人员发现地质、瓦斯异常时，立即停止掘进；（4） 监控人员保证在瓦斯63、超限时立即切断掘进巷道内的电源;（5） 瓦斯检查人员发现瓦斯异常时，应立即撤出人员。3。3.4隧道过断层安全管理措施受区域构造影响，场区发育断层Fx、F1、F2、F3及F4，Fx断层近东西走向，产状为16375，为区域逆断层,与线位近似平行；F1断层近东西走向，产状23670，为正断层，走向与隧道斜交于ZK91+795（YK91+809)；F2断层东西走向，产状18170，为正断层，位于隧道左侧，未与轴线相交，最近端距轴线约有75m；F3断层北北西走向，产状22975，为逆断层，与隧道轴线斜交，交于ZK91+912（YK92+002）附近，交角约为45，断层上盘产状16530,下盘产状180164、0；F4断层北北东走向，产状32770，为正断层，与断层F1相交。隧道中段岩层综合产状为18010，隧道出口段岩层综合产状16530，主要的三组节理产状为26585，12075，5070,1060.断层F1、F3通过隧道洞身，受断层影响，洞身岩体破碎。F5于隧道左侧通过,与F3相交。F6与隧道出口冲沟穿过，两端与F1、F2相交.为了确保掘进工作面在遇到断层时的施工安全，减少不必要的损失,需做好地质勘探探明断层，在过断层时需提前做好煤层的勘探工作，探测断层是否含有煤层，若发现有煤层，需做好煤层的瓦斯防治工作，以免过断层时出现煤层瓦斯事故等灾害。1、掘进工作面在距经地质勘探探明、图纸上标有的断层565、0米时，必须停止掘进进行打钻钻探，主要是进一步探明断层的产状要素、煤层、瓦斯赋存情况和富水情况.若发现煤层，需检测煤层的瓦斯含量及瓦斯压力，做好防突措施。2、符合继续掘进的条件时，方可继续掘进。3、必须加强掘进工作面的支护，隧道道内严禁有失效支架.4、必须加强水的管理,掘进时保证隧道排水的畅通。做好疏排水的工作。5、必须加强通风管理，保证风量满足要求,专职瓦斯检查员对隧道掘进工作面进行瓦斯检测,一旦异常必须立即停止掘进,先处理后施工。6、架U型棚掘进的巷道,必须提前20米进行锚喷，或用电焊的方法将巷道内的支架连成一体，增加巷道支架的整体稳定性.7、必须严格执行“敲帮问顶”制度，发现突出预兆及其66、它异常情况，必须立即停止作业，撤出人员，并向工区负责人汇报.8、班班有副队长以上干部在此处跟班作业，负责该处的施工安全和工程质量。9、必须安排专职安全员对该处进行安全检查.10、揭露断层后当班班长负责及时进行汇报。11、过断层破碎带采用小导管超前支护顶板或短掘短砌方法施工。3.3。5防治煤与瓦斯突出措施3。3。5。1隧道揭煤防突施工方案由于隧道C1、C2、C3、C4煤层瓦斯压力大，瓦斯含量高，隧道在生产过程中必须将综合防突措施、瓦斯的综合治理作为安全工作的重点，切实采取有效措施,使煤层瓦斯压力降到0.74MPa以下或煤层瓦斯含量降至8C3/t以下，防止瓦斯事故的发生。1、揭煤、防突施工作业流程67、见图G图G揭煤防突施工流程图2、揭煤防突施工步骤根据防治煤与瓦斯突出规定(2009）第六十二条要求，隧道掘进工作面从距突出煤层底(顶)板的最小法向距离5m开始到穿过煤层进入顶（底）板2m(最小法向距离）的过程均属于揭煤作业.揭煤作业应当具有相应技术能力的队伍施工,并按照下列作业程序进行：（1）探明揭煤工作面和煤层的相对位置;（2）在与煤层保持适当距离的位置进行工作面预测；（3）工作面预测有突出危险时,采取工作面防突措施；（4）实施工作面措施效果检验；（5）掘进至远距离爆破揭穿煤层前的工作面位置（最小法向距离），采用工作面预测或措施效果检验的方法进行最后验证；（6）采取安全防护措施并采用远距离爆68、破方法揭开煤层和穿过煤层;（7）在岩石隧道与煤层连接处加强支护（特殊支护).(8）隧道工作面从掘进至距突出煤层的最小法向距离5m开始，必须采用物探或钻探手段边探边掘，边检测，保证工作面到煤层的最小法向距离不小于远距离爆破揭开突出煤层前1。5m的最小垂距.3、开挖方式（1）台阶式施工整个隧道揭煤施工参照xx高速公路贵州境xx段第4合同段xx寨隧道施工图设计进行开挖步骤。但需按小断面揭煤，逐渐扩大后，达到高速公路隧道施工断面要求,并实施超前小导管支护、拱型钢梁支护及永久支护。