雅泸瓦斯隧道专题施工方案样本

中铁隧道集团有限公司四川省雅安经石棉至泸沽高速公路C13合同段瓦斯隧道施工技术方案拟制：日期：年元月18日审核：日期：年元月19日批准：日期：年月日生效日期：年月日

目录TOC\o"1-2"\h\z\u瓦斯隧道专项施工方案 31编制根据 32瓦斯隧道工程地质概况 32.1徐店子隧道 33总体施工方案 44施工方案 54.1开挖支护 54.2衬砌 54.3通风排水 55重要工序施工办法 55.1开挖支护 65.2衬砌施工 105.3瓦斯设防段衬砌 125.4不良地质解决 166揭煤、防突办法及排放瓦斯 176.1设计基本状况 176.2揭煤防突施工办法 176.3揭煤、防突及排放瓦斯详细设计 186.4安全防护办法 257瓦斯抽放设计 277.1施工期间瓦斯抽放 277.2营运期间抽放瓦斯 288瓦斯和煤尘爆炸防治技术办法 298.1设计指引思想 298.2隧道施工通风 299防止瓦斯突然涌出 3310徐店子隧道防爆工程量及防爆机械设备 3511安全保证办法 3511.1通风系统安全技术办法 3511.2机电设备及供配电系统安全技术办法 3611.3安全培训 3812质量保证办法 3913工期保证办法及工期安排 4114隧道安全事故解决预案 4114.1编制目 4114.2应急响应机构及职责 4214.3建立事故报告制度 4214.4建立抢险保障系统 42

瓦斯隧道专项施工方案1编制根据1.1依照《两阶段施工图设计文献》1.2《公路隧道设计规范》（TB10003-/J117-200）1.3《铁路瓦斯隧道技术规范》（TB10120-/J163-）1.4《煤矿安全规程》（）1.5《公路隧道施工规范》2瓦斯隧道工程地质概况2.1徐店子隧道隧道进口基岩裸露，岩壁陡立，节理裂隙较发育，局部有零星崩塌或掉块现象，地形坡度达70～80°，坡面覆盖少量第四系残积土，植被稀少；出口与大宝山隧道进口相接，第四系崩坡积层覆盖严重，上陡下缓；该隧道洞口段地质较差，重要为Ⅳ、Ⅴ类围岩，岩层较破碎，节理裂隙发育。隧道穿越百果湾地层揭露煤线和煤点，左线段K107＋530～K107＋590和右线YK107＋525～YK107＋590段有揉皱挤压带穿越，岩体极破碎，围岩稳定性极差，岩石破碎影响带宽度约80m左右，断裂带产状平缓，受此断层构造带影响，有瓦斯汇集和涌出也许隧址区地下水类型重要为松散堆积层上层滞水、松散岩类孔隙潜水和基岩裂隙水，松散堆积层上层滞水重要赋存于残坡积层和崩坡积层中接受大气降水，顺地形向坡下溪和下卧岩层排泄，含水层薄，分布不均水量贫乏；松散岩类孔隙潜水重要赋存于冲洪层中，接受大气降水，农灌水及河水补给，埋藏深、水层厚分布广，透水性强。依照隧址地形为单斜地层，岩层走向与大渡河近正交，不利于地下水储存，对工程影响较小。2.2大宝山隧道隧道进口段基岩裸露，地形坡度40～75°，下陡上缓，下段陡立，局部可达70～75°坡面植被发育。洞身围岩重要为细砂岩、粉砂岩、节理发育，局部夹煤线，依照SZK3钻孔进行瓦斯压力测试，测得压力为0.35MPa，隧址区煤层瓦斯具备一定压力，参照隧址区外围煤矿瓦斯含量综合评价大宝山隧道为低瓦斯隧道，但在施工中应采用加强通风及配备防尘、防爆设施等防止办法。2.3石棉隧道石棉隧道为分离式隧道，线间距35m左右。洞身围岩重要为流纹岩、流纹斑岩、安山岩。隧道进口端洞口为第四系松散残坡积层覆盖厚度较大，层厚达1.7～16.30m，地形坡度40～75°，坡面上植被发育；隧道出口段基岩裸露，地形坡度50～60°，局部岩壁陡立，第四系松散覆盖层薄且少，植被稀少，洞身段处在乾海子山脊中前部，最高海拔近1262m。隧址穿越K111+800～K112+000段为断层带，地质复杂，为三叠系上统百果湾组三段与下伏震旦系下统开建桥、苏雄组接触带，推择为断层接触，有也许导通附近煤系地层，施工中应加强K111+800～K112+000段瓦斯监测。2.4瓦斯隧道地质评价及解决办法依照徐店子、大宝山及石棉隧道地质状况，三条隧道均不同限度存在瓦斯气体赋存，隧址局部构造挤压破碎带及次级小背斜顶部有局部瓦斯汇集条件,为保证施工安全，在隧道围岩破碎带需加强瓦斯临测,必要时需委托有资质单位对隧道施工段瓦斯浓度及隧道穿越煤系地层期间瓦斯涌出量、瓦斯压力和瓦斯级别进行现场勘察和技术鉴定，并出具《隧道瓦斯测试及涌出量评价报告》。依照瓦斯检测成果，瓦斯浓度〈0.5%时，按低瓦斯隧道施工，施工办法采用常规钻爆法开挖，支护和二次衬砌按设计施工，施工中加强瓦斯检测，加强通风。瓦斯浓度〉0.5%时，按高瓦斯隧道施工；瓦斯浓度不断增长，压力不断增大，不不大于突出临界值0.74Mpa时，按瓦斯突出隧道施工。在隧道施工中，隧道内钻爆作业、揭煤防突、施工通风、电器设备与作业机械防爆、施工安全防护办法应严格按照《铁路瓦斯隧道技术规范》执行，以保证施工安全。针对隧道瓦斯检测及评价状况，检测评估为瓦斯隧道时，施工时按瓦斯隧道进行设计施工。〖二次衬砌采用气密性混凝土，衬砌采用全封闭复合衬砌，模注混凝土厚45cm，喷射混凝土应采用湿喷工艺施工，厚24cm。喷射混凝土和模注混凝土采用气密性混凝土，且之间设立EVA塑料防水板，防水层兼作隔离层。二次衬砌由普通地区抗渗标号S6提高至S8。为了防止瓦斯涌出，设立水气分离装置，在衬砌外两侧各增设一道纵向ф100HDPE无孔排气管，排气管下方25cm为排水管，渗水和瓦斯经气水分离室分离后排出洞外（考虑3总体施工方案3.1施工组织及施工目的3.1.1本隧道由中华人民共和国中铁隧道集团有限公司雅泸高速公路C13合同段项目经理部担任施工，经理部成立瓦斯隧道安全施工领导小组，负责对瓦斯隧道安全施工进行全面管理。3.1.隧道开工时间：1月30日，3.1.(1)、瓦斯隧道施工必要坚决贯彻“安全第一，防止为主，依托科学，综合治理”方针，防止瓦斯与煤尘灾害性事故发生。(2)、以安全为中心，杜绝瓦斯燃烧、爆炸及死亡事故，将职工受伤率控制0.05%如下。(3)、保证瓦斯隧道防爆机电安全使用，保证设备防爆性能和设备完好率，杜绝因机械设备故障而引起事故。3.1.(1)、瓦斯煤层地段隧道质量符合设计规定，合格率达到100%、优良率达到90%以上。(2)、隧道穿越瓦斯、煤层等断层软弱地层，杜绝塌方和严防瓦斯从衬砌渗出，争创优质工程。4施工方案4.1开挖支护隧道出口段左线K107＋350～K108+167；右线YK107＋300～YK108+176有粉质泥岩夹煤线围岩，该段按一级瓦斯设防组织施工。开挖掘进前，必要超前探测前方地质状况。如发现煤层，必要按揭煤防突办法组织施工。在施工中加强通风、加强瓦斯监测和检测、加强超前探测、隧道内钻爆作业、揭煤防突、电器设备和施工作业机械防爆与施工安全防护办法应严格按照《铁路瓦斯隧道技术规范》执行。此段超前钻孔采用ZYY-150钻机，钻爆作业采用ZY-28风钻。喷射混凝土必要采用矿用湿喷机进行作业。出碴采用防爆扒碴机装渣，无轨运送，电瓶车牵引，矿车出碴。洞外二次倒运。洞内禁止电焊作业，钢拱架所有采用洞外加工，洞内螺栓连接。4.2衬砌隧道瓦斯设防段采用全封闭气密性防水混凝土衬砌，衬砌采用全液压衬砌台车施工，防爆混凝土输送泵浇筑。浇筑前，进行接茬解决，设防水层和透水管，透水管与独立排水系统相连，洞外设混凝土搅拌站，电瓶车带动混凝土罐车运送砼。4.3通风排水隧道断层带采用自然顺坡排水，通风严格按《瓦斯隧道技术规范》规定加强通风，保证施工安全。5重要工序施工办法5.1开挖支护5.1.1断层软弱围岩“新奥法”开挖支护原则：“杆超前、短开挖、强支护、早封闭、勤量测”。杆超前—在掌子面尚未开挖地层中，沿隧道拱部周边设立D25超前注浆锚杆。锚杆与锚杆之间以注浆体使围岩产生成拱圈效应，对围岩起支撑和抑制作用，提供完毕初期支护时间。短开挖—每个循环距离要短，做到开挖和支护时间尽量缩短，并且围岩暴露某些少，增长施工安全性。