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1、一、工程概况拟建五虎山隧道的进出口位于福州闽侯县祥谦镇境内。设计为双向四车道分离式隧道，五虎山隧道左洞ZK5+075ZK6+085，长度1010米，右洞YK5+060YK6+105，长度1045米。五虎山隧道左洞采用0.9%的纵坡进隧道，于ZK5+539.775改以-0.5%的纵坡直至隧道出口：右洞采用0.9%的纵坡进隧道，于YK5+531.743改以-0.5%的纵坡直至隧道出口。左洞隧道以直线进洞，隧道进口里程ZK5+075，在ZK5+834.711处设左转R-2600m圆曲线。并以该曲线出洞，隧道出口里程ZK6+085,：右洞隧道进口里程YK5+060，位于R-4000m圆曲线上，在YK5
2、+212.818处设左转R-3000m圆曲线，并以该曲线出洞，隧道出口里程YK6+105，设计行车速度为80km/h。本项目沿线地形起伏变化大，穿越地貌单元以冲海、冲洪积平原及丘陵、低山两种地貌单元。冲海、冲洪积平原段（位于场地的南北两侧）地势较为平坦，相对高差较小，一般罗零高程低于10-15米，多为村舍、农田；丘陵、低山路段（五虎山脉）地形起伏大，山间植被较发育，自然坡度一般在10-30。整个场地地势起伏较大，地形相对较为复杂。二、爆破区地形、地貌、地质条件、被爆破体结构、材料及爆破工程量计算隧址区属剥蚀丘陵貌，隧道轴线大致呈南北走向，穿越一东西向的宽缓梳状山脉，沿线地形呈波起伏，沟谷较发育
3、，以南北方向为主，宽度较窄，切割不深，但长度较长，地形起伏较大，地表植被较发育，覆盖层较薄，进口处地面高程7075米，出口处地面高程8085米，隧道轴线最高点高程358.50米，相对高差约288米，进口侧山坡自然坡度约2025，出口侧山坡自然坡度约3035。根据工程地质调绘和钻探及物探结果，隧道洞身围岩为侏罗系南园组凝灰熔岩，属硬质岩，岩体较破碎较完整，对隧道洞身围岩的稳定较有利。隧道区主要发育有一条断裂构造，对隧道不利，隧道开挖时，易产生小规模的掉块或坍塌现象，应加强支护和监测措施，各段的具体评价见隧道纵断面图。左线长1946m，级占4.6%，级占15.1%，级占80.3%；右线长1944m
4、，级占4.8%，级占11.9%，级占83.3%。因拟建隧道最大埋深约282m，深部围岩主要为中微风化凝灰熔岩，节理裂隙较为发育，据当地区域地质资料，本区为低地应力区，发生岩爆可能性小，但应加强监测。三、隧道结构设计结构形式：隧道结构按新奥法原理进行设计，采用复合衬砌，以锚杆、湿喷混凝土等为初期支护，并辅以钢拱架、大管棚、注浆小导管等支护措施，充分调动和发挥围岩的自承能力，在监控量测信息的指导下施作初期支护和二次模筑衬砌。复合式衬砌的稳定分析：根据隧道埋置深度、围岩级别、结构跨度、受力条件、施工因素等，结合工程经验拟定有关参数，初期支护和围岩稳定性采用地层结构法计算，二次衬砌采用荷载结构法计算。
5、在设计中，初步拟定支护参数，然后采用同济曙光以及我院开发的“结构-荷载”法二次衬砌计算程序等有限元软件，进行相关数值计算模拟分析，针对隧道的地质情况对设计支护参数进行进一步的优化，最后综合考虑各种影响因素确定各类型复合支护的参数。四、设计方案选择上述隧道洞身围岩为侏罗系南园组凝灰熔岩，属硬质岩，主要为级围岩，工程地质条件较好，所以按浅孔炮眼全断面光面爆破方案设计，采用钻爆工艺施工二号岩石硝铵炸药，塑料导爆管非电起爆。钻爆工艺：采用全断面光面爆破工法，将隧道的平均线性超挖控制在10cm左右，周边眼爆破残眼率达到80%以上。周边眼采用不耦合装药，掏槽眼采用垂直楔形掏槽。塑料导爆管非电起爆，有水地段
