宝山隧道总结.docx
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宝山隧道总结
x'x大道新建工程宝盖山隧道
施工总结
1前言
Xx新建工程山隧道顺利完工，凝聚了广大施工人员和各级主管部门的智慧和心血。
本工程完全达到了各项既定计划和预期目标，可以说向中原公司及武汉市民交了一份比较满意的答卷，以下就本工程的施工过程作如下总结。
2工程概况
2.1工程简介
2.1.1工程概况
本工程为新建工程南段，线路于九峰一路与华山一路之间穿越九峰山系的山、钵孟峰，在该处设置山隧道一座，隧道采用小净距隧道的形式。
山隧道左、右线进口桩号均为K0+960，出口桩号均为K1+542。
隧道线路总长582m，为中隧道。
根据现状地形及地质情况，进出口位置均设置20m长的接长明洞段，在宝盖山隧道中部桩号K1+220位置Ⅲ级围岩处设置人行横通道一座。
2.1.2地形地貌特征
山隧道属构造剥蚀低山地貌区，山山顶标高约137m，钵盂峰顶标高约为117m。
宝盖山与钵盂峰之间为V型沟谷，为场区主冲沟，起点为场地最西端的宝盖山与钵孟峰交汇处，终点为场地东端的马驿水库，该冲沟西部较窄小，往东渐渐变宽，该冲沟主要为林区。
隧道穿越区微地貌形态有山峰、山脊、分水岭、冲沟，隧道穿越段地面标高在78.06～90.36m之间。
隧道进洞口位于盖宝山南侧坡脚，自然坡脚约为16～25°，出洞口位于钵孟峰北侧坡脚，自然坡脚15～20°，附近有耕地和鱼塘；隧道部分位于九峰山森林公园，树林茂密，主要为松树，居民稀少。
2.1.3地质特征
2.1.3.1地质构造特征
根据工程地质测绘成果，山体总体走向与构造线走向基本一致；区内志留系~石碳系地层形成一单斜构造，地质总体走向北西西，向北北东（约20°）倾斜，平均倾角约40°左右。
区内断层不太发育，仅见王家店逆断层（F）穿过工程区，王家店逆断层（F）长约1500m，其走向与岩层基本一致，即呈北西西走向，为一步向断层，工程区位于该断层之东段，由于第四系地层覆盖，区内未见断层露头，断层带宽度不详；根据钻探资料及地质测绘成果，该断层导致志留系--石碳系地层自南到北重复，为一逆断层，推测其倾角在50°左右。
宝盖山隧道五通组石英砂岩强度高，以脆性变形为主，裂隙主要为张裂隙，一般未见充填，延伸长度较短，多小于2m，大多与层面呈大角度相交，倾角较陡，为陡倾裂隙。
2.1.3.2地层分布特征
根据该标段的岩土工程勘察报告，除表层分布
（1）层素填土（Qml）及（1a）层淤泥质粘土（Ql）外；其下分别为第四系全新统冲洪积成因粘性土（Q4al+pl）及上更新统冲洪积成因（Q3al+pl）、洪坡积（Q3dl+pl）、残坡积（Q3dl+el）粘性土（夹碎石）；下伏基岩为石碳系黄龙组灰岩（C3h）、石碳系和州组及高丽山组泥质粉砂岩夹泥岩（C1g+1h）、泥盆系五通组石英砂岩（D3w）及志留坟头组泥质粉砂岩（S2f）。
2.1.3.3隧道围岩分级
勘察单位根据围岩分类标准（《公路隧道设计规范》（JTGD70-2004）），综合实验及钻探成果，隧道洞室围岩级别划分如表1所示。
表1-1山隧道围岩分级表
线位
洞门桩号
Ⅲ级（m）
Ⅳ级（m）
Ⅴ级（m）
合计（m）
左线
K0+960～K1+542
243
279
60
582
右线
K0+960～K1+542
243
279
60
582
表1-2山隧道围岩复合式衬砌支护设计参数表
项目
单位
衬砌形式
Ⅲ级
Ⅲ级加强
Ⅳ级
Ⅳ级加强
Ⅴ级
Ⅴ级加强
射砼