(2）对隧道中煤层及煤真厚度超过0。3m的其它经预测预报有突出危险的煤层，在上台阶按拱形小断面进行揭煤，从距煤层法线5m开始69、，进入煤层顶(底)板2m，为揭煤全过程；当小断面进入煤层顶板（底)2m，经突出检验确认无突出危险以后，然后再扩至上台阶施工断面的要求。上、下台阶按5m左右交替作业.揭完煤层后，方可按正常隧道断面施工。（3）隧道工作面断面较大,采取小断面先揭开，揭开煤层之后，按上台阶中、左、右，下台阶左、右、中逐个断面扩大的措施，完成全断面施工作业。在过煤段遇到煤线或接近地质破坏带时，必须有专职瓦斯检查工经常检查瓦斯,发现瓦斯大量增加或其他异常时,必须停止掘进，撤出人员，进行处理。厚度大于0.3m的煤层要按照防治煤与瓦斯突出规定的局部“四位一体防突措施执行。3.3.5。2煤层的超前探测超前钻孔布置原则（1）隧道70、掘进接近煤层前，必须对煤层位置进行超前钻探，以便准确掌握煤层的位置、瓦斯赋存情况:在距所揭煤层最小垂距20m处的开挖工作面钻2个超前钻孔、初探煤层位置。在距所揭煤层最小垂距10m处的开挖工作面上钻5个超前钻孔，分别探测开挖工作面前方上部及左右部位煤层位置，并采取煤样和气样进行物理、化学分析和煤层瓦斯参数测定，在现场进行瓦斯含量、涌出量、压力等测试工作。按各钻孔见煤、出煤点计算煤层厚度、倾角、走向及与隧道的关系，并分析煤层顶、底板岩性.掌握并收集钻孔施工过程中的瓦斯动力现象,若在钻孔施工过程中，大量的瓦斯、煤浆、煤粉、水从钻孔中喷出或高压瓦斯将钻杆向外推（顶钻）、夹钻、抱钻等现象，则开挖工作面前71、方可能会产生煤与瓦斯突出。（2）各超前钻孔施工应满足下列条件：每个探孔应穿透煤层并进入顶（底)板不小于0.5m；正式探测孔应取完整的岩(煤）芯，进入煤层后宜用干钻取样；各探孔直径不宜小于75mm；钻孔施工过程中应观察孔内排出的浆液、煤屑变化情况，并作好记录。该隧道探煤数据已由中国矿业大学编制的xx寨隧道左洞探煤设计及成果报告、xx寨隧道右洞探煤设计及成果报告、xx寨隧道煤层瓦斯赋存参数测试报告提供.3.3.5.3局部综合防突措施1、煤与瓦斯突出危险性预测隧道工作面从距突出煤层顶板的最小法向距离5m开始到穿过煤层进入底板2m（最小法向距离)的过程均属于揭煤作业。施工单位揭穿突出煤层前必须编制专门72、的揭煤设计，并报监理单位审批和业主核准备案后方可实施，并首先实施对煤层的突出危险性预测.该工作现已由中国矿业大学实施。对煤层煤与瓦斯突出危险性，根据防治煤与瓦斯突出规定第七十三条，采用钻屑指标法，预测隧道工作面前方煤层的突出危险性.其突出预测指标为钻屑瓦斯解吸指标K1值。工作面突出危险性预测指标1）隧道揭煤工作面突出危险性预测指标隧道揭煤工作面预测钻孔钻进煤层时，采集钻孔煤样，利用13mm的筛子筛分钻屑，用MD2钻屑瓦斯解析仪、WTC钻屑瓦斯突出参数仪分别测定其瓦斯解吸指标h2和K1值。瓦斯解吸指标的突出临界值，应根据实测数据确定。目前，xx寨隧道无实测数据,根据煤矿瓦斯抽采基本指标及防治煤与73、瓦斯突出规定提供的数据，应按照表C中的临界值预测突出危险性。表C隧道揭煤工作面突出危险性预测临界指标值h2PaK1mL/（gmm1/2)煤层瓦斯压力（表压)煤层瓦斯含量（m3/t）突出危险性干煤200湿煤160干煤0。50湿煤0.400.74MPa8有突出危险工作面干煤200湿煤160干煤0.50湿煤0。400。74MPa8无突出危险工作面根据中国矿业大学编制的xx寨隧道煤层瓦斯赋存参数测试报告结论：a。直接法测得C1、C2、C3、C4煤层原始瓦斯含量最大值分别为12。03C3/t、11。63C3/t、12.57C3/t、13.22C3/t,煤层瓦斯含量高.b.间接法测得C1、C2、C3、C474、煤层最大瓦斯压力分别为0.862MPa、0。886MPa、0。899MPa、0.878MPa，煤层瓦斯压力大。根据上述实测参数数据，瓦斯含量以及瓦斯单项指标均超过临界值，按照相关规定，各煤层均具有煤与瓦斯突出危险。