马头山隧道爆破施工方案.docx

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马头山隧道爆破施工方案

国道108线下北泉至神堂保段改建工程

第六合同段（K345+000～K346+300）

马头山隧道

爆破施工专项方案

编制：

_________________

复核：

_________________

审核：

_________________

中铁二局国道108线下北泉至神堂保改建工程

第六合同段项目经理部

1.编制说明

1.1编制依据

（1）马头山隧道施工设计图纸；

（2）《爆破安全规程》GB6722-2003；

（3）国家、交通部现行设计规范、施工指南、验收标准；

（4）根据我公司踏勘工地现场调查咨询资料的整理、分析及从事类似工程的施工经验。

1.2适用范围

国道108线北泉至神堂保改建工程第6合同段马头山隧道右线YK345+000～YK345+816段及左线ZK344+082～ZK345+768段。

2.工程概况

2.1设计概况

马头山隧道位于山西省忻州市繁峙县东部与大同市灵丘县南部,设计为左右线分离式隧道。

右线洞体全长1789m，进口段里程桩号为YK344+027，出口段里程桩号为YK345+816，洞体最大埋深约232m，位于YK344+969。

左线洞体全长1686m，进口段里程桩号为ZK344+028，出口段里程桩号为K345+768，洞体最大埋深约236m，位于ZK345+061。

隧道总体走向呈244°。

2.2工程地质及水文地质特征

隧址区为构造侵蚀剥蚀中山区，隧道围岩主要为上太古超群石嘴群庄旺组一套经受低—中级变质作用和局部混合岩化作用形成的变质岩和混合岩，多见软弱夹层和侵入岩脉。

受区域构造影响，隧址区岩层产状变化较大，断层、褶皱、节理裂隙发育，构造复杂。

隧道洞身范围内水文地质类型主要为变质类裂隙水，主要接受大气降水、地表水入渗补给。

该水文单元内，地下水对隧道影响较小，隧道施工时地下水出水状态为滴渗水，雨季或断层、褶皱核部附近可能有涌流状出水。

2.3隧道围岩特性及分类

隧道围岩主要为上太古界五台超群石嘴群庄旺组（Ar31z）变质岩和混合岩，岩相变化剧烈，多见软弱夹层和侵入岩脉。

岩性主要以角闪斜长片麻岩、黑云变粒岩及花岗片麻岩为主，不规律夹团状薄层绿泥石千枚岩软弱夹层，充填无根石英岩脉，围岩整体稳定性差。

围岩级别

Ⅲ2

Ⅳ1

Ⅳ2

Ⅴ1

Ⅴ2

合计

左线长度（m）

360

500

410

285

131

1686

所占比例

21.4%

29.7%

24.3%

16.9%

7.8%

100%

右线长度（m）

390

540

480

210

169

1789

所占比例

21.8%

30.2%

26.8%

11.7%

9.4%

100%

2.4周边环境

马头山隧道进口距施工临时房均在500m以上，距照明线10m以上，最近民房1km以上，挖方段周围均没有居民房，通讯线路等，据现场看来本工程爆破环境比较理想。

3.隧道口明方爆破设计

3.1施工方案的确定

3.1.1主要施工方法

洞口段地形为浅埋地形，设计采用大管棚超前支护的施工方案进洞。

主要施工工序：

洞外截水沟－施作超前支护－施作暗洞－退回完成明洞衬砌。

明洞段采用明挖法施工，在进行洞口段开挖施工前必须施做好洞顶截水沟，防止地表水体渗入开挖面影响明洞边坡和成洞面的稳定。

在进行开挖过程中，边坡防护必须与边坡开挖同步进行，开挖到成洞面附近时要求预留核心土体，待洞口长管棚施工完成后再开挖进洞。

洞口地质较差，应尽量避开雨季施工，明洞衬砌完成后应及时回填。

3.1.2确定施工方案

根据该工程现场实际情况，并结合以往类似工程施工经验，拟采用浅孔台阶控制爆破法施工为主，施工时应自上而下分台阶进行，隧道洞口处为浅埋段，使用台阶预留核心土法施工，以确保边坡及隧道洞脸平整、稳定。

依据爆破安全规程规定，本工程需要控制的主要有飞石，控制爆破过程中飞石对过往人员、车辆的危害为该段施工的重点，控制危害方法主要有选择合理的单耗、合理的爆破网络、最小抵抗线方向不能朝向民房及其他建筑物。