C25早强砼
mm
150
150
220
220
280
280
系统锚杆
直径
mm
Φ22/φ25
Φ22/φ25
φ25
φ25
φ25
φ25
类型
砂浆/注浆
（边墙/拱）
砂浆/注浆
（边墙/拱）
中空注浆锚杆
中空注浆锚杆
中空注浆锚杆
中空注浆锚杆
长度
m
3
3.5
4
4
4.5
4.5
环纵间距
m
1.2×1.2
拱、墙
1.2×1.2
拱、墙
1.0×1.0
拱、墙
1.0×0.75
拱、墙
1.0×0.75
拱、墙
1.0×0.5
拱、墙
钢筋网
直径
mm
φ8
φ8
φ8
φ8
φ8（双层）
φ8（双层）
网格间距
mm
250×250
拱部
250×250
拱部
200×200
拱、墙
200×200
拱、墙
200×200
拱、墙
200×200
拱、墙
初支钢架
工字钢架
型号
Ⅰ20a
Ⅰ20b
格栅钢架
型号
Φ22
Φ22
纵向间距
m
1.0
0.75
0.75
0.5
临时钢架
工字钢架
型号
Ⅰ20a
Ⅰ20b
纵向间距
m
0.75
0.5
二次模筑衬砌
C30砼
mm
450
C30钢筋砼
mm
450
500
500
550
550
仰拱厚度
C25喷射砼
mm
220
220
280
280
C30砼
mm
C30钢筋砼
mm
500
500
550
550
超前支护
类型
φ25超前锚杆
洞口第一环φ108大管棚
φ42超前导管
洞口第一环φ108大管棚
φ25超前锚杆
φ42超前锚杆
环纵间距
m
0.4×3.0
0.4
0.35×2.25
0.35
0.4×3.0
0.35×2.0
长度
m
4.5
4.5
3.5
3.5
3工程施工管理
3.1施工组织
本公司接到中标通知书后，立即组织人员组建项目部，机械设备进场，并积极做好开工准备。
3.2施工情况
3.2.1进度计划及落实情况
表3-2隧道左右线进度安排表（围岩类型）
工程项目
Ⅲ级围岩
Ⅳ级围岩
Ⅴ围岩
洞口施工
二衬落后初支按80m计
特殊原因停工
合计
长度（m）
243
279
60
80
582
平均进尺（m/天）
6
5
1
9m/2天
工期小计（天）
41
56
60
90
18
15
280
表3-2隧道左右线进度安排表（施工步序）
施工准备
左洞口工程
左洞开挖
左洞二衬
右洞口工程
右开挖（支护）
右二衬
目前已完成
45
280
280
45
280
280
隧道左线计划开完工时间为2010年10月30日至2011年11月8日。
左线与右线错开约30m前后分别掘进，右线落后左线约15天，右线开完工时间为2010年12月15日至2011年11月23日。
针对本工程工期紧的特点，项目部在制定施工进度计划之初，就把施工进度尽可能往前压，工程一开工就形成了抢工的紧张气氛。
施工进度倒排计划编制后，分发给施工员，与施工队交底，将节点控制细分到每道工序的完成时间，并注明完成工程量、需配备的作业人数、不同施工段管理责任到人，对现场施工起到了一定的指导作用。
项目部并制定了奖罚制度，对每月完成任务的队伍进行奖励，兑现进度奖，这样有力的调动了施工队伍的积极性，在项目部上下一致共同的努力下，在2011年11月10日隧道左右线顺利贯通。
工程质量稳定，安全文明生产各项指标均达到了预期目标。
3.2.2隧道施工主要施工措施
隧道工程按新奥法原理施工，根据不同围岩级别及周边环境选择相应的施工方法,确保分阶段质量、安全、工期的要求。
隧道软弱围岩及石质破碎带按照“管超前、强支护、短进尺、弱爆破、快封闭、勤量测”的原则组织施工。
