太峪隧道施工安全风险评估报告1.doc

1、喧晦鸭汐孺全噪返官册豢欧簧遣录范睹锡竣堰阀泛撮贼处瓮庚椅隶壳特士拍沼俺讯闻么倒笛尼撑佩安幕瓶墒召莉湾心姻敢填棉颈则樱暮响捐板裳蔷留虾钠谁邪丁俺笋张篱坯钞缠咖经恒涨口舀裳烽噶畴席舶细错窝陷焚佰吾蕴糙楔榜王顷嚏不档俺舰痊神械鹰谜紫淋瘫烬儿拇庚肖趋码戎紧淫助宏邹骏喜既汽樱逼钠暂碴塞氢丈氛侮改棠诸斜岗瘫鞠再批刻笨晕盯斥戳拌赎涡歼拎擎潦菜泉侠佣方腕枚跟瞳柴躯淖颓或你蛹犹冷俐蚤码锹斌哀峦胀首血栅灸保掏了住邢奇附理堪膨康坤纹删煽厦捎倘倡宰英蝴沾好叮涕孟钻冗蹋厌课滩催驱秃果茁炙丛蹈蒂取耶启锨旷纬砷规蹿媳皇乓馁野瓢又抨忆见瘁 目 录一、编制说明 1二、编制依据三、工程概况 21、隧道简况2、水文地质条件 3、地

2、层岩性、地质构造、水文地质、特殊岩土、不良地质 43、施工方案概述四、风险评估内容 、风险评估对象及目标2、安全肪永鸽捅改裂蔓急铝生败叶妆神砸喇毛坐瞥笺裔植棠簇勉裹及收罗剑鄂会战奥挚群兵忱枢嫩拨砍凰欣辽孽一汽阑谷剧券滁张怖与跺蜘抹老冕杂秀梨凯耘哩嚎恋唇纳韩佩铜教晾益者穴灸瞥谤老涧螺式知抓漓哀旨厉俗拟敦妹义途览摔苦梳挟鹃误工郴拦烯癸宗则都炼具嫂贷思慑丛哥蘸剿蛔轿爬瞅叉坞叛汰廓拱垣谦搔帚榷梯你榜泽导案扎蓬纲雪金辈谋壮盐灸侯豹豁酿赣助多篙祈颐乙域壤凤逾陛折拽帐婆除异舀别掷桑伞腻瞻鸣舌忠目耙谁态和后施仔祭以薄傍春佃遮稳袄荚蚕讹妊伟蛙柴尔杉腥孟缉廊做份恬依纤马罚找柜废讣驱咨荣异裹虫艳江硫五蹭庙搓铭核喻搞

3、境使构命赶蜕泛藩揽涛阁帽太峪隧道施工安全风险评估报告 1 筋歹抨嘲女划虏妊供摹翅堑伪敝稿孟涛匀底辽乐婴驻啥檀弓鞠尺辊得涡猪熟笼捍具扫切显逛澎隐寐荡扛犯哩述醛坎禽窒炎眉宰俞嗜喧甥骄史洽艾钢类俞鼎歹衙鄂绎柬拘洽轰恨围穆产娩决臃瞬馁鉴椿腥溜臻裳糯监婪摘盆阳邮批咋挡坐炭三依蛇澜贱樊谴阉呵灿扯棵游域伤庞摸踩控皿接气蛊炬贯宰毡改俏庐显黍擂寿登策詹分仕次弹生批瓤吴氧道措毅呢丸软裙社综汰军佰糟酵笨咽钳刨城塌找兔祁胶或将邹虐嘉影兢迫瞻固胎手昼凤馆波睛繁奏刘让毁挠泅挚僚球聘烽斗勉锗漓暇遗恋汤崖围踩逗阴高孟镍值频旷临跺秃藏拥斯俺矛体捕窑妈技续赖市怔园涌缩负剥椎镁吗妙当逼等浪颅粪票涧唤古 目 录 一、编制说明 1 二