早封闭—开挖后初期支护要尽早封闭成环，变化受力条件。施工中采用短台阶法施工，仰拱封闭紧跟下台阶掌子面。勤量测—量测是对施工过程中围岩构造变化状况进行动态跟踪重要手段。施工中，将量测信息及时而精确地反馈给设计或施工主管部门，以便及时修改设计或采用特殊施工办法。5.1.瓦斯隧道煤层段重要围岩为Ⅳ、Ⅴ类围岩，采用台阶法开挖。在施工中严格控制超欠挖，减少扰动围岩，实行光面爆破技术。穿越煤层地段按揭煤防突法组织施工。每次开挖进尺控制在0.5～1.0仰拱落底和封闭在上部断面初期支护基本稳定后进行，并采用有效办法保证支护体系稳定。在进行下部断面开挖时，采用如下办法：a．认真加固拱脚，如扩大拱脚、打拱脚锚杆、加强纵向联接等，使上部初期支护与围岩形成完整体系。b．尽量单侧落底或双侧交错落底，避免上部断面两侧拱脚同步悬空。c．落底长度视围岩状况采用1～3米，并不得不不大于6d．下部边墙开挖后必要及时喷射混凝土，并按规定做好支护。e．量测工作必要及时，以观测拱顶、拱脚和边墙中部位移值，当发现速率增大，要及时进行仰拱封闭。1.3钻爆设计Ⅳ类围岩弧形半断面采用光面爆破。⑴、断面光爆a.掏槽形式选取楔形掏槽，如眼深较大时，采用复式楔形掏槽。b.周边眼周边眼间距E为35～50cm，装药集中度q=0.12～0.4kg/m。⑵、仰拱断面爆破a.炮眼布置原则布置仰拱炮眼时，考虑到有两个临空面，爆破时，石碴向上抛掷会打碎暂时支护混凝土喷层，故第一排炮眼最小抵抗线以1.1米左右为宜,单眼装药量为0.3-1.2kg，按松动爆破药量。先起爆碴堆可觉得下面几排炮眼起到覆盖作用，防止了飞石对拱部暂时支护冲击。b.爆破参数周边炮眼直径38～46mm，炮眼间距50～80cm，装药集中度0.3～1.2kg/m。⑶、爆破器材断层带爆破作业按《铁路瓦斯隧道技术规范》规定进行，均采用3#矿用硝氨炸药，普通型毫秒延期电雷管、电力起爆器。最后一段延期时间不得不不大于130ms。⑷、钻眼爆破进口配备一台钻孔台车，开挖工作面配备16台左右煤电钻机。在施工中要依照光面爆破设计结合现场地质变化状况进行爆破实验，不断修正爆破参数，实行定人、定岗、定原则岗位责任制达到最优爆破效果。a、钻眼钻眼前，放出开挖断面中线、水平和断面轮廓线，并依照爆破设计标出炮眼位置，经检查符合设计规定后方可钻眼。钻眼时，掏槽眼、周边眼按设计深度、角度施工，误差控制在规范容许范畴内。钻眼完毕，按炮眼布置图进行检查，并做好记录，对不符合规定炮眼重钻，经检查合格后方可装药爆破。b、装药周边眼采用Φ25小直径药卷持续装药方式，别的采用Φ35药卷持续装药、密集堵塞办法。c.爆破断层带爆破作业应遵守瓦斯设防段及揭煤防突关于爆破规定。爆破后由专职安全员对危石清理后，方可进行下一道工序。5.1.采用无轨运送方式。每个洞口采用2台ZLC-50侧卸式装载机装碴，自卸汽车运送碴；横洞采用人工配合装载机、自卸汽车出碴。5.1.K107＋350～K108+167、YK107＋300～YK108+176段穿越煤系地层，为一级瓦斯设防段。采用Ⅴ类围岩全封闭复合衬砌，支护参数为：超前D25注浆锚杆支护，长度3.5米，纵向间距2米一环布置，环向间距0.4米。18工字钢环向间距75㎝，纵向采用Φ22钢筋与工字钢锚栓连接，绑扎Φ8双层钢筋网片，C20气密性喷射混凝土厚26cm，系统锚杆采用3m长D25中空注浆锚杆，间距0.75*1.0米5.1.5.1.6.为提高喷射砼效果，减少回弹量和粉尘对人体危害，喷射砼所有采用湿喷机施喷。其中断层带采用HTS-300YⅡ矿用湿喷机。在喷射混凝土之前，用水或风将受喷面粉尘和杂物清除干净。拌料时严格掌握规定速凝剂掺量和混凝土配合比，其水灰比普通控制在0.4～0.5,喷射距离普通为0.8～1.2m，且垂直于岩面。初喷厚度5-施喷时由下而上、分段进行。台阶法开挖拱部喷砼，先拱脚、后拱顶。如岩面凹凸不平时，先喷凹处找平。喷嘴缓慢呈螺旋形均匀移动，一圈压半圈，行与行之间搭接2～3cm。漏水地段先用塑料管将水引出，并依照实际状况调节混凝土配合比，增长水泥用量，再喷射混凝土湿喷砼施工工艺见下图：

5.1.6.3断层带洞内禁止电焊作业，钢拱架所有采用洞外加工，洞内螺栓连接。钢拱架采用18工字钢按设计轮廓用液压千斤顶弯制，在洞外加工厂分节加工，钢拱架各单元节间用A3钢板焊接，并进行预拼，符合规定后运至安装点。钢拱架安装前，必要准拟定出中线和标高，清除底脚浮碴，铺设钢垫块，然后在施工台架上安装钢拱架。钢拱架纵向0.75m一榀，两榀钢拱架之间插入连接钢筋，用螺栓连接牢固，环向间距1m。5.1.6.4Φ其环节为：a．沿开挖面周边布置注浆眼。b．按布置注浆眼位置钻眼，眼深3.5将超前小导管顶入岩层。环向间距40cm，外插角10～15°,先后两轮重叠长度不不大于1.0m，顶入长度不不大于小导管长度90%。c．孔口止浆封堵。小导管打入后用塑胶泥封堵孔口导管与孔壁间隙，并在导管附近及工作面喷砼，以防工作面上岩土坍塌，同步作为注浆止浆岩墙。d．压注浆液。注浆压力控制在0.2～1.0Mpa，注浆达到设计注浆量和注浆压力时可结束注浆。注浆过程中随时观测注浆压力，分析注浆状况，防止堵塞、跑浆，做好注浆记e.施作超前小导管注浆支护时应注意问题Ⅰ、在施工过程中,钻机需隔开一定距离,否则因向岩体注水太多,也许导致围岩滑塌。Ⅱ、在钻进过程中，最重要是保证小导管及钻头水孔畅通，为此，需要注意水从钻孔中流出状况，如发现水孔有堵塞迹象，则将小导管后撤50cm左右，经重复扫孔使水孔畅通，然后慢慢进尺，直至达到设计深度。Ⅲ、液浆应严格按配合比配制，并随配随用，以免浆液在注浆管、泵中凝结。Ⅳ、注浆过程中若浮现堵管现象，则应及时清理注浆软管和注浆泵；如果当时注浆泵压力表显示有压，则应先卸压后拆接头进行解决。Ⅴ、为保证注浆效果，橡胶止浆塞打入孔口不应不大于30cm，并且要待排完气之后及时用快凝水泥砂浆封闭止浆塞以外钻孔，这样才干保证在1.0MPa压力下浆液不致窜出。以便分析注浆效果。其工艺详见“超前注浆锚杆工艺流程图”。超前小导管注浆工艺流程图封闭工作面封闭工作面准备工作安装锚杆机具设备检查拌浆安装管路及密封孔口压水检查达到规定注浆结果压力注浆达到规定制作锚杆钻孔否否5.2衬砌施工5.2.1隧道衬砌均采用12m全液压衬砌台车，全断面一次性衬砌。洞外设混凝土搅拌站，电瓶车带动混凝土罐车运送砼，防爆混凝土输送泵浇筑。浇筑前，进行接茬解决，设防水层、瓦斯隔离层、透水管、瓦斯排放管。透水管与独立排水系统相连，瓦斯排放系统按设计施工，混凝土振捣采用插入式振捣棒。二次衬砌施工工艺图如下：

2.2衬砌准备工作清理岩面，安设盲沟软管，布设复合式防水板，焊接防水板接缝。瓦斯设防段安设排水及排瓦斯系统、布设高密度PE板及垫层。施工缝防水及防瓦斯解决。质量检查。5.2.3衬砌台车立模定位清理模板涂脱模剂，测量放样，就位调节，固定台车及模板。安装堵头板，砼输送泵就位。浇筑时自上而下两侧对称分层进行，插入式振捣器振捣。5.2.4车行横通道车行横通道用采用定型钢支架整体拆装式钢模板。5.2.5衬砌混凝土浇筑衬砌混凝土浇筑时先施作仰拱，后衬砌边墙和拱，以便及早形成受力环，仰拱开挖后，架空运送道路，浇筑仰拱和仰拱填充砼。5.3瓦斯设防段衬砌徐店子隧道K107＋350～K108+167、YK107＋300～YK108+176段按一级瓦斯地段进行构造设计。该段采用全封闭复合衬砌，喷射C25气密性混凝土厚26cm，模筑钢筋混凝土厚45cm，其模筑衬砌采用C25钢纤维混凝土，钢纤维掺量为60Kg/m3。该段喷射混凝土和模筑混凝土采用气密性混凝土，其中喷射混凝土掺用气密剂后透气系数不不不大于10-11cm/sec，模筑混凝土掺用气密剂后透气系数不不不大于10-11cm/s。喷射混凝土与模筑衬砌之间设立高密度PE隔离层，高密度PE板外衬闭孔PE泡沫垫层，垫层厚不不大于4cm。