施工顺序：
宝盖山隧道进口端，组织两个队伍分别从左、右洞进行开挖。
首先完成洞口截水沟、洞口土方及边仰坡防护施工，然后进行明洞开挖施工；先进行超前管棚或小导管注浆施工，围岩加固后再开始隧道开挖进洞；隧道爆破开挖后立即排险，然后进行初喷砼，再进行支护施工；先进行仰拱施工，然后进行二次衬砌施工。
施工方法：
明洞采用明挖法施工；III级围岩采用台阶法施工，在施工条件允许时，也采用全断面施工；Ⅳ级围岩采用环形导坑预留核心土法开挖；V级围岩、V级围岩加强段、断层破碎带采用上下双侧壁导坑法施工。
隧道采用钻爆法开挖；出碴采用无轨运输出碴方式，挖掘机装碴，侧卸装载机配合，自卸车运碴；初喷及复喷均采用湿喷工艺施工；锚杆采用风动凿岩机钻眼，人工安装；型钢钢架、钢筋网及防水板均采用人工配合机械进行；隧道配备液压凿岩台车、锚杆台车、喷射砼机械手、装载机、挖掘机、衬砌模板台车、重载汽车等大型机械设备配套，组成钻爆、装运、喷锚支护、衬砌等机械化作业线；砼二次衬砌采用砼输送车运送砼，泵送砼入模，采用液压模板衬砌台车进行拱墙整体式衬砌。
钻爆法开挖是隧道施工的关键，它是建设隧道的主要工序，它的成败与好坏直接影响到围岩的稳定及后续工序的正常进行和施工速度，是隧道建设的重要组成部分。
首先要对隧道地质构造、地层分布特征要有深刻的认识。
认识不足，爆破施工方法没有对症下药，支护参数没有加强，破坏了围岩的自稳能力就会引起灾害。
2011年02月13日凌晨05：
20左右，我单位承建的宝盖山隧道右线施工至里程YK1+027.2，此段设计为Ⅳ级围岩支护，掌子面正在进行人工断面挖掘修整，拱顶左侧不断有土体塌落，且发现后方已支护喷锚基面出现裂纹，并不断加剧，此时值班队长果断下令将施工人员和机械撤离施工区域，撤出大约10分钟后，掌子面拱顶发生大面积坍塌，塌方体高度约为4~6米，YK1+025.8～ZK1+017已支护地段被塌方体掩埋。
掌子面开挖揭示为：
拱部砂岩夹泥岩，层厚0.8～1.2m，斜向节理裂隙发育，全风化；下部为泥质砂岩，黄褐色，浅薄层，强风化，节理裂隙发育严重，并伴有渗水；底部基岩裂隙水发育成股流状。
造成塌方原因是对地质特征认识不够，此段地质比设计要弱，支护参数没有加强，开挖进尺及爆破参数没有控制好造成的，导致围岩超挖自稳能力不足塌方。
3.2.2.1各种围岩开挖及爆破措施
不同围岩级别开挖方式及支护参数也不一样，隧道进出口围岩为泥质粉砂岩强风化，中间段基本上为泥质砂岩强中风化。
光面爆破是一种人为的控制爆破技术，是通过正确地选择爆破参数和合理的施工方法，在炸药起爆后产生的冲击波和高温爆生气体的共同作用下，使周边眼优先沿各孔的中心连线形成贯通裂缝并破碎岩层向外抛掷，是开挖面爆破后一次成型并使开挖面光滑平整，对隧道周围围岩不产生或产生轻微破坏，并能获得接近开挖轮廓线的一种爆破方法。
光面爆破参数的选择，目前还缺乏完整的理论公式，多采用工程类比法并结合施工经验综合选取的。
下面根据隧道围岩不同分析爆破措施总结具体如下：
3.2.2.1.1光面爆破工艺流程
工艺流程见光面爆破工艺流程图。
3.2.2.1.2光面爆破工艺
⑴爆破设计
爆破设计的目的在于避免超欠挖和达到预期的循环进尺，并尽可能节省工料消耗。
开挖前，应根据工程地质条件、开挖断面、开挖方法、掘进循环进尺、钻眼机具和爆破器材等作好爆破设计。
爆破设计的内容包括炮眼（掏槽眼、辅助眼、周边眼）的布置、数目、深度和角度，爆破器材、装药量和装药结构，起爆方法和爆破顺序，钻眼机具和钻眼要求，安排好循环作业等，以正确指导钻爆施工，达到预期的效果。
