仁赤15标隧道不良地质专项施工方案及应急预案

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1、仁赤高速RCTJ-15合同段隧道不良地段专项施工方案及应急预案 编制人： 复核人： 审核人：仁怀至赤水高速公路RCTJ-15合同段项目经理部编制日期：二一年十月目 录第一章工程概况41.1 工程概况41.2 地形、地貌41.3 地层岩性41.4 地质构造及地震动参数51.5 水文地质条件51.6 不良地质6第二章 施工方案及施工方法62.1 隧道开挖62.2 隧道出碴运输82.3 隧道施工支护及辅助施工措施82.4 隧道施工排水112.5 隧道结构防排水112.6 隧道二次衬砌112.7 隧道施工通风方案及措施132.8 隧道监控量测172.9 隧道超前地质预探、预报17第三章 风险事件专项安

2、全施工方案193.1 过岩溶地段突水涌泥专项施工方案193.2 岩爆地段安全专项施工方案223.3 隧道坍塌安全专项施工方案233.4 煤层瓦斯段安全专项施工方案243.5 隧道洞口失稳安全专项施工方案363.6 地表失水专项施工方案36第四章 安全施工保证措施374.1 综合保证措施374.2 施工现场安全技术措施374.3 施工机械的安全保证措施374.4 高空作业安全保证措施374.5 隧道施工安全保证措施384.6 隧道不良地安全保证措施384.7 防洪与防火39第五章 应急预案395.1 应急预案领导小组395.2 应急物资395.3 应急预案415.3.1过岩溶地段突水涌泥应急预案

3、415.3.2隧道岩爆事故应急和响应预案425.3.3隧道坍塌故应急预案435.3.4 瓦斯爆炸应急预案445.3.5 洞口失稳应急预案445.3.6地表失水事故应急预案45第一章 工程概况1.1 工程概况本合同段有2座隧道，分别为瓦房隧道和隆兴一号隧道，共1885米（双洞）。结构形式为分离式隧道，围岩级别有、和级。1.1.1 瓦房隧道位于隆兴镇柑甜与马岩沟之间，起点桩号左线为ZK79+760，右线为YK79+743，终点桩号左线为ZK80+790，右线YK80+805，设计全长分别为1030m和1062m,该隧道为长隧道。单个隧道净宽10.25m,净高5.0m,隧道最大埋深约94m。隧道左线

4、平面进口段237.456m位于直线上，中间段162m位于缓和曲线上，出口段630.544m位于800m的圆曲线上，纵面设坡率为-2.5%的单向坡；隧道右线平面进口段188.421m位于直线上，中间段162m位于缓和曲线上，出口段711.579m位于800m的圆曲线上，纵面设坡率为-2.5%的单向坡。隧道仁怀端采用端墙式洞门，赤水端采用削竹式洞门。1.1.2 隆兴一号隧道位于习水县隆兴镇附近，左线起讫桩号为ZK82+601ZK83+465，总长864m；右线起讫桩号为YK82+616YK83+430，总长814m，该隧道为中隧道。单个隧道净宽10.25m,净高5.0m。隧道左线平面设计为425.

5、657m直线接161.333mA440的缓和曲线接227.010mR1200m的圆曲线，纵面设坡率为-2.9%的单向坡；右线平面设计为583.747m直线接160mA400的缓和曲线接70.253mR1000m的圆曲线，纵面设坡率为-2.438%接-2.9%的单向坡。隧道左线平面进口隧道左右线进出口洞门型式均为端墙式。1.2 地形、地貌1.2.1 瓦房隧道：隧址区为溶蚀、侵蚀低中山地貌区，主要地貌类型为溶侵蚀中低山地貌及沟谷地貌，地形起伏较大，隧道经过区冲沟较发育，隧道进出口有横向冲沟，地形较缓，坡度为2025中段有横向低洼冲沟，地面高程最高1082.31米，最低961.77米，相对高差120

6、.54米，隧道最大埋深80米，地表植被多为农作物和少量灌木。1.2.2 隆兴一号隧道：隧址区属于构造剥蚀溶蚀低中山沟谷地貌，隧道穿越两个山包（山顶高程分别为1014.7米、1018.4米。中间ZK82+940为横向深切沟谷，切深55.3米），隧道进口地形较缓，地表坡度为3045，地面海拔高程最高1018.4米，最低901.64米，相对高差116.8米，地表多为种植土，厚0.53米，坡上植被为灌木丛、季节性农作物和草坡。1.3 地层岩性1.3.1 隆兴1号隧道：隧址区上覆土层为第四系残坡积层（Q4el+dl），三叠系下统茅草铺组第一段(T1m1)灰岩，下伏三叠系夜郎组第五段（T1m5）泥岩，第四

7、段（T1m4）灰岩夹泥岩，第三段（T1m3）泥岩。第四系残破积层在隧道范围均见分布，厚度不大，多数陡坎斜坡段基岩裸露；三叠系泥岩强风化层较厚，岩体节理裂隙极发育，岩体极破碎，岩质极软；中风化泥岩、节理裂隙教发育，岩体较破碎至较完整；中风化灰岩，岩体节理较发育，岩体局部较破碎。1.3.2 瓦房隧道：隧址区覆盖层为第四系残坡积层（Q4el+dl），下伏三叠系夜郎组（T1y）一、二段泥岩、灰岩及第三段泥岩、第四段灰岩、第五段泥岩及茅草铺组第一段(T1m)第一段灰岩底层，第四系残破积层在对到范围内均见分布，厚度不大，陡坎斜坡段基岩裸露；三叠系泥岩强风化，岩体节理裂隙极发育，岩体极破碎，灰质强风化较薄；

8、多数地段无强风化灰岩分布；中风化泥岩、灰岩层节理裂隙较发育，岩体教破碎至较完整。1.4 地质构造及地震动参数1.4.1 隆兴1号隧道：隧址区位于田坝背斜南东翼，未发现断裂构造、岩体呈单斜状产出，岩层产状15020、13625、17022，节理裂隙较发育，有3组， 546/5588、101136/8083、317342/6175。1.4.2 瓦房隧道：隧道区域构造位于桑木场背斜西北翼，在隧道范围为单斜构造，未发现活动性断裂及区域性断层通过，地质构造较简单，底层岩性较复杂，围岩地质整体结构为灰岩与泥岩互层，岩体呈单斜状产出，前半段为26520，后半段为25521，节理较发育，有3组，1307077