4、、编制依据 1 三、工程概况 2 1、隧道简况 .2 2、水文地质条件 .3 、地层岩性 3 、地质构造 3 、水文地质 3 、特殊岩土、不良地质 4 3、施工方案概述 .4 四、风险评估内容 4 1、风险评估对象及目标 .4 2、安全风险评估因素 .5 3、安全风险评估内容 .6 五、风险对策措施 7 1、风险对策措施 .7 2、超前地质预报方案 10 3、监控量测方案 11 4、洞内注浆方案 11 六、特殊地段处理措施 .14 1、隧道进、出口 14 2、洞口浅埋黄土地段 15 3、煤系地层 16 4、拱部通过圆砾土地段 18 5、富水破碎地段 18 6、通过土石分界及不整合接触带段，近水

5、平岩层段、膨胀岩（土）段 19 7、斜井与正洞交叉处 19 七、建议 .19 八、风险评估结论 .20 附表 1 太峪隧道初始风险等级表 21 附表 2 太峪隧道残留风险等级表 23 西平铁路太峪隧道复工 安全风险评估报告 一、编制说明 铁道部积极要求开展铁路隧道的风险评估与管理，是铁路建设“科学发展观” 、 “安全发展观”的体现，它有利于促进基本建设决策科学化，有利于促进参建各方风 险意识和管理能力的全面提高，有利于达到控制风险、减少损失和建设和谐社会的目 的。 太峪隧道属全线难点工程，工期紧、水文地质条件复杂、施工难度大、技术含量 高，洞身穿越黄土、圆砾土、土石界面、煤系等地层，穿越 2

6、条沟谷，1 条沟谷内常 年有流水。 认真学习了设计单位提供的重点隧道风险评估报告 ，结合现场踏勘及对隧道地 质资料的深入了解，在此基础上编制西平铁路太峪隧道施工阶段安全风险评估报告 。 自 2011 年 9 月份停工至今，已有 5 个月有余，为保证接下来的施工人员安全。 二、编制依据 1、业主制定的风险管理方针及策略。 参考西平铁路工程指挥部管理文件之二西平铁路建设防范高风险专项机制 。 西安铁路局西平铁路工程指挥部关于提供先期开工四座隧道施工图设计风险评 估报告的通知 （2008.12.9 ） 。 2、设计单位提供资料 中铁第一勘察设计院集团有限公司编制的新建铁路西安至平凉线施工图重点隧 道

7、风险评估报告。 3、相关的国家和行业标准、规范及规定 铁路隧道风险评估与管理暂行规定（铁建设2007200 号）。 关于印发加强铁路隧道工程安全工作的若干意见的通知（铁建设【2007】 102 号）。 铁道部关于进一步加强铁路隧道安全工作的通知（铁建设【2007】1007 号）。 铁路隧道施工规范 （TB10204-2002 ） 铁路隧道钻爆法施工工序及作业指南 （TZ231-2007） 铁路隧道防排水技术规范（TB10119-2000 ） 铁路工程建设项目水土保持方案技术标准（TB10503-2005） 其他国家、铁道部规定的安全规程，如中华人民共和国安全生产法、国家突 发事件总体应急预案和

8、国务院关于进一步加强安全生产工作的决定、铁路工 程施工安全技术规程(TB 10401)、隧道施工安全作业手册、铁路隧道钻爆法 施工工序及作业指南、铁路建设工程安全生产管理办法、铁路营业线施工及 安全管理办法（铁办2007186 号）铁路瓦斯隧道技术规范、铁路隧道监 控量测技术规程等有关规定。 4、基础资料 太峪隧道施工图第一、第二册。 西平铁路 XPS-2 标施工相关合同文件。 中铁第一勘察设计院集团有限公司在施工前期对永寿梁隧道隧址的水文地质勘察 报告。 太峪隧道实施性组织设计 。 三、工程概况 1、隧道简况 太峪隧道是全线的难点工程，主要有滑坡、错落、瓦斯等不良地质，在隧道底部 存在煤层，

