木耳隧道安全专项方案修改莫

新建重庆铁路枢纽东环线DHZQ-7标木耳隧道平安专项方案中交三公局重庆铁路枢纽东环线工程经理部二〇一七年十月新建重庆铁路枢纽东环线DHZQ-7标木耳隧道平安专项方案编制人：审核人：技术负责人：中交三公局重庆铁路枢纽东环线工程经理部二〇一七年十月目录26611、编制说明④按稀释和排除内燃机废气计算风量采用无砟运输，洞内内燃设备配置较多，废气排量较大，供风量应足够将内燃设备所排放的废气全面稀释和排出，使有害气体将至允许浓度以下，计算可按下式计算：Q=式中：K-功率通风计算系数，2.8~3.0m3/minNi-各台柴油机械设备的功率Ti-利用率系数根据本隧道施工情况，主要有以下三种工况的组合：开挖钻研+台车衬砌+防水板铺设+喷锚支护；爆破出碴+仰拱填充+防水板铺设；爆破出碴+台车衬砌+防水板铺设。上述三种不同工况组合中，爆破出碴+台车衬砌+防水板铺设，配置的内燃机设备最多，排放的废气最多，需要供风量最大。该工况在施工至分界里程时配置的内燃设备见“表内燃设备配置表”表内燃设备配置表机械名称配置台数工作台数单机功率〔kw〕内燃机利用系数Ti50装载机111450.515自卸车1071500.45混凝土罐车84850.5计算：Q=i=1NTiKNi=表一般隧道施工通风风量计算一览表序号不同因素计算需风量〔m3/min〕实际风量〔m3/min〕计算公式1按排放炮烟10551340Q2稀释内燃气体21452724Q=3按洞内作业人员240305Q开=4n4按允许最低风速19352457Q开=80A×V5.6.2.3、通风风压计算风压按通风系统克服局部风阻、沿程风阻以及其它阻力之和作为系统提供的风压。计算见“表-3一般隧道风压计算表”表一般隧道风压计算表计算公式参数行车隧道局部风阻

Hρ空气密度1.16kg/m3V末端管口风速11.6m/s∑ζ1H78Pa沿程摩擦阻力hλ：管道摩阻系数0.015L:通风距离2122mD：通风管直径1.5mV：管内平均流速16m/shf：沿程摩擦阻力3151PaH其它=0.1hf局部阻力315Pa系统风压H=Hx+hfH系统风压3544Pa5.6.2.4、通风机型选择及配置根据计算结果，木耳隧道进出口选用SDF(C)-NO12.5型通风机，此风机风速高、中、底档可调，在隧道开挖初期可用低速，中期用中速，后期用高速，也可以在每天不同的施工工序中进行改变，更具有节能性。木耳隧道通风设备型号配置情况见“表”表5.6.2-4木耳隧道通风设备配置表隧道名称隧道长度隧道类别设备名称规格型号数量备注木耳隧道进口1553双线风机SDF(C)-NO12.51风管Φ1.5m1800木耳隧道出口2122双线风机SDF(C)-NO12.51风管Φ1.5m2300隧道通风布置图见以下图图通风平面示意图5.7、排水施工方案5.7.1、总体方案施工过程中针对设计涌水量较大段落必须提前实施综合超前地质预报，探明实际涌水量大小，采取注浆堵水措施或增加排水设备。木耳隧道进口→出口方向为反坡排水，木耳隧道出口→进口方向为顺坡排水。5.7.2、木耳隧道进口排水方案木耳隧道进口→出口方向为反坡排水，施工区间约1553m，施工过程中，根据掌子面涌水量，配置8台〔4用4备〕7.5kw大流量、低扬程的潜水泵将掌子面地下水抽排至前方移动泵站，通过移动泵站集中抽排至水仓后集中抽排至洞外，共设置1处移动泵站，距离掌子面约100m，泵站配备2台〔1用1备〕SLW200-315G型卧式水泵〔流量210m3/h，扬程58.3m〕，1趟200mm的排水管。掌子面设临时积水坑→移动泵站→洞外沉淀池，经沉淀达标后排放。图木耳隧道进口反坡排水系统平面布置图5.7.3、木耳隧道出口排水方案木耳隧道出口→进口方向为顺坡排水，施工区间约2122m，施工过程中，根据掌子面涌水量，配置8台〔4用4备〕7.5kw大流量、低扬程的潜水泵，将掌子面与已施工仰拱填充之间的散水汇积至集水坑，由污水泵将集水坑污水抽排至两侧侧沟或已施作仰拱填充地段中心沟内，污水顺侧沟或中心沟排至洞口污水处理池。掌子面设临时积水坑→侧沟或中心沟→洞外沉淀池，经沉淀达标后排放。图5.7.3-1木耳隧道出口顺坡排水系统平面布置图5.7.4、设备配置5.7.4.1、设备配置原那么〔1〕、水泵宜选用一种型号，方便管理；〔2〕、确定水泵杨程时，应考虑排水管淤积所增加的阻力，将计算的管道损失增加70%；〔3〕、泵站应设有工作和备用的水泵及排水管，其工作泵和排水管的能力，应能在20h内排出隧道24h的设计涌水量；〔4〕、工作的水泵和排水管路以及备用的水泵和排水管路的总能力应能在20小时内排出隧道24小时的最大涌水量；〔5〕、备用水泵的配备能力不应小于工作水泵的总能力；〔6〕、排水管沿斜井敷设时，压力大于1Mpa时，采用焊接钢管或无缝钢管；〔7〕、隧道涌水的PH值小于5时，排水设备应采取防腐蚀措施。5.7.4.2、抽水设备配置工作泵与备用泵工作能力等同〔泵站总抽水能力是工作水泵的2倍〕，抽水设备配置如下：表-1木耳隧道设备配置表工点施工方向排水长度m纵坡类型设备选型设备选型备注水泵型号流量扬程(m)功率〔KW〕数量管径〔mm〕木耳隧道进口进口→出口1553反坡SLW200-315G型21058.3752200进口→出口1553反坡IS//7.58150木耳隧道出口出口→进口2122顺坡IS//7.581505.7.4.3、排水管路选择设置方案木耳隧道进口为反坡排水，排水管路布设1趟，排水管均为φ200mm排水软管，每台抽水机的管路前安装1个止回阀。具体数量如下：表-2木耳隧道进口排水管路材料使用统计表序号名称规格单位数量备注1塑料排水软管Φ200mmm15532止回阀个15.8、木耳隧道临电布置方案5.8.1、临时用电的布设要求依据前期供电公司方案，进口、出口都配置独立的两路电源，箱电+备用发电机，并装设风电锁闭装置，当一路电源停电时，另一路可在15min内接通，保证风机正常运转。按规定核算用电负荷，进行三级用电布设，设置漏保，按要求设置符合规定的配电柜、配电箱、开关和电缆，采用TN-S接零保护系统，实行“一机一闸一漏一箱”制。5.8.2、进口临时用电布设方案5.8.2.1、变压器安装从DK122+430的10KV架空线上T接，在隧道进口设2台容量分别为630KVA和800KVA变压器〔详见木耳隧道进口平面布置图〕，保证在进口进洞前通电。为了节约低压电缆〔电线〕，箱式变压器安装位置应选择在距离施工场地较近的地方，为保证施工时地坪震动不会影响箱式变压器正常工作，洞口箱式变压器位置选择在洞口距洞口80米左侧的直放站。箱式变压器接地装置，接地电阻不大于4欧姆。接地装置用长2米的∠50×50的角钢或Φ42钢管三根以上，埋地深度2.5米，用10×4的扁钢将每根角钢或钢管以电焊牢固焊接，用10×4的扁钢从接地装置引出与变压器接地螺栓和配电屏金属框架电气连接。5.8.2.2、发电机房设置备用发电机为1台不小于250KW发电机，发电机房建在空压机房附近。发电机房宽5米,长7米,高3米，因考虑到发电机噪音对周围环境的影响，只设房门、不设窗户。发电机排烟管伸出屋外，发电机房内不得放置油桶，必须枯燥、清洁。发电机必须作单独的接地装置，接地电阻不大于4欧姆。发电机输出用电缆接入配电室双投开关或有电气互锁的空气自动开关，确保发电机投入时外电线路断开，发电机不会向外电网反送电。5.8.2.3、配电箱设置分配电箱设置在用电设备集中的地方，分配电箱内总开关使用带熔断器的隔离开关，分路开关使用漏电开关。应设置分配电箱的位置有：通风机、二衬台车、开挖台车、抽水泵站。5.8.2.4、开关箱设置开关箱设置在供电末端，开关箱内必须使用漏电开关，每一台设备必须有与之匹配的专门的漏电开关，不允许一只漏电开关接两台或以上设备。开关箱与固定用电设备水平距离不大于3米。5.8.2.5、防雷措施变压器内安装有避雷器，避雷接地线与变压器接地装置连接。