6、采用乳化炸药。通过工程类比法和现场实验确定爆破参数，并根据不同的围岩条件不断优化爆破设计。保证光爆质量的措施：一是改变“宁超勿欠”的传统观念，树立“少超少欠”的观点，严格施工组织与管理；二是提高钻孔水平，严格控制周边炮孔的外插角度、开口位置和炮孔在断面上布置的均匀性；三是严格测量放线，控制装药量，确保正确的起爆顺序。右图是我公司施工的渝怀线彭水隧道光爆效果。五、爆破参数选择与装药量计算隧道开挖断面方以级为例，断面为138.8 m2，断面形状均为圆拱型，按普通爆破的要求进行参数选择，以四峰道爆破施工为例，隧道内光面爆破参数如下：表1 隧道内光面爆破参数表周边眼间距E（cm）最小抵抗线W（cm）相
7、对距离（e/w）炮眼深度（m）炮眼直径（mm）炮眼密度（个/m2）单位装药量（kg/m3）周边眼装药集中度Q（kg/m）循环进尺（m）55650.852.4401.831.00.382.2按上述参数考虑，隧道内每循环进尺2.16m计，每次爆破总装药量为266.175kg。上述参数为通过简单计算并结合工程类比确定，单孔装药量的计算过程见第6项装药、填塞和起爆网络设计。六、药室及导硐布置、钻孔设计隧道工程采用浅孔炮眼爆破法，无需药室及导硐。以四峰隧道围岩爆破作业为例，其开挖断面138.8m2，月进尺计划180m，每月掘进施工按28天计，三班三循环作业，炮眼利用率为90，采用硝铵炸药，其钻孔设计如下
8、：（一） 掏槽眼型式采用垂直楔形掏槽掏槽眼：针对隧道开挖爆破只有一个临空面的特点，为提高爆破效果，降低炸药消耗，节省钻眼工作量，宜先在开挖断面的适当位置（一般在中央偏下部）布置几个装药量较多的炮眼，其作用是先在开挖面上炸出一个槽腔，为后续炮眼的爆破创造出新的临空面。掏槽效果的好坏，直接影响到整个隧道断面爆破进尺及爆破效果。根据掏槽眼与开挖面的关系、掏槽眼的布置方式、掏槽深度以及装药起爆方式的不同，可将掏槽方式分为直眼掏槽、斜眼掏槽及直眼斜眼混合式掏槽，针对四峰隧道断面较大的实际情况，本设计采用垂直楔形斜眼掏槽，三对掏槽眼，为增强爆破效果，增设3个102大孔中空眼，不装药，仅作为掏槽临空面之用。
9、掏槽眼用来先掏出开挖面上的一部分岩石，增加拟爆破岩体的临空面，改善其他炮眼的爆破条件提高爆破效果。图1 炮眼平面布置图上图中黑色圆圈代表掏槽眼，旁注数字为毫秒延迟雷管段别。102中空眼提供临空面，不装药。（二）计算炮眼数目：N=，其中：开挖面积S138.8m2单位耗药量q1.0kg/m30.67，0.78则N138.8*1/（0.67*0.78）266个（三）计算每一循环炮眼深度L180/（28*3*0.9）2.4m（每一循环进尺为2.16m）掏槽眼深度L掏2.4m+0.2m2.6 m辅助眼：辅助眼用以扩大掏槽眼的体积，为周边眼爆破创造有利条件。辅助眼应交错均匀地布置在周边眼与掏槽眼之间，并垂
10、直于开挖面打眼，力求爆破下的石碴块体大小适合装碴的要求。辅助眼、顶眼深度L辅、顶2.4m周边眼：周边眼是指超前开挖断面上沿边缘轮廓线布设的炮眼。沿隧道周边开挖轮廓线布置的炮眼称为周边眼，其作用是炸出较平整的隧道断面轮廓。按其位置不同，又可分为帮眼、顶眼、底眼。本设计采用计算及图解法求得周边眼数目为84个。 周边眼深度；L周2.4m（四）炮眼布置炮眼布置见级围岩炮眼布置图。其中掏槽眼9个（其中3个不装药），周边眼84个，辅助眼173个。七、装药、填塞和起爆网络设计周边眼每眼装药量0.78*2.16*0.490.825kg折合为5.5卷，共计装药69.3kg；掏槽眼每眼装药量0.78*2.4*0.