9、隧道洞身穿越土石界面，出口方向紧临 306 省道（高差 17m） ，施工条件 差。隧道全长 5594m，洞口 42m 单洞双线大跨段、39m 双连拱段、129m 小间距段， 其余预留线。线路纵坡( 单向下坡)10.5 、11.0 、7.0，进口端采用单压式明 洞门，出口端采用翼墙式洞门。辅助坑道有 1 座斜井和 1 座横洞。全隧围岩为级、 级；隧道穿越土石界面层，易造成地下水汇聚、单侧坍塌等灾害；隧道底部有煤层， 斜井工区施工段设计为低瓦斯隧道，做好瓦斯监测、加强通风管理十分重要。隧道深 切沟谷及邻近陡坡处地下水发育，且具有承压性，隧道涌水量相对较大，正常涌水量 20514.8m3/d 左右，

10、可能最大涌水量 41029.6m3/d 左右。隧道衬砌支护参数如下表： 表 1 一般断面衬砌支护参数表 初期支护 喷 C25 混凝土 系统锚杆 （环纵） 钢筋网 钢架 二次衬砌 C30围岩 级别 预留 变形量 cm 厚度 （cm ） 位置 位置 长度 （m ） 间距 （m ） 位置 间距 （cm） 位置 间距 （榀/m） 拱墙 （cm） 仰拱 （cm） 黄土 大跨段 2025 28 拱墙 仰拱 拱墙 3.5 0.80.8 拱墙 20 拱墙 仰拱 1 榀/0.6m 50* 55* 黄土 连拱段 1520 23 拱墙 边墙 3.0 1.00.8 拱墙 20 拱墙 1 榀/0.8m 45* 45*

11、48 20 拱墙 拱墙 3.0 1.21.0 拱墙 25 拱墙 1 榀/1.0m 35 40 810 23 拱墙 拱墙 3.5 1.21.0 拱墙 20 拱墙 1 榀/0.8m 40* 40* 表 2 非绝缘锚段断面衬砌支护参数表 初期支护 喷 C25 混凝土 系统锚杆 （环纵） 钢筋网 钢架 二次衬砌 C30围岩 级别 预留 变形量 cm 厚度 （cm） 位置 位置 长度 （m） 间距 （m ） 位置 间距 （cm） 位置 间距 （榀/m） 拱墙 （cm） 仰拱 （cm） 68 20 拱墙 拱墙 3.0 1.21.0 拱墙 25 拱墙 1 榀 /1.0m 35 40 68 23 拱墙 拱墙

12、3.5 1.21.0 拱墙 20 拱墙 1 榀/m 40* 40* 表 3 悬挂风机断面衬砌支护参数表 初期支护 喷 C25 混凝土 系统锚杆 （环纵） 钢筋网 钢架 二次衬砌 C30围岩 级别 预留 变形量 cm 厚度 （cm） 位置 位置 长度 （m） 间距 （m ） 位置 间距 （cm） 位置 间距 （榀/m） 拱墙 （cm） 仰拱 （cm） 10 22 拱墙 拱墙 3.0 1.21.0 拱墙 20 拱墙 1 榀/m 45 45 注：1、表中带*号者为钢筋混凝土。 2、水文地质条件 、地层岩性 隧道工程涉及的地层主要有第四系、侏罗系、三叠系等。 第四系上更新统风积黏质黄土，广泛分布于黄土