根据萨道夫斯基控制爆破震动速度公式：

（公式3-1）

反向推导一次齐爆最大装药量公式：

Qmax＝R3（VKP/KK′）3/a（公式3-2）

式中：

V—允许最大震动速度，cm/s，本工程最近建筑物为作业队驻地（活动房），根据表2分别取值计算。

K与—与地质地形有关的系数，本次爆破K取200，取1.8

K′—分散装药衰减系数，K′取1

R—最大一段齐爆药量的几何分布中心到邻近建筑物的距离m

Q—单位为Kg

从现场来看，附近建筑距爆区民房为250m。

表3-1不同距离时的安全允许装药量表

建筑物至爆源中

心距离R（m）

允许振动速度V（cm/s）

2.3

2.0

15

1.57

20

4.69

30

15.82

40

37.50

50

73.24

60

126.56

100.26

70

200.97

159.21

80

299.99

237.65

100

585.91

464.16

120

1012.45

802.07

140

1607.73

1273.65

计算结果表明，个别飞石对驻地房屋、过往人员、车辆的危害为本次爆破影响的主要防护对象，采用浅孔台阶控制爆破是可以符合安全规程要求的，但浅孔爆破要严格按上表控制一次齐爆爆破药量，合理设计台阶高度及孔网参数。

表3-2：

爆区不同岩性的K、α值

爆区不同岩性的K、α值

岩性

K

Α

坚硬岩石

50~150

1.3~1.5

中硬岩石

150~250

1.5~1.8

软岩石

250~350

1.8~2.0

表3-3：

爆破振动安全允许标准

爆破振动安全允许标准

序号

保护对象类别

安全允许振速（cm/s）

＜10Hz

10Hz～50Hz

50Hz～100Hz

1

土窑洞、土坯房、毛石房屋a

0.5～1.0

0.7～1.2

1.1～1.5

2

一般砖房、非抗震的大型砌块建筑物a

2.0～2.5

2.3～2.8

2.7～3.0

3

钢筋混凝土结构房屋a

3.0～4.0

3.5～4.5

4.2～5.0

4

一般古建筑与古迹b

0.1～0.3

0.2～0.4

0.3～0.5

5

水工隧道c

7～15

6

交通隧道c

10～20

7

矿山巷道c

15～30

8

水电站及发电厂中心控制室设备

0.5

9

新浇大体积混凝土d：

龄期：

初凝～3d

龄期：

3d～7d

龄期：

7d～28d

2.0～3.0

3.0～7.0

7.0～12

注1：

表列频率为主振频率，系指最大振幅所对应波的频率。

注2：

频率范围可根据类似工程或现场实测波形选取。

选取频率时亦可参考下列数据：

硐室爆破＜20Hz；深孔爆破10Hz～60Hz；浅孔爆破40Hz～100Hz。

a选取建筑物安全允许振速时，应综合考虑建筑物的重要性、建筑质量、新旧程度、自振频率、地基条件等因素。

b省级以上（含省级）重点保持古建筑与古迹的安全允许振速，应经专家论证选取，并报相应文物管理部门批准。

c选取隧道、巷道安全允许振速时，应综合考虑构筑物的重要性、围岩状况、断面大小、深埋大小、爆源方向、地震振动频率等因素。

d非挡水新浇大体积混凝土的安全允许振速，可按本表给出的上限值选取。

3.1.3爆破施工要点

施工为了确保施工安全，最大限度地发挥自有技术优势、选定合理的爆破方式、起爆方法、施工组织措施，特制定整体方案要点如下：

（1）爆破施工通过优化爆破技术参数，合理选择起爆网络、起爆方向、积极主动地采用综合性安全防护措施、科学地进行施工组织设计，杜绝飞石对过往行人、车辆的危害。

（2）利用既有线车流量中断间隙时间来确定起爆时间，采用孔外延期降低单响药量，减小爆破震动及噪音危害。

（3）爆后要达到成型边坡内侧岩石松散度、粒径满足挖运、刷坡施工需求。

（4）爆破有害效应要控制安全允许的范围之内，确保既有线路及其他设施的安全。

（5）由专人负责指挥挖装施工组织。

（6）在隧道内进行爆破，挖装等工作时，在临近掌子面疏散洞内人员，等爆破后及时通风，待洞内通视条件好的情况下允许人员进入，并在距爆区两端500m范围内设置醒目的警示标牌提醒驾驶人员注意前方施工公告。