2)煤巷掘进工作面突出危险性预测指标隧道在煤层中掘进工作面采用钻屑指标法预测，测定最大钻屑量Smax，并使用WTC钻屑瓦斯突出参数仪、MD-2钻屑瓦斯解吸仪、WP-1煤层瓦斯含量快速测定仪分别测定钻屑瓦斯解吸指标K1值、h2值及煤层瓦斯含量，采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险的指标临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按表45-7的临界值确定煤巷掘进工作面的突出危险性。如果实测75、得到的S、K1或h2的所有测定值均小于临界值，并且未发现其他异常情况，则该工作面预测为无突出危险工作面；否则，为突出危险工作面。当预测为无突出危险工作面时,每预测循环应留有5m的预测超前距。表D钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的参考临界值钻屑瓦斯解吸指标h2Pa钻屑瓦斯解吸指标K1（mL/g）钻屑量S（kg/m）（L/m)2000。565.42、防治煤与瓦斯突出措施隧道预揭煤层有煤与瓦斯突出危险时，施工单位应在揭煤前制定包括技术、组织、安全、通风、抢险、救护等措施。防治煤与瓦斯突出措施包括抽放瓦斯、排放瓦斯、加强支护或其它经试验证明有效的措施。针对xx寨隧道具体情况，隧道揭煤工作面对于降76、低煤层瓦斯含量和压力的防突措施主要采用超前预抽瓦斯钻孔和超前排放钻孔措施。有条件时可采用瓦斯消融剂这种新型的防治煤与瓦斯突出的新技术作为隧道煤与瓦斯突出治理的试点。由于隧道掘进断面大，煤（岩）层松软,为了预防隧道揭煤后出现冒顶、垮塌等诱发煤与瓦斯突出事故，设计还要求在隧道过煤段必须采取加强支护的措施。(1）隧道开挖方式xx寨隧道按台阶式进行开挖，先施工上台阶,后施工下台阶，达到高速公路隧道施工断面要求。在煤系地层段煤层厚度超过0.3m,隧道在过煤段施工上台阶按断面21m2的拱形断面先进入煤层顶（底)板2m，然后再逐个从上到下的方式刷大到设计断面。当小断面进入煤层顶(底）板2m，确认安全泄压以后77、,方可按隧道断面施工。（2）超前预抽瓦斯措施当测定的隧道揭煤工作面煤层瓦斯压力大于0。74MPa，或经钻屑瓦斯解吸指标预测有突出危险时，在隧道开挖工作面上台阶距煤层垂距不小于5m处布置超前预抽钻孔。瓦斯超前预抽钻孔要求如下：A、钻孔控制范围：根据煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ10262006)，钻孔控制范围为隧道轮廓线外8m（下部5m）。根据铁路瓦斯隧道技术规范(TB101202002，J160-2002）,钻孔控制范围为隧道轮廓线外上部57m，左右5m，下部3m。根据防治煤与瓦斯突出规定(2009)第八十二条，钻孔控制范围为隧道轮廓线外至少5m（下部3m)。为了隧道揭煤安全起见，本设计超前预抽钻78、孔的控制范围采用煤矿瓦斯抽采基本指标(AQ10262006)的规定。隧道揭煤钻孔控制范围为隧道轮廓线外8m（下部5m）。B、超前预抽钻孔布置隧道施工工作面的上台阶，钻孔终孔间距为4m;C、钻孔应穿透煤层，进入顶（底）板岩层不小于0。5m；D、施工完一个抽放钻孔，应马上接入抽放管.施工过程中注意观察瓦斯动力现象，当某孔施工中动力现象严重，可暂停该孔施工，待其他孔施工完后再补打该孔.隧道揭煤工作面局部防突措施xx寨隧道从进口织金端向纳雍端施工掘进，C3与C4煤层间距为17。5m，煤层间距较大，本次瓦斯预抽分两次进行，先预抽C1、C2、C3煤层，再预抽C4煤层。从顶板揭煤层时，其超前预抽瓦斯钻孔布置79、为：在隧道开挖工作面上台阶距煤层垂距5m处施工超前预抽钻孔，超前预抽钻孔控制范围为隧道轮廓线外上部、左右部位8m，预揭煤段煤层下部垂距5m.隧道揭煤层瓦斯超前预抽钻孔布置详见表D、E、图G、图H。表D隧道进口端从C1、C2、C3煤层顶板揭煤层瓦斯超前预抽钻孔参数钻孔编号孔径（mm）水平角（)俯仰角(）钻孔长度(m)钻孔编号孔径(mm）水平角(）俯仰角（)钻孔长度（m）1752（左）589.7 35754（左)582.2 2751（左)586。5 36753（左）578。9 3750583。4 37752（左）575。7 4752（右）580。4 38751（左）572。5 5753（左）39080、。0 39751(右）569。4 6752（左）386。7 40752(右）566。3 7751(左)383。