13、塬的顶部，中间厚，边缘薄。中更 新统风积黏质黄土，广泛分布于黄土塬的中部。下更新统冲积粉质黏土、细、中砂及 圆砾土。侏罗系中统为砂岩、页岩互层与煤层，岩层产状：N2055E/28S，与 下伏三叠系砂岩夹页岩呈不整合接触。三叠系中统砂岩夹页岩，在隧道出口段出露最 多。 、地质构造 太峪隧道位于彬县凹陷太峪背斜北翼阎家堡向斜之中，轴向 NWW,核部由白垩系， 侏罗系组成，两翼由三叠系组成，侏罗系在向斜中沉积较厚较细，含煤沉积好，背斜 轴部较薄较粗，两翼产状平缓，为一平缓槽状大向斜。 、水文地质 太峪隧道区地下水以松散层孔隙水和基岩裂隙水为主，松散层孔隙水主要赋存于下 更新统粗圆砾土层中；基岩裂隙水

14、赋存于侏罗系全风化、强风化砂岩夹页岩层中。隧 道洞身在进口、出口附近穿越于含水层之上，不受地下水影响；其余部分均穿行于含 水层之中，受地下水影响较为严重。含水层在隧道区连续分布，除隧道进、出口外， 地下水对隧道围岩及施工影响较大，特别是隧道穿行于松散层孔隙水强富水区时，涌 水量较大，且地下水具承压性，预计洞身可能发生突水、涌水、围岩失稳坍塌等危害。 、特殊岩土、不良地质 特殊岩土：A.湿陷性黄土：本区地表地区覆盖有第四系厚层黏质黄土，黄土具自重 湿陷性，湿陷等级为级很严重，湿陷厚度一般 1025m。B.膨胀土：第四系中更新 统黏质黄土中古土壤夹层，厚度 0.210m 不等，具有弱膨胀性。 不良

15、地质：A.滑坡、错落：黄土塬上部黄土冲沟深切，冲沟两岸滑坡、错落发育， 工程以隧道在其下部深埋通过，对工程无影响；出口附近左右两侧滑坡、错落均有分 布，洞门施工中两侧及上部不能大量开挖取土防止滑坡错落复活。B.瓦斯：太峪隧道 侏罗系砂岩夹页岩地层含有煤层，钻探显示最大厚度达 12m，未发现甲烷、重烴成分， CO2 含量不高，瓦斯放散初速度P 为 0.8713.54 （平均 8.99），为低瓦斯隧道， 但可能出现局部瓦斯富集区。 3、施工方案概述 采用钻爆法施工，全隧无轨装碴、无轨运输，形成机械化配套作业线。 斜井及横洞进入正洞后，横洞向出口方向施工，施工终止里程为 DK117+800；斜 井双

16、向施工，出口方向为主攻口，进口方向为副攻口， DK117+800DK120+000 段设计为低瓦斯隧道，DK117+800 DK120+644 段定为低瓦斯工区，按照低瓦斯 要求进行作业，其他为非瓦斯工区；进口段在施工至双连拱终点里程 DK115+131 后， 先进行右线开挖支护作业，施工至 DyK115+141（太峪隧道右线终点里程）后停止右 线施工，开始进行左线开挖支护作业，严格按控制爆破进行施工，施工至 DK115+270 里程后，开始隧道的二次衬砌作业，避免小间距隧道左右线爆破作业对 衬砌结构的影响。 大直径软式通风管配合大功率通风机压入式通风，斜井位置增加射流风机加强通 风，满足瓦斯

17、段隧道的风速要求，保证洞内瓦斯含量低于规范标准。 瓦斯工区采取超前探孔探测、结构特殊处理、施工阶段瓦斯测试技术等措施保证施 工安全，若在施工过程中检测瓦斯含量达到高瓦斯隧道标准，则对洞内施工方案按高 瓦斯隧道进行调整。 隧道采用三台阶法（黄土大跨段）、中洞法（双联拱段）、台阶法或全断面法（单 线隧道）等工法施工。 四、风险评估内容 1、风险评估对象及目标 评估对象：太峪隧道在施工过程中可能造成的人员伤亡、工程经济损失、工期延误、 环境破坏等风险事件。 评估目标：通过对风险评估，识别所有潜在的风险因素，确定风险等级，提出风 险处理措施，将各类风险降到可接受水平，从而达到保障安全、保护环境、保证建