接地装置接地电阻不得大于10欧姆。5.8.2.6、洞内施工照明1、成洞局部采用220V，60～100瓦普通白炽灯泡，灯距6～10米。2、工作面的大面积照明采用500～1000瓦探照灯，分左右两侧投射，使光照均匀。3、工作面上需经常移动的灯具，必须使用平安电压，由低压变压器变成24－36伏供局部照明。4、工作面需进行爆破作业时，应将工作面的大局部灯具撤离爆破点40米以外隐蔽放置。5、为爆破人员撤离提供照明的灯具，采用矿用灯照明。6、有水地段照明采用防水灯头和灯罩。7、为节约能源也可采用其它新光源照明，如荧光灯、卤钨灯或高压钠灯等。隧道电线布置示意图如图5.7.2-1所示。图5.8.2-1隧道管线布置图5.8.2.7、机械设备设置洞内主要机械设备：设置2台通风机〔≥75kW〕，一台正常使用，一台紧急备用；二次衬砌混凝土输送泵〔≥60m3/h〕设置一台；混凝土湿喷机械手一台；混凝土模板衬砌台车设置四台电机，辅助振动器8台，水泵4台7.5KW，1台45kw。5.8.3、出口临时用电布设方案5.8.3.1、变压器安装从DK126+760的10KV埋地电缆上T接，在隧道出口设2台容量分别为800KVA和800KVA变压器〔详见木耳隧道出口平面布置图〕，保证在出口进洞前通电。为了节约低压电缆〔电线〕，箱式变压器安装位置应选择在距离施工场地较近的地方，为保证施工时地坪震动不会影响箱式变压器正常工作，洞口箱式变压器位置选择在洞口右侧距洞口20米左右的枯燥平整地坪上。箱式变压器接地装置，接地电阻不大于4欧姆。接地装置用长2米的∠50×50的角钢或Φ42钢管三根以上，埋地深度2.5米，用10×4的扁钢将每根角钢或钢管以电焊牢固焊接，用10×4的扁钢从接地装置引出与变压器接地螺栓和配电屏金属框架电气连接。5.8.3.2、发电机房设置同进口发电机房设置，见。5.8.3.3、配电箱设置同进口配电箱设置，见。5.8.3.4、开关箱设置同进口开关箱设置，见。5.8.3.5、防雷措施同进口防雷措施，见。5.8.3.6、洞内施工照明同进口洞内施工照明，见。5.8.3.7、机械设备设置洞内主要机械设备：设置2台通风机〔≥75kW〕，一台正常使用，一台紧急备用；二次衬砌混凝土输送泵〔≥60m3/h〕设置一台；混凝土湿喷机械手一台；混凝土模板衬砌台车设置四台电机，辅助振动器8台，水泵4台7.5KW。5.8.4、供电设计示意图照明综保照明综保智能开关馈电开关IT供电系统６３0KVA馈电开关有害气体监控系统供电系统空压机台车主扇输送泵施工照明图-1供电设计示意图5.8.5、负荷计算表5.8.5-1主要施工用电设备〔进口〕序号设备名称规格型号数量〔台〕单台功率〔KW〕合计功率〔KW〕备注1混凝土湿喷机械手云虎ZC-SPJ140液压122752通风机〔≥75KW〕SDF(C)-NO12.51110110备用1台3空气压缩机〔≥20m3〕稳健G-175A4132528备用1台4注浆机〔泵〕MZJ-1115155混凝土输送泵〔≥60m3/h〕HBG80155556电焊机BX1-500215307水泵47.530备用4台8水泵SLW200-315G型卧式水泵14545备用1台9照明设施4010移动式仰拱栈桥-水沟电缆槽一体机1151511雾炮机1151512二衬台车1111113其他10合计989表5.8.5-2主要施工用电设备〔出口〕序号设备名称规格型号数量〔台〕单台功率〔KW〕合计功率〔KW〕备注1混凝土湿喷机械手云虎ZC-SPJ140液压122752通风机〔≥75KW〕SDF(C)-NO12.51110110备用1台3空气压缩机〔≥20m3〕稳健G-175A4132528备用1台4注浆机〔泵〕MZJ-1115155混凝土输送泵〔≥60m3/h〕HBG80155556电焊机BX1-500215307水泵47.530备用4台8照明设施409移动式仰拱栈桥-水沟电缆槽一体机1151510雾炮机1151511二衬台车1111112其他10合计954〔1〕施工用电量计算〔进口〕：S总=K［∑P1K1K2/(ηcosφ)+∑P2K3］K-备用系数，取1.0；∑P1-动力设备额定输出功率总和，kW；∑P1=528+421=989KW∑P2-照明用电电力量总和，kW；∑P2=40KWη-动力设备平均功率，取0.85；cosφ-平均功率因素，0.6；K1-动力设备同时使用系数，(空压机同时用电系数取0.8，电动机械同时用电系数取0.7)；K2-动力负荷系数，取0.85。K3-照明设备同时使用系数，取0.75。S总=1.0×［0.85×(0.8×528+0.7×421)/(0.85×0.6)+0.75×40］=1225.2KW考虑驻地及一定的用电充裕量，进口采用2台为630KVA+800KVA变压器。〔2〕施工用电量计算〔出口〕：S总=K［∑P1K1K2/(ηcosφ)+∑P2K3］K-备用系数，取1.0；∑P1-动力设备额定输出功率总和，kW；∑P1=528+386=954KW∑P2-照明用电电力量总和，kW；∑P2=40KWη-动力设备平均功率，取0.85；cosφ-平均功率因素，0.6；K1-动力设备同时使用系数，(空压机同时用电系数取0.8，电动机械同时用电系数取0.7)；K2-动力负荷系数，取0.85。K3-照明设备同时使用系数，取0.75。S总=1.0×［0.85×(0.8×528+0.7×386)/(0.85×0.6)+0.75×40］=1184.3KW考虑田湾大桥施工用电和驻地及一定的用电充裕量，出口配置2台800KW变压器。5.8.6、导线截面及规格选择表5.8.6-1单芯电线明线敷设允许载流量导线截面积〔mm2〕橡皮绝缘塑料绝缘备注铜Cu铝Al铜Cu铝Al1085657554导线工作温度：65℃环境温度：25℃适用电线型号：BX、BLX、BXF、BLXF、BV、BLV、BVR1611085105802514511013810535180138170130502301752151657028522026520595345265325250120400310375285150470360430325185540420490380240660510－－表5.8.6-2计算线路电压损失公式中系数C值线路额定电压〔V〕线路系统及电流种类系数C的公式系数C值备注铜线铝线380/220三相四线，交流10rUex27746.3Uex——额定线电压〔kv〕r——导线系数，r铜＝53〔m/Ωmm2〕,r铝＝32〔m/Ωmm2〕380/220三相三线，交流10rUex2/2.253420.5220单相或直流5rUex212.87.755.、三级箱至二级箱支线选择〔1〕、电焊机：①、按允许电流选择：I线=〔K*P〕/〔√3*U*cosφ〕I线-电流值；K-需要系数，单台选1；P-电动机额定功率〔KW〕；U-电压〔V〕；cosφ-功率因数，取0.8计算得I线=(2*15000〕/〔√3*380*0.8〕=57〔A〕，应选择不小于16mm2以上铝芯橡皮绝缘线。②、按允许电压降选择：S=〔P*L〕/〔C*ξ〕S-导线截面〔mm2〕；L-送电线路的距离〔m〕，计算按100m计；ξ-允许相对电压降〔%〕，取5%。S=(30*100)/(77*5)=7.8mm2。③、按导线应能承受的最大机械强度要求选择导线截面按《施工现场临时用电平安技术标准》JGJ46－88的规定：架空线路导线最小截面应满足：A、绝缘铝线截面不小于16mm2；绝缘铜线截面不小于10mm2；B、跨越铁路、公路、河流、电力线路档距间的绝缘铝芯线不小于35mm2，绝缘铜线不低于16mm2；那么电焊机导线的截面可选用橡皮绝缘电缆XQ-3X16+2X6。、其余机械导线截面计算略，弯曲机、切断机、冷弯机等导线的截面可选用铝线橡皮绝缘电缆XQ-3X16+2X6。5.