9、、2552786981、3293507683。1.4.3 根据国家地震局中国地震动参数区划图（GB183062001），地震动峰值加速度值为0.05g，地震动反应谱特征周期值为0.35s。1.5 水文地质条件1.5.1 隆兴1号隧道：隧址区地质条件简单，地表水系不发育，地下岩层灰岩为含水岩，与泥岩为隔水层呈间互层，构成以管道水或裂隙水的多层含水层结构，受底层性控制，地下水类型为岩溶裂隙水，地下水较丰富。根据钻孔资料，无稳定地下水位，水位标高多高于隧道设计标高，其中T1m1灰岩与下伏T1y5泥岩接触带、T1y4灰岩与泥岩夹层接触带岩溶发育，为岩溶裂隙管道水，分布于ZK83+360ZK84+465

10、 ZK82+620ZK82+800 ZK82+900ZK83+040 YK82+760YK83+040段，存在局部突水隐患，应采取超前预报指导施工。1.5.2瓦房隧道：隧址区地下水类型为覆盖层孔隙水，下伏基岩为不纯碳酸盐玉碎屑岩互层，为多层焊水层岩溶裂隙管道水，钻探表露，无统一地下水，其中T1y4顶板为泥岩，存在承压条件，补给源为大气降水，水量小。其中左侧隧道ZK80+060ZK80+140段、右侧YK80+066YK80+154段地下水位埋深27米，低于设计标高5米左右。1.5.3水化学特性根据水质分析资料，地下水类型为【C】Call型即碳酸盐钙质水，该段地表水体受煤矿区及工业水影响，侵蚀性

11、CO2 为31.33mg/L,对直接临水或强透水层中的混凝土结构无有碳酸型中等腐蚀，对弱透水层中的混凝土结构物有盐酸型弱腐蚀性，无氯盐、镁盐及硫酸盐腐蚀性。1.6 不良地质的预见隧址区主要存在的不良地质现象为岩溶、煤层瓦斯、溶洞、炎爆、断层和高地应力等。第二章 施工方案及施工方法2.1 隧道开挖据据贵州省赤水至望谟高速公路（仁赤至赤水段）两阶段施工图纸设计RCTJ-15第四册说明，结合现场实际围岩级别，分别采取全断面法、台阶法、大拱脚台阶法或导坑法进行施工。施工方法见图2-1隧道全断面开挖施工方法示意图。施工方法见图2-2隧道上下台阶开挖施工方法示意图。施工方法见图2-3隧道双侧壁导坑开挖施工

12、方法示意图。图2-1 隧道全断面开挖施工方法示意图图2-2 隧道台阶开挖施工方法示意图图2-3 隧道双侧壁导坑开挖施工方法示意图2.2 隧道出碴运输隧道出碴采用无轨运输出碴方式，用ZLC-50C侧卸式装载机装碴，15t自卸汽车运碴，在运输调度的统一指挥安排下，安全地运至弃碴场。所有进洞设备均进行防爆改造或采用防爆设备。2.3 隧道施工支护及辅助施工措施隧道开挖后及时进行初喷，安装锚杆，挂钢筋网，最后进行复喷。对于洞口加强段和软弱围岩地段，根据设计，初喷后施作钢拱架、格栅钢架、超前支护等辅助措施。初期支护施工工艺见表23隧道锚、网、喷支护施工工艺框图。（1）施工支护a.喷射砼：喷射砼采用湿喷机，

13、砼由洞外拌合站集中拌料，砼运输车运到工作面。喷射砼前，先用水、高压风清理岩面粉尘、松动岩石和杂物，并使岩面保持一定的湿度。喷射作业分段、分片、由下而上顺序进行，初喷厚度不小于5cm。格栅钢架（若有）、锚杆等施作完后复喷砼，喷至设计厚度。b. 锚杆安装：按设计要求布置锚杆位置，手持风钻或台车钻孔之后清孔并将锚杆顶入，孔口处理，注浆泵进行注浆。c .钢筋网：钢筋网施工在锚杆施作好后进行。将洞外加工成片的钢筋网沿隧道岩面凹凸起伏敷设，用电焊焊于锚杆尾部，并固定牢固。表2-3 隧道锚、网、喷支护施工工艺框图初喷测定放锚杆孔位钻孔安装锚杆挂钢筋网报验养护复喷锚杆制作钢筋网制作合格不合格 （2）辅助施工措

14、施a.超前小导管采用42mm无缝钢管，L=3.5m，外插角15，钻孔与线路中线尽量平行，每循环小导管搭接长度不小于1.0m。超前小导管管口设止浆塞，钻孔后用带冲击套的风钻钻杆钻进顶入安装，注意保护管口不受损变形。注浆前对开挖面及5米范围内的坑道喷射厚50100mm的混凝土予以封闭。注浆材料配合比根据地层情况和胶凝时间要求，经过试验而定。注浆压力为0.51.0Mpa。注浆48小时后方可进行开挖。施工工艺见表2-4超前小导管注浆施工工艺框图。b.钢拱架、格栅钢架：钢拱架、格栅钢架在洞外平整的场地上进行加工，以控制平面翘曲度在允许范围内。经检查符合设计要求的要编号。开挖面初喷后，测量放线，人工安装钢

15、架，用纵向连钢筋连接，拱脚置于牢固的基础上。钢架与围岩间隙用砼喷填，间隙过大时用砼楔块顶紧。必要时加大拱脚或设置锁脚锚杆。表2-4 超前小导管注浆施工工艺框图施工准备测量定位钻孔、清孔设备就位连接管路注水试验系统状况注 浆制 浆标准判断停止注浆效果检查钻 探 孔开挖作业补钻注浆孔 检修 封闭岩面 管路泄漏 掌子面泄漏 良好 达到要求 否 2.4 隧道施工排水隧道设计在曲线段上，端面横坡为往曲线内侧放坡，隧道出口端沿隧道侧沟顺坡排至洞外的污水处理池，经过处理达标后排放。2.5 隧道结构防排水隧道洞身防水是在二次衬砌与初期支护之间铺设ECB防水板及无纺布；灌注砼采用防水抗渗砼；全隧二次衬砌施工缝设