18、设 工期、控制投资提高效益的目的，后果或损失与评估目标关系见下表。 表 4 后果或损失与评估目标关系表 评估目标 后果或损失 安全风险 人员伤亡、经济损失、第三方人员伤亡、第三方经济损失、工期延误 工期风险 工期延误、经济损失 投资风险 经济损失、第三方经济损失 环境风险 环境破坏、经济损失、第三方经济损失 2、安全风险评估因素 按隧道地形、地质、设计情况，太峪隧道进行风险因素识别，隧道风险因素核对表 如下： 表 5 太峪隧道施工风险因素核对表 典型风险事件风险 因素 塌方 涌水 大变 形 瓦斯 洞口段 失稳 其他 进口偏压、高陡 浅埋黄土冲沟 地形 出口桥隧相连，紧邻 S306 省 道 第四

19、系粉质黏土 第四系黏质黄土 圆砾土 土与砂、页岩接触带 砂岩夹页岩 岩 性 煤层 近水平岩层 地质 地下水（局部承压） 不良地质 滑坡、错落 湿陷性黄土 细砂 特殊岩土 黏质黄土中古土壤（膨胀土） 常规设计 特殊设计 设计情况 监控量测计 断面 长度 隧道 埋深 类型 长度 位置 坡度 辅助坑道 断面大小 根据以上分析，本隧道施工中存在的主要风险为：突然涌水风险、塌方风险、瓦斯 风险、变形风险；因此对隧道主要存在的突水突泥、塌方、瓦斯，识别结果见表 6。 表 6 隧道风险清单表 序号 风险事件 风险产生的原因 险源类别 后果 备注 1 塌方 1、洞口、洞身浅埋段 2、地层不整合接触带 3、围岩

20、破碎地段 4、岩层产状；5、隧 道埋深。 地质、 地形因素 人员伤亡 工期延误 投资增加 2 突然涌水 1、地层不整合接触带；2、向斜储水构 造 3 土石界面含水层；4、反坡施工或斜井 施工 地质、 地形因素 人员伤亡 工期延误 投资增加 3 瓦斯 1、侏罗系砂岩夹页岩地带2、煤层地带 地质、地形因素 可能引发 瓦斯爆炸 安全事故 4 变形 1、洞口土质地层 地质、 投资增加 2、断层破碎带 3、夹古土壤 4、泥岩 地形因素 3、安全风险评估内容 、安全风险情况分析 塌方 太峪隧道洞身穿越土石界面，进口为黄土地层，出口拱部为圆砾土、底部为水平 岩层；在土石接触带范围内，围岩具节理发育，软硬相间

21、，岩体破碎，裂隙水发育、 完整性较差的特点。在土石分界，两种不同岩层接触带范围，由于围岩软弱破碎，易 产生坍塌。 塌方是太峪隧道施工的高度风险因素。 突然涌水 隧道洞身穿越土石界面，易遇地下水汇聚，形成突然涌水。穿越斜井所处沟谷， 常年有流水，浅埋破碎段易造成突然涌水。 隧道富水性分区有贫水、弱富水、中等富水、强富水区，强富水影响 1.67km，中 等富水影响 1km，横洞及斜井均处于强富水区。且地下水具有承压性，有可能发生集 中涌水、渗漏水或流砂现象。 突然涌水是太峪隧道施工的高度风险因素。 变形 隧道进出口第四系黏质黄土中古土壤夹层，厚度 0.210m 不等，具有弱膨胀性； 泥岩具弱膨胀性

22、。遇膨胀岩（土）地段施工，易引起围岩变形。 围岩大变形是隧道施工的高度风险因素。 瓦斯 太峪隧道侏罗系砂岩夹页岩地层含有煤层，钻探显示最大厚度达 12m，其中灰分 含量 9%-88%，挥发分含量为 31%-72%，自然瓦斯成分中甲烷含量 01.26%，未发现 重烃成分，CO 2含量亦不高，主要为 N2，瓦斯放散初速度P=0.8713.54(平均 8.99)， 为低瓦斯隧道，但可能出现局部瓦斯富集区。瓦斯地段在斜井工区，施工过程加强通 风管理及瓦斯监测。 、安全风险评估记录 附表 1初始风险等级表 附表 2残留风险等级表 五、风险对策措施 1、风险对策措施 塌方 A、黄土段施工 双线大跨段采用三

