山西离石至军渡隧道方案.docx
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山西离石至军渡隧道方案
隧道施工方案
青岛至银川国道主干线山西省离石至军渡段高速公路第三标段内有上白双隧道(左右线),其中右线桩号RK6+283~RK7+130,长847m,左线桩号LK6+326~LK7+090,长764m,隧道是本标段控制工程之一,从隧道地质断面来看,其地质条件较差,II、Ⅲ类软质围岩长度占总长的47%。
因此,隧道是否顺利竣工是本工程工期目标实现的关键之一,为了保证工期,采用左右线进口出口双头同时掘进的方法进行施工。
隧道施工综合工期:
明洞及仰坡施工:
20天
暗洞管棚护拱30:
天
洞身开挖及管棚超前支护:
315天
洞身衬砌及仰坡充填:
105天
洞内路面及装饰:
40天
合计:
510天
一、明洞开挖
1、明挖工程量:
隧道明洞总长30m,明洞土石方开挖量为:
土方:
5481.61m3
.2、施工方法:
明洞施工采用明挖法。
土方开挖采用挖掘机挖土,自上而下逐层开挖,人工铺助作业,及时进行挂网锚喷支护。
挖截水沟→自上而下分层开挖→初期支护
土方开挖采用挖掘机装渣,自卸车运输。
3、坡面防护
鉴于明洞开挖段有相当部分为土方开挖,为确保边、仰坡的稳定性,防止坡面滑坡现象,边坡、仰坡开挖时,进行随挖随支护,坡面防护采取喷射砼和双层钢筋网进行防护,坡面防护根据仰坡地质条件不同采取相应的支护措施及时支护。
4、洞口明洞防排水
洞口明洞工程开挖前,先做好洞顶的防、排水设施――截水沟的施工,防止地面水冲刷而导致边坡、仰坡落石、塌方现象。
截水沟距仰坡坡顶开挖线外5m设置,沟底宽为60㎝,沟壁高60㎝,坡度1:
1的浆砌结构。
5、施工工时
洞口、明洞开挖、坡面防护施工工时为20天。
二、隧道洞身开挖
1、开挖工程量:
洞身土方开挖工程量:
10900.6m3
洞身石方开挖工程量:
66555.72m3
2、暗洞进洞管棚护拱施工
隧道洞口段围岩属II类围岩,岩体呈巨块整体结构,围岩稳定性较差,为了确保隧道顺利进洞施工,防止洞口段发生大面积坍塌现象,除仰坡按设计要求进行坡面防护外,在紧贴洞口开挖面架设工字钢拱架及浇筑砼套拱,形成假拟洞口后,进行大管棚预注浆加固围岩。
其施工程序及方法如下:
2.1、施工程序
明洞及仰坡开挖至进洞桩号仰坡防护钢拱架安装立摸浇筑C30砼套拱管棚施作及注浆洞身开挖
2.2、护拱施工
在明洞衬砌砼外轮廓线外设置C30砼+钢拱架组成的护拱。
a、钢拱架架设
钢拱架按设计架设工字钢四榀,钢拱架中央间距为60㎝,两头各留10㎝,钢拱架架设位置直接影响大管棚施工质量,因此,为确保钢拱架架设位置的准确性,在靠近开挖面的钢拱架施工时,必须在精确测量放样后,按钢拱架底面图示位置设置Φ22的锚杆,钢拱架架设在锚杆上并焊接牢固,其余三榀架设必须放样挂线施工,并及时进行测量校正。
其施工要求如下:
⑴、钢拱架垂直于隧道中线进行安装,其垂直误差控制在±2°。
⑵、钢拱架之间用Φ22钢筋纵向连接,使钢拱架形成整体,提高其承载荷能力。
⑶、按大管棚位置及间距设置Φ127孔口管,管长2米,间距40㎝,Φ127钢管外用Φ22的固定钢筋双面焊接有钢拱架上,使钢拱架与管棚钢管形成一个整体。
⑷、钢拱架底脚必须坐落在稳定的基础上,必须设置纵向拖梁,并在钢拱架拱脚设置Φ22的锁脚锚杆。
b、现浇C30砼套拱
钢拱架架设后,及时进行套拱C30砼衬砌施工,套拱宽2.0m,衬砌厚度为1.0m,为了防止浇筑砼流入预埋Φ127管内,其外测管口处采取海绵等进行管口封闭。