16、背贴式止水条带和中埋式止水带、沉降缝设钢边止水带。隧道排水是在衬砌外缘防水层与喷射混凝土之间设纵环向盲管，环向盲管下伸到边墙脚与纵向排水沟相连，衬砌背后的地下水通过环向盲管、无纺布汇集到纵向排水沟后，通过横向排水管，将地下水引入隧道纵向排水沟排出洞外。（1）盲管施工施工时，用钢筋夹固好管子并用麻絮堵塞两端，防止在浇注砼时移位及堵塞管子。（2）防水板施工a.ECB防水板采用吊带无钉铺设施工方法铺设。施工中使用作业台架，台架长6.0m。铺设时先进行基面处理，后铺设防水层。基面处理通常超前防水层作业两个循环。b. 防水板铺设：利用防水板背后的布吊带将防水板固定于暗钉上。防水板固定点为每平方米5点。在

17、凹凸处适当增加固定点，点间防水层不得绷紧，保证二次模注砼浇注时不损坏防水板。（3）止水带的施工：施工时用10钢筋夹固好止水带，防止其在砼浇注过程中移位，施工缝凿毛必须符合规范要求。施工方法及工艺详见图2-5隧道结构防排水施工方法示意图。2.6 隧道二次衬砌隧道洞内二次衬砌均采用以“新奥法”为基础的柔性支护体系复合式衬砌结构。级围岩段衬砌，根据量测结果及时施作；其它地段，在围岩和初期支护变形基本稳定后进行，施作时间符合规范规定要求。隧道出口采用一台12m长液压整体钢模衬砌台车，衬砌砼由洞外自动计量站生产，砼输送车运到工作面，砼输送泵泵送入模。施工方法见图2-6隧道衬砌施工方法示意图。（1）仰拱及

18、仰拱填充施工仰拱及仰拱填充先于衬砌浇注，开挖后尽快施作，以利于支护结构整体受力，同时利于文明施工。仰拱采用大样模板，由仰拱中心向两侧对称一次浇注成形, 浇注前将图2-5 隧道结构防排水施工方法示意图图2-6 隧道衬砌施工方法示意图基底石碴、淤泥和积水清除干净。仰拱拆模后即浇筑隧底填充。仰拱及仰拱填充采用砼运输车运送，平板振动器、插入式振捣器捣固，振动梁振动找平。为保证隧道安全施工和各种车辆行驶畅通，隧道运输车辆在浇注段采用仰拱栈桥从浇注段通过。（2）拱墙衬砌施工a.模板台车就位。b.砼入模：砼由输送泵送入模。c.砼振捣：在模板台车上开工作窗，内侧面安设附着式振捣器，浇注过程中利用插入式振捣器和

19、附着振捣器及输送泵压力使砼密实。d.砼脱模：脱模时间由工地工地实验室根据强度要求确定。e.砼养护：脱模后砼表面采用洒水养护，养护期14天。（3）主要技术措施a.严格控制自动计量拌合站，绝对保证砼的生产质量符合设计要求，在生产前和生产中随时检查调试计量部分和自动控制部分，使其处于正常状态。b.模板台车要加工精确，安装就位准确，锁定牢固，接头密贴上一衬砌面，保证衔接和衬砌轮廓的正确。c.灌注砼时严格按规范操作，特别是封顶砼，从内向端模方向灌注，排除空气，保证拱顶灌注密实。施工工艺见图2-7隧道二次衬砌施工工艺框图。2.7 隧道施工通风方案及措施（1）通风设计风量和风阻计算A.根据铁路瓦斯隧道技术规

20、范，设置机械通风的瓦斯隧道的通风量，应在稀释隧道内瓦斯所需风量和防止瓦斯积聚最小风速之相应风量中取大者确定。计算风压时需计入适量自然反风。防止瓦斯积聚的最小风速按1m/s计。瓦斯隧道需要的风量，必须按照爆破排烟、同时工作的最多人数以及瓦斯绝对涌出量分别计算，并按允许风速进行检验，采用其中的最大值。图2-7 隧道二次衬砌施工工艺框图喷砼面处理排水肓管安装报 验挂防水板钢筋安装报验去污、涮脱模剂台车就位拼防水板台车定位预埋件安装报 验立堵头板、安止水带(条)灌注砼脱 模养 护砼制备合格合格 不合格 不合格 合格 不合格 B.主要计算参数洞内同时工作最多人数按60人/工作面考虑；洞内允许最小风速Vm

21、in=1m/s；洞内每人应供应新鲜风4m3/min；风管平均百米漏风率为0.015，风管摩阻系数为0.02；C.风量计算结果1、按人数计算 根据统计，隧道内最多作业人员达60人左右，为确保隧道内每人每分钟供给4m3的新鲜风量，隧道内所需风量为：Q=4NK式中：N-同时工作的最多人数。 单位：人Q-所需风量。 单位：m3/mK-通风系统（考虑不包括内部漏风和配风不均匀因素K可取值1.2）Q=4NK=4601.2=288m3/min2、按瓦斯涌出量计算 根据设计资料，我部所施工的隆兴1号隧道和瓦房隧道为无瓦斯隧道低瓦斯隧道之间，则隧道煤层的绝对瓦斯涌出量取上限为：0.5m3/min，隧道内作业所需

22、风量为:Q=100qK式中：Q-所需风量 单位：m3/min q-掌子面的瓦斯绝对涌出量； 单位：m3/min K-掌子面的瓦斯绝对涌出不均衡风量系数取2 Q=100qK=1000.52=100m3/min3、按爆破炸药量计算 根据统计，隧道内最大一次爆破所需炸药量为30Kg，隧道内所需风量则为:Q=25A式中：Q-所需风量 单位：m3/min A-隧道内一次爆破的最大炸药用量；单位：KgQ=25A=2530=750m3/min4、按最低风速进行验算由于掌子面穿过煤层，根据铁路瓦斯隧道技术规范规定，防止瓦斯积聚的最小风速按1m/s计，即60m/min。Q60S式中：S-隧道开挖最大断面积; 单