11、881.65kg折合为11卷，共计装药9.9kg，辅助眼每眼装0.78*2.16*0.81.35kg折合为9卷，共计装药233.55kg，全断面装药312.75kg。装药时严格按上述药量控制。（一）装药结构设计严格按设计的装药结构和药量装药，装药时应使用专门的炮棍装药，炮棍可选用木制、竹制或塑料材料，不准使用铁制。炮棍要直顺、顶端要齐平，直经比炮孔直径稍小，并保证装药时不损坏导爆管或雷管脚线。为满足不同部位的爆破要求，装药的密度要求不同，当需提高装药密度时，药卷可一节一节的装并随即捣实，使药与眼壁间不留缝隙。要降低装药密度时，可采用间隔装药、小直径药卷或几个药卷同时装入后再推进。周边眼的装药结
12、构：周边眼的装药结构是实现光面爆破的重要条件，严格控制周边眼装药量，采用合理的装药结构，尽量使炸药沿孔深均匀分布。施工时采用不偶合装药结构即采用32200小直径炸药间隔装药结构，炮眼直径为40mm，不偶合系数一般在1.42.0范围内，如下图所示。周边眼装药结构图其余炮眼均采用连续装药结构，装药后将炮泥堵塞在与炸药相接的部位，实践证明，这种堵塞方法比堵在眼口的爆破效果好，如下图所示。其余炮眼装药结构图装药采用手工方式进行，10人在清孔完毕后开始装药。使用炮棍装药。炮棍可以使用木头、竹杆和塑料制作，必要时可以在炮棍头上安装铜套或铜制尖端。炮棍应具备足够的长度，插入炮眼底部后外部应具备不少于30cm
13、的富余量。任何情况下严禁使用铁器制作炮棍和炮棍头。本设计周边眼采用不偶合间隔装药结构，其他眼装药结构采用不偶合连续装药结构，反向起爆。装周边眼时按设计要求将药卷捆扎在削好的竹片上，清孔后将竹片连带炸药整根装入；辅助眼装药时首先将已经按设计段别插入导爆管（含雷管）的起爆药卷装入孔底，并使雷管聚能穴朝向孔口方向，然后其他药卷按设计数量依次装入，并用炮棍捣实；9个掏槽眼中3个102mm中空眼提供临空面，不装药，其他6个炮眼装药时在装入起爆药卷之前首先装入一卷药卷，然后象装辅助眼一样将起爆药卷、其他药卷依次装入并捣实。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，雷管段别要“对号入座”。（二）填
14、塞设计填塞作用原理：填塞作用原理要从爆破作用原理说起。关于岩石爆破破碎的原因有多种理论和学说，比较流行的有爆轰气体压力学说、应力波学说以及应力波和爆轰气体压力共同作用学说。爆轰气体压力学说从静力学观点出发，认为岩石的破碎主要是由于爆轰气体的膨胀压力引起的。这种学说忽视了岩体中冲击波和应力波的作用，基本观点为：药包爆炸时产生大量的高温高压气体，这些爆炸气体产物迅速膨胀并以极高的压力作用于药包周围的岩壁上，形成压应力场。当岩石的抗拉强度低于压应力在切向衍生的拉应力时，将产生径向裂隙。作用于岩壁上的压力引起岩石质点的径向位移，由于作用力的不等引起径向位移的不等，导致在岩石中形成剪切应力。当这种剪切应
15、力超过岩石的抗剪强度时，岩石就会产生剪切破坏，当爆轰气体的压力足够大时，爆轰气体将继续推动破碎岩块向径向抛掷运动。应力波学说以爆炸动力学为基础，认为应力波是引起岩石破碎的主要原因。这种学说只考虑了拉压力波在自由面的反射作用，忽视了爆轰气体、压应了波、拉压力和压压力的环向的作用。应力波和爆轰气体共同作用学说认为，岩石的破坏是应力波和爆轰气体共同作用的结果。这种学说认为，爆破过程中，首先是爆轰波在岩石内造成径向裂隙，爆轰气体进一步使裂隙扩张、压力足够大时，引起岩块作径向抛掷运动。对于不同性质的岩石和炸药，应力波与爆轰气体的作用是不同的。在坚硬的岩石、高猛度炸药、偶合装药或装药不偶合系数教小的条件下
16、，应力波的破坏作用是主要的，在松软岩石、低猛度炸药、装药不偶合系数较大的条件下，爆轰气体的破坏作用是主要的。从工程实践来看，应力波和爆轰气体压力共同作用学说较为贴近工程实际。填塞炮眼可充分利用爆破气体的破坏作用，降低炸药消耗，保证爆破后岩块的破碎程度。为此，隧道爆破必须填塞炮眼。堵塞长度按相关规范要求，长度取50倍钻孔直径，不小于20cm。填塞材料可以使用砂土、粘土或凿岩时的岩粉，应防止混进石块砸坏爆破网路。填塞时，不得将雷管上的导爆管拉得过紧，以防被堵塞材料损坏。堵塞过程中要不断检查起爆线路，防止因堵塞损坏起爆线路而引起瞎炮。堵塞的作用在于使炸药得到良好的效果，同时改变爆后气体，堵塞的好坏还