2.3、大管棚超前支护及注浆施工
洞身开挖轮廓线外40㎝设置大管棚超前支护,大管棚采用Φ108×6mm热轧无缝钢管,节长采用3m和6m两种规格,平行路线中线进行设置,其环向间距40㎝,采用KD100钻机钻Φ120mm的引导孔,其施工方法如下:
a、管棚施工
1)、管棚钻孔施工前,根据钻孔的高度,搭设钻孔操作平台,钻孔平台必须牢固。
2)、有孔钢管管壁每24㎝交错钻孔,孔径不小于10㎜。
3)、按预埋的Φ127孔口管的方向进行钻孔,孔深30m以上,洞口段若II类围岩长度小于30m,则一次性钻孔穿越II类围岩,使管棚支撑在稳定的围岩上,钻孔径向误差控制在20㎜以内。
4)、管棚施工时,先打有孔的钢花管,待注浆后,再打无孔钢管,通过无孔钢管,检查注浆质量。
5)、管棚顶进施工:
管棚引导孔施工完毕后,进行顶管施工,顶管时,在凿岩台车钻臂上安装与管棚直径相应的钢管顶进联接套,对准已钻好的引导孔,低速推进钢管。
当第一根钢管推进孔内,孔外剩30~40㎝时,接第二根钢管,再低速顶进。
根据管棚设计长度,按同样的方法继续接长钢管。
管接头采用丝扣连接,丝扣长度15㎝,钢管在纵向同一断面的接头数不大于50%,相邻管棚的接头数至少错开1m.
b、注浆施工
1)、注浆施工前,必须进行现场注浆实验,确定参数。
2)、水泥-水玻璃按比例进行搅拌,注浆时,先注无水孔,后注有水孔,从拱顶向两侧依次向下进行,注浆时,注浆泵起始压力控制在0.5~1Mpa以内,逐渐升高,当注浆压力达到2.0Mpa后,即停止注浆。
3)、注浆浆液扩散半径不小于0.5m,注浆孔与非注浆孔相互错开,注浆采取由里向外分段施工,相邻注浆孔间交错进行注浆施工,当无孔钢管检查注浆质量不合格时,即刻对无孔钢管钻孔进行注浆施工。
4)、如遇串浆或跑浆时,则可间隔一孔或数孔灌注。
6)、注浆结束后,及时清除管内浆液,并用30号水泥砂浆紧密充填,增强管棚的强度和刚度。
三、洞身开挖施工方法
管棚护拱施作完毕后,具备进洞施工条件,着手进行洞身开挖工作。
根据隧道围岩的地质情况,洞身开挖采用“新奥法”施工,光面爆破技术,Ⅱ类围岩采取环向留核心分部开挖法;Ⅲ类围岩采取上、下半断面开挖,上半断面开挖超前下半断面开挖15m左右,施工时,及时施作初期支护,避免围岩暴露时间过长,Ⅱ类围岩采用16号钢拱架和挂网锚喷组成支护体系,Ⅲ类围岩采用挂网锚喷联合支护,并严格遵循“短进尺、强支护、弱爆破,快封闭、勤量测”的原则进行;洞口段及断层带Ⅱ类围岩区段采取大管棚注浆超前支护,Ⅲ类围岩必要时,可增设超前锚杆及其它措施,加强施工中的量测,若发现拱顶,拱脚及边墙中部的位移速率值增大,及时施作二次衬砌,以确保施工中的安全。
对于Ⅳ类围岩,采用全断面开挖的方法施工,同时做到开挖一段,维护一段,确保施工安全,顺利地进行。
隧道出渣采用装载机装渣,自卸车运输方式。
为保证光面爆破的效果,钻孔、装药结构及起爆顺序必须满足如下要求:
⑴、钻孔孔位根据爆破设计和试验确定。
⑵、钻孔开孔位置与爆破设计孔位偏差,不宜大于钻头直径尺寸(4cm)。
⑶、钻孔密度及孔深符合爆破设计的规定。
⑷、已钻好的钻孔,孔内岩粉吹洗干净,孔口必须盖严,钻孔经检查合格后方可装药。
⑸、光面爆破采用直径为ф20的药卷,不偶合系数取2.0。
⑹、光面爆破周边眼必须同时起爆,以保证光爆效果。
⑺、起爆顺序为:
掏槽眼先起爆,辅助眼自内向外进行爆破,周边眼最后起爆,并有一定的时间间隔。
四、Ⅱ、Ⅲ类围岩掘进施工
1、凿岩爆破
a、施工方法:
Ⅱ类围岩区段采取环状留核心分部开挖法,Ⅲ类围岩采取正台阶法。
b、炮眼布置
⑴、光面爆破参数的选择
根据上下部开挖及Ⅱ、Ⅲ类围岩的地质情况,光面爆破参数选定如下表8-4所示,在实际施工中,再试验作相应的调整,Ⅱ类围岩核心开挖、下部开挖及Ⅱ类围岩下部开挖采取排炮爆破。
Ⅱ类围岩核心在开挖尺寸为上底3.0m、下底8.0m、高3.7m,采用排炮炮眼间距及排距各为70cm,梅花状布置。
⑵、掏槽方式
为提高Ⅱ类围岩环状开挖爆破效率,减小对围岩的扰动,在环状开挖三个部分分别设置掏槽眼。
Ⅱ类围岩掏槽方式选用中空眼,Ⅲ类围岩掏槽方式选用中空眼直线螺旋掏槽。
光面爆破参数
参数名称
单位
Ⅱ类围岩
Ⅲ类围岩
周边眼眼距E
mm
40
50
周边眼最小抵抗线
mm
500
600
炮眼密度系数
0.65
0.70
周边眼装药集中度q
g/m
0.12
0.15
不偶合系数D
2.0
2.0
⑶、炮眼直径及深度
①、Ⅱ类围岩中空眼直径为φ45mm,装药眼直径为φ38mm,掏槽眼深度为1.3m,中空眼为1.5m,其它眼为1.1m。
②、Ⅲ类围岩中空眼直径为φ45mm,装药眼直径为φ38mm,掏槽眼深度为1.7m,中空眼为2.0m,其它眼为1.5m。
⑷、炮眼布置图
Ⅱ类围岩炮眼布置图Ⅲ类围岩炮眼布置图
Ⅱ类围岩掏槽眼布置图
Ⅲ类围岩掏槽眼布置图
⑸、每循环凿岩工时
①、Ⅱ类围岩凿岩工时
环形开挖部位
L=L1×3+L2×12+L3×117
式中:
L1――中空眼深,取1.5m
L2――掏槽眼深,取1.3m
L3――其它眼深,取1.1m
求得:
L=148.80m
每循环凿岩工时t1
t1=L/(n×V)+(N×1)/n+20min
式中:
L――每循环炮眼总长,取148.80m
n――凿岩机台数,取5台
V――凿岩速度,取0.30m/min
N――炮眼总数,取132个
1――换一次眼位所用时间,min
20――凿岩准备时间,取20min
故:
t1=2.42h取2.50h
同理可求得:
核心土开挖所需工时t2=1.0h(凿岩台车施工)
下部开挖所需工时,t3=2.0h(凿岩台车施工)
②、Ⅲ类围岩凿岩工时,上部开挖
L′=L1×1+L2×4+L3×134
式中:
L1――中空眼深,取2.0m
L2――掏槽眼深,取1.7m
L3――其它眼深,取1.5m
求得:
L=209.80m
每循环凿岩工时:
T1=L′/(n×V)+(N×0.8)/n+20min
式中:
L′――每循环炮眼总长,取209.80m
n――2臂凿岩台车
V――凿岩速度,取0.6m/min
N――炮眼数,取139个
0.6――换一次眼位所用时间,min
20――凿岩准备时间,取20min
故:
T1=3.94h,取4.0h
同理可得,下部开挖凿岩工时T2=2.0h
⑹、爆破
①、炸药及其性能
掏槽眼:
φ32mm,1#硝化甘油炸药
辅助眼:
φ32mm,1#岩石硝铵炸药
周边眼:
φ20mm,2#岩石硝铵炸药
炸药性能见表
炸药性能表
炸药名称
密度
(g/cm)
爆破
爆速
殉爆距离
(cm)
强度
(mm)
每节药重
(g)
每节药长
(mm)
φ32mm,1#硝化甘油炸药
1.4
≥360
>8000
>5
>15
150
200
φ32mm,1#岩石硝铵炸药
0.85-1.05
≥320
2900-
3000
≥5
≥12
150
200
φ20mm,2#岩石硝铵炸药
0.95-1.1
≥320
≥3200
≥5
≥12
70
200
②、起爆材料