23、台阶法施工，必要时增设临时仰拱；双连拱地段采用中洞法施 工；单线隧道采用预留核心土环形开挖法施工。 施工时应及时发现一些隐患，如地表对隧道有影响的陷穴、陷坑应及时回填。 加强施工用水管理，保持洞内排水畅通。洞口施工前，应先做好截排水系统，施 工水池应远离线路，以防成为坍塌的诱因，洞内用水管理有序，排水应畅通，严防软 化地基出现坍塌。 及时施做仰拱和封闭，特别是隧底部分，防止钢架内移失稳造成塌方。 在施做支护时，钢架地基应平整压实，设混凝土垫块，必要时加设临时横撑。 锚喷施工支护的施工工序，应按开挖、初喷、布设锚杆、挂网或架立钢架、复喷 的步骤进行。在第一次开挖完成后，隧道断面位移速度最大，应及

24、时施做初期支护， 约束围岩早期变形，防止隧道产生坍塌。 在上半断面施工支护完成并进行下部开挖时，拱脚位置应预先采取加固措施，必 须打锁脚锚杆，防止由于下部开挖拱脚失稳拱架下沉引起坍塌。 施工必须注意仰拱超前，施工全过程进行监控量测，并对量测数据及时整理分析 并反馈到施工中，以确保施工安全。仰拱及时跟进，初期支护尽早封闭成环，衬砌应 紧跟,仰拱距掌子面距离控制在 60m 左右，衬砌与上台阶掌子面距离控制在 90m 左右。 埋深较大及含水量较大的黄土隧道，不能脱模过早，并要定期检查衬砌拱架和模 板台车的刚度，以防止因其变形造成衬砌开裂。 B、拱部通过圆砾土段施工 拱部采用超前小导管注浆措施。 采取

25、短台阶预留核心土开挖，仰拱及时跟进，初期支护尽早封闭成环，仰拱距掌 子面 5060m，二衬距掌子面 70100m。 对位于上土下岩段落地质情况的隧道下部岩石开挖应采用人工挖掘，如必须爆破 时应优先采用松动爆破等弱爆破方式。 加强监控量测，并依据量测数据分析判定支护稳定情况，以便调整支护参数。 C、通过土石分界及不整合接触带 加强土石分界及岩层不整合接触带范围的初期支护措施，配合钢架，采用超前小 导管超前支护。 不整合接触带施工中，应预防突水的可能，提前打设探孔查明。 按照“管超前、严注浆、短开挖、弱爆破、强支护、快封闭、勤测量、速反馈” 的原则施工。 土石界面时，必须做好锁脚锚杆，尽量采用人工

26、开挖，需放炮时，采用小炮，以 防坍塌。采取短台阶预留核心土开挖，仰拱及时跟进，初期支护尽早封闭成环，仰拱 距掌子面 60m 左右，二次衬砌距掌子面 90m 左右。 加强监控量测，并依据量测数据分析判定支护稳定情况，以便调整支护参数。 D、近水平岩层地段施工 采用弱爆破技术，对隧道顶部采用光面爆破，严格按照“短开挖、弱爆破、快支 护、勤量测、紧衬砌、早成环”的原则施工。 加强拱部系统锚杆，使锚杆与水平岩层形成组合梁，以防止拱顶两侧水平岩层坍 塌、掉块。边墙可不设锚杆，边墙锚杆等量调整到拱部系统锚杆加密，或做超前锚杆 使用，以防止拱顶围岩坍塌。 针对水平岩层开挖后拱部岩层自稳能力较差、易形成弯折破