17、直接影响到装药量的多少。堵塞材料选用砂粘土，并有一定的含水率。 对已装好药的炮眼要及时用炮泥封堵，周边眼的封堵长度不宜小于20cm，封堵材料可应地取材，但要求其不可燃并要有可塑性，易于密实，与炮孔壁摩擦作用大，能结成一个整体。可选用一部分石屑、石粉、或粗砂配粘土加适量水混合配制。装炮泥时开始要慢用力、轻捣，以后炮泥须依次捣实至孔口，捣炮泥时要用手拉住雷管脚线，导爆管要拉直，但不得过紧。 （三）起爆网络设计 起爆顺序：起爆前10分钟，电话通知洞外停止通风，爆破后恢复通风排烟。掏槽眼毫秒延时雷管段别自中心向外依次为1、3、5段，辅助眼雷管段别依次为7、9、11、13、段，周边眼采用15段。采用塑料
18、毫秒延期导爆管雷管，孔内延期起爆法一次全断面起爆。除周边眼采用不偶合间隔装药外，其余均采用不偶合连续装药，反向起爆方式。装药完毕后开挖面分区将塑料导爆管簇联，最后再用塑料导爆管级联成一束，两发纸壳铁脚线电雷管同时点火起爆。起爆网络设计图附后。隧道爆破采用孔内毫秒延时变色塑料导爆管非电起爆。由于炮眼较多，起爆网路采用簇联及级联方式。火雷管起爆。将爆破工作面按不超过30根导爆管分为一个区，四峰隧道设计布置266个装药炮眼，分为8个区，每区内采用簇联方式即将区内所有导爆管末端用胶布捆绑在一根级联导爆管上（8根级联导爆管必须采用同段导爆管）。最后将8个区的级联导爆管簇联，用胶布捆绑在两发纸壳铁脚线电雷
19、管上，有引爆器引爆。敷设导爆管爆破网路时应注意以下几点：导爆管一旦被截断，端头一定要密封，以防止受潮、进水及其它小颗粒堵塞管腔，可用火烧熔导爆管端头，然后用手捏紧即可。再使用时，把端头剪去约10cm，以防止端头密封不严受潮失效。如果导爆管需接长时，首先将导爆管密封头剪掉，然后将两根导爆管插入塑料套管中同心相对，并在套管外用胶布绑紧。绝对禁止将导爆管搭结传爆。导爆管、导爆管雷管在使用前必须进行认真的外观检查。发现导爆管破裂、折断、压扁、变形或管腔存留异物，均应剪断去掉，然后用套管对接。如果导爆管雷管的卡口塞处导爆管松动，则会造成起爆不可靠，延时时间不准确，应将其作为废品处理。导爆管网路内不得有死
20、结，孔内不得有接头，孔外传爆雷管之间应留有足够的间距。用于同一爆破工作面的导爆管必须是同厂同批号产品。为了防止雷管聚能穴产生的高速射流提前切断尚未传爆的导爆管，应将起爆雷管或传爆雷管反向布置，即将雷管聚能穴指向与导爆管的传爆方向相反的方向。雷管应捆扎在距导爆管端头大于10cm的位置，导爆管应均匀地敷设在雷管周围，并用胶布等捆扎牢固。需要指出的是，从起爆和传爆强度的角度考虑，正向布置起爆雷管比反向布置更合理。如果正向布置起爆雷管，必须采取防止聚能穴炸断导爆管的有效措施。安装传爆雷管和起爆雷管之前，应停止爆破区域内一切与网路敷设无关的施工作业，无关人员必须撤离爆破区域，以防止意外触发起爆雷管或传爆
21、雷管引起早爆。八、爆破安全距离计算洞口施工时，由于工点附近无民房，洞口施工主要考虑爆破飞石对周围人员的安全。为预防个别飞石对周围人员造成伤害，爆破时个别飞散物对人员的安全距离应符合爆破安全规程的规定，个别飞散物对人员的安全允许距离为200米。本工程中爆破安全距离取300米。爆破前应对安全警戒范围内的人员进行清赶，在确认安全范围内无其他人员时，方可进行点火爆破。在进行爆破时，所有人员务必撤离至安全地点。隧道爆破时，主要考虑爆破冲击波对人员的安全，根据隧道工程施工经验，参考爆破安全规程，爆破安全距离取200m。九、施工机具、仪表及器材表每开展一个爆破工作面拟配备的施工机具、仪表及器材见下表：序号机
22、具名称规格、型号单位数量产地1风动凿岩机YT28台35沈阳2液压钻孔平台台1自制3照明灯100W盏54风、水管路米1205竹、木炮棍3m根206炮泥机PNJ-1台2重庆7电动压风机4L-20(22)/8台9重庆8侧翻装载机ZLC50C台2德国9挖掘机PC200台1日本10自卸车10m3台8重庆11激光隧道限界检测仪BJSD-2台1北京12爆破振动测量仪爆破型台1北京13粉尘监测仪EMP5台1无锡14全站仪CT2002台1瑞士15电子水准仪DC-103台4南京16轴流风机SDFC-NO12.5台1侯马17超前地质预报系统TSP203台1瑞士18红外探水仪HY-303台2唐山19地质雷达SIR-1