（7）组织人员成立应急清障排险小组，配备的防护警示背心和铁铲、撬棍、铲车、挖掘机等工具及设备随时准备听从指挥进行应急排险工作。

3.2浅孔台阶控制爆破参数

（1）钻空直径D:

D=42mm

（2）底盘抵抗线W1：

W1=（25~30）D或W1=（0.4~1.0）H

（3）台阶高度H：

根据现场情况选取。

（4）孔间距a:

a=m1w1=（1.0~1.5）w1

（5）排间距b:

b=（0.8~1）a

（6）超深Δh:

Δh=（0.15~0.35）W1

（7）单耗q:

根据地质条件取q=0.3kg/m3

（8）单孔装药量Q:

Q前=qaw1HQ后=qabH

（9）装药长度L1:

L1=Q/qxqx:

炮孔装药线密度qx=1kg/m

（10）填塞长度L2:

L2=L-L1应满足L2≥1.2W1

（11）根据现场爆破效果再对孔距、排距、单耗在做适当的调整

（12）布孔方式：

梅花形布孔；

（13）装药结构：

线性连续装药；

装药结构示意图

（14）起爆方式：

非电毫秒微差起爆，每个炮孔内装2个起爆药包。

非电毫秒雷管孔和或孔外延时，导爆管四通和毫秒雷管复式连接。

（15）起爆网络：

为确保起爆网络的安全传爆、改善爆破质量、减少爆破危害、方便施工操作，结合我公司成熟的施工技术和经验，本工程的爆破起爆网络拟采用复式微差起爆网络，起爆网络采用塑料导爆管和四通连接，起

爆器起爆。

为控制爆破有害效应，最大单响药量距民房15～40m为1.5kg、40m以上为25kg，一次爆破最大装药量为150kg。

（16）为了确保起爆网络设计与现场施工的有效衔接，方便爆破施工，避免雷管的分发错误，采取了标识措施。

对每个孔都用竹片进行标识，表明孔号、孔深、雷管段位。

3.3隧道洞口光面爆破设计

针对边坡及隧道洞脸的岩石情况初次选用如下爆破参数，在施工中可按照选定的参数总结每次爆破效果，测量半孔率和轮廓不平整度，不断调整光爆参数：

孔深L=3.2m

光爆孔间距a=（15～10）d=（15～10）*43mm=645～430mm取a=600mm

单孔装药量Q1=η•L•r

式中：

η——炮孔装药系数，取η=0.7

L——孔深，L=3.2m

r——每米长度炸药量，r=0.4kg/m

经计算Q1=0.89kg，取0.9kg

光面爆破炮孔布置及装药图

3.4爆破飞石的计算与防护

3.4.1爆破飞石计算

根据爆破飞石距离R计算公式：

RFmaxK¢·D（公式3-3）

式中：

RFmax—飞石的飞散距离，m；

K¢—安全系数，取15～16；

D—药孔直径，4.2cm

RFm=67.2m；

3.4.2爆破飞石的防护措施

从现场看，爆破产生的飞石不会对建筑造成影响，但本着“安全第一，预防为主”的方针，仍然需要对个别飞石进行防护，防护措施如下：

（1）严格按设计进行施工；

（2）孔口进行覆盖防护（覆盖沙包、柴禾或稻草、毛竹片、钢丝网等）；

（3）保证堵塞长度和堵塞质量；

（4）合理调整自由面，控制飞石方向。

防护示意图

4．隧道爆破设计

4.1总体施工方案

隧道内采用新奥法施工，开挖总体上要求拱部采用光面爆破，边墙部采用预裂爆破，以最大限度的保护周边岩体的完整性，同时减少超挖量，提高初期支护的承载能力。

对于Ⅴ级浅埋围岩段施工开挖宜采用留核心土环形开挖，Ⅳ级、Ⅴ级深埋围岩段施工开挖宜采用上下断面正台阶法施工，对于Ⅲ级围岩段尽量采用光面爆破全断面开挖法。

施工过程中严格控制超、欠挖，衬砌施做遵循“初支及时，二衬紧跟”的原则，根据监控量测信息，及时施做初期支护。

施工中应加强监测，及时处理分析数据，并根据分析结果调整支护参数。

4.2隧道施工方法与措施

隧道开挖采用钻爆法（其工艺流程见附图），以新奥法理论指导施工（见钻爆法施工工艺流程框图），光面爆破，爆破器材采用2#岩石硝铵炸药（有水地段用乳化炸药），周边眼采用Φ25光爆小药卷。