K107＋350～K108+167、YK107＋300～YK隧道内全封闭衬砌段大、小避车洞采用全封闭办法，全隧道内辅助洞室顶部均做成向外上斜不不大于2%斜面。仰拱及填充施工：仰拱开挖后，经基底检查合格，应一方面进行防瓦斯施工，然后进行混凝土浇筑工作，其施工工艺：仰拱开挖→基底解决→喷射混凝土→铺设瓦斯隔离层→浇筑混凝土。采用钢制简易行车梁解决运送干扰问题，浇筑时将侧沟预留。施作仰拱填充后已形成侧沟，自然排水。砼仰拱端部至掌子面，采用泵排水。5.3.气密性混凝土，是在拌合普通混凝土时掺入一定比例硅灰、粉煤灰和高效减水剂（FDN）而成。其作用机理是运用硅灰、粉煤灰高化学活性改进混凝土整体构造和界面状况，使之起微粒填隙、孔构造细化、贯通毛孔数量减少和孔隙率减少作用；而高效减水剂有早强、高强和分散作用，从而有效提高混凝土密实度，达到封闭瓦斯、防水及防腐目。⑴强度和气密性指标混凝土级别为C25，透气性系数不不不大于1×10-11cm/sec。⑵原材料水泥采用不底于P32.5硅酸盐或普通硅酸盐水泥；砂采用中粗砂，细度模数Mx<2.7，含泥量≯3%；粗骨料采用碎石，粒径≯40mm，含泥量≯1%，针片状颗粒≯10%，三级级配(5-10mm、10-20mm⑶设计配合比水灰比不不不大于0.5，水泥用量不少于380kg/m3，掺入5%硅灰及12.7%粉煤灰(均用水泥重量比例)以及适量减水剂。1m3气密性模注混凝土材料用量为：P32.5硅酸盐水泥400kg、水180kg、河砂754kg、碎砾石1108kg、硅灰18kg、粉煤灰39.4kg、3.6kg减水剂(FDN－1000)（0.8-1.1%）。施工时应通过准的确验拟定配合比。⑷投料及搅拌(水泥+硅灰+粉煤灰+砂+减水剂)干拌1-1.5min,颜色均匀一致+(石+水)湿拌1.5-2min。气密性混凝土投料顺序和搅拌时间，与老式投料搅拌办法有别，也不同于国内外当前正广泛应用分次投料工艺，其搅拌时间比普通混凝土搅拌时间多0.5-1min。采用这种投料搅拌工艺能有效地克服粉煤灰遇水粘结成团，不易搅拌均匀缺陷。⑸振捣用插入式振动器振捣时，不适当采用垂直振捣，而应采用斜向振捣。这是由于斜向振捣能避免气密性混凝土稠度高、粘度强、流动性差，振动棒拔掉后容易留有孔隙问题。5.3.⑴、概述在瓦斯防范段仅靠模注气密性混凝土还不能完全封闭瓦斯，这是由于气密性混凝土“气密性”，只是相对普通混凝土而言，它尚有一定透气量（设计透气性系数1×10-11cm/sec）。因此有必要对瓦斯段布设第二道防线，即所谓“全封闭复合衬砌”。复合衬砌实质是把气密性混凝土分初次衬砌和二次衬砌两次进行，在两层混凝土之间设立HDPE板作为瓦斯隔离层，达到封闭瓦斯目。⑵施工办法复合衬砌施工顺序视围岩类别差别而有所不同。Ⅱ类围岩在开挖前需设超前D25锚杆并注浆，开挖后喷射厚5cm左右混凝土，以封闭岩面、堵塞岩缝、制止瓦斯向外泄漏。喷射混凝土后设立D25锚杆、工字钢架及钢筋网。喷射气密性混凝土26cm，初次衬砌后进行围岩变形量测，在围岩变形基本稳定后固定高密度PE板。高密度PE板是一种高密度聚乙烯板，厚1mm固定PE板用粘贴法，其工艺是：将成卷PE板由衬砌一侧自下而上，然后由上至下向另一侧逐渐展开。展开时，在初次支护表面及PE板相应位置上分别涂刷胶粘剂，并压实贴紧。涂刷胶贴剂每点长5cm×5cm，各点呈梅花形排列。拱部点间距为0.6m，墙部点间距为1.2m。铺设高密度PE板后，进行模注二次衬砌施工，二次衬砌应采用先墙后拱施工办法。⑶气密性混凝土施工缝施工办法用界面粘结剂解决接缝，初次衬砌和二次衬砌都要进行。其基本作法是在新旧混凝土接缝处，对旧混凝土涂刷两遍JCL－11水泥浆液，再灌注新混凝土。灌注混凝土时，先把旧混凝土界面凿毛，除去浮碴和松动骨料，用水冲洗后涂刷两遍JCL－11水泥浆液，每遍厚2-3mm，两遍间隔不超过30min，一次涂刷厚度为0.8-1.2m，涂刷完毕即可灌注新混凝土。第二遍JCL－l1水泥浆液涂刷后，为避免水泥浆液硬化，要在30min内灌注完混凝土。拆模后把施工缝表面磨平，其上喷涂宽5.3.4防排水和排放瓦斯⑴、隧道K107＋350～K108+167、YK107＋300～YK108+176段为瓦斯逸出段，该段设计采用全封闭复合衬砌封闭地层中瓦斯和水，尽量使地层中瓦斯不渗入隧道。同步采用两套完全独立排水、排放瓦斯系统，即洞内侧沟排水系统和衬砌外盲沟排水排放瓦斯系统，该段水沟侧边墙不设泻水孔。⑵、防排水及排放瓦斯办法a、在模筑衬砌背后环向采用HC—3.5型软式透水管盲沟，每5米设一环。纵向在洞内侧沟泻水孔标高处设全隧道贯通材质相似直径为10b、所有模筑衬砌施工缝采用NPJ腻子型遇水膨胀止水条，设计按每12米c、全隧道衬砌模筑混凝土中加入WG高效复合防水剂。初期支护和二次衬砌之间设复合型防水板，内衬无纺布。d、隧道内安设瓦斯自动监测系统，其布置依照施工期间瓦斯涌出量状况拟定。出口段预留射流风机安装。e、洞内盲沟排水排放瓦斯系统由纵向盲沟环向盲沟和气、水分离装置构成，其作用流程为：隧道左侧：地层中气、水混合体通过环向盲沟和纵向盲沟，经气、水分离装置对气、水分离后，水流排入正洞非瓦斯设防段侧沟内。瓦斯通过环向瓦斯盲沟，引排止右侧气、水分离，然后经瓦斯排放HDPE塑料管排放至大气中。隧道右侧：地层中气、水混合体通过环向盲沟和纵向盲沟经气、水分离室对气、水分离后，水流排入正洞非瓦斯设防段内，瓦斯经瓦斯排放管排放至大气中。f、隧道全封闭段纵向盲沟采用2根100mm焊接钢管，分设于衬砌两侧边墙水沟附近，钢管纵向铺设坡度为3%，略不大于线路坡度以便气、水混合体能汇入气、水分离室内。钢管周壁布置5mm钻孔，纵向间距8-10m，并将钢管末端封堵，以与前方纵向盲沟隔绝。该段环向盲沟采用纵向包塑铁丝加强筋TR加劲型软式透水管盲沟纵向间距10-g、全封闭衬砌段拱墙纵向和环向盲沟采用与隔离层相似瓦斯隔离层（宽50cm）和长5cm水泥钉固定。施工时相邻固定钉间隔离层应预留一定松弛变形量，以防灌注混凝土时将板拉裂。拱墙环向盲沟及墙底纵向盲沟：套槽→初喷2cm混凝土→埋管→瓦斯隔离层固定→初期支护→铺设瓦斯隔离层→二次衬砌。底部环向盲沟：套槽→初喷2cm混凝土→埋管→填砂石→瓦斯隔离层固定→喷射混凝土→铺设瓦斯隔离层→灌注仰拱。h、隧道开挖后预埋钢管，接着喷射混凝土。拆除钢管后固定透水管，并在衬砌下端设横向水管。i、布设位置：按设计位置布设盲管。为防止透水软管侵占衬砌厚度，喷射砼时预埋一根Φ150mm钢管，喷毕后拆下钢管后，在所喷砼面上形成一圆槽，以利透水管安设。j、接头与固定：盲管连接时采用直通式接头，将盲管插入接头。在接头插销孔上，插入连接插销。在砼面上固定办法是：在盲管两则用射钉枪打入钢钉，钢钉上系细铁线固定透水管。附：瓦斯设防段洞身施工工序图：初期支护初期支护超前钻探发现煤层无煤层超前支护初期支护按揭煤防突工艺揭煤按揭煤防突工艺揭煤仰拱段开挖铺设防瓦斯系统灌注仰拱铺设防水及防瓦斯设施仰拱灌注边墙拱圈仰拱初期支护仰拱段开挖5.4不良地质解决徐店子隧道山体煤层处在断层段，在施工中应进行物探和钻探，以拟定断层走向，岩层完整稳定限度，填充物和地下水状况，并据此拟定施工办法。对浮现突然大量涌水、流石流泥等状况，应依照水量大小设立排水设施。5.4.1仰拱地基加固解决遇到地层破碎、围岩软弱地段，必要及时向设计部门反映并提出解决建议方案，经设计部门批准后再进行解决。经检测达到设计强度指标后，方可进行混凝土灌注。5.4.5.4.2.a洞内外观测；b净空水平收敛量测；c拱顶下沉量测；d地表下沉量测（不良地质段）。5.4.2.水平净空收敛量测及拱顶下沉量测间距，Ⅱ类围岩10～15m。5.4.2.水平仪、QJ-81型球绞式周边收敛计。成立专门量测小组，按设计规定频率和办法进行量测、收集原始资料工作。采用回归分析法，对原始资料进行分析解决，掌握围岩及支护构造稳定状况，如发现问题，及时反馈至关于部门，以便改进施工办法、施工进度和拟定二次支护时间。