、二级箱至总配电柜导线选择〔1〕、通风机其中∑P=110KW，I线=〔0.8*110000〕/〔√3*380*1)=133.7A，应选择铜导线截面不小于25mm2。可选用XQ-3X25+2X16橡皮绝缘电缆。〔2〕、空压机〔每台专线〕其中∑P=132KW，I线=〔0.8*132000〕/〔√3*380*1)=160.4A应选择铜导线截面不小于35mm2。可选用XQ-3X35+2X20橡皮绝缘电力电缆。〔3〕、洞内主线电缆选择其中∑P=311KW，I线=〔0.8*311000〕/〔√3*380*1)=378.0A，应选择铜导线截面不小于120mm2，可选用XQ-3X120+2X60橡皮绝缘电力电缆。〔4〕、照明用电其中∑P=40KW，I线=〔0.8*,40000〕/〔√3*380*1)=49A应选择铜导线截面不小于10mm2。可选用XQ-3X10+2X5橡皮绝缘电力电缆。5.8.7、专业电工上岗的要求〔1〕、要熟悉电工作业范围，高压和低压的划分等要求；〔2〕、熟悉电工作业的特殊性，熟悉电工作业人员的职责；〔3〕、只有培训取得相应证书的技术人员才能进行电气作业；〔4〕、必须能够熟悉使用特殊的个人防护用品、绝缘工具及屏蔽材料；〔5〕、所有电气设备必须符合使用环境等级要求；〔6〕、不得使用有故障的电气设备和接线板；〔7〕、不戴金属饰品进行电气作业；〔8〕、电工作业人员必须年满18周岁，具备初中以上文化，不得有阻碍电工作业的病症和生理缺陷，具备必要的电气化专业知识和电气平安技术知识，熟悉有关平安规程，学会必要的操作技能和触电急救方法；〔9〕、进行接电的作业时，必须两个电工同时进行，一人作业，一人防护。5.8.8、临电管理与实施在木耳隧道进出口正洞成立临电工班，组织专人负责电力作业以及日常的维修保养，制定相应的管理措施。5.8.8.1、劳动力组成劳动力安排见下表。表5.8.8-1劳动力安排表序号主要人员单位数量主要职责1工班长名2对洞内抽水全面负责2检修工名1设备维修3泵站管理员名2泵站管理4操作员名3现场水泵操作5电工名2供电及电路维修5.8.8.2、运行和检修〔1〕、对施工人员进行技术。和操作培训，针对一些技术特点和操作要领做重点讲解和现场示范〔2〕、确保电路安装的正确，检查转向是否正确，设置接地装置和标志。〔3〕、施工人员及时对坑内污泥杂物进行清理。〔4〕、在进水口裹铁纱窗。同时把水泵或进水口放在竹筐内，可以防止污泥及杂物的进入而发生堵塞。〔5〕、当水位下降超过底座，间歇出水时，应立即停机进行检修，运行一段时间后须进行维护保养。〔6〕、配电系统全部采用TN-S系统，所用用电设备的外壳必须与专用的PE线相通，总接地电阻必须小于4Ω。〔7〕、维修和操作均由专业人员进行。5.9、钻爆设计施工方案5.9.1、爆破技术要求根据围岩地质条件，开挖断面、开挖进尺，爆破器材等编制光面爆破施工方案，钻爆参数根据围岩变化及时动态修正和动态管理。根据围岩特点合理选择周边眼间距及周边眼的最小抵抗线，辅助炮眼交错均匀布置，周边炮眼与辅助炮眼眼底在同一垂直面上，掏槽眼加深20cm。严格控制周边眼装药量，间隔装药，使药量沿炮眼全长均匀分布；周边眼采用导爆索起爆，以减小起爆时差；炮孔采用炮泥或水袋封堵，以提高炸药利用率，减少炸药用量，同时降低有害气体排放。〔1〕、钻爆参数的选择通过爆破试验确定爆破参数，试验时参照表5.9.1-1。表5.9.1-1光面爆破参数表岩石种类周边眼间距E(cm)周边眼最小抵抗线W(cm)相对距离E/W装药集中度q(kg/m)极硬岩50～6055～750.8～0.850.25～0.4硬岩40～5550～600.8～0.850.15～0.25软质岩35～4545～600.75～0.80.04～0.15〔2〕、掏槽方式采用楔形掏槽。〔3〕、装药结构及堵塞方式周边眼装药采用间隔装药结构；其余炮眼采用连续装药结构。所有装药炮眼用炮泥堵塞，周边眼堵塞长度不小于30cm。〔4〕、爆破效果监测及爆破设计优化爆破效果检查工程主要有：断面周边超欠挖检查；开挖轮廓圆顺度，开挖面平整检查；爆破进尺是否到达爆破设计要求；爆出石渣块是否适合装渣要求；炮眼痕迹保率，硬岩≥80％，中硬岩≥60％，并在开挖轮廓面上均匀分布；两次爆破衔接台阶不大于10cm。爆破设计优化：每次爆破后检查爆破效果，分析原因及时修正爆破参数，提高爆破效果，改善技术经济指标。根据岩层节理裂隙发育、岩性软硬情况，修正眼距，用药量，特别是周边眼；根据爆破后石渣的块度大小修正装药参数；根据开挖面凹凸情况修正钻眼深度，使爆破眼底根本落在同一断面上。5.9.2、双线隧道上下台阶法爆破开挖设计〔Ⅲ级围岩、进尺3m〕〔1〕、炮孔布置及起爆顺序示意图上台阶下台阶〔2〕、起爆网路示意图上台阶下台阶〔3〕、爆破参数设计1〕、上台阶局部开挖①炮眼数目估算N=q×S/αr式中S为坑道断面面积56.61(取㎡)，r取1Kg/m，装药系数α概略综合取值取0.55，q单位炸药消耗量:根据以往同级地质施工经验，设计暂取q=1.15Kg/m3。计算得N=1.15x56.61/(1x0.55)≈119个，设计实取N=118个。②、每循环炸药总量Q=qv=qSLη式中η-炮孔利用率，一般为0.8～0.95,本设计取0.857，计算得Q=qSLη=1.15×56.61×3.5×0.857≈195.3Kg,设计实取194.8Kg。各类孔的深度、孔距、抵抗线③、各类孔深掏槽孔的深度L1=2/sin650=2.20mL2=3.5/sin650=3.86mL3=3.5/sin750=3.62mL4=3.5/sin900=3.5m辅助孔深度L=3.5m拱孔L拱＝3.7m底眼长度L底=3.7m为钻眼方便，根据围岩情况，各周边眼眼口均距轮廓线10cm，其眼底超出开挖轮廓线10cm。④、各类孔孔距、抵抗线光爆孔：W光=〔10～20〕d=420～840mm，本设计取W光=70cm，孔距：按经验公式a=(0.6～0.8)W光a=42～56cm，本设计取a拱=50cm，辅助孔：孔间距＝92～98.9cm,抵抗线＝80～110cm底孔：a＝105cm,抵抗线b＝90～100cm⑤、单孔装药量根据经验数值装药系数α：α掏=0.6～0.7，α辅取0.6，α底取0.7，帮孔α拱取0.2。Q掏1=α掏1.r.L=0.６x1x2.2≈1.32kg，取1.3kg。Q掏2=α≈2.7kg，取2.7kg。Q掏3=α≈2.53kg，取2.5kg。Q掏4=α≈2.1kg，取2.1kg。Q辅=α≈1.75kg，取1.8kg。Q底=α≈2.59kg，取2.6kg。Q拱=α≈0.74kg，取0.8kg。⑥、掏槽眼布孔及掏槽孔剖面示意图掏槽眼为垂直楔形掏槽，根据采用垂直楔形掏槽及Ⅲ类围岩由《铁路工程施工技术手册•隧道》中查得：掏槽眼与开挖面间的夹角α分别为65°，上下两对炮眼间的距离a=40cm，同一平面上两炮眼眼底的距离为20cm，采用四级掏槽。同一平面两掏槽炮眼的距离B=2.1m。2〕、下台阶部份开挖①、炮眼数目估算N=q×S/αr式中S为坑道断面面积(取58.9㎡)，炸药线密度r取1Kg/m,装药系数α概略综合取值取0.6，q单位炸药消耗量:根据以往同级地质施工经验，设计暂取q=0.8Kg/m3。计算得N=0.8x58.9/(1x0.7)≈67个,设计实取N=67个②、每循环炸药总量Q=qv=qSLη式中η-炮眼利用率，一般为0.8～0.95,本设计取0.857Q=qSLη=0.8×58.9×3.5×0.857≈141.36Kg,实取141.9Kg③、各类孔的深度辅助眼深度L辅=3.5m帮眼L帮＝3.7m底眼长度L底=3.7m为钻眼方便，根据围岩情况，各周边眼眼口均距轮廓线10cm，其眼底超出开挖轮廓线10cm。④、光面爆破参数a、最小抵抗线：按经验公式W光=〔10～20〕d=420～840mm，本设计取W光=70cmb、孔距：按经验公式a=(0.6～0.8)W光确定a=42～56cm，本设计取a拱=50cm。