装岩运输采用ZL-50装载机配合25t自卸式汽车运输，直接运至业主指定的弃碴场。

光面爆破参数：

（1）不耦合系数。

合理的不耦合系数应使炮孔压力低于岩壁动抗压强度，而高于动抗拉强度，通常，不耦合系数采用1.5~2.5,选用1.7；

（2）光面炮眼间距E。

一般取炮眼直径的8~15倍。

在节理裂隙比较发育的岩石中，应取小值，在整体性好的岩石中，可取大值，选用60cm；（3）最小抵抗线W。

光面层厚度或周边眼到邻近辅助眼间的距离，是光面眼起爆时的最小抵抗线，一般它应大于或等于光面炮眼间距，选用80cm。

炮眼布置图及爆破参数表（附后）

光面爆破宜采用细药卷，起爆时注意以下事项：

（1）周边孔应该同时起爆才能保证光面爆破效果；

（2）起爆顺序为先掏槽孔，再辅助孔，辅助孔起爆后再起爆周边孔、底孔；

（3）周边孔的底孔应该装一个粗药卷，以克服岩体挟制作用；

（4）为了减少超挖和降低工程造价，开挖过程中，加强断面量测，并及时处理个别欠挖部位，修整开挖断面，获得良好的经济效果。

图4-1爆破法开挖施工工艺流程框图

4.3隧道开挖参数设计

4.3.1施工方法及顺序

施工中严格按照设计要求，遵循新奥法施工原理，软弱地质洞身开挖应坚持：

短进尺、弱爆破、强支护、早衬砌的原则，加强施工临时监控量测，确保施工安全。

施工中如遇实际围岩类别与设计资料不符及时与监理、设计部门联系调整施工方案，确保开挖安全，顺利进行。

4.3.2炮孔装药量

结构形式

示意图

说明

间隔不耦

合装药

1、此图为光爆眼装药结构图；

2、孔外雷管延时；

3、导爆索起爆。

耦合连续反向起爆装药结构

（1）掏槽孔

Q1=η•L•r（公式4-1）

式中：

η——炮孔装药系数，取η=0.9

L——孔深，LIII=3.2m、LIV＝2.2m、LV＝1.1m

r——每米长度炸药量，r=0.78kg/m

经计算QIII=2.24kg，取2.2kgQIV、V=1.54kg，取1.5kgQV=1.19kg，取1.1kg

（2）辅助孔

QIII=η•L•r=0.8*3.1*0.78=1.93kg取QIII=1.9kg

QIV、V=η•L•r=0.8*2.1*0.78=1.31kg取QIV、V=1.3kg

QIV、V=η•L•r=0.7*1.6*0.78=0.87kg取QIV、V=0.9kg

（3）光爆孔

通常为辅助孔的1/3～1/4，取QIII＝0.6，QIV=0.4kg，QV=0.3kg

4.3.3隧道开挖炮孔布置图

（1）Ⅱ、Ⅲ级围岩段开挖炮孔布置图

（2）Ⅳ级围岩段开挖炮孔布置图

（3）Ⅴ级围岩段开挖炮孔布置图

4.3.4爆破网络

隧道爆破网络设计采用孔内延时，在各隧道口段网络联接时应根据与被保护物的距离不同，按Qmax＝R3（VKP/KK′）3/a工式计算结果，控制最大单响药量，使爆破震动不超过安全规程规定。

4.4隧道开挖爆破安全距离验算

根据我公司以往的施工经验，隧道掘进爆破的飞石主要为掏槽爆破飞石，而且有着很强的方向性，会沿着隧道轴线呈一定角度扇形飞出。

本方案采用上下台阶开挖法施工，在各隧道进出口段50m内施工时，应对隧道口正前方向进行飞石防护，可在隧道口正前方10m左右搭设防护架，防止飞石飞出，防护架长15m，高10m，每洞口一个，共2个。