⑵放样布眼
周边眼要沿隧道开挖轮廓线布置，保证开挖断面符合要求。
辅助炮眼交错均匀布置在周边眼与掏槽眼之间，力求爆破出的石块块度适合装碴的需要。
钻眼前，用红油漆准确地绘出开挖断面的中线和轮廓线，标出炮眼位置，其误差不得超过5cm。
⑶定位开眼
按炮眼布置正确钻孔，掏槽眼和周边眼的钻孔精度要高，开眼误差控制在3cm和5cm以内。
⑷钻眼
司钻工要熟悉炮眼布置，要能熟练地操纵凿岩机械，特别是钻周边眼，一定要由有较丰富经验的老钻工司钻，以确保周边眼准确的外插角，尽可能使两茬炮交界处台阶小于15cm。
同时，要根据眼口的位置、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。
周边眼与辅助眼的眼底在同一垂直面上，掏槽眼要加深10~20cm。
炮眼的深度和角度要符合设计要求。
掏槽眼眼口间距误差和眼底间距误差不得大于5cm；辅助眼眼口排拒、行距误差均不得大于10cm；周边眼眼口位置误差不得大于5cm，眼底不得超出开挖断面轮廓线15cm。
⑸清孔
装药前,必须用由钢筋弯制的炮钩和小直径高压风管输入高压风将炮眼内石屑刮出和吹净。
⑹装药
装药需分片分组自上而下进行装药，雷管要“对号入座”。
所有炮眼均以炮泥堵塞，堵塞长度不小于20cm。
采用预裂爆破时，要从药包顶端堵塞，不得只堵塞眼口。
⑺连接起爆网络
起爆网络采用复式网络，确保起爆的可靠性和准确性。
连接起爆网络时需注意：
导爆管不能打结和拉细，各炮眼雷管联接次数要相同；引爆雷管要用黑胶布包扎在离开一簇导爆管自由端10厘米以上处，导爆管连接次数要相同。
网络联好后，要有专人负责检查核实，经检查符合要求时方可进行引爆。
⑻起爆出碴
网络联好后，在准备起爆前，人员撤离危险区，要设保护设施的一定要设置，然后由安全员核实，方可进行起爆。
起爆采用非电毫秒雷管。
起爆后，由原装药人检查炮眼爆破情况，全部爆破后进行出碴。
如发现有瞎炮，要及时处理。
⑼瞎炮的处理
发现瞎炮，要首先查明原因。
如果是孔外的导爆管损坏引起的瞎炮，则切去损坏部分重新连接导爆管即可，但此时的接头要尽量靠近炮眼。
如因孔内导爆管损坏或其本身存在问题造成瞎炮，则要按下列条款进行处理。
a.要由原装药人当场处理；处理瞎炮时，不得撤除警戒；遇特殊情况，经施工负责人准许后，可在下次放炮或休息时处理；瞎炮位置要设明显标志，其周围5m内禁止人员通行。
b.炮眼中的导火索、导爆索等检查完好时可将引线重新接通，再行起爆。
c.要在取出堵塞物后重新装起爆药包。
d.不得在残眼中继续打眼。
e.可在距瞎炮不小于0.6m处打一平行炮眼进行诱爆。
f.硝胺类炸药可用水冲淡。
⑽光爆质量检查
爆破后的围岩面要圆顺平整，无欠挖，超挖量不大于10cm。
周边炮眼痕迹在开挖轮廓面上均匀分布，炮眼残留率硬岩达80%以上、中硬岩达60%以上。
爆破后，围岩面上无粉碎岩石和明显的裂缝，也不要有浮石（岩性不好时要无大浮石）。
炮眼利用率80%～90%。
⑾分析效果，调整炮眼间距和药量
每次爆破后都要与爆破设计进行对照比较，及时修正爆破参数，提高爆破效果，改善技术经济指标。
爆破效果要符合下列要求：
a．超欠挖符合规定要求；b．开挖轮廓圆顺，开挖面平整；c．爆破进尺达到设计要求，爆出的石块块度满足装碴要求；d．炮眼痕迹保存率[（残留有痕迹的炮眼数/周边眼数）×100%]，硬岩≥80%，中硬岩≥60%，并在开挖轮廓面上均匀分布；e．两次爆破的衔接台阶尺寸不大于15cm。