必要时，提请修改设计，提前施作二次衬砌或进行其她特殊解决。6揭煤、防突办法及排放瓦斯6.1设计基本状况6.依照《瓦斯评价报告》，隧道所穿越煤层也许有突出危险。依照设计文献，该隧道在揭煤、防突及瓦斯排（抽）放施工中采用动态设计，瓦斯防范段施工应严格执行揭煤防突和瓦斯监控量测关于规定和程序，设计范畴为隧道揭穿所有煤层所有作业过程。6.由于隧道穿越山体地勘资料不详，依照地表勘察和当前地层揭露状况综合分析以为：隧道穿越带中具有多层煤，煤层较薄。在施工中必要施作超前探孔，探明煤层层位和基本煤层参数。6.1.3隧道断面隧道开挖断面按6.2揭煤防突施工办法作业程序：煤层超前探测→煤与瓦斯突出危险性预测→钻孔排放瓦斯→防突效果检查→石门揭煤→过石门坎→煤层掘进。6.全断面掘进工作面至煤层20m（垂直距离）时，必要打至少3个穿透煤层全厚超前钻孔，并进入顶（底）板不不大于0.5m，详细记录岩芯资料，推测煤层与否有畸变。施作超前钻孔时直径为75mm，若发现地质构造变复杂、岩体破碎，则必要在隧道开挖轮廓线外5m范畴内布置一定数量超前钻孔，保证能精确掌握煤层厚度、角度变化及瓦斯状况等。6.考虑到测定煤层瓦斯压力要达到原始压力值时间较长，并且单独用瓦斯压力并不能确切判明煤层突出危险性，本设计揭煤前不测定瓦斯压力，以节约施工时间。突出预测采用钻屑指标法为主，钻孔瓦斯涌出初速度法为辅办法。（预测孔直径Ф50mm）。6.防治突出采用多排钻孔排放或抽放。如煤层确存在较大突出危险，可将钻孔封孔、接抽，以达到有效消除突出危险性目。全断面钻孔控制范畴：隧道轮廓外上方7m，左右两侧6m，底部3m；钻孔孔径108mm，并进入底板岩层不不大于0.5m。抽排半径取1.5m。排放孔进行瓦斯排放时，所有洞内掘进施工应停止，排放15天。当鉴定有突出性危险时顺煤层施作扇形排放钻孔，排放瓦斯15天。6.瓦斯排放完毕之后，打检查孔，用以拟定瓦斯排放与否结束。检查孔布置在揭煤端面中部，并应位于办法孔之间，终孔位置应位于办法孔控制范畴边沿线上。若煤层不具备突出危险性，则结束排放。否则视排放效果应继续排放或采用水力冲孔等其他办法解决。6.通过排放效果检查，煤层无突出危险性后，封堵排放钻孔。采用D25自进式锚杆对开挖轮廓外岩体进行超前注浆加固，同步安装18工字钢架，而后采用震动放炮揭煤。揭煤时，掘进工作面与煤层之间必要保持一定岩柱，其最小垂直厚度应不不大于1.5m。遇岩石松软、破碎还应增长岩柱厚度。6.3揭煤、防突及排放瓦斯详细设计隧道揭穿突出煤层，即隧道自顶板岩柱穿过煤层，进入底板所有作业过程，都必要采用防治突出办法。防治突出内容如下：a、控制突出煤层层位钻孔布置；b、突出预测办法及预测钻孔布置；c、防治突出技术办法；d、防治突出技术办法效果检查；e、安全防护办法。揭煤防突施工工艺流程如下图：煤层突出危险性预测煤层突出危险性预测打超前钻探孔无突出危险有突出危险多排钻孔排（抽）放瓦斯防突办法效果检查有效无效补救办法安全防护办法揭开煤层预测瓦斯突出危险限度指标：a、解析指标K1值当f≥0.35，K1>0.4 或f<0.35，K1>0.3时，有突出危险；b、瓦斯瞬间解析压力P>0.03MPac、钻孔瓦斯涌出初速度qm>4L/min：d、瓦斯压力P＞0.74MPa 有突出危险；e、打钻期间动力现象：喷孔、顶水、顶钻、卡钻。当具备a或d时，有突出危险，同步具备b、c、e时，有突出危险。6.在隧道瓦斯设防段掘进过程中，必要持续施作超前钻孔，以探明施工前方地质状况，防止误揭煤层。工作面掘进至距煤层20m(垂距)之前，沿隧道迈进方向打一种穿透煤层全厚且进入底板不不大于0.5m超前钻探孔；在隧道工作面掘至距煤层10m(垂距)时，打三个穿透煤层全厚且进入底板不不大于0.5m超前钻探孔。钻孔布置见“探测孔布置图”。煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层 所有探孔规定详细记录岩芯资料，以利于探明突出煤层相对位置。若隧道工作面掘至距煤层20m(垂距)时，发现地质构造变得复杂、岩石破碎，则必要在隧道断面四周轮廓线外5m范畴煤层内布置一定数量超前探钻孔，以保证能确切地掌握煤层厚度、倾角变化、地质构造和瓦斯状况等。6.本设计揭煤前不测定瓦斯压力，以节约施工时间。突出预测采用钻屑指标法为主，钻孔瓦斯涌出初速度法为辅办法。6.3.a、钻机一钻进煤层就取一次钻屑，后来每钻进1m，取一次钻屑作解吸指标测定。取样时，把秒表、筛子准备好(Φ1mm筛子在下，Φ3mm筛子在上)。钻孔钻到预定深度时，用组合筛子在孔口接钻屑，同步启动秒表，一面取样，一面筛分，当钻屑量不少于100g时，停止取样，并继续进行筛分。b、把筛分好Φ1～3mm煤样装入WTC瓦斯突出参数仪煤样杯，将盛满煤样煤样杯放入煤样罐中，盖好煤样罐，将阀门转动到煤样罐或煤样瓶与大气相通位置。c、当秒表计时到预定期间t0（普通规定t0为1～2min），转动阀门使煤样罐或煤样瓶与测量系统接通、与大气隔绝，启动仪器开始测量钻屑瓦斯解吸量。6.3.a、钻进煤层后每钻进1m，测定一次钻孔瓦斯涌出初速度q。b、当钻孔钻进至预定深度后，及时用秒表计时。随后迅速拔出钻杆，把封孔器送入孔底进行封孔。所有封孔操作应在规定进行流量计读数时间此前完毕。c、在封孔操作同步，应及时将流量计与导气管口连接好，待封孔完毕后即可进行测定。采用流量计读数为瞬时流量时，在秒表走时至2min时读数，即为钻孔瓦斯涌出初速度值；采用流量计读数为合计气体流量时，则应在秒表走时至1.5min时读出流量计数值。当秒表走时至2.5min时再读一种流量计数值，后一数减去前一读数即为钻孔瓦斯涌出初速度值。两种类型流量计，使用时只能拟定一种而不能混用，以免导致较大测量误差。如果因封孔操作不及时等因素，测定瓦斯流量时间已超过了规定期间时，该测定成果不能作为鉴定工作面无突出危险根据。6.3.可依照揭煤点实际状况，取煤样进行实验研究，拟定钻屑解吸指标K1临界值。每次揭煤都应作好钻屑解吸指标K1、钻孔瓦斯涌出初速度q及其临界值考察。总结分析，为下一次揭煤突出预测提供可靠根据。6.防治突出技术办法采用多排钻孔排放或抽放。由于隧道开挖断面大，为防止煤层突然揭开时大量涌出瓦斯，需实行多排钻孔预排瓦斯。从防治突出角度来看，多排钻孔预排瓦斯是一种防治突出办法。结合突出预测状况，如煤层的确存在较大突出危险，可将钻孔封孔、接抽，以达到加速和有效地消除突出危险目。钻孔控制范畴：隧道轮廓线外上方7m，左、右两帮6m，底部3m。排(抽)放钻孔孔径90～110mm，排(抽)放半径取1.0m。钻孔布置见“排放孔位置布置图”。

拱顶煤拱顶煤3.5m煤层煤层排放范畴煤排放范畴线排放范畴煤排放范畴线排放范畴煤排放范畴线排放范畴煤排放范畴线拱煤层左右钻孔排放剖面钻孔排放平面煤层煤层70°煤层剖面平面排放孔进行瓦斯排放时，所有洞内掘进施工应停止，排放15天。排放瓦斯顺序：打排放钻孔（坑底距煤层不不大于5m）→排放瓦斯15天→揭煤穿过煤层当鉴定有突出性危险→顺煤层施作扇形排放钻孔→排放瓦斯15天→穿过煤层。6.隧道放炮揭开和穿过煤层时，为防止煤层垮落诱发突出，需采用自进式注浆锚杆对开挖轮廓外岩体进行超前注浆加固。注浆加固办法在排(抽)放孔实行后，放炮揭煤前实行。控制隧道拱部及拱脚1米范畴，锚杆布置在隧道开挖轮廓线煤层上部0.5～0.9m，穿入煤层底板1.0m。设计每环向锚杆36根，长度4米；纵向按2米间距布置，钻孔直径Ф38mm，钻孔间环向距离0.4m。6.执行防治突出办法后，按突出预测相似办法和指标检查办法效果。一种效果检查孔布置在揭煤断面中部，并应位于办法孔之间；其他效果检查孔位于隧道上部和两侧。终孔位置应位于办法孔控制范畴边沿线上。如检查成果各项指标都在突出危险临界值如下，则以为办法有效；反之，以为办法无效，必要补充防治突出办法，再进行效果检查。直至办法有效，方可放炮揭煤。6.