c、单孔装药量〔帮眼〕：α取〔0.1～0.25〕Q帮=α.r.L=〔0.1～0.25〕×1×3.7=(0.37～0.92)Kg，实取Q帮=0.8Kg。⑤、辅助眼的爆破参数孔间距a＝92～110cm,抵抗线b=80～110cm，α取0.6～0.7，Q单=α.r.L=(0.6～0.7)×1×3.5=2.1～2.45Kg，设计实取2.1～2.5Kg。根据总断面积扣除光爆层面积及掏槽区面积后所剩余面积来布置辅助眼的原那么确定。布置时按大致均匀、局部适当调整的原那么布置。⑥、底眼爆破参数a、孔间距a＝98cm,抵抗线b＝80～100cmb、α取0.7。c、Q单=α.r.L=0.7×1x3.7=2.59Kg，本设计取2.6Kg⑦、爆破参数表序号分类孔数〔个〕孔间距〔cm〕抵抗线〔cm〕孔深〔m〕装药系数单孔装药〔kg〕单段药量〔kg〕雷管段位1辅助眼41111103.50.72.51012辅助眼51111103.50.72.512.533辅助眼51101103.50.72.512.554辅助眼61101103.50.72.51575辅助眼51131103.50.72.512.586辅助眼61131103.50.72.51597辅助眼89280-923.50.62.116.8108底眼79881-1003.70.72.618.2119底眼79881-1003.70.72.618.21210周边眼1450703.70.210.811.213合计67141.9断面面积约为58.9m2，所爆体积为V=SLη≈176.7m3,实际单耗q=141.9/176.7≈0.8kg/m3，循环进尺约3m，单段最大装药量为18.2kg。双线隧道〔Ⅲ级围岩〕上下台阶爆破参数小结：总断面积为115.51m2，总体积为346.53m3,总炸药量为Q=194.8+141.9＝336.7kg，实际平均单耗q=336.7/346.53≈0.97kg/m3，循环进尺约3m，单段装药最大量21.6kg。〔4〕、装药结构掏槽孔、掘进孔、底板孔连续装药，周边孔采用间隔装药结构〔不采用导爆索时周边孔采用连续装药装药方法与掘进孔相同〕，所有炮孔均采用正向装药，孔口未装药段采用配比为1:3的粘土与细沙的混合物进行封堵，装药结构见以下图。炮孔名称装药结构示意图掏槽孔掘进孔(主炮孔)周边孔底板孔5.9.3、双线隧道上下台阶法爆破开挖设计〔Ⅳ围岩、进尺2.4m〕〔1〕、炮孔布置及起爆顺序示意图上台阶炮孔布置示意图下台阶炮孔布置示意图〔2〕、起爆网路示意图上台阶起爆网路示意图下台阶起爆网路示意图〔3〕、爆破参数设计1〕、上台阶开挖①、炮眼数目估算N=q×S/αr式中S为坑道断面面积61.79(取㎡)，r取1Kg/m，装药系数α概略综合取值取0.55，q单位炸药消耗量:根据以往同级地质施工经验，设计暂取q=1.1Kg/m3。计算得N=1.1x61.79/(1x0.55)≈124个，设计实取N=128个。②、每循环炸药总量Q=qv=qSLη式中η-炮孔利用率，一般为0.8～0.95,本设计取0.857，计算得Q=qSLη=1.1×61.79×2.8×0.857≈163.12Kg,设计实取167Kg。各类孔的深度、孔距、抵抗线③、各类孔深掏槽孔的深度L1=1.5/sin700=1.59mL2=2.8/sin700=2.98mL3=2.8/sin800=2.84mL4=2.8/sin900=2.8m辅助孔深度L=2.8m拱孔L拱＝2.9m底眼长度L底=2.9m为钻眼方便，根据围岩情况，各周边眼眼口均距轮廓线10cm，其眼底超出开挖轮廓线10cm。④、各类孔孔距、抵抗线光爆孔：W光=〔10～20〕d=420～840mm，本设计取W光=70cm，孔距：按经验公式a=(0.6～0.8)W光a=42～56cm，本设计取a拱=50cm，辅助孔：孔间距＝80～103cm,抵抗线＝70～100cm底孔：a＝80-110cm,抵抗线b＝100～103cm⑤、单孔装药量根据经验数值装药系数α：α掏=0.6～0.7，α辅取0.6，α底取0.7，帮孔α拱取0.2。Q掏1=α掏1.r.L=0.６x1x1.59≈0.96kg，取1.0kg。Q掏2=α≈2.1kg，取2.1kg。Q掏3=α≈1.98kg，取2.0kg。Q掏4=α≈1.68kg，取1.7kg。Q辅=α辅.r.L=〔0.5～0.6〕x1x2.8≈1.4～1.7kg，取1.4～1.7kg。Q底=α≈2.03kg，取2.0kg。Q拱=α≈0.58kg，取0.6kg。⑥、掏槽眼布孔及掏槽孔剖面示意图掏槽眼为垂直楔形掏槽，根据采用垂直楔形掏槽及V、Ⅳ类围岩由《铁路工程施工技术手册•隧道》中查得：掏槽眼与开挖面间的夹角α分别为70°，上下两对炮眼间的距离a=60cm，同一平面上两炮眼眼底的距离为20cm，采用四级掏槽。同一平面两掏槽炮眼的距离B=2.1m。⑦、爆破参数表编分类孔数〔个〕孔间距〔cm〕抵抗线〔cm〕孔深〔cm〕装药系数单孔装单段药雷管号药(kg〕量〔kg〕段位1掏槽眼660601.590.61612660902.980.72.112.633660802.840.7212546601102.80.61.710.275辅助眼770-8080-942.80.51.49.886辅助眼21001002.80.61.713.49底眼51101002.90.727辅助眼6100802.80.51.51110底眼11001002.90.728辅助眼6100802.80.51.51111底眼11001002.90.729辅助眼796802.80.51.512.512底眼11001002.90.7210辅助眼796802.80.51.512.513底眼11001002.90.7211辅助眼8100802.80.51.51414底眼1100962.90.7212辅助眼8100802.80.51.51415底眼1100962.90.7213底眼21001002.90.7214.816周边眼1850702.90.20.614周边眼2250702.90.20.613.217合计128167断面面积为61.79m2，所爆体积V=SLη≈148.29m3,实际单耗q=167/148.29≈1.12kg/m3，循环进尺约为2.4m，单段装药最大量为14.8kg。2〕、下台阶开挖①、炮眼数目估算N=q×S/αr式中S为坑道断面面积(取62.13㎡)，炸药线密度r取1Kg/m,装药系数α概略综合取值取0.55，q单位炸药消耗量:根据以往同级地质施工经验，设计暂取q=0.8Kg/m3。计算得N=0.8x62.13/(1x0.55)≈91个,设计实取N=88个②、每循环炸药总量Q=qv=qSLη式中η-炮眼利用率，一般为0.8～0.95,本设计取0.857Q=qSLη=0.8×62.13×2.8×0.857≈119.3Kg,实取118.4Kg③、各类孔的深度辅助眼深度L辅=2.8m帮眼L帮＝2.9m底眼长度L底=2.9m为钻眼方便，根据围岩情况，各周边眼眼口均距轮廓线10cm，其眼底超出开挖轮廓线10cm。④、光面爆破参数a、最小抵抗线：按经验公式W光=〔10～20〕d=420～840mm，本设计取W光=70cmb、孔距：按经验公式a=(0.6～0.8)W光确定a=42～56cm，本设计取a拱=50cm。c、单孔装药量〔帮眼〕：α取〔0.1～0.25〕Q帮=α.r.L=〔0.1～0.25〕×1×2.9=(0.29～0.725)Kg，实取Q帮=0.6Kg。⑤、辅助眼的爆破参数孔间距a＝90～100cm,抵抗线b=80～100cm，α取0.5～0.6，Q单=α.r.L=(0.5～0.6)×1×2.8=1.4～1.7Kg，设计实取1.4～1.7Kg。根据总断面积扣除光爆层面积及掏槽区面积后所剩余面积来布置辅助眼的原那么确定。布置时按大致均匀、局部适当调整的原那么布置。