5 41754（右）563。4 8751（右）380.4 42756（右)560。6 9752（右）377.4 43753（左）876。5 10753（右)374.4 44752（左）873.3 11754（左）290。4 45751（左）870。1 12753（左)287.1 46751（右）866。9 13752(左）283.8 47752(右）863.9 14751(左)280。7 48754(右）861.0 15751（右)277。6 49752（左）765。8 16752（右81、)274.5 50751(左）762.6 17754（右）271.6 51751(右）759.4 18755（右）268。8 52753（右）784.8 19754（左）187.5 53751(左）1143。9 20753（左）184。2 54751（左）1140.7 21752(左）181.0 55751（右）1137。5 22751(左）177。8 56755(右）1134。6 23751（右）174.7 57755(左)1253。0 24752（右）171.7 58753（左）1249。5 25754（右)168。8 59751（左）1246。3 26755（右)165.9 60751（82、右）1243。1 27754(左）384。8 61754(右）1240.1 28753（左)381。5 62757（右)1237。3 29752（左）378.3 63759（左）2733。5 30751(左）375。1 64756(左)2729。5 31751(右）372.0 65752(左）2725.8 32752(右）369.0 66753（右）2722。3 33754（右）366。1 677514(右）2718.8 34756（右）363.3 687520（右）2717.1 图G隧道进口端从C1、C2、C3煤层顶板揭煤层瓦斯超前预抽钻孔布置示意图表E隧道进口端从C4煤层顶板揭煤层瓦斯超前83、预抽钻孔参数钻孔编号孔径(mm）水平角（）俯仰角（）钻孔长度（m）钻孔编号孔径(mm）水平角（）俯仰角（）钻孔长度(m）1754（左）1142。7 257513（右）235。9 2751(左）1126.7 267521(右）233.4 3751(右）1122.8 277510（左）966.9 4755(右)1119.0 28758（左)962.5 5756（左）841。5 29755（左）958。1 6754(左）837。3 30752(左）954。0 7751(右）833。3 31752(右)950.0 8752（右）829.3 32758（右）946。5 9755（右)825.6 337584、15(右）943.9 107510（右)822.1 347525（右)942.2 11758（左)452。1 357511（左）1876。9 12756（左）448。1 36758(左）1873.0 13754（左）443.9 37756(左)1867。5 14752（左）439.9 38752（左）1863.0 15752（右)436。0 39752（右)1858.8 16756（右)432。2 40759(右)1855.2 177511(右)428。9 417518(右)1853.3 187518（右)425.8 427520（右)1849.7 19759（左）259.1 43759（左）85、2986.2 20757（左)244.7 44756(左)2981.0 21755(左）250。7 45752(左)2976.1 22752(左)246。6 46753（右)2971.7 23752(右)242.6 477511（右）2968.4 24757(右)239.1 487522（右)2967.6 图H隧道进口端从C4煤层顶板揭煤层瓦斯超前预抽钻孔布置示意图3、防突措施效果检验揭煤前采用超前预抽钻孔抽放，超前预抽时间不少于16个小时,之后采用钻屑指标法进行措施效果检验.检验指标临界值与预测时指标临界值相同。石门工作面检验孔数不得少于5个，分别位于石门的上部、中部、下部和两侧。并位于措施86、孔之间，其终孔位置应位于措施孔控制范围的边缘线上。见图I。