如爆破后石碴过小，说明辅助眼布置偏密或用药量偏大；如果石碴过大不便运碴，说明炮眼布置偏疏或药量偏小等情况均要调整爆破参数。
3.2.2.1.3施工设备
空压机、钻孔台架、凿岩机、通风机、发电机等。
3.2.2.1.4爆破方式
隧道采用钻爆法施工，爆破方式包括：
全断面光面爆破、正台阶光面爆破、弧形导坑三台阶光面爆破施工，风动凿岩机钻眼。
各种断面的技术参数见主要爆破技术参数表。
主要爆破技术参数表
断面
类型
开挖断
面面积
（m2）
炮眼
直径
（mm）
掘进
进尺
（m）
周边眼间距E（m）
抵抗线
W（cm）
相对
距离
E/W
装药
集中度
Q
（kg/m）
掏槽结
构形式
Ⅲ级
121.77
42
3.0
0.60
75
0.8
0.21
二级复式楔形
Ⅳ级上台阶
69.29
42
2.0
0.45
70
0.75
0.12
二级复式楔形
Ⅳ级下台阶
94.45
42
2.0
0.45
70
0.75
0.12
二级复式楔形
Ⅴ级
163.74
42
1.5
0.60
60
0.75
0.22
二级复式楔形
爆破材料采用1～17段普通毫秒延期电雷管，周边眼采用低爆速、低密度、高爆力、传爆性好的小直径2号岩石硝铵炸药，富水地段采用乳化炸药，采用厂制炮泥堵塞，导爆管复式网路联接，全断面一次起爆。
a.全断面光面爆破
全断面法掘进，坚硬岩石施工加强掏槽爆破，控制周边光爆孔，确保无超欠挖。
爆破器材选用2#岩石硝铵炸药，普通毫秒延期电雷管系统毫秒微差有序起爆。
⑴爆破设计图
全断面炮孔布置、雷管段别布置、爆破网络布置见附图。
⑵爆破药量分配
全断面开挖药量分配见下表。
全断面光面爆破炮眼药量分配表
序号
炮眼
分类
炮眼数
雷管
段数
炮眼
深度
炮眼装药量
每孔
药卷数
单孔
装药量
合计
药量
个
段
m
卷/孔
Kg/孔
Kg
1
掏槽眼
5
1
1.25
5
0.75
3.75
2
6
3
3.1
13
1.95
11.7
3
扩槽眼
7
5
3.0
12
1.8
12.6
4
辅助眼
7
7
3.0
12
1.8
12.6
5
内圈眼
119
9
3.0
12
1.8
214.2
6
周边眼
36
11
3.0
6
0.63
22.68
7
底板眼
19
13
3.1
12
1.8
34.2
8
合计
199
311.73
⑶全断面爆破主要技术指标表
全断面光爆主要技术经济指标见下表。
全断面光面爆破主要经济技术指标表
序号
项目
单位
数量
1
开挖断面积
m2
121.77
2
预计每循环进尺
m
3.0
3
每循环爆破石方
m3
365.31
4
炮眼总数
个
199
5
钻孔总数
m
590.75
6
雷管用量
发
217
7
炸药用量
Kg
311.73
8
比钻眼数
个/m2
1.42
9
比钻眼量
m/m3
1.50
10
比装药量
Kg/m3
0.79
11
单位体积岩体耗雷管量
发/m3
0.24
12
预计炮眼利用率
%
93
b.正台阶光面爆破施工
采用正台阶法掘进。
爆破器材选用2#岩石硝铵炸药、普通毫秒延期电雷管起爆系统，毫秒微差有序起爆。
⑴爆破设计图
正台阶炮孔布置、雷管段别布置、爆破网络布置见下图。
后附正台阶上半断面光面爆破设计图及正台阶下半断面光面爆破设计图。
（2）药量分配表
断面开挖药量分配表见下表。
上半断面光面爆破炮眼药量分配表
序号
炮眼分类
炮眼数
雷管
段数
炮眼
深度
炮眼装药量
每孔
药卷数
单孔
装药量
合计
药量
个
段
m
卷/孔
Kg/孔
Kg
1
掏槽眼
4
1
0.9
3