⑥、底眼爆破参数a、孔间距a＝87cm,抵抗线b＝80～100cmb、α取0.6。c、Q单=α.r.L=0.6×1×2.9=1.74Kg，本设计取1.8Kg⑦、爆破参数表序号分类孔数〔个〕孔间距〔cm〕抵抗线〔cm〕孔深〔m〕装药系数单孔装药〔kg〕单段药量〔kg〕雷管段位1辅助眼697852.80.51.48.412辅助眼797852.80.51.49.833辅助眼695852.80.51.48.454辅助眼795852.80.51.49.875辅助眼6100852.80.51.48.486辅助眼7100852.80.51.49.897辅助眼5100852.80.51.47108辅助眼5100852.80.51.47117辅助眼490-10080-1002.80.571.66.4128辅助眼590-10080-1002.80.571.68139底眼88780-1002.90.621.814.41410底眼88780-1002.90.621.814.41511周边眼1450702.90.210.68.416合计88118.4断面面积约为62.13m2，所爆体积为V=SLη≈149.11m3,实际单耗q=118.4/149.11≈0.79kg/m3，循环进尺约2.4m，单段最大装药量为14.4kg。双线隧道〔Ⅳ级围岩〕上下台阶爆破参数小结：总断面积为123.92m2，总体积为297.4m3,总炸药量为Q=167+118.4＝285.4kg，实际平均单耗q=285.4/297.4≈0.96kg/m3，循环进尺约2.4m，单段装药最大量14.4kg。〔4〕、装药结构〔同前〕5.9.4、双线隧道上下台阶法爆破开挖设计〔V围岩、进尺0.6m〕〔1〕、炮孔布置及起爆顺序示意图上台阶炮孔布置示意图下台阶炮孔布置示意图〔2〕、起爆网路示意图上台阶起爆网路示意图下台阶起爆网路示意图〔3〕、爆破参数设计1〕、上台阶开挖①、炮眼数目估算N=q×S/αr式中S为坑道断面面积63.59(取㎡)，r取1Kg/m，装药系数α概略综合取值取0.4，q单位炸药消耗量:根据以往同级地质施工经验，设计暂取q=1.05Kg/m3。计算得N=1.05x63.59/(1x0.4)≈167个，设计实取N=168个。②、每循环炸药总量Q=qv=qSLη式中η-炮孔利用率，一般为0.8～0.95,本设计取0.8，计算得Q=qSLη=1.05×63.59×0.75×0.8≈40.1Kg,设计实取39.55Kg。各类孔的深度、孔距、抵抗线③、各类孔深掏槽孔的深度L1=0.75/sin700=0.8m辅助孔深度L=0.75m拱孔L拱＝0.85m底眼长度L底=0.85m为钻眼方便，根据围岩情况，各周边眼眼口均距轮廓线10cm，其眼底超出开挖轮廓线10cm。④、各类孔孔距、抵抗线光爆孔：W光=〔10～20〕d=420～840mm，本设计取W光=60cm，孔距：按经验公式a=(0.6～0.8)W光a=36～48cm，本设计取a拱=45cm，辅助孔：孔间距＝70～82cm,抵抗线＝70cm底孔：a＝70-80cm,抵抗线b＝65～70cm⑤、单孔装药量根据经验数值装药系数α：α掏=0.4～0.5，α辅取0.35，α底取0.4，帮孔α拱取0.2。Q掏1=α≈0.4kg，取0.4kg。Q掏2=α≈0.3kg，取0.3kg。Q辅=α≈0.26kg，取0.25kg。Q底=α≈0.34kg，取0.35kg。Q拱=α≈0.17kg，取0.15kg。⑥、掏槽眼布孔及掏槽孔剖面示意图掏槽眼为垂直楔形掏槽，根据采用垂直楔形掏槽及V、Ⅳ类围岩由《铁路工程施工技术手册•隧道》中查得：掏槽眼与开挖面间的夹角α分别为70°，上下两对炮眼间的距离a=60cm，同一平面上两炮眼眼底的距离为20cm，采用一级掏槽。同一平面两掏槽炮眼的距离B=0.75m。⑦、爆破参数表编分类孔数〔个〕孔间距〔cm〕抵抗线〔cm〕孔深〔cm〕装药系数单孔装单段药雷管号药(kg〕量〔kg〕段位1掏槽眼660300.80.50.42.4126600.350.750.40.31.833辅助眼67965-700.750.330.251.554辅助眼978700.750.330.252.2565辅助眼978-82700.750.330.252.2576辅助眼978-82700.750.330.252.2587辅助眼880-82700.750.330.25298辅助眼978-82700.750.330.252.25109底眼780700.850.350.32.11110辅助眼1078-82700.750.330.252.51211辅助眼879-81700.750.330.2521312辅助眼879-81700.750.330.2521413辅助眼679-810.750.330.251.51514辅助眼481700.750.330.252.216底眼470700.850.350.315辅助眼679700.750.330.252.117底眼270700.850.350.316辅助眼279700.750.330.252.7518底眼270700.850.350.3周边眼1145600.850.180.1517底眼270700.850.350.32.719周边眼1445600.850.180.1514周边眼2045600.850.180.15320合计16839.55断面面积为63.59m2，所爆体积V=SLη≈38.15m3,实际单耗q=39.55/38.15≈1.03kg/m3，循环进尺约为0.6m，单段装药最大量为3.0kg。2〕、下台阶部份开挖①、炮眼数目估算N=q×S/αr式中S为坑道断面面积(取65.18㎡)，炸药线密度r取1Kg/m,装药系数α概略综合取值取0.5，q单位炸药消耗量:根据以往同级地质施工经验，设计暂取q=1.0Kg/m3。计算得N=1.0x65.18/(1x0.5)≈131个,设计实取N=133个②、每循环炸药总量Q=qv=qSLη式中η-炮眼利用率，一般为0.8～0.95,本设计取0.8，Q=qSLη=1.0×65.18×0.75×0.8≈39.1Kg,实取39.8Kg。③、各类孔的深度辅助眼深度L辅=0.75m，帮眼L帮＝0.85m，底眼长度L底=0.85m，为钻眼方便，根据围岩情况，各周边眼眼口均距轮廓线10cm，其眼底超出开挖轮廓线10cm。④、光面爆破参数a、最小抵抗线：按经验公式W光=〔10～20〕d=420～840mm，本设计取W光=60cm。b、孔距：按经验公式a=(0.6～0.8)W光确定a=42～56cm，本设计取a拱=43cm。c、单孔装药量〔帮眼〕：α取0.2Q帮=α.r.L=0.2×1×0.85=0.17Kg，实取Q帮=0.15Kg。⑤、辅助眼的爆破参数孔间距a＝76～80cm,抵抗线b=65～70cm，α取0.4，Q单=α.r.L=0.4×1×0.75=0.3Kg，设计实取0.3Kg。根据总断面积扣除光爆层面积及掏槽区面积后所剩余面积来布置辅助眼的原那么确定。布置时按大致均匀、局部适当调整的原那么布置。⑥、底眼爆破参数a、孔间距a＝71cm,抵抗线b＝65～70cm，b、α取0.45。c、Q单=α.r.L=0.45×1×0.85=0.38Kg，本设计取0.4Kg。