工作面措施效果检验孔，不能与措施孔交叉及重叠，不然所测定的数据不能真实反映煤体前方的情况。若一轮超前预抽孔打后，检验孔达不到预定深度时，可分次进行检验，但超前距必须符合以上规定。检验指标和临界值与预测时相同.隧道进口端从C1、C2、C3煤层顶板揭煤超前预抽煤层瓦斯后效果检验对煤层进行效果检验孔布置为：共布置效果检验孔7个（），隧道上台阶前方上部布置1个，隧道上台阶上部布置1个，隧道上台阶中间两侧布置各1个，隧道上台阶揭煤段的前方中下部1个，隧道上台阶下部左右部位各1个。图I隧道进口端从C1、C2、C3煤层顶板揭煤超前预抽煤层瓦斯后效果检87、验孔布置示意图隧道进口端从C4煤层顶板揭煤超前预抽煤层瓦斯后效果检验对煤层进行效果检验孔布置为：共布置效果检验孔7个（），隧道上台阶前方上部布置1个,隧道上台阶上部布置1个，隧道上台阶中间两侧布置各1个，隧道上台阶揭煤段的前方中下部1个,隧道上台阶下部左右部位各1个。图J隧道进口端从C4煤层顶板揭煤超前预抽煤层瓦斯后效果检验孔布置示意图隧道揭煤抽放措施的效果检验,若效果检验的各项指标还未完全达到防治煤与瓦斯突出要求时，必须进一步抽放瓦斯,同时向煤层打瓦斯排放钻孔排放瓦斯，重新进行效果检验，直至效果检验的各项指标完全达到防治煤与瓦斯突出要求为止。若效果检验的各项指标在隧道揭煤工作面突出危险性临界88、值以下,说明执行抽放等防治煤与瓦斯突出措施有效，可以采用远距离放炮等安全防护措施揭开煤层。隧道在煤巷掘进中瓦斯抽放措施的效果检验，若效果检验的各项指标大于指标临界值，则判定为措施无效，必须进一步抽放瓦斯,同时向煤层打瓦斯排放钻孔排放瓦斯，重新进行效果检验，直至效果检验的各项指标完全达到防治煤与瓦斯突出要求为止。若效果检验的各项指标在隧道煤巷掘进工作面突出危险性临界值以下,说明执行抽放等防治煤与瓦斯突出措施有效，可以采用远距离放炮等安全防护措施后实施掘进作业.每次防突措施效果检验完后,防突专门机构必须填写防治突出技术措施效果检验报告单，并报项目部总工审批。表F 防治突出技术措施效果检验报告表 煤89、层地点检验时间年 月 日采用的防突技术措施措施名称及方案设计措施施工情况措施效果检验检验方法实测数据检验意见工区技术负责人通风、瓦斯专业负责人检验人备注：以上两个表格，施工方在使用时参考设置.3.3.5.4瓦斯抽放泵选型根据xx寨隧道实际情况，隧道瓦斯抽放系统设计采用移动瓦斯抽放泵。根据中国矿业大学编制的xx寨隧道煤层瓦斯赋存参数测试报告结果:直接法测得C1、C2、C3、C4煤层原始瓦斯含量最大值分别为12。03m3/t、11。63m3/t、12。57m3/t、13.22m3/t，煤层瓦斯含量高。设计考虑采用额定抽气能力为25m3/min的瓦斯抽放泵。根据xx寨隧道瓦斯抽放要求，在隧道的进口端90、左右幅间的1号车行横洞和出口端的2号车行横洞内各设置2台ZWY25/45型移动式瓦斯抽放泵站，每个车行横洞内配置的2台抽放泵站以1用1备的方式工作,每台瓦斯抽放泵站额定抽气量25m3/min,极限真空度9.33kPa，噪声不大于85dB，电机功率45kW，抽放站的系统布置见图K.移动式抽放泵站主要由水环真空泵、气水分离消声器、电动机、矿车和监测控制系统组成，外设防护罩,可沿固定轨道前后移动.抽放泵站内主体设备为水环式真空泵。1、ZWY移动式瓦斯抽放泵站主要结构特点1）气水分离器气水分离器用于水环真空泵排气口端,由于水环真空泵吸气靠水环形成密封腔，故排气口气体中含有一定量的水份,因此，需要把水从91、气体中分离出来。气水分离器通过其内部控制连杆机构保证水位恒定，达到自动放水功能.2）风电闭锁装置该装置与低浓度甲烷传感器配套,是用于实时监测泵站工作环境瓦斯浓度，当瓦斯浓度超过警戒线(0.5）时,探头发声报警;当瓦斯浓度超过1%时,该装置通过控制电路控制磁力起动器断电,以确保瓦斯泵站工作的安全可靠性。3）磁化水装置磁化水装置是用于软化天然水,天然水经过磁化水装置时，经过磁极数次变化，水中原来能够结垢成硬质水垢的钙、镁盐就会发生变化，而生成疏松的软质水垢,软垢在水中经强烈水流冲刷，不致硬结到泵壳及叶轮上，从而达到阻碍或延缓结垢的目的。4)停水断电装置停水断电装置是用于监测水源供水情况,以避免泵站92、在无水情况下空转，损坏泵体。