通过排放效果煤层无突出危险性后，封堵排放钻孔，采用自进式锚杆对开挖轮廓外岩体进行超前注浆加固，同步安装钢架，而后采用震动放炮揭煤。揭煤时，掘进工作面与煤层之间必要保持一定岩柱，其最小垂直厚度应不不大于1.5m，遇岩石松软、破碎，还应增长岩柱厚度。6.3.采用“低爆力震动放炮某些露煤揭石门”办法。煤层1.5m煤层1.5m1.5m拱顶揭开石门后扩挖顶部过石门坎石门长度3-3.5m循环进尺(0.7-1.0m)6.3.6.1a、刷斜面或台阶。b、石门钻眼及爆破石门爆破炮眼长度按一次揭开石门长3～3.5m拟定，顶部露煤长度不不不大于1.5mc、支护斜面顶板设暂时支护，揭开石门进行锚喷支护后及时进行斜面某些顶板扩挖进行支护。d、石门必要一次揭穿。6.3.6.施工原则：勤检查、短进尺、弱爆破、强支护、快喷锚。a、勤检查：揭开煤层后，检查工作面前方10m地段有无突出危险性，若指标合格掘进5m。然后再检查10m，掘进5m，如此循环。b、短进尺：每次爆破掘进1.0m，防止冒顶。c、弱爆破：多打眼少装药，只打岩石眼。煤层打眼使用煤电钻，采用矿用安全炸药及五段电雷管。d、强支护：安装砂浆锚杆、工字钢架。e、快喷锚：爆破后及时进行锚喷初期支护。6.3.6.a、钻眼放炮：采用煤电钻钻孔，坚硬煤层炮眼数较岩石爆破多一倍，使用矿用安全炸药和五级矿用电雷管。b、开挖支护：同石门坎。6.3.6.隧道施工爆破作业均采用3#矿用硝氨炸药、普通型毫秒延期电雷管、电力起爆器。最后一段延期时间不得不不大于130ms，选用1-5段毫秒延期电雷管。周边眼间距40㎝，掏槽采用复式楔型掏槽方式，单耗控制在0.9～1.15㎏/m3。电路设计：a、同一串联网路中，必要使用同厂、同批、同牌号电雷管。b、一种开挖工作面不得使用两台或多台起爆器，起爆器必要经实验。电流、电压符合规定后方可使用。采用单一串联网路。c、必要使用爆破专用仪表进行雷管电阻值测量和网路导。

a、总电阻RR=R线+n×rR线=电线电阻n=雷管个数电流II=U/R=U/（R线+n×r）r=单个电雷管电阻过每个电雷管电流，必要满足i=I=U/(R线+n×r)>I准U-起爆电源电压I准-准爆电流通检查。6.3.6.a、在瓦斯浓度不不不大于0.3%石质坑道内，可采用非电雷管常规爆破；b、在有瓦斯突出地段煤层中，必要使用3#硝氨炸药；c、采用电力起爆时，最后一段雷管延期时间不得超过130ms。6.4安全防护办法为防止突出预测失误或防突办法失效而发生突出，在隧道揭穿煤层整个施工阶段，都必要采用安全防护办法。安全防护办法涉及隧道揭穿煤时震动放炮或远距离放炮、避难所和压风自救系统等内容。6.在采用有效防突办法，经办法效果检查，确认无突出危险时，可采用远距离放炮揭开煤层。否则，应采用震动放炮揭穿煤层。远距离放炮比震动放炮可以少打眼、少装药，其他安全规定（如通风系统、停电等）则相似。远距离放炮时，人员必要撤到洞外。a、揭煤前准备工作1)、保证最小垂厚不不大于1.5m岩柱前提下刷斜面；2)、封堵排(抽)放孔；3)、实行超前锚杆注浆；b、关于规定1)、揭煤时，掘进工作面与煤层之间必要保持一定岩柱，其最小垂厚应不不大于1.5m，遇岩石松软、破碎，还要恰当增长岩柱厚度。2)、岩眼不得打入煤层，眼底距煤层应保持0.2m距离。如果岩眼已打入煤层，必要在眼底岩石中充填0.2m炮泥；3)、炸药必要采用煤矿许用安全炸药。4)、所有炮眼都要在炸药与封泥间装1～2个水炮泥，封泥都必要密实地装至孔口；5)、装填雷管炸药时，应按设计将雷管炸药分组。炮眼编号挂牌，凭牌取雷管炸药。记录员检核对照，记录校核数据。6)、震动放炮必要采用铜脚线毫秒雷管。最后一段延期时间不得超过130ms，并不得跳段使用。电雷管使用前必要进行阻值测定，选用阻值相近。电雷管联接采用串并联方式，但都必要使通过每一电雷管电流达到电雷管引爆电流两倍。放炮母线必要采用专用电缆，并尽量减少接头，以减少放炮母线电阻（建议采用遥控引爆器）。7)、震动放炮时，回风系统内电气设备必要切断电源。8)、工作面必要有独立可靠回风系统，必要保证回风系统中风流畅通。9)、放炮地点设在地面，左、右隧道同步停止施工并停电。所有人员撤至洞外，且人员和机电设备均不要正面对洞口。10)、放震动炮由总工程师统一指挥，并由救护队在指定地点值班。放炮后至少经30min，由救护人员进入工作面检查。依照检查成果，拟定采用恢复送电，通风及排除瓦斯等详细办法。11)、如放炮未能一次揭开煤层，在掘进剩余某些时，必要采用防止突出办法。12)、在隧道揭穿煤层和煤层掘进全过程中，应对围岩进行超前注浆加固。6.避难所必要安设向外启动严密隔离门，室内净高不得低于2m，长度和宽度应依照同步避难最多人数拟定，但每人占用面积不不大于0.5m2。避难所内支护良好，并设有与洞外值班室直通电话。避难所必要设有供应空气设施，每人供风量不不大于1m3/min。如用压缩空气供风时，应有减压装置及带阀门呼吸咀。6.在隧道揭煤时，还要设立压风自救系统。第一组压风自救器距揭煤工作面30m，后来每隔50m设立一组，共设3组。压风自救器随工作面推动以50m间距前移。每组压风自救器数目，依照隧道工作面同步工作最多人数拟定，每人供风量不少于1m3/min。6.进入瓦斯设防区人员，必要随身携带AZY－45型压缩氧自救器。6.见“隧道瓦斯防爆设备一览表”。7瓦斯抽放设计依照《隧道瓦斯测试及涌出量评价报告》可知：隧道为高瓦斯隧道，且该隧道所穿越煤层单从瓦斯压力来看具备突出危险。在施工中有必要对拟定煤层突出危险性其她三个指标进行测定。如果有突出危险，则须进行瓦斯排放或抽放，而抽放可以大大加快瓦斯排放速度。7.1施工期间瓦斯抽放考虑到在施工期间瓦斯涌出量也许较大，预测瓦斯涌出量可达3.05m3/min。为保障施工安全，穿煤点具备突出危险时和探测有裂隙瓦斯异常涌出地点实行瓦斯预先抽放办法。a、抽放管网直径计算管径大小按下式计算：Φ=1000·K√(Q·N)/(60·VX·C)式中：Φ──管道直径，mm；Q──工作面正常施工时瓦斯涌出量，m3/min；VX──管道内容许瓦斯流速，普通取VX=5～15m/s；K──抽放瓦斯综合系数，普通取K=1.2；N──瓦斯抽放率，普通对于煤层取N=30％，对于围岩裂隙瓦斯取N=70％C──瓦斯抽放浓度，普通取C=50％依照《瓦斯评价报告》，在施工期间工作面正常瓦斯涌出量为：Q=3.05m3因而，施工期间瓦斯抽放主管道直径可分别按穿煤点正常瓦斯涌出量和围岩裂隙瓦斯涌出量计算。代入(6)式计算可得出，在施工期间瓦斯抽放管道直径应为：Φ=62～107mm考虑到在施工期间也许会同步浮现两个以上瓦斯涌出点需要抽放。因而，在施工期间，至少应具备2趟Φ150mm瓦斯抽放管。为了配合营运期间瓦斯抽放和排水问题，设计采用预埋两趟Φ150mm瓦斯抽放管，这样，每一趟管道具备9.4～28.3m3/min气量通过能力，如按50％抽放浓度计算，两趟管道共计可抽放4.7～14.1m3/min纯瓦斯，可满足三个瓦斯抽放点抽放需要。在施工期间选用YWB－15型智能式瓦斯抽放移动泵。其详细参数如下：型号：YWB－15极限真空度：－94KPa最大抽气量：15m3耗水量：75L/min电机功率：30KW供电电压：380V/ACb、瓦斯抽放布置如果煤层具备突出危险时，可考虑采用预抽瓦斯办法来加快煤层瓦斯排放速度。其详细钻孔布置方式和钻孔参数见隧道揭煤防突办法某些。在隧道其他瓦斯设防地段，可依照裂隙瓦斯探测状况拟定与否采用钻孔抽放办法。为了结合营运期间瓦斯抽放，在施工期间瓦斯抽放管道可运用隧道两侧预埋Φ150mm管道实行抽放。因而，在施工期间不单独敷设瓦斯抽放管道。在施工期间，考虑采用瓦斯抽放移动泵。7.2营运期间抽放瓦斯在隧道营运期间，由于瓦斯涌出衰竭和采用了堵防办法等，其瓦斯涌出量会相对减小。同步考虑到营运期间通风量很大，达446m3/s，足以将也许渗漏到隧道中瓦斯稀释至安全浓度如下，因而，瓦斯抽放必要性有待进一步专项论证。