⑦、爆破参数表序号分类孔数〔个〕孔间距〔cm〕抵抗线〔cm〕孔深〔m〕装药系数单孔装药〔kg〕单段药量〔kg〕雷管段位1辅助眼780700.750.40.32.112辅助眼780700.750.40.32.133辅助眼880700.750.40.32.454辅助眼880700.750.40.32.475辅助眼879700.750.40.32.486辅助眼879700.750.40.32.497辅助眼878700.750.40.32.4108辅助眼878700.750.40.32.4119辅助眼877700.750.40.32.41210辅助眼977700.750.40.32.71311辅助眼676700.750.40.31.81412辅助眼676700.750.40.31.81513辅助眼876700.750.40.32.41614底眼77165-700.850.450.42.81715底眼671650.850.450.42.41816底眼77165-700.850.450.42.81917周边眼1443600.850.20.152.120合计8039.8断面面积约为65.18m2，所爆体积为V=SLη≈39.1m3,实际单耗q=39.8/39.1≈1.0kg/m3，循环进尺约0.6m，单段最大装药量为2.8kg。双线隧道〔Ⅴ级围岩〕上下台阶爆破参数小结：总断面积为128.77m2，总体积为77.25m3,总炸药量为Q=39.55+39.8＝79.35kg，实际平均单耗q=79.35/77.25≈1.03kg/m3，循环进尺约0.6m，单段装药最大量3kg。〔4〕、装药结构〔同前〕5.9.5、爆破作业〔1〕、放样布眼钻眼前，测量人员要用红油漆准确绘出中线、腰线，画出周边眼轮廓线、二圈眼、辅助眼及掏槽眼的位置，其误差不得超过5cm。〔2〕、钻孔作业钻眼前，钻工要熟悉炮眼布置图，严格按钻爆设计实施。特别是周边眼和掏槽眼的位置、间距及数量，未经主管工程师同意不得随意改动。定人定位，周边眼、掏槽眼由经验丰富的司钻工司钻。准确定位凿岩机钻杆，使钻孔位置误差不大于5cm，保持钻孔方向平行，严禁相互交错。周边眼钻孔外插角度控制：眼深3m时外插角<3°，眼深5cm时外插角<2°，使两茬炮接口处台阶不大于15cm。同类炮眼钻孔深度要到达钻爆设计要求，眼底保持在一个铅垂面上。〔3〕、清孔装药前用高压风将炮眼内的石屑吹净，同时应防止伤人。〔4〕、爆破器材的选用雷管：采用非电毫秒雷管起爆；炸药：采用2号岩石乳化炸药，采用φ32mm直径的药卷。〔5〕、装药装药需分片分组按炮眼设计图确定的装药量自上而下进行，雷管要“对号入座”。装药的炮眼应采用炮泥堵塞，炮泥采用炮泥机制作，不得采用炸药的包装材料等代替炮泥堵塞。堵塞长度不小于20cm。〔6〕、联结起爆网路及方式周边孔采用导爆索起爆，其余孔采用非电毫秒雷管起爆，孔外采用非电毫秒雷管传爆。起爆网络采用簇连法。根据断面情况，分5～8组进行联线，采用1段非电毫秒雷管将每簇之间联结，连接时安放2个电雷管在传爆线中部，用电工胶布将雷管和传爆线扎紧。联线完毕后，将全部人员、机具等撤离至平安区域后，起爆器爆破。〔7〕、起爆每次起爆前，爆破员应仔细检查起爆网络。起爆人员必须最后离开爆破地点，并在有掩护的平安地点起爆。起爆前必须清点人数，确认无误后，方可下达起爆命令。起爆人员接到起爆命令后，必须发出爆破警号，并等待5s前方可起爆。〔8〕、瞎炮的处理发现瞎炮，首先查明原因。如果是孔外的导爆管损坏引起的瞎炮，那么切去损坏局部重新连接导爆管即可，但此时的接头尽量靠近炮眼。如因孔内导爆管损坏或其本身存在问题造成瞎炮，需要及时上报并研究专项处理措施。〔9〕、爆破后的检查在爆破15min后首先检查通风情况，确认通风正常后下进入洞内检查有害气体浓度，假设有害气体浓度超标那么进一步加强通风直至有害气体检测浓度符合作业要求；在掌子面20m范围内喷水除尘；专职平安人员检查掌子面及开挖面情况，去除危石，确认平安后，由专职爆破工检查爆破情况，检查无误前方可开始出渣作业。6．关键施工技术及工艺6.1、预留变形量根据新奥法原理，为充分发挥围岩自承作用，容许初期支护和围岩有一定变形，一方面允许变形，使围岩中能形成承载环，另一方面又必须限制它，使围岩不至过度松弛而丧失或大大降低承载能力。为了改善支护结构的受力能力，施工中应尽快闭合，而成为封闭的筒形结构。隧道各围岩段预留变形量设置如下：表6.1-1隧道各围岩段预留变形量一览表序号衬砌类型适用范围拱部、局部预留变形量cm备注1ⅤaⅤ级围岩深埋地段10～152ⅤbⅤ级围岩浅埋及其他需相应加强地段10～153ⅤcⅤ级围岩偏压及其他需相应加强地段10～154Ⅳa1Ⅳ级深埋软弱破碎或构造偏压地段8～105Ⅳa2Ⅳ级深埋一般地段8～106ⅣbⅣ级浅埋地段8～107ⅢaⅢ级围岩一般地段5～88ⅢbⅢ级围岩缓倾岩层5～89A型非绝缘关节Ⅱ、Ⅲ级围岩深、浅埋地段5～810B型非绝缘关节Ⅳ、Ⅴ级围岩深、浅埋地段10～15隧道围岩变形量与隧道跨度、施工方法、施工水平等多种因素有关，施工中应对量测结果进行分析，及时调整下一阶段同等级围岩的预留变形量，以防止围岩的实际变形量超过预留变形量造成初期支护侵入二衬空间，同时也可防止因预留变形量过大而造成增大二次衬砌厚度或回填现象。6.2、监控量测现场监控量测是判断围岩和隧道的稳定状态、保证施工平安、指导施工生产、进行施工管理和提供设计信息的重要手段。根据以往类似隧道施工经验，结合设计文件，在施工过程中，将按照《铁路隧道喷锚构筑法技术标准》的要求进行监控量测，以量测资料为根底及时修正支护参数，使支护参数与地层相适应并充分发挥围岩的自承能力，围岩与支护体系到达最正确受力状态，并在施工中进行实时信息化动态管理，到达确保工程质量、施工平安和进度，合理控制投资的目的。在隧道正洞洞身支护完成后，尤其是仰拱施工完毕后，喷锚支护已闭合成环，及时进行全断面监控量测，随时掌握初期支护的工作状态，指导和确定二次衬砌施作时间。〔1〕量测工程据本隧道工程的地形地质条件、支护类型和施工方法等特点，初步选择确定本隧道隧道监控量测必测工程和选测工程见表6.2-1、表6.2-2。表6.2-1监控量测必测工程序号检测工程常用测量仪器测试精度1拱顶、拱脚下沉非接触式量测方法：全站仪、自动全站仪、经纬仪等，接触式量测方法：收敛仪、精密水准仪、铟钢尺等。0.5mm～1mm2净空收敛0.5mm～1mm3地表沉降0.5mm～1mm表6.2-2监控量测选测工程测试精度序号监测工程测试精度1围岩与初期支护接触压力≤0.5%F.S2喷混凝土应变±0.1%F.S.3钢架应力拉伸≤0.5%F.S.,压缩≤1%F.S.4初期支护与二次衬砌接触压力≤0.5%F.S5二次衬砌应力±0.1%F.S.6围岩内部位移0.1mm7隧底隆起0.5mm～1mm8爆破振动速度1mm/s〔2〕量测断面间距施工中将按照设计文件设置量测断面并布点。结合本隧道隧道具体情况，初步拟定必测工程量测断面间距与每断面测点数量见表6.2-3，掌握各级围岩位移变化规律，在各级围岩起始地段增设量测断面。表6.2-3必测工程量测断面间距和每断面测点数量围岩级别断面间距〔m〕每断面测点数量净空变化拱顶下沉Ⅳ～Ⅴ53条基线1～3点Ⅳ102条基线1点Ⅱ～Ⅲ30～502条基线1点注：1、洞口及浅埋地段断面间距取小值。2、各选测工程量测断面的数量，宜在每级围岩内选有代表性的1～2个。3、复杂地质区段的观测断面适当加密。〔3〕量测断面布置隧道每个量测断面各布置一个拱顶下沉测点和两条或三条水平净空收敛量测基线。Ⅳ、Ⅴ级围岩测点布置见图6.2-1。图6.2-1围岩测点布置图〔4〕量测频率洞内观察分为开挖工作面观察和支护外表状况观察两局部。开挖工作面观察应在每次开挖后进行，地质情况根本无变化时，可每天进行一次。对支护的观察也应每天至少进行一次，观察内容包括喷射混凝土、钢架的外表外观状况等。洞外观察包括边仰坡稳定、地表水渗透等观察。量测频率见表6.2-4，6.2-5。表6.2-4按距开挖面距离确定的监测频率检测断面距开挖面距离〔m〕监测频率〔0～1〕B2次/d〔1～2〕B1次/d〔2～5〕B1次/〔2d～3d〕＞5B1次/7d注：1B-隧道最大开挖宽度。2出现异常情况或不良地质时，应增大监测频率。3位移速度决定的监测频率和距开挖面的距离决定的监测频率之中，应采用较高的频率值。