导火索、8#纸质火雷管引爆非电毫秒延期雷管,所用导爆管为MSI-9、DS3-12段。
③、每循环总装药量
每循环总装药量以Ⅱ类围岩环状部分开挖为例,其它断面计算步骤雷同。
Q环=q·S·L′·η
式中:
q――单位炸药消耗量,取1.90kg/m3
S――环状部分开挖面积,取34.30m2
L′――炮眼平均深度,取1.1m
η――爆破效率,取0.9
故:
Q环=64.52kg
④、各类炮眼装药数
n掏=0.8L/h=5节
n底=0.7L/h=4节
n辅=0.6L/h=4节
n周=0.3L/h=2节
式中:
n――各类炮眼装药节数,单位节
L――各类炮眼深度,取1.1m
h――每节炸药长度,取200mm
实际每循环总装药量Q实
Q实=Σn×N×g
式中:
n――各类炮眼装药
N――各类炮眼数
g――每节炸药重,kg/节
得:
Q实=64.02kg
实际单位炸药消耗量:
q实
q实=Q实/S·L·η=1.88kg/m3
⑤、炮眼装药结构
1)、为确保爆破效果,严格按照设计的炮眼装药量及装药结构,炮眼堵塞方式进行装药,并在施工过程中不断地总结经验,随时修正钻爆设计,确保光爆达到如下要求:
在开挖轮廓上均匀分布残留炮孔痕迹,炮孔痕迹保存率不少于70%。
2)、相邻两孔间的岩面平整,围岩中没有明显可见的爆震裂隙。
3)、孔间超挖值和开挖岩面的起伏差小于20cm,确不欠挖。
⑥、爆破指标
Ⅱ类围岩各分部爆破指标如下表所示。
Ⅱ类围岩各分部爆破指标
序
号
指标
单位
环状
部位
核心
部位
下部位
1
炮眼平均深度
1.1
1.0
1.0
2
炮眼利用率
%
90
95
95
3
每循环进尺
m
0.99
0.95
0.95
4
单位炸药消耗量
Kg/m3
1.88
0.86
1.21
5
每循环爆破岩石量
m3
33.96
19.33
38.22
6
每循环炮眼消耗量
m
148.80
31
77
7
每循环导爆管消耗量
发
129
31
77
8
每循环火雷管消耗量
发
1
1
1
9
每循环导火索消耗量
m
2.5
2.5
2.5
10
每平方米眼数
个/m2
3.76
1.51
1.91
Ⅲ类围岩上下台阶爆破指标如下表所示。
⑦、爆破作业时间
爆破作业严格按爆破安全规定的条例进行施工,保证爆破的安全及施工质量。
爆破作业时间,除核心土爆破作业时间为0.5h外,其余均取1.0h。
Ⅲ类围岩上下台阶爆破指标
序号
指标
单位
上部断面
下部断面
1
炮眼平均深度
m
1.5
1.5
2
炮眼利用率
%
93
93
3
每循环进尺
m
1.40
1.40
4
单位炸药消耗量
Kg/m3
1.64
0.98
5
每循环爆破岩石量
m3
70.42
48.72
6
每循环炮眼消耗量
m
209.80
90
7
每循环导爆管消耗量
发
138
60
8
每循环火雷管消耗量
发
1
1
9
每循环导火索消耗量
m
2.5
2.5
10
每平方米眼数
个/m2
2.70
1.72
2、通风
Ⅱ、Ⅲ类围岩区段0-50m范围内,20m内爆破通风方式采用自然通风,20-50m范围内,采用压入式通风。
通风时间,Ⅱ类围岩通风时间可忽略不计,Ⅲ类上、下部分综合通风时间为0.5h。
3、隧道支护
根据隧道地质情况,Ⅱ类围岩采取超前管棚预注浆进行超前支护,初期支护采取挂网锚喷及钢拱架方式。
Ⅲ类围岩,在有必要地段可采取超前锚杆进行支护,初期支护采取挂网锚喷联合支护,具体施工工艺见后。
Ⅱ类围岩初期支护时间2.5h,Ⅲ类围岩初期支护时间2.0h。
4、装岩运输
1、装岩运输机械设备
装岩运输机械设备见表
设备名称
型号规格