23、位：m2Q60S=6030=1800m3/min(考虑过煤层段采取导坑法，隧道开挖最大断面积按30 m2计)所以取最大值1800 m3/min作为控制风量，再经过管路漏风折算可知所需通风机的总供风量应为2650 m3/min左右。通风设备选择及配置 根据上面的计算结果，轴流风机选择了 SDF(C)-No12.5型通风机，风管选择了便于装卸和维修的PVC拉链式软风管，直径1800。各通风设备的性能参数和配置数量见表2-1：表2-1主要通风设备参数表名称型号技术参数数量速度（r/min）风压（Pa）风量（m3/min）功率（KW）轴流风机SDF（C）-No12.5高速1378-53551550-2

24、9121102进出口工区各使用2台；各口令考虑1台备用。中速629-24451052-1968342低速355-1375840-1475162拉链式软风管PVC1800平均百米漏风率0.015，摩阻系数0.02，每节长度20m/节或10m/节（20m/节占75%以上）。满足隧道进尺要求 施工通风布置根据实际情况采用压入式通风，在洞口配置两台轴流风机（110KW），单路1800mm软风管进洞，风管为阻燃、防静电型，加强通风循环，防止瓦斯和有害气体聚积。保证掌子面风量不小于1800m3/min，风速不小于1m/s。（2）通风管理由具有丰富通风经验、瓦斯检测知识的技术人员组成通风管理小组，包括专职瓦

25、检员、通风管理员。配备足够的检测有害气体设备，并且为检测试验人员提供合格的防毒面罩。a.瓦检员负责有害气体的检测。对隧道进行全天候交叉巡回检测，由洞外向洞内，选择机电设备集中地点、二次衬砌工作面、隧底作业面、开挖作业面和有可能存在瓦斯等有毒气体聚集的断面作为检测断面。对拱顶、两侧拱脚（或大跨度）和两侧墙脚距隧道周边20cm处采用五点法进行检测，取浓度最大记录（氧气取浓度最小值），并逐级上报。b.通风管理小组负责通风设备的安装、维护，洞内风速、风量、风压的定期测试，以及定期检查通风设备的供风能力和动力消耗。根据施工状况调整通风设计并采取相应的安全技术措施。c.通风管理员在每班工作期间，采用风速仪

26、和风速量测仪，对洞内的风量至少测量一次，并结合瓦斯员反映的情况，如有通风不足，立即采取措施加强通风。2.8 隧道监控量测（1）量测目的：监控量测和光面爆破、喷锚支护是新奥法施工的三大支柱。将由专门的量测小组实施量测计划，通过监控量测了解各施工阶段地层与支护结构的动态变化，施工结构物的安全状态和对环境的影响并进行全面的监控，以判定围岩稳定性，支护、衬砌可靠性。并把监测结果反馈设计、指导施工。（2）量测计划：量测项目、方法和频率及测点布置严格按施工图纸的要求施作，除必测项目外，还备齐选测项目所用仪器、设备等，有必要时，立即实施选测项目。（3）数据处理：取得检测数据后，要及时进行整理,绘制位移-时间

27、曲线，当曲线趋于平缓时，进行数据处理和回归分析，以推算最终位移，掌握位移变化规律及结构安全性。（4）量测管理：将量测结果迅速、正确地反馈到设计及施工中去，并在整个隧道施工中积极、连续地进行量测，以达到指导施工的成效。2.9 隧道超前地质预探、预报2.9.1、超前地质预报措施根据隧道不同的地质条件，超前地质工作按照长短结合、上下对照、定性与定量相结合的办法来保证预报的准确性。根据各种探测方法的特点，可分为长距离控制预报、中距离预报、短距离验证预报。综合超前地质预报主要措施见“表2-2 综合超前地质预报主要措施表”。表2-2 综合超前地质预报主要措施表措 施位 置地质素描洞顶及洞壁左侧洞壁、右侧洞

28、壁、洞顶物探方法TSP洞身每次110m，搭接10米；超前水平钻探深孔水平钻探超前钻孔在TSP地震波预测的基础上进行探测验证。超前钻孔长度每一循环不小于35米，相邻测段之间搭接长度不小于5m。钻孔数量及布孔方式等由设计单位根据TSP地震波预测情况确定，通过超前地质预报设计通知单明确，具体参照相关参考图执行；5m加深炮孔每循环隧道隐伏岩溶勘查地质雷达和钻探采用地质雷达对隧道拱顶、边墙及隧底隐伏岩溶发育情况进行探测，当发现异常情况时采用5m钻孔进行钻探验证长距离宏观控制预报：在隧道穿过的灰岩地段以及断层在洞身水平方向上采用TSP203超前地质预测预报系统进行距离100200m的预报。采用110m的成

29、果。中距离预报：采用超前地质钻孔进行的距离在3550m的验证预报。短距离预报：地质素描法和采用加长炮眼孔进行的距离小于5m的预报。2.9.2、其它地质工作内容及方法岩溶和断层破碎带形态调查调查岩溶的形态、规模及其分布位置、高程、延伸方向、涌水量大小、充填物情况。地表监测依据提供的工程地质、水文地质图，岩溶隧道中线两侧各1.5公里与居民生活、生产关系密切的泉水、井水等进行监测。监测内容主要为水量、水温、水压、水质的变化以及当地的气象与降水。监测手段主要为测量、摄影、笔记等。必要时采用超前导坑法进行开挖揭示地质情况。地质信息收集与处理超前地质预报建立一个地质信息系统，通过各种方法收集地质信息，进行