0.45
1.8
2
6
3
1.9
6
0.9
5.4
3
辅助眼
10
5
1.8
4
0.6
6
4
内圈眼
35
7
1.8
4
0.6
21
5
周边眼
29
11
1.8
2
0.21
6.09
6
底板眼
17
13
1.9
7
1.05
17.85
7
合计
101
43
58.14
下半断面光面爆破炮眼药量分配表
序号
炮眼分类
炮眼数
雷管
段数
炮眼
深度
炮眼装药量
每孔
药卷数
单孔
装药量
合计
药量
个
段
m
卷/孔
Kg/孔
Kg
1
周边眼
12
1
1.8
2
0.21
2.52
2
内圈眼
12
3
1.8
4
0.6
7.2
3
掘进眼
4
5
1.8
2
0.3
1.2
4
掘进眼
8
7
1.8
4
0.45
3.6
5
掘进眼
8
7
1.8
5
0.75
6
6
掘进眼
8
7
1.8
5
0.75
6
7
掘进眼
4
9
1.8
5
0.75
3
8
底板眼
12
11
2.0
6
0.9
10.8
9
合计
68
40.32
⑶主要经济技术指标表
断面主要技术经济指标见下表。
上半断面光面爆破主要经济技术指标表
序号
项目
单位
数量
1
开挖断面积
m2
59.40
2
预计每循环进尺
m
1.60
3
每循环爆破石方
m3
95.04
4
炮眼总数
个
101.00
5
钻孔总数
m
180.5
6
雷管用量
发
111.00
7
炸药用量
Kg
58.14
8
比钻眼数
个/m2
1.70
9
比钻眼量
m/m3
1.90
10
比装药量
Kg/m3
0.61
11
单位体积岩体耗雷管量
发/m3
0.45
12
预计炮眼利用率
%
90.0
下半断面光面爆破主要经济技术指标表
序号
项目
单位
数量
1
开挖断面积
m2
80.97
2
预计每循环进尺
m
1.60
3
每循环爆破石方
m3
129.55
4
炮眼总数
个
68.00
5
钻孔总数
m
124.8
6
雷管用量
发
68.00
7
炸药用量
Kg
40.32
8
比钻眼数
个/m2
0.84
9
比钻眼量
m/m3
0.96
10
比装药量
Kg/m3
0.31
11
单位体积岩体耗雷管量
发/m3
0.39
12
预计炮眼利用率
%
95
c.三台阶七步开挖法爆破施工
三台阶七步开挖法掘进爆破器材选用2#岩石硝铵炸药、普通毫秒延期电雷管起爆系统，毫秒微差有序起爆。
⑴爆破设计图
三台阶七步开挖法炮孔布置、雷管段别布置、爆破网络布置见附图。
（2）药量分配表
断面开挖药量分配表
序号
爆破部位
炮眼
分类
炮眼
数
雷管
段数
炮眼
长度
炮眼装药量
个
段
m
每孔
药卷数
单孔
装药量
合计
药量
1
上
台
阶
掏槽眼
4
1
1.4
7
0.98kg
3.92
2
8
1
1.8
9
1.26kg
10.08
3
8
3
1.8
9
1.26kg
10.08
4
辅助眼
10
5
1.5
6
0.9kg
9
5
8
7
1.5
6
0.9kg
7.2
7
内圈眼
16
9
1.5
6
0.8kg
12.8
8
周边眼
26
13
1.5
2
0.3kg
7.8
9
底板眼
20
11
1.8
9
1.26kg
25.2
10
合计
100
60.88
1
中
台
阶
左
（2）
掘进眼
9
1、3、5、7
1.5
6
0.8kg
7.2
2
内圈眼
5
9
1.5
6
0.8kg
4
3
周边眼
5
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