万一仍有一定瓦斯量需要抽放时，可运用预埋管道、移动泵作固定泵用。8瓦斯和煤尘爆炸防治技术办法瓦斯爆炸是煤矿中一种严重自然灾害，如果由于瓦斯爆炸引起煤尘参加爆炸，则危害将更为严重。依照《瓦斯评价报告》，隧道煤层瓦斯涌出量较大，煤尘具备爆炸性，并且尚有围岩裂隙瓦斯、硫化氢异常涌出也许性，更增大了瓦斯和煤尘爆炸危险性。因而，在施工中应采用有效办法予以防治。8.1设计指引思想瓦斯爆炸基本条件有三个：一是达到爆炸范畴瓦斯浓度；二是具备高温引燃火源；三是有足够氧气。防止瓦斯爆炸必要从前两个条件着手，设法变化引起瓦斯爆炸条件。详细应从如下几种方面考虑：a、依托通风办法，将瓦斯稀释至安全浓度范畴之内。选取合理通风方式，建立可靠通风系统，保持良好通风状态，保证有足够风量。b、对围岩裂隙瓦斯异常涌出量较大地点，采用抽放办法，将瓦斯用管道抽出地面，减少瓦斯向隧道涌出。c、建立和配备一套瓦斯检测仪表和控制装备，经常掌握瓦斯涌出变化及分布动态，防止瓦斯积聚和超限。一旦浮现瓦斯超限，可以及时采用办法解决。d、防止各种引燃火源，涉及电器设备失修和动力电缆绝缘破坏引起电弧和电火花。炸药爆炸后产物(火焰及炽热粒子)、摩擦火花、静电火花以及其她火源。从施工所需配备电器设备、爆破器材及照明等方面分别提出规定。8.2隧道施工通风8.依照工期安排及瓦斯隧道施工难度大特点，进口设两台矿用防爆风机（通风量满足通风规定），一台使用，一台备用，压入式通风。洞内设一台矿用防爆风机向外抽风。8.依照煤矿关于规定，矿井风量计算，应按不同规定分别计算，并取其中最大值，以拟定其通风系统总进风量。但考虑到隧道是大断面开挖又不同于煤矿井巷。因而，又参照了国内外某些隧道通风经验计算公式进行风量计算。依照隧道详细状况，从如下三个方面计算掘进工作面需风量：8.2.Q＝q·K/C(1)式中：Q──掘进工作面需风量(m3/min)；q──掘进工作面瓦斯涌出量(m3/min)；K──瓦斯涌出不均匀系数，取1.3；C──掘进工作面容许瓦斯浓度，取1％。依照《隧道瓦斯测试及涌出量评价报告》(如下简称《瓦斯评价报告》)预测，隧道全断面揭煤时正常瓦斯涌出量为：3.05m3/min，代入上式计算得：隧道全断面揭煤：Q＝397(m3/min)；8.2.依照国内煤矿关于规定，并参照国外同类隧道规定原则，对瓦斯隧道最低风速取0.5Q＝60×S×V(2)式中：Q──掘进工作面需风量(m3/min)；S──隧道净断面积(m2)；V──巷道最低风速(m/s)。隧道采用全断面掘进，净断面积为100m全断面掘进：Q＝3000(m3/min)；8.2.按煤矿采用修正公式计算掘进工作面爆破时需风量：Q＝500×（A/T）(3)式中：Q──掘进工作面需风量(m3/min)；A──掘进工作面一次爆破最大炸药量，Kg；L──掘进巷道最长通风距离(m)；T──爆破后通风时间，取40min。隧道全断面掘进毛断面积约为100m2，按每次爆破长度2m，每100m3岩石消耗炸药量123Kg(铁路预算定额原则)计算，则一次爆破最大炸药量为246Kg，代入上式计算得Q＝依照上述计算成果，取巷道最低风速计算办法所得成果，Q＝3075(m3/min)；作为掘进工作面需风量。8.为了保证通风系统正常，防止瓦斯灾害事故扩大，特对通风设施提出如下规定：①、瓦斯隧道各开挖工作面都必要采用独立通风。②、瓦斯隧道施工中，对瓦斯易于积聚空间和衬砌模板台车附近区域，可采用空气引射器、气动风机等设备，实行局部通风办法，以消除瓦斯积聚。③、瓦斯隧道施工期间，应实行持续通风。因检修、停电等因素停风时，必要撤出人员，切断电源。恢复通风前必要检测瓦斯浓度。压入式局部通风机极其附近10米以内风流中瓦斯浓度不超过0.5%时，方可人工开动局部通风机。④、压入式通风机必要装设隧道外或洞内新鲜风流中，避免污风循环。瓦斯工区通风机应设两路电源，并装设风电闭锁装置，当一路电源停止供电时，另一路电源能及时保证风机正常通风。⑤、瓦斯工区必要有一套同等性能备用通风机，并经常保持良好使用状态。⑥、瓦斯突出隧道开挖工作面附近局部通风机均应实行专用变压器、专用开关、专用线路及风电闭锁供电。⑦、瓦斯隧道应采用抗静电、阻燃风管。风管出风口到开挖面距离应不大于5m，风管百米漏风率不不不大于2%。⑧、排放高浓度瓦斯时，必要制定排除瓦斯安全办法，应控制风流，使排出风流在同巷道风流混合处瓦斯浓度不得超过1.5%，排放瓦斯回风系统内必要停电撤人。8.2.4隧道施工瓦斯检测和监测依照国内当前瓦斯检测仪体现状，在隧道施工中应采用人工巡检和瓦斯遥测仪持续自动监测相结合方式。瓦斯监测系统运营瓦斯监测系统运营反馈继续施工通风、排放、抽放等运营图超限不超限8.人工巡检，当前还是煤矿瓦斯检测中一种重要方式。它具备测定数据精确、可靠、检测方式灵活等长处。因而，每个掘进工作面均应配备专职瓦斯检查员。运用光学瓦斯检定器进行定期、定点巡检。现场成立瓦斯班，设专职瓦检员6人，分三班。每班2人，对隧道进行全天候交叉巡逻。由洞外到洞内，重点选取电器设备集中地点、二次衬砌作业面、开挖工作面作为检测端面。由于隧道断面大，因此每个断面应检查5个点，即拱顶、两侧拱腰、拱脚、各距坑道周边20cm处，每次均应测定风流中瓦斯和二氧化碳。在有硫化氢涌出地点，还需用比长式检知管测定硫化氢。并填写瓦斯日报表。对爆破作业采用装药前，放炮前、放炮后“一炮三检制”进行检测。专职瓦检员配备AQG-1型光学瓦斯检定仪、积压缩氧自救器。为保证施工安全，开挖班班长、衬砌班班长、电工、当班领工员应配备AJB-2B便携式瓦斯报警仪。瓦斯检测地点为：a、开挖工作面和回风流中，爆破地点附近20m内风流及局部垮帮冒顶处；b、坑道总回风中；c、局扇前、后10m内风流中；d、各种作业平台和机械附近20m内风流中；e、电动机及其开关附近20m内风流中；f、避车洞及其他硐室中；g、煤层或接近地质构造破坏带，裂隙瓦斯、硫化氢及油气异常涌出地点。瓦斯检查员应将每次检测成果及时填写在瓦斯记录本和记录牌上，出洞后应及时向值班领导报告。在检测中如发现瓦斯超限或其他异常状况，应即时告知工作面作业人员停止作业，将人员撤到安全地点，并向上级领导报告。工作面作业班组、通风管理人员、干部及流动作业人员，应配带便携式瓦斯警报仪，以便瓦斯超限时能及时报警。检测仪表及装备配备：便携式瓦斯警报仪选用AZJ－95智能型沼气检测报警仪。其中A型5台、B型5台、另选AZJ-91微型沼气检测报警仪6台，共需配备16台。光学瓦斯检定器选用GWJ-2型瓦斯检定器，共需配4台。8.在施工期间，为保证施工安全，在隧道内安设瓦斯自动持续检测系统。持续监测长处是可以实时跟踪、自动记录和报警以及对电器设备进行控制。自动监控系统选用TF-200型矿井环境监测系统。该系统采用音频分制载波脉冲调制方式传播信号。洞内安装屏幕显示分站；通过RS232半行通信接口与计算机相联，进行数据后解决。在正洞开挖工作面、机电设备集中处、总回风巷、衬砌台车处各设一种甲烷传感器探头。瓦斯浓度达到报警值时传感器探头发出声、光报警信号、断电仪发出光报警信号，计算机发出声音报警信号。瓦斯浓度超过断电值时，断电仪可自动切断超现区电源，自动检测系统仍正常工作。在计算机主控房配2名专职技术人员，24小时值班。9防止瓦斯突然涌出为了防止瓦斯突然大量涌出导致瓦斯爆炸事故和发生涌水事故，在隧道施工中采用边掘边探办法，以便有针对性地提前采用防治办法。本设计拟采用物探和钻探相结合超前探测办法。9.1物探采用KDL－3型矿用地质雷达探测仪进行探测。依照煤科总院重庆分院在中梁山隧道探测应用，该仪器可以探测到瓦斯储气构造和岩溶水，探测距离可达60m以上。采用该仪器探测，预测可获得较好探测成果。9.2钻探由于物探只能探明储气构造，对有无瓦斯涌出只能定性，不能详细定量和定点。因此，还必要辅之以钻探办法。本设计在每个探测点向隧道两侧各打两个超前探孔，钻孔设计深度为20m。在施工时，可依照实际状况进行调节。