30、综合分析、判断，编制信息预报成果由主管技术人员予以复核，并报设计、监理。为变更设计和施工提供决策依据，及时调整施工方法和支护参数。经分析、整理的地质资料作为施工技术资料存档。采用新的施工方法和支护参数后，有从施工过程中获取新的地质信息，更新地质信息系统，经处理后，再一次反馈给施工，如此往复，形成地质信息系统化。地质预报信息收集处理系统流程见“图2-8 地质信息系统流程图”。与设计文件是否一致涌水量监测超前探孔红外线探测地质素描TSP203施工开始超前地质预报地质信息采集系统动态调整地质信息综合分析地表观测物理力学试验地质复查其它探测图2-8 地质信息系统流程图第三章 风险事件专项安全施工方案3

31、.1 过岩溶地段突水涌泥专项施工方案我部施工的瓦房和隆兴1号隧道穿越可溶岩地段，隧道多位于岩溶水水平循环带，局部位于垂直循环带，存在岩溶、突泥、突水的可能；隧道通过断层，岩体破碎，易发生暗河及岩溶突水，危急施工安全，同时也可能造成地表失水，影响居民生产生活用水，拟采取如下措施：超前地质预测预报岩溶地段要根据设计要求进行超前地质预测、预报，采用地质素描、地质调查、地质雷达、TSP长距离超前地质预报、红外探水、长距离超前钻孔、炮眼超前钻孔等综合方法进行预报，准确判定前方岩溶形态、地下水分布情况和储量，为制定施工方案提供依据。超前预注浆堵水对可能发生大规模的突水、突泥的岩溶段施工，需要维系岩溶水通畅

32、时，上报监理和设计单位进行变更，采取预注浆加固措施，预注浆加固前先采取引排措施，然后进行注浆。开挖、支护、二衬帷幕注浆结束后先施工超前管棚然后开挖，根据围岩级别分别采取CD法、双侧壁导坑法或CRD法开挖，开挖后及时进行初期支护并封闭成环，仰拱和二衬及时紧跟，以“管超前、严注浆、短进尺、弱爆破、强支护、勤量测”和“分步开挖” 的原则组织施工。开挖后隧道周边岩溶发育情况探测开挖完成后及时采用地质雷达对隧道的拱顶、边墙及隧底岩溶发育情况进行探测，当发现异常时采用5m钻孔进行钻探验证，如发现隧道周边5M以内有溶腔必须进行填充和加固。隧道周边径向注浆开挖后及时对隧道周边进行径向注浆，封堵地下水，控制地下

33、水排量，如果隧道洞顶有住户，要严格控制地下水流失，采取“以堵为主，限量排放”的原则。溶洞处理溶洞处置的主要原则隧道遭遇到发展和衰亡阶段的岩溶中的大型溶洞、暗河时，通用原则为确保隧道的衬砌结构有足够的安全保证、在可预见期内洞穴的稳定性有保证、原有水流通道不会被阻断、方案比较经济适用。 溶洞处理主要方式隧道过溶洞处置方式有内增设边墙梁及行车梁、托梁、支墩、悬壁梁承托纵梁、拱桥、加大隧道净空宽度跨度跨越岩溶或对隧道周边岩体进行封闭、注浆加固、支顶加固、加强衬砌等。A、溶洞跨越处理当溶洞规模较大、溶洞内充填物松软，基础处理工程修建困难、耗资巨大，或者溶洞虽小但水流较大时，可根据具体条件采用相应的梁跨、

34、板跨等形式跨越岩溶地段。此方式一般采用钢筋混凝土梁跨越，梁体采用抗侵蚀混凝土。当隧道衬砌断面需要开挖围岩才能满足净空要求时，应先开挖围岩，再施工跨越结构，以确保安全，同时应注意不同受力结构间的断缝设置及连接措施设置。B、封闭处理已停止发育的干溶洞，在考虑有效的过水通道后，可采用混凝土、浆砌片石或干砌片石堵塞、充填溶洞。C、 锚杆、钢管加固处理为防止洞穴岩壁或顶板坍塌，在清除松动岩石困难的情况下，可采用锚杆或大钢管、钢轨加固岩体。此时隧道衬砌应考虑抗冲击措施，一般是采用明洞衬砌，衬砌顶部设置回填体，其表面设置护面结构，回填体以上空间的溶洞洞壁采用锚杆、钢筋网、喷射混凝土封闭支护；若溶洞较大，可设

35、置横向钢轨横或设人字形钢轨栅架。D、 支顶处理当隧道穿过的溶洞由碎、块石及淤泥土充填，充填物的松散密实程度不一时，隧道底部应考虑采用钢筋混凝土底板，清除底板下松散体，回填碎石，并在底板下加设钢筋混凝土桩进行支顶。 岩溶水的处理原则对岩溶水的处理通常原则是以“通”为主，截、堵、排、防相结合的综合处理措施。“通”是指尽量保持原有过水通道，不能因为隧道的修建发生大的变化：“截”是指截断原有地下水通道，改走其他通道：“堵”是封死相交的地下水通道：“排”是特指引入隧洞，通过排水沟排走：“防”是指防止地下水进入隧道即可。岩溶水处理的较大工程措施有泄水洞和涵洞两类，采用泄水洞排水属于“排”和“截”的范围，采

36、用涵洞过水属于“通”和“截”的范围。A、泄水洞排水当预测到隧道区域的岩溶水量大、水压大，而隧道确实无法避开时，需考虑专门设置排水隧洞，达到排除岩溶水，降低地下水位，保持隧道干燥和施工安全的目的。泄水洞应位于地下水来向的一侧，为防止岩溶水突然袭击，施工中要采用超前钻孔探测，预备足够的抽水设备。B、涵洞、倒虹管吸过水隧道断面与岩溶水相交时，为保证岩溶水畅通，在隧道底部设钢筋混凝土圆涵，或倒虹管，同时涵洞出入口周边至隧道边墙外缘采用浆砌片石回填密实。 洞穴堆积物及地表塌陷处置洞穴堆积物的特点是松软、下沉量大、强度低、稳定性差。当隧道必须穿越洞穴堆积物地段时，可采用桩基、换填、注浆等加固岩体的处理措施