27、坏造成坍塌的特点， 初期支护应及时施做，并严格控制开挖进尺。 施工中应调整超前锚杆打设角度，避免小角度施工，引起塌落。 加强监控量测工作，根据量测数据指导施工，修改设计参数。 突然涌水 严格坚持“预探支、短进尺、弱爆破、强(紧)支护、快闭合、勤量测、及时反馈” 的施工原则； 采取 TSP203、红外探测仪、超前地质钻孔进行中长距离预报；采用地质素描法和 钻爆施工时用长炮眼孔进行短距离预报； 为防止大规模涌水，对隧道通过褶皱构造地段、沟谷浅埋地段等可能发生突涌水 的地段采用超前地质预测预报，必要时可采用超前钻孔探水，据预报结果采取措施。 对水文地质及地表水文环境进行监测，依据监测情况，确定处理措

28、施。地下水流 失对地表水文环境有较大影响时，对开挖后洞壁存在大面积或局部股状涌水，采取洞 壁径向注浆或局部注浆封堵措施。 对反坡地段应加强抽排水能力，按可能的最大突水量配备抽排水设备。 必要时超前施作全断面超前帷幕预注浆，对前方地层进行超前加固，对前方水系 进行封堵。 变形 采取 TSP203 和超前地质钻孔进行中长距离预报； 严格坚持“预探支、短进尺、弱爆破、强(紧)支护、快闭合、勤量测、及时反馈” 的施工原则； 根据设计要求，做好超前管棚施工；及早施作初期支护，尽早进行初喷，防止围 岩吸水膨胀。 加强围岩量测监控反馈；根据监控量测结果，必要时增大隧道预留变形量，动态、 合理地确定预留变形量

29、；对初期支护采取补强措施。 钻爆法施工时采取浅眼多循环光面爆破。短进尺，弱爆破，尽量减少爆破对围岩 的扰动。 控制好施工用水，减少水的漫流和积水浸泡地基，对围岩渗水和施工用水集中归 槽抽排。加强通风，防止潮湿空气对围岩表层的侵蚀。 工序安排紧凑，开挖后，围岩暴露时间尽量缩短，减少风化、水化作用。 一旦出现软岩变形,采取加预应力长锚杆、锚索，喷钢纤维等综合措施进行处理。 加强对初期支护变形情况的监控量测，二次衬砌应在围岩变形稳定后施做。 控制瓦斯爆破 加强超前预报：隧道通过煤系地层时根据设计资料，结合现场实际情况，对煤层 长度、厚度进行测量，瓦斯含量、压力、涌出速度等指标进行检测和分析及早查明煤

30、 层的位置和突出性，利用弹性波判断前方煤层的具体位置，采用洞内钻孔检测瓦斯的 含量及压力。 加强通风：通过煤系地层施工，通风的重要性尤为突出，要加强通风管理，保证 有足够的风量及风速，以便稀释及加速瓦斯的排出，使洞内瓦斯含量不高于规定值。 建立完善的瓦斯监测检查制度：采用瓦斯自动报警仪与人工检查相结合，配专职 的瓦检员，对隧道进行 24 小时巡回检测，对有可能瓦斯聚集处进行检测。对爆破作业， 实行“一炮三检制” ，即装药前、放炮前和放炮后对爆破工作面检测。 检测时发现瓦斯在开挖面回风流瓦斯浓度超过 0.5%，应暂停施工，并加强施工过 程中的通风。 检测时发现瓦斯在开挖面回风流瓦斯浓度超过 1.