23、0台1瑞士20超前水平地质钻机GLP-150台1河北 十、爆破施工组织设计（一）工程概况及施工质量总体要求本合同段共计2座隧道，合计开挖方694740m3，工期从2009年7月15日2010年12月20日，爆破作业主要在隧道内进行，质量要求：对地质条件好的隧道开挖必须采用光面爆破，光面爆破炮眼残留率要求硬岩达到80%以上、中硬岩达到60%以上。 （二） 隧道爆破开挖及总体施工方案洞外设高压风站，各开挖洞口安装9台20m3/min电动空压机，风管采用220mm无缝钢管，将高压风引入爆破工作面附近约50m的地方，端头安装风包分出小管作为连接风动凿岩机之用。洞门外30m处安装轴流风机作为主风机，采用
24、压入式通风，后期在洞内安装局扇向洞外吹风，组成混合式通风系统。爆破作业面配移动式凿岩台架一部，装载机配合台架移动；配YT28型风动凿岩机35台，钻眼工40人（其中掏槽眼、周边眼均由经验丰富的钻眼工钻孔），配合开眼及装药10人，专职安全员1人，调度员1人，照明灯5盏，炮棍10根。爆破后通风排烟30min，检查无险情后开始装车出碴，1台PC200型挖掘机居中配合，其左右两侧各配两台ZLC50C装载机装车，9台自卸车运输。出碴完毕后装载机配合将钻孔台架移动到爆破作业面，进一步清理危岩，进行喷混支护。喷混凝土采用两台PBT20湿喷机进行喷混作业，每台喷设机配两名喷射手，4人供料，喷射料在洞外用强制式混
25、凝土拌和机搅拌，3m3自卸车运输。支护完毕后开始下一循环钻爆作业。按新奥法原理组织施工，软弱围岩分部开挖，硬质岩全断面施工。坚持信息化动态施工管理，隧道地质超前预测预报采用全程地质素描、地质调查和部分地段TSP203预测预报系统、超前钻孔等多种方法相结合，超前探明地质情况；规范实施监控量测，科学选择施工方法、合理安排施工顺序及支护施作时机，严格按锚喷构筑法技术规则和有关设计要求施作初期支护及衬砌，做到开挖光爆成型、支护锚喷及时, 确保隧道安全文明施工。对正洞级围岩采用全断面法施工，级围岩采用三台阶法或中隔壁法施工，级围岩采用双侧壁导坑法施工；级围岩采用台阶法。钻爆采用非电毫秒雷管起爆，光面（预
26、裂）爆破技术，严格控制超欠挖；正洞出碴进料采用无轨运输方法，采用无轨运输方法；主要机械按特长隧道大断面机械化施工技术要求配备，优化钻爆、出碴、喷锚和二衬主要机械化作业线机械配套组合方式，实施机械化快速施工；初期支护紧随开挖面及时施作，减少围岩暴露时间，抑制围岩变形，喷砼采用湿喷技术；仰拱、填充和底板先于二衬施工；二次衬砌砼采用自动计量拌和站生产，混凝土运输车和输送泵输送，液压整体钢模台车拱墙一次模筑成型。软岩段施工严格遵守软弱围岩不良地质地段 “早预报、勤量测、管超前、弱爆破、短进尺、强支护、快封闭、紧衬砌”的原则，做到稳扎稳打，步步为营。硬岩段施工优化特长铁路双线隧道机械设备配套选型方案，重
27、点对开挖机械化作业线予以加强，按运碴能力大于装碴能力，装碴能力大于钻爆能力的原则进行强力配置；强化施工调度指挥，抓好开挖、运输、初支和衬砌四条作业线之间的相互协调，组织好平行、交叉、流水作业，实现工序有序衔接，减免干扰，充分发挥机械化施工效率，切实抓好硬岩段机械化快速施工，确保本隧按期完工。切实搞好特长隧道施工通风防尘和施工排水工作，改善洞内作业环境，提高工作效率。集中企业多年来长大隧道施工经验，充分发挥人才、设备优势，大力推广应用“四新”技术，突出科技创新，提高铁路隧道建设总体水平。（三） 隧道爆破开挖主要施工工序组织及要求1、测量放线及钻孔清孔作业测量放线: 钻孔前测量放样，准确绘出开挖轮
28、廓线及周边眼、掏槽眼和辅助眼的位置，用激光铅直仪控制边线。距开挖面50m处埋设中线桩，每100m设置临时水准点。每次测量放线的同时，要对上次爆破断面进行检查，利用隧道开挖断面量测系统对测量数据进行处理，及时调整爆破参数，以达最佳爆破效果。钻孔、清孔作业：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，钻工要熟悉炮眼布置图，要能熟练地操纵凿岩机械，特别是掏槽眼和周边眼，一定要有丰富经验的老钻工司钻，台车下面有专人指挥，以确保周边眼有准确的外插角（眼深3m时，外插角小于3；眼深5m时，外插角小于2），尽可能使两茬炮交界处台阶小于15cm。同时，应根据眼口位
29、置及掌子面岩石的凹凸程度调整炮眼深度，以保证炮眼底在同一平面上。未经主管工程师同意不得随意改动。钻孔时要保证孔位、方向、倾斜角和孔深。每孔钻完后首先将石粉吹干净。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。钻孔结束后，从孔底向外继续清孔不少于10分钟。2、装药及填塞作业围岩条件好时，隧道出碴完毕即开始钻爆作业施工准备，围岩条件差时钻爆施工准备在支护施工完毕后进行。首先将钻爆作业台架移动到钻爆作业面，然后连接风、水、电管路，安装照明灯具、风动凿岩机接好风、水管，并对风动凿岩机进行检查维护，备足炮棍、炮泥、钻杆、钻