37、。隧道中地下水渗流排泄，导致岩溶地面塌陷，使地质环境遭到破坏，造成隧道开挖时坍方、涌水、涌砂及突泥等危害。施工中可采用化学注浆和管棚支撑开挖，同时从地表高压注浆，固结塌陷松散体，避免出现突泥现象。地下水环境保护对隧道洞顶有住户的，要严格控制地下水流失，采取“以堵为主，限量排放”的原则。施工中应根据地质超前预测预报及隧道环境监控实施情况，按设计采取相应的超前帷幕注浆堵水、开挖后径向注浆堵水、全环防水、抗水压衬砌等防堵水措施，以免给当地居民的生产生活及生态环境造成影响。综合评价溶洞处理完成后进行综合评价，对处理效果和对隧道耐久性的影响，必要时再采取加强措施，确保不留隐患。应急预案存在突泥、突水可能

38、的岩溶隧道，在进洞施工前事先制定出超前探水与预注浆堵水方案，制定突发安全事件应急预案，配备安全防护及安全逃逸设施，明确逃逸路线，进行紧急逃生的培训与演练，施工中严格按照既定方案进行实施。岩溶隧道暴雨后不施工、连续降雨后观察施工。3.2 岩爆地段安全专项施工方案瓦房和隆兴1号隧道穿越了坚硬的灰岩等地层，隧道在开挖过程中有可能产生岩爆现象，施工中加强预测预报，对岩体的岩性特征，岩石的物理力学性质，地应力特征等进行综合分析，预测可能出现岩爆的具体地段及岩爆等级。对于岩爆地段主要采取以下措施：3. 2.1、超前预报采用以超前钻孔为主，结合开挖面及其附近的观察，通过地质的观察、素描，分析岩石的“动态特征

39、”，主要包括岩体内部发生的各种声响和局部岩体表面的剥落情况等，作出预报。3. 2.2、施工措施对于岩爆地段主要采取以下措施：针对岩爆发生的特点和规律，采取超前钻应力释放孔加速原岩应力释放，降低开挖后岩爆烈度。在开挖前，钻超前锚杆，释放部分原岩应力，通过超前锚杆与围岩的共同作用，提高其开挖后的整体性，缓解应力集中，避免出现大块岩石爆落。优化开挖措施，采用浅孔爆破，降低一次爆破用药量，尽可能减少爆破对围岩的影响，采用短进尺、多循环的作业方式；严格采用光面爆破技术，使开挖断面轮廓园顺，尽量避免局部出现大的超欠挖，造成应力集中而引发岩爆。采用分步开挖，使应力逐步释放，以便降低开挖后的围岩应力。开挖后，

40、在发生强烈岩爆的部位喷射高压水，降低岩石表面脆性，钻集中应力释放孔。加强初期支护，二次衬砌紧跟。采用喷混凝土、挂网、径向锚杆防护，严重地段架设格栅拱架。3.2.3、安全措施隧道施工中一旦发生岩爆，应立即采取以下措施：彻底停机待避，同时进行工作面的观察记录，如岩爆的位置、强度、类型、数量以及山鸣等。岩爆后加强找顶工作，在工作面、边墙及拱部，每一循环内进行2-3次找顶，清除危石，确保施工安全；。采用能及时受力的摩擦型锚杆。加强初期支护，二次衬砌紧跟。延长通风时间。对管理人员和施工人员加强岩爆知识教育，严格执行隧道施工的安全规定，强化个人防护意识。加强人员和机械的保护。已完成开挖的岩爆地段设立明显的

41、警示标志，并由安全员加强对该施工段的巡视工作，确保通行人员、车辆的安全。3.3 隧道坍塌安全专项施工方案瓦房和隆兴1号隧道隧址区底层岩性较复杂，隧道洞室穿过破碎带时容易引起坍塌、冒落，施工时应引起重视。施工原则断层段严格按“早预报、先治水、前支护、短进尺、弱爆破、强支护、快封闭、勤量测，步步为营，稳步前进”的原则组织施工。超前地质预报采用开挖面地质素描、TSP203地震反射法、HSP水平声波反射法、地质雷达、红外探水和超前钻探进行超前地质预报。对围岩的破碎和富水程度进行预测和验证。及时进行信息收集、处理、反馈，以调整施工方案和施工方法。施工方法根据超前地质预报所揭示地质断层及地下水的水量情况按

42、设计采取超前预注浆、局部注浆、开挖后径向注浆和超前小导管注浆等注浆方式，确定注浆的范围。注浆结束后，对注浆效果进行检查，是否进行补注浆，是否可以开挖。开挖根据现有资料针对不同断层采取不同的开挖方法，在开挖过程中根据实际情况适时进行调整。断层及破碎带施工主要采用双侧壁导坑法、台阶法开挖施工。初期支护采用喷、锚、网、喷支护紧跟、钢架支护。喷射砼厚度符合设计要求，加强监控量测工作，根据位移量测结果，评价支护的可靠性和围岩的稳定状态，及时调整支护参数，确保施工安全。钢架紧跟开挖施作，及时封闭成环，对双侧壁导坑法、七步台阶法施工地段，辅助钢架支护在衬砌前逐段拆除。辅助支护施工措施根据实际进行设计变更以及

43、现场施工安全需要进行施作。仰拱超前，衬砌适度紧跟仰拱超前施工，衬砌适度紧跟，形成封闭结构，提高衬砌结构的承载力；施工缝、沉降缝作特殊处理，一方面为了防水，另一方面可减弱地层活动性对衬砌结构的危害。3.4 煤层瓦斯段安全专项施工方案瓦房和隆兴1号隧道为无瓦斯隧道到低瓦斯隧道之间，但属于灰岩溶、溶蚀破碎带中可能存在局部瓦斯聚集，所以该段施工的关键问题是瓦斯的防治。防治瓦斯的原则是超前预报、严格瓦斯检测、加强通风、防火防爆、排防、封闭相结合。3.4.1、揭煤防突施工方法作业程序：煤层超前探测煤与瓦斯突出危险性预测钻孔排放瓦斯防突效果检验石门揭煤过石门坎煤层掘进。（1）、施作超前钻孔，探明煤层位置和瓦