在个别岩层较厚地段，可打两次探测孔。钻机采用ZYY-150型地质钻机。9.3探测地点由于徐店子隧道所穿越地层状况复杂，煤层较多且成不规则透镜状。当前地质资料不能完全反映煤层状况，因此必要在施工中加强地质复查工作，探测段为K107＋350～K108+167、YK107＋300～YK108+176预测探测次数2-3次。9.4电器设备控制从煤矿中瓦斯爆炸事故分析，掘进巷道占有很大比例，而导致掘进工作面瓦斯超限甚至达到爆炸瓦斯浓度，除遇异常瓦斯涌出外，较多状况下是由于局扇故障、停运和风筒完整性受到破坏所致，而局扇停运往往是由变压器、开关和供电线路等故障引起。为此，在国内煤矿安全规程中明确规定：在高瓦斯矿井或煤(岩)与瓦斯突出矿井中，所有掘进工作面局部扇风机，都应装设三专(专用变压器、专用开关、专用线路)两闭锁(风电、瓦电闭锁)设施。为了保证隧道施工安全，局部扇风机亦应安装三专两闭锁设施，使局部扇风机和隧道工作面电气设备实现风、瓦斯与电闭锁，当局部扇风机停止运转或掘进巷道内瓦斯超限时，能及时自动切断局部扇风机供风系统内一切电源。“三专”供电系统重要由专供局扇使用高压防爆开关、变压器、低压馈电开关、检漏继电器和供电电缆等五某些构成。同一区域内相邻两个掘进工作面局部扇风机，可用一条电缆供电，也可分开供电。风电、瓦电闭锁装置可以单独选用定型产品，也可与瓦斯持续监测系统一起考虑。因设计中已考虑在施工中建立瓦斯监测系统，故不此外选型。瓦斯监测系统在瓦斯超限时，可以自动断电，从而实现风电与瓦斯自动闭锁。9.5对施工设备、爆破器材和照明规定在煤矿安全规程中，对瓦斯矿井中电器设备、照明灯具、通讯、自动化装置和仪器、仪表选用，有明确规定。依照铁路隧道施工特点，在隧道内非瓦斯工区，除运送设备和打钻设备可采用非防爆型外，别的设备(涉及照明灯具)均应采用矿用防爆型。进入瓦斯设防地段（K107＋350～K108+167、YK107＋300～YK108+176）施工，隧道内一切设备均应采用矿用防爆型。因电缆是也许产生电气火花一种重要方面，故对电缆选用、连接、敷设等在煤矿安全规程中都做了详细规定。可参照《煤矿安全规程》第九章第四节各项规定。爆破器材在煤矿中使用也有严格规定。在瓦斯煤层中爆破只能采用煤矿许用安全炸药和电雷管，若用毫秒电雷管时，总延期时间不得超过130ms，并且不准跳段使用。除炸药、雷管外，为防止炸药爆破时还也许产生火焰，应按规定作好炮眼封堵，并保证封孔质量。此外，隧道内不得使用PVC塑料管，塑料风筒也必要是抗静电和阻燃。9.6瓦斯设防地段拟定从K107＋350～K108+167、YK107＋300～YK108+176作为瓦斯设防地段，瓦斯设防段全长为Z817/Y876m，瓦斯设防段按高瓦斯工区管理，所有电器设备均应采用矿用防爆型。（隧道别的里程为低瓦斯隧道，低瓦斯设防地段按低瓦斯工区管理。固定设备采用防爆型，移动设备可采用非防爆型。在施工中应加强瓦斯检测工作，一旦发现瓦斯应按高瓦斯工区组织施工。9.7防尘办法为了防止煤尘爆炸，应采用必要防尘办法。重要是在穿越煤系地层段，应坚持湿式打钻作业，坚持洒水降尘，防止煤尘飞扬。同步应进行定期清扫和清洗隧道内积存煤尘。喷射混凝土作业采用叶轮式混凝土湿喷机（HTS-300YⅡ型）。9.8瓦斯安全检查组织机构为保证上述办法严格执行，徐店子瓦斯隧道施工时，统一建立专职瓦斯安全检查、监测管理机构，并成立瓦斯专项实验室。负责瓦斯安全检查、通风管理、瓦斯检测仪表管理和瓦斯监测实验等工作，负责监督和管理施工作业班瓦斯检查员业务工作，并定期对瓦检员进行培训。依照徐店子隧道实际状况，成立瓦斯安检站，配专职管理人员6人，技术主管1人，瓦斯传感器维护管理2人，通风管理1人。实验室设实验员2人及有关实验设备。10徐店子隧道防爆工程量及防爆机械设备1、瓦斯防爆工程量见“附件1、徐店子隧道瓦斯防爆工程量表”。2、瓦斯防爆机械设备见“附件2、徐店子/隧道瓦斯防爆机械设备一览表”。11安全保证办法11.1通风系统安全技术办法1、加强通风管理，保证正常通风。2、加强通风设备检查维修工作，保证风机正常运转。备用风机能在10min内启动供风。3、备用第二电源10min内，能发电供电。4、加强对风管和风门管理，防止漏风和短路漏风。5、建立测风制度，做好通风工作：每10天进行一次全面测风。6、通风机设备检查维修制度：通风机配备两套。其中备用一套，使用前应进行通风试运转和性能检测，保证电气性能、继电保护、绝缘状况、接地保护等均应达到设计规定。每班由通风工检查通风管路一次，发现问题及时解决。每班检查风门一次，漏风及时修理，以防短路通风。7、必要时，在掌子面等处增设局部通风设施，避免局部凹处瓦斯积聚。11.2机电设备及供配电系统安全技术办法11.2.1机电设备：1、所有进入瓦斯隧道内机电设备必要有“KB”、“KA”、“KH”等防爆专用标志。2、必要有国家级承认防爆产品生产允许证、产品合格证。3、电缆必要是V－500、V－1000（低压）或V－6000V以上（高压）矿用阻燃型和屏蔽型专用电缆。4、机电设备要水平放置，倾斜角不不不大于15°，技术参数（电压、电流、熔体规格等）符合设备使用规定。过流、欠压、短路等保护装置可靠，三相负载周期性合格。5、重要机电设备和供电开关要有接地保护，地线网电阻不大于2欧姆。11.2.2供配电：1、供电系统采用“三专”、“两闭锁”，“三专”是专用变压器、专用开关、专用供电线路；“两闭锁”是瓦斯浓度超标时与供电闭锁，通风与供电闭锁。2、施工用电采用双回路不同电源线路。一路电源发生故障停止供电时，另一路电源仍能肩负施工用电。备用线路采用“自发电站”作为备用电源，“自发电”装机容量最小应满足如下设备负荷规定：通风机、主抽水站、洞内照明。3、高压不超过10KV，手持电器设备、电话、信号装置额定电压不超过127V，低压照明、远距离控制线路额定电压不超过36V。11.2.3单独照明系统洞外设专用照明变压器降压后经矿用防爆主电缆送入洞内。各相应地段设立照明及信号专用Z×Z8-2.5Ⅱ型综合保护装置，将380V三相中性点不接地电源，降压为127V，用防爆接线盒接入KBY-20防爆防尘茧光灯灯具，防爆投光灯及防爆白炽灯应满足道路和施工照明需要。11.2.4夜间施工保证办法1、夜间作业时，施工现场必要配备足够照明设备，作业场地有辅助照明设备，工作视线不清时禁止施工作业。照明设备应按照关于规定设立安全保护办法。2、参加夜间施工人员应接受统一培训，接受夜间施工有关知识。在现场作业时，应有专人进行指挥。充当指挥者人员应接受视力和听力检查，检查合格后方可担任指挥者。3、夜间施工前应设立专门防护和预警设施，同步认真检查施工机械、电力线路、防护办法，保证无端障运营。4、对于夜间施工，要安排好工作时间和工序循环，有浮现异常现象应急办法。11.2.5瓦斯监控安全规则1、加强现场领导在煤系地层中施工和揭煤时，现场指挥组要认真领导、监督，并协调各项安全办法执行。设立专职放炮员、瓦检员。2、“瓦斯”安全知识教诲工作要贯穿整个煤系地层施工过程。对从事洞内施工人员，要进行岗前培训，经测试合格后方能上岗。定期组织安全检查，发现问题及时解决。3、当快进入煤层地段要及时进行超前探孔（探孔深20米），开挖15米后继续探孔。当掘进工作距煤层10米时，打三个穿透层全厚钻孔，确切撑握煤层产状和瓦斯浓度状况。4、当掘进工作面距煤层5米时，打测压孔，进行瓦斯压力测定。当瓦斯压力不不大于1MP时，必要采用办法，使之减少到1MP如下后，方可采用震动爆破揭煤。5、揭煤前，掘进工作面与煤层之间岩柱厚不不大于2米。揭煤放炮时，全隧道停电，所有人员撤出动外。揭煤时必要使用放炮器。6、当掘进面距煤层先后10米范畴内必要使用获得产品合格证煤矿许用炸药和电雷管。操作时，远离煤层10米以外。7、K107＋350～K108+167、YK107＋300～YK108+176段，为煤系地段。开挖时必要严格按施工图加强支护，及时进行封闭性永久支护，防止瓦斯逸出。