4.5光面爆破注意事项

确定隧道施工方案时，要综合考虑隧道的地质条件、钻孔设备、爆破器材、支护方法和技术水平等因素来决定。

应该特别强调的是，隧道开挖施工方案和爆破方法之间有着十分密切的关系。

隧道光面爆破施工应注意以下事项：

（1）钻孔孔位依据测量定出的开挖轮廓线确定。

周边孔在断面轮廓线上开孔，沿轮廓线等间隔布置炮眼，需要调整孔位时偏差不大于2cm，周边眼应向外侧偏斜3～5°钻孔，周边眼外插角偏差不大于1°，各炮孔孔底落在规定的平面上，凹凸不平整度小于10cm；与周边孔相邻一排辅助炮孔的孔口距离不小于40cm，打眼方向水平、平行于掘进方向。

（2）钻孔前必须严格按照钻爆设计标示出孔位和编号；如果孔位与上次的残孔重合，必须适当移位，绝对不准在残孔内钻孔。

（3）必须保证钻孔质量。

钻进中要防止漏钻和多钻，控制好孔位、孔深和角度，是保证光面爆破效果的基础。

（4）炮孔钻完后要及时清孔并用木楔封堵，防止落入石块等杂物。

炮孔经检查合格后，方可装药爆破。

（5）为减少装药时间，事先由炮工将药卷间隔串联在导爆索上，并用胶带绑扎在一根有一定强度的竹片上，装药时炮工将绑有药卷的竹片放入每个周边孔内，应使竹片紧靠围岩外侧，而药卷则紧靠开挖岩石的内侧，这样既有利于保护岩壁，又可以增强对开挖岩石的爆炸力。

炮孔内放入药卷后，应将导爆索引出孔外，然后炮泥封堵炮孔。

（6）为使周边孔装药达到一定的不偶合系数，周边眼采用直径φ25mm的小药卷进行装药。

（7）为保证周边眼光面爆破效果，周边孔最后一段起爆。

同时起爆的炮孔用导爆索串联在一起或用同段位的导爆管雷管簇联在一起，最后通过电雷管进行激发。

（8）连线必须认真细致，仔细清点数量并复核，对联结块上的上下级导爆管必须捆扎牢固，严防产生漏爆拒爆现象。

（9）爆破后的残留炮孔痕迹在开挖轮廓线上是否均匀分布；半孔残痕率在完整岩石处保持在95%以上，较完整和完整性稍差的岩石处保持在80%以上，较破碎和破碎岩石处半孔率不小于50%。

（10）每次爆破以后，要先进行通风，通风15分钟后检查人员方可进入隧道做相应的检查工作；要及时察看围岩周边光面爆破效果，核对与爆破设计是否相符，如有变化要及时调整爆破参数，使其达到最佳效果。