30、头，待测量放样完成后即可开始钻孔作业。装药之前，要测量孔深度，对过浅或过深的炮孔，要调整装药量。孔中有水时，应尽量排除干净，水排不净的采用防水炸药。往孔中装药时，要定量定位，要防止卡孔。 装药时严格按照设计的装药结构和装药量施作。炮眼直径40mm，药卷直径采用32mm的直径药卷，用塑料翼片扩张式套管将药卷固定在炮孔中央部位，底部装加强药卷。掏槽眼和辅助眼采用连续装药，周边眼采用不偶合装药，具体方法是将以上药卷分别绑孔于长2.4m、有一定强度的竹签两端和中间上，孔底炸药插入一个毫秒雷管。装药时仔细地牵住雷管线，将绑有炸药的竹签缓慢放入孔底，堵塞长度不小于20cm。回填堵塞的材料宜选取一定湿度的粘
31、土，为防止卡孔，要分多次回填，边回填边用木炮棍捣实，还要注意保护好孔中的电线或导爆管。无论采取何种形式的装药结构形式，都必须堵塞密实。堵塞炮孔所用的材料，结合现场条件使用黄泥堵塞，堵塞长度不小于20cm。3、起爆网路敷设及起爆作业严格按设计的联接网络实施起爆，注意导爆管的连接方向和联接点的牢固性。装药后爆破前必须布设警戒哨，将所有人员、机械、车辆控制在爆破安全距离范围以外，方可起爆。采用非电塑料导爆管毫秒延时雷管起爆，装药完毕后，将所有塑料导爆管簇联成一束，内加两发纸壳铁脚线电雷管同时起爆。起爆人员撤退出距爆破工作面200m以外起爆。采用簇式起爆网络，以保证起爆的可靠性和准确性。联结时注意：导
32、爆管不能打结和拉细；引爆雷管用黑胶布包扎在离一簇导爆管自由端10cm以上处。网路联好后，专人负责检查。 爆破作业一般在下班后进行。爆破指挥人员要在确认周围的安全警戒工作完成后，方可发出起爆命令。爆破指挥人员严格执行预报、警戒和解除三种统一信号，并由爆破指挥人员统一发出。防护、警戒人员按规定信号执行任务，不得擅离职守。指定专人核对装炮、点炮。起爆后由爆破作业人员检查结束，确认安全后，方可发出解除信号，撤出防护人员。如发生瞎炮，要设立防护标志。4、瞎炮的处理瞎炮的处理：由原装炮人员当班处理，特殊情况下如不可能时，装炮人员在现场将装炮情况、炮眼方向、装药数量交待给处理人员。在对瞎炮孔内的爆破线路、导
33、爆管等检查完好，并检查了瞎炮的抵抗线情况，重新布置警戒后，才能重新起爆。5、零星孤石的爆破 零星孤石一般具有二个以上的临空面。临空面越多，爆破单位体积石块所消耗的炸药量就越少，爆破效果也越好。对同样体积的岩石，每增加一个临空面，单位炸药消耗量可减少10-20%。因此，在实际施工中，尽可能增加需要爆破石块的临空面，如清除石块周围的堆积物，上次爆破为下次爆破创造临空面等。（四）施工辅助作业1、供风、供水在隧道进、出洞口处分别设一座空压机站，并联安装20m3/min电动空压机，供应各施工面所需高压用风。在施工前期高压电源未接通时均采用内燃空压机供风。为确保长大隧道施工风压、风量的需要，适时、适当位置
34、安装高压储风罐。隧道开挖面工作风压不小于0.5MPa。高压风管采用200mm的无缝钢管。施工用水可直接就近打井取水，铺设供水管道，在每个洞口设集水池，采用HYGS型变频恒压供水设备供水的方案，铺设200mm钢管输水供隧道用水。2、施工运营排水施工排水：顺坡施工时，排水方便，只需在洞身两侧挖排水沟，利用自然坡度排水至洞外污水处理池，经过处理后排放。隧道反坡施工时则采用反坡排水，在洞内一侧每隔400m左右布置一个集水坑，集水坑之间水泵接力抽水，直至排到洞外污水净化池达标后排放。运营排水：隧道内设双侧高式水沟。3、施工供电施工用电可根据需要从就近的电力线自设变压器引入。隧道进出口处均设一座变、配电站
35、，以满足长大隧道施工设备用电的需要。同时在洞口各设置一座发电组，在电网电力不足、线路维修等情况下供隧道施工用电。施工照明：采用新光源洞内外照明，新光源采用低压卤钨灯、高压钠灯、钪纳灯、纳铊铟灯等。新光源照明具有安全性能好，能大幅度提高施工现场及工作面的照明亮度，创造良好的照明环境，保证施工操作质量。设置固定式照明设备，并设置应急照明设备，应急照明灯具安装间隔不大于50m且必须在供电中断时能自动接通并能连续工作2h以上。4、施工通风图2 隧道施工通风图隧道各口单独采用混合式通风方式。采用1.5m PVC“双抗”软质风管。（五）监控量测与地质工作1、施工监控量测本工程施工中采用平行作业、立体交叉，