施工至该段附近，必要加强对围岩类型核定。若与设计有较大出入，及时报知高监、设计单位及时进行变更。8、放炮员、班组长、瓦检员必要在现场执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”。煤系地层中放炮安全距离为300米。9、打眼与装药不得平行作业。炮眼应用水炮泥或粘土炮泥封死，否则禁止放炮。10、衬砌段风速不得不大于0.5m/s，未衬砌段风速不得不大于lm/s，以防止瓦斯局部汇集。若发现瓦斯局部汇集，应采用局部通风办法。11、瓦斯检查员应按规定检查地点、检查频率，经常巡回检查，要保证检查时均衡性。不许空班漏点，并要认真填写好“记录本”与“记录牌”。如发现异常状况，及时报告坚决解决。12、不得随便停风，防止瓦斯汇集。因停电或其她因素，局扇停止运转，在恢复通风前必要检查瓦斯。当浓度不超过1%时方可启动风机，否则必要制定瓦斯排放办法。13、开挖工作面装设瓦斯自动检测报警仪、断电仪，报警浓度为1%，断电仪浓度为1.5%，断电范畴为瓦斯隧道内所有电器设备。11.2.6浮现异常状况安全保证办法1、拱顶下沉量浮现不不大于3cm现象及时施做二次衬砌，并在砼中加设型钢钢架，使二次衬砌承受荷载，减少围岩变形。2、掌子面拱顶浮现坍塌现象解决：平时准备好编织袋、型钢架、喷射机、注浆机等设备必要完好。一旦浮现坍塌，及时停止开挖。编织袋装土回填堆码，对坍方体进行压浆，充分加固解决后再开挖。3、浮现涌水或裂隙水流量较大现象：及时停止开挖。采用喷射砼封闭掌子面所有裸露土体，查明因素。必要时进行深孔注浆，以改良地层并堵水，同步做好排水工作。11.2.7施工场地保证办法施工现场做到布局合理、场地平整、道路畅通、机械设施稳固、材料堆放整洁、用电设施安装触电保护器，为安全生产创造良好环境。施工现场设醒目安全标语和安全警示标志，提示进入现场施工人员注意安全。施工便道边坡稳定，并经常养护。11.2.8机械设备保证办法所有起重设备、电器设备、运送设备、高压电线路、压力容器等，加强保养、检查，使其保持良好工作状态并具备完备安全装置，所有机具设备人员均要通过严格训练，持证上岗，并严格遵守操作规程，禁止违章作业。11.2.9机人员组织保证办法隧道施工各班组间，建立完善交接班制度。交班人在交班时，将本班组工作状况及关于安全办法向接班人详细交待，并记载于“交接班记录簿”内。施工中，指定专人对洞内围岩及地面位移变形状况进行观测，检查支护、顶板及两帮与否处在安全状态，浮现异常状况及时停工解决。11.3安全培训11恢复施工前，对全体施工人员进行开工前岗前培训，作好防止瓦斯突出防爆方面基本知识教诲工作。由经理部统一组织，全体现场施工和管理人员所有参加。11施工中有针对性开展培训，涉及管理干部、领工员、瓦检班、通风班、开挖班、机电班、救护队，并通过考试，成绩合格可以上岗，不合格继续培训直到合格为止。11依照现场实际掘进进展状况，分阶段、分环节、每周1次对现场施工各工种及管理干部进行定期教诲培训。11.3为保证施工安全，杜绝瓦斯灾害事故发生，中铁国中铁雅西高速公路C13合同段项目经理部成立瓦斯防爆领导小组，其组织机构见下图：施工技术组施工技术组安全质量组机电设备组后勤保障组通风防爆组救护组开挖爆破组装碴运送班机械班电工班支护衬砌班洞口检底班通风班瓦检班瓦斯隧道现场施工作业队瓦斯隧道施工现场指挥组雅泸高速C13合同段瓦斯防爆领导小组12质量保证办法1、建立以安全为中心各项瓦斯隧道质量管理办法，认真贯彻执行部发关于“规范”、“规定”及施工设计图和验收原则规定。2、严格按照ISO9002-GB/Tl9002质量体系和总公司质量手册、程序文献进行质量管理。3、成立瓦斯隧道施工QC小组，开展各项质量攻关活动。4、建立以行政第一把手为首质量管理领导小组，明确岗位质量责任，把质量责任贯彻到每一种参加瓦斯隧道施工个人。5、进入煤层地段，密切观测围岩变化，做好监控量测，并采用适当支护手段，防止坍方冒顶。6、接近煤系地质，必要钻孔探测瓦斯与煤层，加强瓦斯监测，对瓦斯压力超过0.74Mpa，必要采用办法降压。7、通过钻探拟定煤层发育状况，以便在施工中采用合理施工方案。8、及时进行二次衬砌封闭瓦斯煤层地段，做好混凝土抗渗、抗侵蚀实验和设立全封闭双层防水层，防止瓦斯渗漏出衬砌。9、搞好揭煤爆破设计，保证石门揭煤成功。10、加强技术管理工作，保证测量精确无误，防止技术质量。12.1对已竣工程保护办法：1、结合实际状况，制定相应办法，防止和避免已竣工程意外损坏，做好保护工程宣传工作。2、坚持做好寻常已竣工程检查工作，如有隐患及时排除。3、爆破作业按技术交底进行，以免对已竣工程导致影响。砼工程做到内实外美。4、已竣工程在验交前，组织专人对工程进行洒水养护，保证工程始终处在完好状态。12.2技术保证办法1、依托科学技术，积极推广应用“四新”成果。加强工程科技信息交流，组织技术攻关科学管理。克服工程难点，点面结合整体推动，实现“迅速、有序、优质、高效”建设目的。2、施工测量工作惯穿于从工程交接桩起至工程竣工交付全过程。是开展工程施工基本工作，必要提迈进行，认真做好对这项重要工作，各项目部要贯彻负责人。3、认真贯彻执行测量成果符合制度。外业测量资料必要经第二人复核计算。内业测量成果必要二人独立计算、互相核对。未经第二人计算、复核，并确认无误资料禁止使用。测量原始记录、资料、计算书、图表必要真实完整，不得涂改，并应妥善保管。4、隧道中线及高程贯通误差规定为：横向贯通限差50mm。高程贯通限差30mm。13工期保证办法及工期安排1、工期筹划为保证施工安全，瓦斯断层带前10米停止掘进，进行瓦斯隧道检测和施工准备工作。为满足总工期规定，隧道在施工中应合理组织、精心安排、加大投入，保证安全、优质、按期完毕施工任务。2、工期保证办法1.1、编制科学、严密实行性施工组织设计，尽快使所有瓦斯防爆机械进场，培训各特殊工种人员上岗，合理安排组织劳动力，尽快恢复施工。1.2、按网络筹划组织施工，合理安排施工筹划并留有余地。制定切实可行方案办法，保证瓦斯施工段在安全合理基本上加快进度保证工期。1.3、配备性能先进、状况良好、合用本工程建设机械设备。在施工过程中，加强维修保养，贯彻“清洁、润滑、紧固、调节、防腐”机械现场保养“十”字作业法，提高机械设备、车辆完好和使用率，充分发挥机械设备效能。1.4、依照本地气象、地质、水文特点，合理安排工期。尽量避免雨季、汛期、冬季等因素不利影响，合理安排施工节奏。实行倒班作业，调节运料筹划。多储备水泥、砂石料，以备因雨季、汛期、冬季影响而延缓工期。1.5、实行安全生产检查制度。项目经理部每旬由安全生产领导组进行安全生产大检查，专职安检工程师和安全员负责寻常安全检查，发现问题及时解决，堵塞漏洞，消除隐患。1.6、实行各项安全生产岗位责任制，明确责任，把安全工作贯彻到每个人。施工队、工区、经理部订立安全责任状，每个施工人员与工程队订立安全责任状。1.7、当由于瓦斯涌出量过大或突出危险性过大，导致工期延误时，为保证工期，必要加大人员及设备投入，出口端也采用相应瓦斯设防办法，双口同步掘进。14隧道安全事故解决预案依照《中华人民共和国安全生产法》、《建设工程安全生产管理条例》、交通部《公路水运工程安全生产监督管理办法》、《四川省安全生产条例》，施工单位应依照本工程特点，制定安全事故应急解决预案。14.1编制目针对瓦斯隧道地质状况，对瓦斯隧道也许发生坍塌、瓦斯突出等事故提前作出安排，明确应急职责，辨认紧急需要，保证事故发生时，能迅速反映，实行紧急救援，有效防止事故范畴扩大，最大限度地减少和减少事故带来人员伤亡和财产损失。14.2应急响应机构及职责依照各相应责任单位职责，成立相应事故应急响应机构，其中隧道施工承担单位负责重要抢险救援职责。应急响应机构中应涉及抢险救援领导小组，常设现场抢险、抢险物资保障、消防、医疗救护、交通指挥、后勤保障等部门。抢险救援领