44、斯情况结合超前地质预报，上导坑开挖工作面掘进至煤层20m（垂直距离）时，打3个穿透煤层全厚的超前钻孔，并进入顶（底）板不小于0.5m，详细记录岩芯资料，结合上导坑的超前钻孔和开挖，推测煤层是否有畸变。施作超前钻孔时直径为75mm，若发现地质构造变的复杂、岩体破碎，则必须在隧道开挖轮廓线外5m范围内布置一定数量的超前钻孔，确保能准确掌握煤层厚度、角度变化及瓦斯情况等。（2）、施作预测孔，进行煤与瓦斯突出危险性预测考虑到测定煤层瓦斯压力要达到原始压力值时间较长，并且单独用瓦斯压力并不能确切判明煤层的突出危险性，本设计揭煤前不测定瓦斯压力，以节约施工时间。突出预测采用钻屑指标法为主，钻孔瓦斯涌出初速

45、度法为辅的方法。隧道采用上、下导坑法开挖，突出预测孔主要控制上、下导坑断面（预测孔直径50mm）。（3）、防治瓦斯突出技术措施防治突出采用多排钻孔排放或抽放。结合突出预测情况，如煤层确存在较大突出危险，可将钻孔封孔接抽，达到加速和有效的消除突出危险性目的。钻孔控制范围：隧道轮廓外上方7m，左右两侧6m，底部3m；钻孔孔径108mm，并进入底板岩层不小于0.5m。抽排半径取1.5m。上导坑施作钻孔时工作面坑底距煤层顶板垂距不小于5m，由超前钻孔确定，下导坑排放钻孔在上导坑排放完毕并揭煤后进行。（4）、瓦斯排放排放孔进行瓦斯排放时，所有洞内掘进施工应停止，排放15天。排放瓦斯顺序：上导坑打排放钻孔

46、（坑底距煤层不小于5m）排放瓦斯15天揭煤穿过煤层下导坑打超前钻孔及预测孔。当判定有突出性危险由下导坑底顺煤层施作扇形排放钻孔排放瓦斯15天下导坑揭煤穿过煤层。（5）、防突效果检验瓦斯排放完成后，上下导坑分别打检查孔，确定瓦斯排放是否结束。检查孔布置在揭煤端面中部，并位于措施孔之间，终孔位置位于措施孔控制范围的边缘线上。若煤层不具有突出危险性，则结束排放。否则视排放效果应继续排放或采用水力冲孔等其它措施处理。（6）、放炮揭开和穿过煤层通过排放效果检验，煤层无突出危险性后，封堵排放钻孔。采用自进式锚杆对开挖轮廓外岩体进行超前注浆加固，同时安装格栅钢架，而后采用震动放炮揭煤。揭煤时，掘进工作面与煤

47、层之间必须保持一定岩柱，其最小垂直厚度应不小于1.5m。遇岩石松软、破碎还应增加岩柱厚度。3.4.2、揭煤、防突及排放瓦斯具体设计隧道揭穿突出煤层，即隧道自顶板岩柱穿过煤层，进入底板的全部作业过程，都必须采取防治突出措施。（1）、隧道防治突出措施包含下列内容。a、控制突出煤层层位的钻孔布置；b、突出预测方法及预测钻孔布置；c、防治突出技术措施；d、防治突出技术措施效果检验；e、安全防护措施。（2）、揭煤防突施工工艺流程如下图：煤层突出危险性预测煤层突出危险性预测煤层突出危险性预测煤层突出危险性预测打前探钻孔打前探钻孔打前探钻孔打前探钻孔无突出危险无突出危险无突出危险无突出危险有突出危险有突出危

48、险有突出危险有突出危险多排钻孔排（抽）放瓦斯多排钻孔排（抽）放瓦斯多排钻孔排（抽）放瓦斯多排钻孔排（抽）放瓦斯防突措施效果检验防突措施效果检验防突措施效果检验防突措施效果检验有效有效有效有效无效无效无效无效补救措施补救措施补救措施补救措施安全防护措施安全防护措施安全防护措施安全防护措施揭开煤层揭开煤层揭开煤层揭开煤层 （3）、预测瓦斯突出危险程度指标：a、解吸指标K1值当f0.35，K10.4或f0.3时，有突出危险；b、瓦斯瞬间解吸压力0.03MPa；c、钻孔瓦斯涌出初速度q4L/min；d、瓦斯压力P0.74MPa有突出危险；e、打钻期间动力现象：喷孔、顶水、顶钻、卡钻。当具备a或d时，有

49、突出危险，同时具备b、c、e时，有突出危险。（4）、控制煤层层位的钻孔布置在隧道瓦斯设防段掘进过程中，必须连续施作超前钻孔，以探明施工前方地质情况，防止误揭煤层。工作面掘进至距煤层20m(垂距)之前，沿隧道前进方向打一个穿透煤层全厚且进入底板不小于0.5m的前探钻孔；在隧道工作面掘至距煤层10m(垂距)时，打三个穿透煤层全厚且进入底板不小于0.5m的前探钻孔。钻孔布置见“探测孔布置图”。煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层所有探孔要求详细记录岩芯资料，以利于探明突出煤层的相对位置。若隧道工作面掘至距煤层20m(垂距)时，发现地质构造变得复杂、岩石破碎，则必须在隧道断

50、面四周轮廓线外5m范围煤层内布置一定数量的前探钻孔，以保证能确切地掌握煤层厚度、倾角变化、地质构造和瓦斯情况等。（5）、突出预测方法及预测钻孔布置突出预测采用钻屑指标法为主，钻孔瓦斯涌出初速度法为辅的方法。1）、钻屑解吸指标K1的测定a、钻机一钻进煤层就取一次钻屑，以后每钻进1m，取一次钻屑作解吸指标测定。取样时，把秒表、筛子准备好(1mm的筛子在下，3mm的筛子在上)。钻孔钻到预定深度时，用组合筛子在孔口接钻屑，同时启动秒表，一面取样，一面筛分，当钻屑量不少于100g时，停止取样，并继续进行筛分。b、把筛分好的13mm的煤样装入WTC瓦斯突出参数仪的煤样杯，将盛满煤样的煤样杯放入煤样罐中，盖