瓦斯抽放系统的设备见下表。表G移动瓦斯抽放系统设备序号设备名称规格型号数量备注1移动瓦斯抽放泵ZWY25/454台2用2备2瓦斯抽放管DN1503瓦斯排放管DN1504瓦斯流量计原系统提供5温度传感器原系统提供6瓦斯低高浓度传感器原系统提供7抽放浓度计原系统提供8恒水位气水分离器原系统提供9防回火装置2套10排放高空管2套图K 移动瓦斯抽放泵布置示意图图L移动瓦斯抽放泵布置剖面示意图2、移动泵站的安装及使用方法移动瓦斯泵站的所有设施全部安装在一个平板矿车上,不需要重新解体装配，但在使用时需要注意以下几点：（1）移动泵站安装时需要将矿车放置水平，四轮用木块垫稳；（2）93、泵站吸气和出气端与管线连接处应用胶垫密封，不得有漏气现象，管线尽量避免急弯。在泵站进气口端，应装上2030目/英寸过滤网。过滤网装夹在管路两法兰之间,过滤网外圆周要留有一定的装夹余量，以免被吸入泵内。（3）瓦斯抽放泵站进水管的工作液应为常温清水，若水质不纯，需在进水端加过滤网；（4)检查电源电压与泵站电机的接法是否相符;(5）报警器设在工作人员容易听到和看到的地方。3、移动泵站抽放管路要求（1)管路内壁应洁净无杂物；（2）管路孔径应不小于孔板流量计孔径；(3）所用抽放管路必须是防静电管路；（4）管路的各接口处应密封良好；（5）吸气端管路进入泵口处应加过滤网,抽放易吸入杂质区域瓦斯时，在管路的最94、前端应加过滤网，以免杂物进入泵体，损坏叶轮;(6）在管路的各凹拐点最低处应加放水器；（7)为减少抽放阻力，管路布置应尽可能平直。4、移动泵站供水要求移动泵站供水要求：供水水流应稳定、持久.供水水质应为不含颗粒的清水，供水水压不能超过2445KPa；若水质不纯（含有颗粒物）应在水流入口端加过滤装置，供水量为30L/min。5、移动式瓦斯抽放泵站使用方法（1）启动前的准备工作a存放期过长（存放1年以上的泵)，再启动前应更换泵轴承腔内的润滑脂。更换前用汽油将轴承腔清洗；b松开填料压盖，向填料挤入少许普通机油作润滑；c用手盘动皮带轮，带轮转动应灵活;d过供水管路向泵内供水冲洗,用手盘动转子，然后通过放95、水管路把污水排净。对试运转后或投入过正式运行的机组，停车2天以上的,重新启动时，要灌水盘车冲洗,以免内部生锈、结垢造成启动困难而烧毁电机;e检查电气部分联接是否安全、正确；f检查联轴器护罩或皮带罩是否得到可靠的固定；g将报警系统主机开关打开，给瓦斯报警系统供电，观察1分钟瓦斯传感器瓦斯检测显示的工作环境瓦斯浓度,一切正常后，进行下一步操作；h最后检查电机的转向方向，使其符合泵站的转向.(2)启动a开启吸气闸阀及排气闸阀；b开启进水闸阀供水，当水环真空泵自动排水阀有水流出时，关闭进水闸阀；c启动电机,马上打开进水闸阀，是水环真空泵的供水符合规定的流量要求；d运转过程中，检查水环真空泵填料松紧程度96、是否合适，以水滴连续流下为宜;检查U型管压差是否稳定;检查泵运转声音是否正常，泵是否振动；检查气水分离器水位是否稳定；检查排水温度是否正常,以不超过50为宜。(3）停机a.关闭供水闸阀；b。关闭进气闸阀；d.关闭电动机。在使用维护过程中不得随意更改本安电路的电气参数及规定的电缆长度。风电闭封装置与甲烷浓度传感器成套选用，不得随意改配其它传感器。瓦斯抽出后直接排放,在隧道外的瓦斯排放管口，排放管周围30m范围内,禁止堆积易燃物和有明火。3。3.5.5安全防护措施隧道施工在采取局部综合防突措施后，为了防止预测失误或防突措施失效后发生煤与瓦斯突出事故造成人员伤害,在进行掘进施工作业前，还必须采取安全97、防护措施。根据xx寨隧道的实际情况，隧道揭煤安全防护措施主要采取以下措施。1、远距离放炮隧道揭穿突出煤层前，当预测为突出危险工作面时，必须采取防治措施，经效果检验有效后采用远距离放炮揭穿煤层;若检验措施无效,应采取补充措施，经措施效果检验有效后，采用远距离放炮揭穿煤层.远距离放炮措施应符合以下要求：隧道揭煤爆破作业必须使用安全等级不小于三级的煤矿许用含水炸药；炸药必须采用电力起爆，并使用煤矿许用毫秒电雷管，严禁使用秒或半秒级电雷管；隧道揭煤采用远距离放炮，应在隧道外起爆,隧道内必须停电，停止一切作业，所有人员撤到隧道外，并要求同一方向的两条隧道不同时揭煤，以免堵塞逃生通道；揭煤爆破通风30mi98、n后,由瓦检人员、安全员、班队长检测开挖工作面、回风道瓦斯浓度、顶底板情况、支护情况。