36、各作业面相互影响。因此，要保证施工安全和结构使用安全，必须加大监控量测力度，通过施工动态观测分析，采用合理的支护参数，进一步优化设计，确保结构安全。通过施工量测优化施工方案，正是“新奥法”的精髓所在。我们承诺严格按照业主要求进行监控量测，及时向有关方面提交监测资料。（1）量测目的及时了解施工中围岩和支护结构的力学动态信息，及时反馈信息指导施工作业，保证施工安全。通过对围岩和支护结构的变形、应力量测，及时修改支护参数，不断优化施工方案。根据“新奥法”原理，通过围岩量测，确定适时进行被覆混凝土施工的合理时间。通过对工作面状态、围岩地质变化情况、地下水分布情况等进行全面的了解，预测可能出现的施工隐患
37、，做到提前分析，制订预案，防患于未然。通过监控量测及时掌握施工效果，以改进施工工艺，进一步提高工程质量。（2）量测项目隧道施工中的监控量测，按国家规范的规定和设计图纸要求，通常情况的必测项目为：周边位移量测、拱顶下沉量测等。选测项目为： 围岩内部变形量测、围岩压力量测、支护及衬砌应力量测、钢架内力及所承受的荷载量测、围岩弹性波速度测试等。施工时根据图纸要求和各隧道的具体情况以及设计单位和监理工程师的指示选定。（3）隧道内外观察隧道内观察主要包括工作面状态、围岩变形、围岩风化变质情况、节理裂隙、断层分布和形态、地下水情况以及喷射混凝土的效果；洞外观察包括对洞口地表情况、地表沉陷、边坡及仰坡的稳定
38、以及地表水渗透等的观察。观察后绘制开挖工作面略图(地质素描)，填写工作面状态记录表及围岩类别判定卡，对已施工区段的观察也每天至少进行一次，观察内容包括喷射混凝土、锚杆、钢架的状况。（4）周边位移量测量测隧道断面的收敛情况，包括量测拱顶下沉、净空水平收敛以及底板鼓起。围岩变化处适当加密，在各类围岩的起始地段增设拱顶下沉测点12个，水平收敛12对。当发生较大涌水时，类围岩量测断面的间距缩小至510m。各测点在避免爆破作业破坏测点的前提下，尽可能靠近工作面埋设，一般为0.52m，并在下一次爆破循环前获得初始读数。初读数在开挖后12h内读取，最迟不得超过24h，而且在下一循环开挖前，必须完成初期变形值
39、的读数。净空水平收敛测线的布置根据施工方法、地质条件、量测断面所在位置、隧道埋置深度等条件的确定。在地质条件良好，采用全断面开挖方式时，可设一条水平测线；当采用台阶开挖方式时，可在拱腰和边墙部位各设一条水平测线。拱顶下沉量测与净空水平收敛量测在同一量测断面内进行，可采用水准仪测定下沉量。当地质条件复杂，下沉量大或偏压明显时，除量测拱顶下沉外，尚应量测拱腰下沉及基底隆起量。拱顶下沉量测与净空水平收敛量测采用相同的量测频率，根据变形速度和距开挖工作面距离选择较高的一个量测频率。围岩松弛范围量测可采用弹性波法或位移法。当围岩条件差、变形过大或初期支护破损变形较大时，进行支护结构内的应力及接触应力量测
40、。各项量测作业均持续到变形基本稳定后13周，停止量测作业须经监理工程师批准。（5）量测数据处理及时对现场量测数据绘制时态曲线(或散点图)和空间关系曲线。当位移时间曲线趋于平缓时，进行数据处理或回归分析，以推算最终位移和掌握位移变化规律。当位移时间曲线出现反弯点时，则表明围岩和支护已呈不稳定状态，此时密切监视围岩动态，并加强支护，必要时暂停开挖。隧道周壁任意点的实测相对位移值或用回归分析推算的总相对位移值均小于下表所列数值。当位移速率无明显下降，而此时实测位移值已接近表列数值，或者喷层表面出现明显裂缝时，要立即采取补强措施，一并调整原支护设计参数或开挖方法。2、 隧道三维非接触量测新技术（1 ）
41、概述在隧道工程施工中，工程测试技术越来越受到重视，但围岩净空位移量测基本上还是沿用20世纪6070年代的量测方法，一般采用钢尺式收敛计，挂钢尺抄平等接触方式进行。这种方法具有成本低、简便可靠、能适应恶劣环境等优点，但采用此种方法有以下几点不利因素：该法对施工干扰大；由于人为因素对测量精度影响较大，测量质量不稳定，容易产生人为错误，不能保证施工安全；测速慢，从而更加大了对施工的干扰；当跨度大于15m时，由于钢尺的抖动、拉伸、温差等因素及工作条件恶化使测量无法进行。以上这些都使钢尺式收敛计越来越难以满足现代隧道快速、大跨、安全施工的技术要求。因此，在施工中我们从高精度、简单实用、快速准确的原则出发