51、好煤样罐，将阀门转动到煤样罐或煤样瓶与大气相通的位置。c、当秒表计时到预定时间t0（通常规定t0为12min），转动阀门使煤样罐或煤样瓶与测量系统接通、与大气隔绝，启动仪器开始测量钻屑瓦斯解吸量。2）、钻孔瓦斯涌出初速度q的测定a、钻进煤层后每钻进1m，测定一次钻孔瓦斯涌出初速度q。b、当钻孔钻进至预定深度后，立即用秒表计时。随后迅速拔出钻杆，把封孔器送入孔底进行封孔。全部封孔操作应在规定进行流量计读数的时间以前完成。c、在封孔操作的同时，应及时将流量计与导气管口连接好，待封孔完成后即可进行测定。采用的流量计读数为瞬时流量时，在秒表走时至2min时读数，即为钻孔瓦斯涌出初速度值；采用的流量计读

52、数为累计气体流量时，则应在秒表走时至1.5min时读出流量计数值。当秒表走时至2.5min时再读一个流量计数值，后一数减去前一读数即为钻孔瓦斯涌出初速度值。两种类型流量计，使用时只能确定一种而不能混用，以免造成较大的测量误差。如果因封孔操作不及时等原因，测定瓦斯流量的时间已超过了规定的时间时，该测定结果不能作为判定工作面无突出危险的依据。3）、突出预测指标临界值根据揭煤点的实际情况，取煤样进行实验研究，确定钻屑解吸指标K1临界值。每次揭煤都应作好钻屑解吸指标K1、钻孔瓦斯涌出初速度q及其临界值考察。总结分析，为下一次揭煤突出预测提供可靠的依据。（6）、防治突出技术措施防治突出技术措施采用多排钻

53、孔排放或抽放。由于隧道开挖断面大，为防止煤层突然揭开时大量涌出瓦斯，需实施多排钻孔预排瓦斯。从防治突出的角度来看，多排钻孔预排瓦斯是一种防治突出措施。结合突出预测情况，如煤层确实存在较大的突出危险，可将钻孔封孔、接抽，以达到加速和有效地消除突出危险的目的。钻孔控制范围：隧道轮廓线外上方7m，左、右两帮6m，底部3m。排(抽)放钻孔孔径90110mm，排(抽)放半径取1.0m。钻孔布置见“排放孔位置布置图”。拱顶拱顶煤拱顶拱顶煤拱顶拱顶煤拱顶拱顶煤3.5m3.5m3.5m3.5m3.5m3.5m3.5m3.5m煤层拱顶煤层拱顶煤层拱顶煤层拱顶煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层排放范围煤排放范围线排

54、放范围煤排放范围线排放范围煤排放范围线排放范围煤排放范围线拱煤层线拱脚开煤层拱煤层线拱脚开煤层拱煤层线拱脚开煤层拱煤层线拱脚开煤层左左左左左左左左右右右右右右右右钻孔排放剖面钻孔排放剖面钻孔排放剖面钻孔排放剖面钻孔排放剖面钻孔排放剖面钻孔排放剖面钻孔排放剖面钻孔排放平面钻孔排放平面钻孔排放平面钻孔排放平面钻孔排放平面钻孔排放平面钻孔排放平面钻孔排放平面煤层煤层煤层煤层70707070煤层煤层煤层煤层剖面剖面剖面剖面平面平面平面平面排放瓦斯顺序：上导坑打排放钻孔（坑底距煤层不小于5m）排放瓦斯揭煤穿过煤层下导坑打超前钻孔及预测孔。当判定有突出性危险由下导坑底顺煤层施作扇形排放钻孔排放瓦斯下导坑揭

55、煤穿过煤层。（7）、超前支护隧道放炮揭开和穿过煤层时，为防止煤层垮落诱发突出，需采用超前小导管对开挖轮廓外岩体进行超前注浆加固。注浆加固措施在排(抽)放孔实施后，放炮揭煤前实施，控制隧道拱部及拱脚1米范围。超前小导管参见施工工法图。（8）、防突措施效果检验执行防治突出措施后，按突出预测相同的方法和指标检验措施效果。一个效果检验孔布置在揭煤断面中部，并应位于措施孔之间；其它效果检验孔位于隧道上部和两侧。终孔位置应位于措施孔控制范围的边缘线上。如检验结果的各项指标都在突出危险临界值以下，则认为措施有效；反之，认为措施无效，必须补充防治突出措施，再进行效果检验。直至措施有效，方可放炮揭煤。（9）、放

56、炮揭煤及穿过煤层爆破设计通过排放效果煤层无突出危险性后，封堵排放钻孔，采用超前小导管对开挖轮廓外岩体进行超前注浆加固，同时安装钢架，而后采用震动放炮揭煤。揭煤时，掘进工作面与煤层之间必须保持一定岩柱，其最小垂直厚度应不小于1.5m，遇岩石松软、破碎，还应增加岩柱厚度。1）、石门揭煤采用“低爆力震动放炮部分露煤揭石门”方法。露煤揭开石门及过石门坎图如下：煤层1.5m1.5m拱顶揭开石门后扩挖顶部过石门坎石门长度3-3.5m循环进尺(0.7-1.0m) A、揭开石门a、刷斜面或台阶。b、石门钻眼及爆破石门爆破的炮眼长度按一次揭开石门长33.5m确定，顶部露煤长度不大于1.5m，在岩石段装药(普通爆破)采用矿用安全炸药和矿用安全电雷管。c、支护斜面顶板设临时支护，揭开石门进行锚喷支护后立即进行斜面部分的顶板扩挖进行支护。d、石门必须一次揭穿。B、过石门坎施工原则：勤检验、短进尺、弱爆破、强支护、快喷锚。a、勤检验揭开煤层后，检验工作面前方10m地段有无突出危险性，若指标合格掘进5m。然后再检验10m，掘进5m，如此循环。指标不合格，停工进行钻孔排放。b、短进尺：每次爆破掘进1.0m，防止冒顶。c