当开挖工作面瓦斯浓度小于0。5%，无瓦斯隐患时，方可通知工地负责人允许施工人员进隧道；揭煤工作应由揭煤领导小组统一协调指挥。揭煤时救护队员及救护设备在隧道口待命,一旦发生险情立即抢救；揭煤时，主风机正常运转，备用风机及二路电源应保持待启动状态。2、压风自救系统压风自救系统设置要求A、隧道内压风自救系统的压缩空气，来源于地面压风机房;B、压风自救装置安装在隧道掘进面内的压缩空气管道上;C、压风自救系统应每隔50m，设置一组压风自救系统；D、每组压风自救系统，可供58人使用,平均每人的压缩空气供给量不得少于0。199、m3/min.E、压风自救系统必须派专人维护，确保设备完好、风量足够,且要求24小时随时保证隧道内有人时可以使用；F、在局扇风筒下方设置.压风自救系统的位置设置系统组成:地面固定式压风机，压风主管路，压风分管，压风自救装置，压风减压阀，呼吸面罩组成。隧道配备有ZL3。520/8型空压机，压风风量为20m3/s.压风管路选用：主管利用隧道已有主管。压风自救装置如下示意图M具体要求：隧道出口端左、右幅掘进：在隧道内每隔50m设置1组压风自救系统，左、右幅共5组，每组配5个ZY-J型压风自救袋；隧道进口端左、右幅掘进：在隧道内每隔50m设置1组压风自救系统，共5组，每组配5个ZY-J型压风自救袋。压100、风自救袋总数为10组。图M压风自救装置立面示意图3、监测监控隧道在施工期间应建立瓦斯监测监控系统，监测瓦斯浓度、风速、风量、CO2、CO、压力、温度等参数。并实行双回路供电。隧道施工采取双向掘进施工方式,在隧道进口安装1套独立的KJ90NA瓦斯监控系统，配置瓦斯传感器、CO传感器、温度传感器、风速传感器和设备开停传感器,分别监测掘进工作面和回风流瓦斯浓度、CO、温度、风速及风机开停状态。监测监控系统的布置应符合下列要求:中心机房分别设在隧道口的值班室，机房配备监控主机、数据接口、电源避雷器、UPS电源,并设置信号避雷器一台；在隧道进口内分别设置一台中分站和大分站,通过通讯电缆与机房连接，两芯屏101、蔽电缆长度约260m；建立隧道施工瓦斯监测预警机制，在监测到瓦斯异常变化情况时，及时通报相关领导和部门责任人，以便采取有效措施，防止瓦斯事故的发生。监测监控系统监测能根据瓦斯浓度实时数据自动实行断电、复电。4、加强通风编制全隧道施工通风设计。配置便携式瓦检仪、高浓度光学瓦检仪和10%以下光学瓦捡仪以及瓦斯自动检测报警断电装置.瓦斯自动检测报警断电装置的安设应符合铁路瓦斯隧道技术规范TB101202002J1602002附录B的要求；隧道开挖工作面必须采用独立通风；隧道双向掘进贯通前60m时，应停止一个方向的掘进。编制隧道贯通合理、可靠的通风措施；隧道需要的风量，须按照单个掘进工作面同时工作的最102、多人数、将瓦斯浓度稀释到0。5以下、隧道燃油用风量、隧道所需最低风速(0。5ms）以及稀释爆破排烟分别计算，采用其中的最大值。独头坑道瓦斯涌出量计算可按铁路瓦斯隧道技术规范TB10120-2002J160-2002附录L规定进行；按瓦斯绝对涌出量计算风量时,长度较大的独头坑道,应将开挖工作面风流中的瓦斯浓度稀释到0.5%以下；瓦斯隧道施工中防止瓦斯积聚的风速不宜小于0.5m/s,对瓦斯易于积聚处，应实施局部通风。隧道施工中，对瓦斯易于积聚的空间，可采用风筒导风和压风管引风等局部通风的方法,消除瓦斯积聚;隧道在施工期间，应实施连续通风。因检修、停电等原因停风时,必须撤出人员,切断电源.恢复通风前103、，必须检查瓦斯浓度。当停风区中瓦斯浓度超过0.5%时，必须制定排除瓦斯的安全措施,隧道内还必须停电撤人.只有经检查证实停风区中瓦斯浓度不超过0.5时，方可恢复隧道内电气设备的供电;隧道左右线掘进设置的横通道,不用的横通道应及时封闭。作为隧道联络用横通道应设两道反向风门;压入式通风机必须装设在洞外，避免污风循环.通风机应设两路电源，并应装设风电闭锁装置。当一路电源停止供电时，另一路应在10min内接通，保证风机正常运转;必须有一套同等性能的备用通风机，并经常保持良好的使用状态；通风机应实行专用变压器、专用开关、专用线路供电，并能实现风电闭锁和瓦斯电闭锁和双回路供电；瓦斯隧道应采用抗静电、阻燃的风104、管。