表6.2-5按位移速度确定的检测频率位移速度〔mm/d〕监测频率≥52次/d1～51次/d0.5～11次/〔2d～3d〕＜0.51次/7d〔5〕监测方法监测方法与要求见表6.2-6，拟在隧道拱顶下沉和水平收敛量测中采用目前比拟先进的无接触围岩量测技术。它具有快速、准确、灵活方便等优点。表6.2-6监控量测方法及要求表序号监测工程测点布置监测方法及要求仪器1洞内外观察开挖及支护后进行目测：地质观察在爆破后初喷前进行，绘制地质素描图，填写开挖工作面地质调查记录表；检查喷射混凝土有无开裂及开展，锚杆有无松动，钢架支护状态等，并做好相应记录；查看边仰坡有无开裂、起壳，地表有无裂纹；地表水位有无异常变化。地质罗盘2地表沉降监测隧道洞口进行地表沉降量测，横断面方向沿隧道中心及两侧间距2～5m处设地表下沉测点，监测范围在隧道开挖影响范围以外。地表下沉量测在开挖工作面前方，隧道埋深与隧道开挖高度之和处开始，直到衬砌结构封闭、下沉根本停止时为止。精密水准仪、铟瓦尺3水平收敛量测内轨顶面以上2.5m，左右两侧对称布置量测点，量测断面间距根据围岩级别确定采用激光断面仪或收敛计进行量测，开挖后按要求迅速安装测点并编号，初读数应在开挖后12h内读取，测点应牢固可靠，易于识别并妥为保护激光断面仪、收敛计4拱顶下沉量测与水平收敛断面对应拱顶设量测点喷射混凝土后迅速在拱顶设点，采用激光断面和仪精密水准仪和收敛计铟瓦尺进行量测精密水准仪和收敛计、铟瓦尺量测方法：无接触法围岩量测观测方案见图5.6-2。测量人员按量测频率要求对隧道断面上布设的观测点进行全自动多测回全圆观测，得到这些点的收敛信息。〔6〕监测资料整理、数据分析及反响在取得监测数据后，及时由专业监测人员整理分析监测数据。结合围岩、支护受力及变形情况，进行分析判断，将实测值与允许值进行比拟，及时绘制各种变形或应力～时间关系曲线，预测变形开展趋向及围岩和隧道结构的平安状况，及时向工程分部总工及监理工程师汇报。〔7〕监控量测管理①、监测控制标准根据有关标准、规程、设计资料及类似工程经验，制定本工程监控量测变形管理等级见表6.2-7，据此指导施工。图图6.2-2无接触法围岩量测观测方案示意图表6.2-7工程平安性评价及工程对策表管理等级距开挖面1B距开挖面2B工程对策ⅢU<U1B/3U<U2B/3量测小组负责人向现场技术负责人汇报，并通知现场继续施工。监控量测数据分析完成后应反响有关各方ⅡU1B/3≤U≤2U1B/3U2B/3≤U≤2U2B/3量测小组负责人向现场技术负责人汇报，现场技术负责人应对分析结果进行复核，并将复核结果立即反响到有关各方。监理单位应立即召集有关各方进行综合评价，提出处理意见。现场在上报分析结果同时，应加密监控量测频次，必要时采取适当的工程措施。ⅠU＞2U1B/32U2B/3量测小组负责人应立即向现场技术负责人汇报，确认后采取应急措施〔包括暂停掘进、实施应急支护、撤离工作面作业人员和设备等〕，加强现场观测，防止发生危害。同时立即将信息反响到有关各方。建设单位应立即召集有关各方综合评价，制定处理方案。注：B—隧道最大开挖宽度；U—实测位移值；U1B、U2B—位移控制基准值。净空变化速度持续大于5.0mm/d时，或位移累计到达100mm，围岩处于急剧变形状态，应加强初期支护系统。净空变化速度水平收敛小于0.2mm/d，拱部下沉速率小于0.15mm/d时，围岩到达根本稳定。在浅埋地段以及膨胀性和挤压性围岩等情况下，应采用其它指标判别。表6.2-8量测收敛标准工程量测仪器设备收敛标准拱顶下沉全站仪、水准仪，挂尺小于0.15mm/d趋于稳定继续观测2周结束周边收敛坑道收敛计水平收敛小于0.2mm/d趋于稳定继续观测2周结束、监控量测体系施工监测管理流程见图6.2-3。Ⅰ、监控量测方案工程施工前，根据现场实际情况及施工进度，编制详细的监测实施方案，并确定监测技术标准，报监理工程师及建设单位批准。Ⅱ、监控量测小组为了真实反映监测结果，本隧道施工监测由施工技术部组成专门监测小组，具体负责各项监测工作。Ⅲ、监测管理积极配合监理工程师做好对监测工作的检查、监督和指导，工程完成后，根据监测资料整理出本隧道的监测分析总报告纳入竣工资料中。图6.2-3施工监测管理流程图Ⅳ、现场量测要求净空变化、拱顶下沉量测应在每次开挖后12h内取得初读数，最迟不得大于24h，且在下循环开挖前必须完成。测试前检查仪表设备是否完好，发现故障及时修理或更换；确认测点是否松动或人为损坏，当测点状态良好时方可进行测试工作。测试中按各项量测操作规程安装好仪器仪表，每测点一般测读三次，取算术平均值作为观测值；每次测试都要认真做好原始数据记录，并记录开挖里程、支护施工情况以及环境温度等，保持原始记录的准确性。测试完毕后检查仪器、仪表，做好养护、保管工作。及时进行资料整理及信息反响。Ⅴ、保证措施将监测管理及监测实施方案纳入施工生产方案中，作为一个重要的施工工序来抓，并保证监测有确定的时间和空间。制定切实可行的监测实施方案和相应的测点埋设保护措施，并将其纳入工程的施工进度控制方案。施工监测紧密结合施工步骤，监控每一施工步骤对周围环境、围岩、支护结构、变形的影响，据此优化施工方案。监测组与监理工程师密切配合工作，及时向监理工程师报告情况和问题，并提供有关切实可靠的数据记录。量测工程人员要相对固定，保证数据资料的连续性。量测仪器专人使用、专业机构保养、专业机构检校。量测设备、元器件等在使用前均经过检校，合格前方可使用。各监测工程在监测过程中必须严格遵守相应的实施细那么，量测数据均要经现场检查、室内两级复核前方可上报。针对施工各关键问题开展相应的QC小组活动，及时分析、反响信息，指导设计和施工。6.3、超前地质预测工作根据隧道工程地质条件，采用地震波反射法〔TGP〕、地质雷达探测法、超前钻探法及地质素描等综合地质预报技术，长距离预报与短距离预报相结合，预测开挖工作面前方一定范围内的工程地质。施工中将超前地质预报工作纳入施工工序，由专人负责。超前地质预报的重点内容为预测开挖面前方地质情况，围岩整体性、断层、软弱围岩破碎带在前方的位置和对施工的影响，地下水活动情况等。超前地质预报施工流程见图6.3-1“超前地质预报施工流程图”。图6.3-1超前地质预报施工流程图〔1〕、地质预报方案施工过程中必须将超前地质预报纳入施工工序管理，做到先探测、后施工，不探测不施工。实施方案总的思路是：长期预报和短期预报相结合，采用TGP超前地质预报系统进行长距离宏观控制，地质雷达进一步强化、补充和验证，加大超前水平钻探和孔内数码成像的力度，加强常规地质综合分析，根据地质预报结果，经专业人员进行分析研究后，拟定相应对策以指导施工。多管齐下，力争把发生地质灾害的机率降至最低。地质超前预报方案见表6.3-1“地质超前预报方案表”，超前地质预报施作见表6.3-2“木耳隧道超前地质预报施作表”。表6.3-1地质超前预报方案表预测预报手段仪器预报内容预报频率及方案地质素描罗盘仪、地质锤、放大镜、皮尺、数码相机等简单工具对开挖面围岩级别、岩性、围岩风化变质情况、节理裂隙、产状、破碎带分布和形态、地下水等情况进行观察和测定后，绘制地质素描图，通过对洞内围岩地质特征变化分析，推测开挖面前方地质情况。地质素描在每次开挖后进行TGP-602技术TGP-602超前预报仪重点探查规模较大的破碎带、裂隙发育带等。每隔100m用TGP-602探测一次地质雷达周边探测SIR-3000型地质雷达重点进行隧道周边的地质体探测，查找地质破碎带及其它不良地质体，防止开挖通过后，隧道顶板、底板及侧壁出现灾害性的突水突泥。每隔30m内水平超前钻孔钻机选型用HTT40钻机将超前钻孔作为主要的探测手段，用以验证超前地质预报的精度，并直接探明前面围岩地段的涌水压力及其含量。按隧道全长进行探测，孔径89mm。每次钻孔深度30m，必要时进行取芯分析。