42、采用非接触观测技术对开挖围岩实施监测，该技术目前已在我单位在建隧道工程中广泛采用。（2）观测原理非接触观测是以光学/电磁方式远距离测定结构上点位的三维坐标。由于无须接近测点，该法避免了传统接触式观测必须触及测点才能观测的缺点，是隧道变形观测技术的发展方向。目前实现基于光学方式的非接触观测一般有三种途径：以精密测角的空间前方交会原理为基础，由数台电子经纬仪联合进行的三维解析测量；以角度、距离同时测量的流动极坐标法为基础，采用一台全站仪的三维自由工作站；三维近景摄影测量。本工程施工中我们采用全站仪设三维自由站观测方法，全站仪自由设站三维观测是从任一观测站观测若干已知点的方向和距离，通过坐标变换求得
43、该自由测站上仪器中心的坐标，以此计算出其余新点的坐标。由于仅使用一台测量仪器且测站可自由设置而无须造点对中，同时观测数据可通过现场计算机快速处理，因此此种观测方法适合在狭窄隧道空间内进行精度要求较高的实时变形观测。（3）观测系统配置全站仪自由设站三维非接触观测系统由全站仪、反射靶标及计算机组成。对于用于隧道变形观测的全站仪，具有三同轴光学系统，即视准轴与光波发射轴、接收轴同轴，同时具有良好的反射膜片观测功能。反射靶标采用一种具有超强回复功能的反射膜片取代圆棱镜，此种超强反射膜片正面均匀满布微棱镜体，可以将入射光束沿原路高度返回；膜片的反面涂有强力压敏胶，可以牢固地粘附在结构表面上。由于光束在微
44、棱镜体中的折射光路极其微小，因此回复反射膜片面性的物理棱镜常数视为零。观测主机采用瑞士LEICA公司的TC2002全站仪，反射靶标采用日本SOKKIA公司的RS反射膜片，观测数据的存储及取出则采用LEICA的GRM10(64K)记录模块和GIF10阅读器。（4）观测目标点与测站设置基准点：基准点用于建立三维坐标系，要求稳固不动，其坐标可根据现场情况自行设置而不必测量(如用于建立绝对三维位置坐标系则需先测定基准点的坐标，对于变形作业一般无此要求)。在隧道出口设置4个地面基准点，其中2点为校核点，地面基准点用混凝土浇铸而成，埋置深度1m，采用对中杆及圆棱镜观测；在洞内衬砌上设置后视点，由变形点粘贴
45、反射膜片而成，用于坐标传递，。变形点：在洞内衬砌上一般地段每隔50m设置一个测量断面、不良地质地段加密到每隔10m设置一个断面，每个断面布设3个变形测量点，分别位于墙脚(路面以上1m)、起拱线以上0.5m及拱顶处。变形点由薄钢板(2.5mm厚)弯成直角形状并用膨胀螺栓锚固在衬砌表面上而成，反射膜片裁成70mm方片粘在钢板上，反射膜片与仪器光轴的倾斜角度不大于30度。变形点的观测距离为29-85m。测站：测站在洞内设置4个，洞外设置2个。洞内测站设于边墙电缆槽上。为避免车辆振动干扰及安全起见，观测时测站附近设置防护区。由于是自由设站，测站上仪器无需对中，但为了消除膜片倾斜对测距的影响，测站位置大
46、致固定(即在测站处做一标记，每次观测仪器均架在该处)。观测观测前，对全站仪的各项轴系误差及指标差进行准确调校。观测时，打开仪器的角度改正及补偿器功能，并对仪器进行气压和温度的气象改正。观测采用记录测量模式，所有观测数据均存储在GRM10模块内。为了确保观测精度，采用三次重复设站，每次设站采用双盘测回结合三次重复照准的冗余观测方法，即每一测站上分别用两个盘位连续、重复照准三次目标点，得23个观测值，然后取其平均值作为一次设站观测的结果。三维坐标/收敛基线的观测精度对于目标量F(三维坐标/收敛基线长)=H，V，D，观测量平均值误差、对F的一次观测的影响SF可由误差传播率计算得出，则三次重复设站的平
47、均值的精度为：而平均值的精度还可根据目标量三次设站的实测结果，按贝塞尔式给出：根据观测量的实际观测误差以及三次重复设站的实测结果，分别对隧道三维坐标和收敛基线的观测精度进行评定。变形观测精度净空变形的观测结果ui为三维坐标/收敛基线的初始观测值与当前观测值之差，即，则在等精度条件下，其观测精度为。变形观测结果的评定按A类不确定度方法给出重复设站的变形观测的最终结果为： 式中，ui为净空实际变形的范围值，其置信概率为p(一般取95%)。对于正态分布，覆盖因子(由t-分布表查取)。对于三次重复设站，自由度v=2。净空变形观测成果根据观测结果可得出净空收敛变形和净空周边点位移；根据收敛及周边点位移的观测结果，可对隧道的净空变形形态进行评估及变形预测。采用非线性回归和灰色理论对观测结果进行预测，建立三种预测模型进行综合分析预测即： 模型I 模型II 模型III 上述式中，I，II为回归预测模