风管百米漏风率不应大于1。5、电气设备及作业机械防护本隧道为高瓦斯隧道,且各煤层预计有煤与瓦斯突出危险性,参照铁路瓦斯隧道技术规范和煤矿安全规程的规定，建议采取以下措施：隧道内机电设备都必须采用安全防爆类型；隧道内照明必须采用矿用防爆型照明灯；需要进行电焊、气焊等焊接时，应严格遵守有关规定。检修和迁移电气设备（包手电缆移动、更换防爆灯泡）必须停电进行，不准带电作业。普通型携带或测量仪表（电压、电流功率表等）只准在瓦斯浓度1以下的地点使用；蓄电池机车的电气设备，只准在车库内检修;电缆的连续或分路时,必须使用防爆接线盒；电缆与电气设备的连接，必须使用与电气设备性能（防爆型或矿用型)一致的接线盒105、；隧道内任何操作员(包括电工、钳工），不得擅自打开电气设备进行处理。电气设备的修理工作应在隧道外进行;隧道供电，应采用双回路直供电源线路，不准使用不合格的绝缘油；为了防止地面雷击波在隧道中引起瓦斯爆炸,必须注意以下几点：A、经由地面架空线路引入隧道中的供电线路，必须在隧道洞口外设避雷装置；B、有地面直接铺入隧道的轨道，露天架空引入（出）的管路，都必须在隧道口附近将金属体进行不小于两处良好的集中接地；通讯线路必须在隧道洞口处装设熔断盒避雷装置;每月测定一次接地电阻值.接地网上任一保护地点的电阻值，不得超过2，每一移动式和手提式电气设备同接地网之间的保护接地用的电缆芯线都不得超过1；防爆性能受到破106、坏的电气设备，应立即处理或更换，不得继续使用；隧道内使用的各种机电设备，必须安设自动检测报警断电装置。隧道内各种机电设备的开关、保险丝盒等均应密闭，主要闸刀应有加锁装置。严禁由地面中性点直接接地的变压器或发电机直接向隧道内供电。6、其它安全防护措施隧道瓦斯含量较高且瓦斯压力很大时，除采取封闭式衬砌结构外，还应向衬砌背后注水泥浆或化学浆液，封闭瓦斯通路。隧道防水层结合防水要求局部或全部设防水层以隔绝瓦斯渗入隧道；隧道揭煤时,隧道内施工作业人员必须随身携带隔离式自救器；建立进入隧道检身制度，并登记管理，严禁携带烟草和点火物品，严禁穿化纤衣服,隧道口30米范围内严禁烟火；瓦检员必须坚守工作岗位，做到107、勤检多检,严禁瓦斯超限作业;专职安全员在现场实施监察，严格执行防突措施及效果检验,严防弄虚作假，确保防突工程的施工质量;防突人员，必须认真填好防突牌板,严禁错填、误填、假填和漏填,施工队必须准确掌握允许掘进长度，严禁超掘，并且随时与项目部保持联系,防止误穿煤层；必须按允许推进距离组织施工,确保预留的超前保护距离；严格按有关操作规程进行操作,严禁违章指挥、违章作业；开工前必须对施工作业及管理人员进行安全技术培训。爆破、电工、瓦检等特种作业人员必须持证上岗；隧道揭煤层和过煤层时，工作面的专职瓦斯检查员必须随时检查瓦斯，掌握突出预兆，其检查范围为最近一个联络巷至工作面。当发现有突出预兆时，瓦斯检查员108、有权停止作业，并协助班组长立即组织人员按避灾路线撤出，同时向上报告；施工单位应采用打钻或地震雷达探测仪等手段，掌握隧道揭煤工作前方一定范围内断层等构造情况；项目部必须经常派人到现场了解进度及岩性，并与预计平、剖面图进行对比,确切掌握工作面迎头距煤层的法向距离；施工单位必须定期验证地质资料,掌握施工动态，防止误揭煤层;瓦斯排放过程中,应加强对排放钻孔瓦斯流量、浓度等参数的监测。收集整理好煤层的瓦斯各类参数，为隧道揭煤提供依据；施工队必须严格执行防突安全技术措施,防突期间启爆点设在洞口外20m，工作面迎头20-40m处设一组压风呼吸袋，并且能够保证正常使用；工作面进入防突区域前，由项目部组织，有关人员对工作面迎头及隧道回风系统进行一次全面检查验收，且回风所流经巷道断面不低于设计断面，经验收合格后方可放炮；工作面迎头（掌子面）距煤层法向距离1.5m的位置时,必须停止掘进，向项目部和有关人员汇报.由施工队安排人员进行揭煤前的突出危险性预测。掘至煤层法向距离1.5m位到过完煤门，循环进度不超过1。3m;施工过程中，必须随时观察工作面迎头煤岩变化情况，若打眼过程中有顶钻，夹钎、喷孔、瓦斯忽大忽小,片帮掉矸等突出预兆时，必须立即停止作业，切断闭锁电源，撤出人员，并向项目部和有关人员汇报。未经处理不得恢复作业.