表6.3-2木耳隧道超前地质预报施作表地质调查法起讫里程地质调查DK123+150～DK126+825物探法施作里程TGPDK123+150～DK123+250、DK126+825-DK126+725、DK123+350～DK123+450、DK126+725-DK126+625、DK123+450～DK123+550、DK126+625-DK126+525、DK123+550～DK123+650、DK126+525-DK126+425、DK123+650～DK123+750、DK126+425-DK126+325、DK123+750～DK123+850、DK126+325-DK126+225、DK123+850～DK123+950、DK126+225-DK126+125、DK123+950～DK124+050、DK126+125-DK126+025、DK124+050～DK124+150、DK126+025-DK125+925、DK124+150～DK124+250、DK125+025-DK124+925、DK124+250～DK124+350、DK124+925-DK124+825、DK124+350～DK124+450、DK124+825-DK124+725、DK124+450～DK124+550、DK124+725-DK124+625、DK124+550～DK124+625地质雷达DK123+489～DK123+965、DK125+035～DK125+155加深炮孔DK124+965～DK125+035超前钻孔DK123+150～DK126+825〔2〕、地质素描地质素描是根据岩体节理产状确定不稳定块体出露位置。地质素描预测法分为岩层岩性及层位预测法、条带状不良地质体影响隧道长度预测法以及不规那么地质体影响。对掌子面已揭露出的岩层进行地质素描〔观察岩石的矿物成分及其含量，结构构造特征和特殊标志〕，给予准确定名，测量岩层产状和厚度。测量该岩层距离已揭露的标志性岩层或界面的距离，并计算其垂直层面的厚度。将该岩层与地表实测地层剖面图和地层柱状图相比，确定其在地表地层〔岩层〕层序中的位置和层位。依据实测地层剖面图和地层柱状图的岩层层序，结合TGP探测成果，反复比拟分析，最终推断出掌子面前方一定范围内即将出现的不良地质在隧道中的位置和规模。施工过程中，每次爆破后由地质工程师进行地质素描，内容包括掌子面正面及侧面稳定状态、岩层产状、岩性风化程度、节理裂隙发育程度〔产状、间距、长度、充填物、数量〕、喷射混凝土开裂、掉块现象、涌水情况、水质情况、水的影响、不良气体浓度等。同时定期对地表水文环境进行观测和监测记录，及时了解隧道施工对地表水的影响，确定施工控制措施，最终做出掌子面地质素描图和洞身地质展示图。及时对洞内涌水进行水质分析和试验，提交分析和试验结果，对影响隧道衬砌结构的水质提出处理意见，上报技术部门，以利采取有效的防护措施。〔3〕、地震波反射法〔TGP〕TGP超前地质预报系统是目前隧道及地下工程地质预报工作中，采用的较为先进的地质预报方法。其工作原理是利用地震波的回波原理，人工制造一系列有规那么排列的轻微震源，形成一个地震源断面；同时，三维地震波接收器在计算机的监控下，采集这些震源所发出的震波沿隧道前方及四周区域传播而遭遇不良地质体〔如地层层面、节理面、特别是断层破碎带界面和溶洞、暗河等〕被反射返回的地震波数据。这些回波信号的传播速度、延迟时间、波形、强度和方向，是与相应不良地质体的性质和分布状况紧密相关的。在一定间隔距离内连续采用上述方法，可以得到前方地层的地质力学参数，如杨氏模量和横向变形系数等，从而预报隧道前方及周围临近区域的地质状况，判断开挖面前方100m～200m范围内的地质情况。该系统的使用，可极大提高对地质情况的判识能力，为施工生产提供平安保证。地震波反射法是复杂地质隧道施工中采用的主要预报手段。①、准备工作TGP-602地质超前预报系统测线设在工作面附近边墙上，由两个接收器孔和24个炮孔组成。两个接收器孔对称分布在两侧边墙，24个炮孔等间距分布在一侧边墙。在数据采集前，钻孔、接收传感器套管的安装，以及接受气孔、炮孔的倾向、倾角和各控基准点的测量可先期完成。准备工作不影响正常施工，可与隧道施工作业同时进行。、相关参数爆破点沿着隧道一侧洞壁平行于隧道底面呈直线排列，孔距1.5m，孔深1.5m～2.0m，距最后一个爆破点15m～20m设接收点，接收点孔深2.0m，孔口距隧底约1.0m与炮孔等高。接收器孔向上倾斜5～10°,炮孔向下倾斜15～20°。根据围岩软硬和完整破碎程度以及接受器位置的远近，每个炮孔装药50g～100g。炸药为高爆速炸药，雷管采用零延时电雷管。、现场测量接收器孔内置接收传感器.探测时逐次引爆炸药，制造出小型地震波.这些地震波遇到节理面、地质界面和破碎带、溶洞、暗河等不良地质界面时会产生反射波。反射波的强度及传送时间反映了相关界面的性质、产状、距接收点的距离。、数据分析接收点的接收传感器将所接收的反射波数据，发送到记录仪储存。利用软件对储存数据进行处理，形成相关界面的隧道映象点图，通过分析获得前方的地质情况。〔4〕、地质雷达预报①、工作原理及方法地质雷达是通过发射天线T将高频电磁波以脉冲形式发射至地层中，再由天线R接收反射回的信息，最后通过分析，到达对短距离进行超前预报的目地。地质雷达探测范围为前方30m内，可作为TGP地质预报系统的主要辅助手段。②、据处理及资料判释地质雷达数据处理的目的是排除随机和规那么的干扰，以最大可能的分辩率在图像剖面上显示反射波，提取反射波的各种参数，包括振幅、波形、频率等帮助判释。资料判释方法：地质雷达反映的是地下介质的电性分布，将其转化为地质体分布时必须把地质、钻探、地质雷达记录这三方面的资料有机结合，以此获得检测对象的整体状况。地质雷达探测作为TSP地质预报系统的辅助手段，在TGP-602无法施作的中短距离内采用。〔5〕、超前水平钻探超前地质钻孔：拟采用冲击钻和回转取岩芯，验证中近距离物探超前探测存在异常的地段，钻孔直径采用φ89。活动断裂带超前探测长度80～100m，搭接长度不小于10m，其余地段超前探测长度不小于30m，前后两次搭接长度不小于5m。钻孔时否取岩芯根据不同地质条件和探测目的确实定。加深炮孔：即加深炮孔超前探测，利用在隧道开挖工作面上的炮眼钻孔来探测前方围岩的地质情况，在每一循环钻设炮孔时布设3～15个钻孔较循环进尺加深3m以上作为探测孔。物探类型及使用条件见表6.3-3“物探类型及使用条件表”。表6.3-3物探类型及使用条件表序号适用条件物探类型主要手段备注1一般可溶岩地段ZT-1利用超前支护钻孔，必要时实施加深炮孔〔3～5孔〕双线断面时，超前探孔，加深炮眼的数量取大值2对于构造较复杂及复杂非可岩溶段落，一般可溶岩段落ZT-2超前钻孔1～3孔，必要时1孔取芯3岩溶地下水发育段落ZT-3超前钻孔3～5孔，必要时1孔取芯4煤系地层瓦斯及构造特别复杂非可岩溶段落；岩溶及地下水强烈发育地段ZT-4超前钻孔〔3～5孔〕+加深炮孔〔5～8〕,1孔超前钻孔取芯。高压富水段钻孔均需设置关水阀门，1孔设置测压装置。高瓦斯或瓦斯突出煤系地层段超前钻孔取芯孔数量采用3孔。超前地质钻孔布置示意图：图6.3-2超前地质钻孔布置示意图图6.3-3加深孔布置示意图超前地质钻孔孔位布置原那么：一般地段外插角宜控制在1°～3°；软弱破碎岩层外插角可适当加大；富水岩溶发育区超前地质钻探应终孔于隧道开挖轮廓线以外5～8m,外插角宜控制在10°～15°。当设计图明确孔位的地段较设计图布置孔位，当没有明确时，可根据现场情况灵活布孔，孔位、孔数、孔深，孔径以满足平安施工，整治处理和预报所需资料为原那么。当钻孔遇到岩熔时，钻孔应穿透岩溶顶扳深度，并进入前方完整基岩不小于5m；当钻孔遏到煤层时，钻孔应穿透煤层至前方完整基岩不小于0.5m。〔6〕、预报效果检查开挖到预报位置时，将实际地质进行素描，和预报地质资料进行比照，以此来评价预报的准确性，积累经验，为以后的预报提供参考，并及时将预测数据、结果反响至设计