单位
数量
侧卸式装载机
ZL50C
辆
1
自卸汽车
5511
辆
6
2、施工方法
为提高装岩运输的效率,采取无轨式自卸车运输方式,Ⅱ类围岩环状部分及核心部位通过人工翻渣后用装载机装渣,自卸车运输,其它各部装渣均采取装载机直接装渣,自卸车运输方式。
3、装岩运输工时
①、Ⅱ类围岩环状部分每循环装岩工程量
Q=1.5·S·L′
式中1.5――岩石松散系数
S――开挖断面,取34.30m2
L′――每循环进尺,0.99m
求得:
Q=50.94m3
②、所需装车数
h=Q/G=17车
式中:
G――每车装岩量,取3m3
③、装岩运输时间T
运距以0.5公里计算,每装一车,往返所用时间为10min,3辆自卸车循环运输,故:
T=17×10/3/60=0.94小时。
装岩时间取1.0h,装岩准备工作及人工翻渣所用时间1h,故装岩时间取2.0h。
除核心部分装岩运输为1.0h后,其余均为1.5h。
.5、开挖作业循环图表
1、Ⅱ类围岩掘进综合作业循环图表,见表。
Ⅱ类围岩掘进综合作业循环图
作业工序
工时
(h)
时间
2
4
6
8
10
12
15.5
凿岩
5.5
爆破
2.5
敲帮问顶
1.0
初期支护
2.5
装岩运输
3.0
测量、监测、安检
1.0
2、Ⅲ类围岩掘进综合作业循环图表,见表。
Ⅲ类围岩掘进综合作业循环图
作业工序
工时
(h)
时间
2
4
6
8
10
12
14
15.5
凿岩
6.0
爆破
2.0
排烟
0.5
敲帮问顶
1.0
初期支护
2.0
装岩运输
3.0
测量、监测、安检
1.0
5、Ⅳ类围岩掘进施工
5.1、凿岩爆破
1、施工方法
Ⅳ类围岩岩石致密坚硬,块状结构,稳定性好,隧道在此区段采取全断面掘进。
5.2、凿岩机械设备见表
凿岩机械设备表
设备名称
型号规格
单位
数量
空气压缩机
4L-20/8
台
2
凿岩台车
汤姆洛克315-120
台
2
凿岩机
YT-27
台
6
5.3、炮眼布置
⑴、光面爆破参数选择
根据Ⅳ类围岩的稳定性及我公司以往的实践经验,光面爆破参数的选定见表所示,实际施工时,根据爆破效果和爆破监测结果及时调整爆破参数。
光面爆破参数
参数名称
单位
Ⅲ类围岩
周边眼眼距E
mm
600
周边眼最小抵抗线
mm
700
炮眼密度系数
0.86
周边眼装药集中度q
g/m
225
不偶合系数D
1.8
⑵、掏槽眼布置及炮眼布置见下图。
⑶、炮眼直径及深度
炮眼直径为φ42mm,掏槽眼深度为3.0m,其它眼为2.8m。
⑷、每循环凿岩工时
每循环炮眼总长
L=L1×6+L2×153
式中:
L1――掏槽眼深,取3.0m
L2――其它眼深,取2.8m
求得:
L=446.40m
每循环凿岩工时
T=L/(n×V)+(N×0.6)/n+20min
式中:
L――每循环炮眼总长,取446.40m
n――凿岩台车,2臂
V――凿岩速度,取0.55m/min
N――炮眼总数,取159个
0.6――换一次眼位所用时间,min
20――凿岩准备时间,取20min
故:
T=7.89h取8.0h
5.4、爆破
炸药性能及起爆材料见前。
⑴、每循环装药量
Q=q·S·L′·η
式中:
q――单位炸药消耗量,取1.35kg/m3
S――掘进断面,取70.98
L′――炮眼平均深度,取2.8m
η――爆破效率,取0.9
故:
Q=241.47kg
⑵、各类炮眼装药数
n掏=0.95L/h=14节
n底=0.9L/h=13节
n辅=0.85L/h=12节
n周=0.65L/h=9节
式中:
n――各类炮眼装药节数,单位节