5.隧道监控量测

5.1量测项目

表5-1隧道现场监控项目及内容表

序号

项目

名称

方法及工具

布置

量测间隔时间

1～15天

16天～1个月

1～3个月

大于3个月

1

围岩和支护状态观察

岩性、结构面产状及支护裂隙观察或描述，地质罗盘等

开挖后及初期支护后进行

每次爆破后及初期支护后进行

2

浅埋段地表下沉

精密水准仪、水准尺

洞室中心线上，并与洞轴线正交平面的一定范围内布设必要数量测点

开挖面距量测断面<2B时，1-2次/天

开挖面距量测断面<5B时，1次/2天

开挖面距量测断面>5B时，1次/周

注：

B为隧道开挖宽度

3

周边位移

各种类型收敛计

每10～50m一个断面，每断面2～3对测点

详见“2.4.4.1.3量测频率”中《拱顶下沉及周边收敛量测频率表》

4

拱顶下沉

水平仪、水准尺、钢尺或测杆

每10～50m一个断面

5

围岩与支护结构的接触应力

围岩与格栅间安设压力传感器

Ⅴ级围岩中每5～10m一个断面

1～2次/天

1次/2天

1～2次/周

1～3次/月

6

支护结构应力状态量测

格栅上安设钢筋计

Ⅴ级围岩中进行，和围岩与支护结构的接触应力量测同一断面布设，每个断面约15～20个测点

1～2次/天

1次/2天

1～2次/周

1～3次/月

7

锚杆轴力量测

各类电测锚杆、锚杆测力计及拉拔器

代表性地段（各衬砌类型）量测，每断面至少3个测点（单侧）

1～2次/天

1次/2天

1次/周

1次/月

8

地面建构筑物变形、倾斜、裂缝量测

精密水准仪、水准尺、铟钢尺

建构筑物各角点、控制点等处布置，间距5～10m

1～2次/天

1次/2天

1～2次/周

1～3次/月

9

地下管线位移、沉降

水准仪、铟钢尺

结合地表沉降点布置，尽量原位布置

2次/天

1次/天

1次/周

1次/月

5.2量测方法及要求

测试前检查仪器是否完好，若发现故障及时进行修理或更换；确认测点是否松动或发生人为破坏，只有在测点状态良好时方可进行测试工作。

测试中按各项测量操作规程安装好测试仪器，每测点一般读数三次，三次读数相差不大时取算术平均值作为观测值，否则进行判断，是由于人为破坏、测点松动或需要进行重测。

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。

（1）围岩及支护状态观察

围岩状态观察：

围岩岩性、岩质、断层破碎带、节理裂隙发育程度和方向、有无松散坍塌、剥落掉块现象、渗漏水等。

初期支护状态观察：

喷层是否产生裂缝、剥离和剪切破坏、格栅支撑是否压屈等。

（2）净空变形量测

根据变形值、变形速度、变形收敛情况等用以判断围岩稳定性、初期支护设计和施工方法的合理性、模筑二次衬砌时间。

测点布置：

初期支护施作后，用风钻凿φ40mm、深200mm的孔，用1：

1砂浆填满再插入测点固定杆，尽量使同一基线两测点的固定方向在同一水平线上，待砂浆凝固后即可进行量测工作。

测点布置示意图

量测方法：

采用φWRM型收敛计监测。

（3）拱顶下沉量测

监测拱顶的绝对下沉值，掌握断面变化情况，判断拱顶的稳定性，防止坍方。

测点用风钻打眼埋设好固定杆，并在外露杆头设挂钩。

测点大小适中，如过小测量时不容易找到，如过大爆破时容易被破坏。

支护结构施工时要注意保护观测点，一旦发现测点被埋或损毁，要尽快重新设置，保证量测数据不中断。

拱顶下沉量测测点布置在拱顶，受通风管限制或遇到其它障碍时，可适当移动位置。

测量方法：

采用水准仪、挂钩式钢尺配合测量拱顶下沉，精度可达1～2mm，量测时用一把2～4m长的挂钩式钢尺挂上即可。

（4）浅埋段地表下沉量测

判断隧道开挖对地表产生的影响及防止沉陷措施的效果，推测作用在隧道上的荷载范围。

隧道浅埋地段地表下沉的量测测点尽量设在隧道中线上，并与拱顶下沉测点设在同一断面上。

为准确掌握地表沉降范围，在与隧道中线垂直的横断面上布置测点，间距一般为2～5m，每个断面7～11个测点。

（5）围岩与支护结构的接触应力量测

5.3量测频率

洞内观测分为开挖工作面观测和初期支护状态观测两部分。

开挖观测应在每次开挖后进行，地质情况基本稳定无变化时，可每天进行一次。

对初期支护的观测也应每天至少进行一次。

净空水平收敛和拱顶下沉量测采用相同的量测频率。

量测频率见下表。

表5-2拱顶下沉及周边收敛量测频率表

变形速度（mm/d）

量测断面距开挖断面距离

量测频率

≥5

（0～1）B

1～2次/d

1～5

（1～2）B

1次/d

0.5～1

（1～2）B

1次/2d

0.2～0.5

（2～5）B

1次/2d

＜0.2

＞5B

1次/周

表中：

B为隧道宽度

表5-3地表下沉量测断面间距表

埋置深度H

量测断面间距

H＞2B

20～50

B

10～20

0

5～10

变形管理等级：

监测人员根据工程的实际情况，制定出变形等级管理标准指导施工，变形等级可参考下表。

表5-4变形管理等级表

管理等级

管理位移

施工动态

Ⅲ

u0＜un/3

可正常施工

Ⅱ

un/3＜u0＜2un/3

应加强支护

Ⅰ

u0＞2un/3

应