L――各类炮眼深度,取2.8m
h――每节炸药长度,取0.2m
实际每循环总装药量Q实
Q实=Σn×N×g
式中:
n――各类炮眼装药
N――各类炮眼数
g――每节炸药重,kg/节
得:
Q实=242.58kg
实际单位炸药消耗量:
q实
q实=Q实/S·L·η=1.36kg/m3
⑶、炮眼装药结构
各类炮眼装药结构如图所示。
1—炮眼2—导爆管3—炮泥4—炸药5—雷管
各类炮眼装药结构图
⑷、爆破指标
爆破指标如下表所示。
爆破指标
序号
指标
单位
数值
1
炮眼平均深度
m
2.80
2
炮眼利用率
%
90
3
每循环进尺
m
2.5
4
单位炸药消耗量
Kg/m3
1.36
5
每循环爆破岩石量
m3
184.55
6
每循环炮眼消耗量
m
446.40
7
每循环导爆管消耗量
发
159
8
每循环火雷管消耗量
发
1
9
每循环导火索消耗量
m
2.5
10
每平方米眼数
个/m2
2.24
⑸、爆破作业时间
爆破作业时间取2.5h。
通风
1、通风方式的选定
为减少隧道通风时间,提高施工效率,缩短工期,隧道爆破后,排烟必须采用机械通风方式,隧洞掘进0-100m采用压入式通风,100m以后用混合式通风。
2、计算工作面所需风量
1)、0∽150m通风
⑴、人员呼吸所需风量Qbr
Qbr=5N=100m3/min
式中:
5――每人所供风量,单位m3/min
N――同时工作的最多人员数,取20人
⑵、排烟所需风量QyG
19
QyG=t√A·S·L
式中:
QyG――压入式通风工作面所需风量,m3/min
L――隧道长度,取100m
S――隧道开挖断面,取70.98m2
A――炸药量,取242.58kg
t――通风时间,取60min
故:
QyG=415.53m3/min
通过以上计算,在0∽150m的通风中,按排烟所需风量作为工作风量,即415.53m3/min。
2)、大于100m的通风
19
QHG=t√A·S·Lzm
式中:
QHG――混合式通风时工作面所需风量,m3/min
Lzm――抽出式吸风口距工作面的距离,取80m
其余各符号意义同前
故:
QHG=371.66m3/min
通过以上计算,在大于150m的通风中,也是按排烟所需风量作为工作风量,即为371.66m3/min。
3、风筒、通风机的选择
⑴、风筒的选定
通风机机台选用40m硬质风筒,其余选定柔性胶质风筒,直径为800mm,节长10m,由此可得风筒的摩擦阻力系数α为1.02×10-4N·S2/m4,考虑到用旧或其它因素,α增加25%,故α为1.27×10-4N·S2/m4,风筒接头采用罗圈反边接头方式。
风筒风阻R按下列公式计算:
R=6.5α·L/d5+nk0.06/ST
式中:
R――风筒风阻,单位N·S2/m3
α――风筒摩擦阻力系数,取1.27×10-4N·S2/m4
L――掘进最终长度所需风筒长度,取395m
d――风筒直径,取0.8m
n――风筒接头数,取40节
k――每节风筒接头的局部阻力系数,取0.01
ST――风筒断面积,取0.64m2
故:
R=1.03N·S2/m3
风筒漏风备用系数P可按下式所求:
P=1/η+K·n
式中:
P――风筒漏风备用系数
η――风机利用率,取0.9
K――每节风筒接头局部阻力系数,取0.01
故:
P=1.51
⑵、通风机的选定
扇风机工作风量Qs=P·QG
式中:
Qs――扇风机工作风量,m
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