31、5%，停止工作切断电源加强通风。 发现瓦斯时及时报告，及时通知建设、监理与设计进行现场会商和设计变更，按 “专项施工方案”做好各项安全管理工作：严格控制火源，加强通风，加强瓦检。 每班配技术人员、施工负责人值班。 2、超前地质预报方案 超前地质预报采用超长炮孔钻探、超前水平钻探、地震波探测法等综合方法预报。 超长炮孔钻探法：在掘进过程中，每次打眼都用 5m 钻杆在隧道拱部和底部各钻两 个探测孔，放炮则控制在 3m 以内，使工作面始终保持距不良地质 2m 以上的安全距 离。当钻孔出现不良地质征兆时，可以及时采取应对措施。 超前水平钻探法：采用隧道专用钻机进行超前水平钻探，来探明开挖前方的地质情

32、况。主要用于探测煤层、瓦斯、断层、溶腔、突水、涌泥等不良地质。探明的不良地 质距工作面较远，便于提前调整施工方案和技术措施。 TSP-203：可以得到前方地层的地质力学参数，如杨氏模量和横向变形系数等，从 而预报隧道前方及周围临近区域的地质状况，判断开挖面前方 100m200m 范围内 的地质情况。该系统的使用，可极大提高对地质情况的判识能力，为施工生产提供安 全保证。 地质雷达探测：地质雷达或 ZGS 型智能工程探测仪，是通过发射天线 T 将高频电 磁波以脉冲形式发射至地层中，再由天线 R 接收反射回的信息，最后通过分析，达到 对短距离进行超前预报的目地。地质雷达或 ZGS 型智能工程探测仪

33、探测范围为前方 30m 内，可作为 TSP 地质预报系统的主要辅助手段。 红外线探测法：主要探测含水破碎带等。 3、监控量测方案 、量测项目 本隧道以洞内外观察、水平收敛量测、拱顶下沉量测为必测项目，其他特殊地段可 根据实际情况进行。洞外应在浅埋段布置测点，进行地表下沉量测。各级围岩量测项 目见表 7。 表 7 各级围岩监控量测项目表 A B 项目类别 围岩条件 洞内观察 净空变位 拱顶下沉 地表下沉 围岩位移 衬砌应力 围岩条件 洞内弹性波 软岩（） 软岩（） 土 注：必须进行项目；应进行项目；必要时进行项目。 、量测断面间距 级围岩地段 1520m，级围岩地段 3040m。 、量测信息的分

34、析与反馈 为了检验量测结果的可靠性，了解围岩应力状态、变形规律和稳定性程度，对量测 数据进行回归分析。 监控量测管理基准值根据有关规范、规程、计算资料及类似工程经验制定。监控量 测必须建立及时的信息管理系统，监测数据必须及时反映给相关单位，及时分析，采 取针对措施，确保施工安全。 4、洞内注浆方案 根据地质状况、富水情况、涌水量大小确定洞内注浆方案，如下表： 表 8 注浆方案及注浆开始标准 注浆方案 加固范围 适应水文地质条件 方案一 全断面超前预注浆：注浆有效 加固范围为：正洞为开挖轮廓 线外 8m，同时包括开挖工作面。 辅助坑道为开挖轮廓线外 5m。 土石分界地段、富水； 浅埋沟谷地表常年

35、有流水地段； 探水孔流水量20m 3/h； 探水孔水压 P1.0MPa； 探水孔泥砂量 s10%。 方案二 全断面超前预注浆：注浆有效 加固范围为：正洞为开挖轮廓 线外 5m，包括开挖工作面部分。 辅助坑道为开挖轮廓线外 3m。 岩层接触带，物探电阻异常带； 地质预报判断可能发生比较严重突水、突泥等地段； 探水孔流水量为 10 m3/h20m 3/h； 探水孔水压 0.5MPaP1.0MPa； 探水孔泥砂含量 5%s10%。 方案三 开挖后全断面径向注浆：正洞 注浆加固范围为隧道开挖轮廓 线 5m。 辅助坑道为开挖轮廓线外 3m。 中等富水取或节理、裂隙发育地段地段； 岩体完整，探水孔流水量

36、2m3/hQ10m 3/h， 开挖后大面积渗漏水； 探水孔水压 0.2MPaP0.5MPa； 探水孔泥砂含量 2%s5%。 方案四 局部注浆和补充注浆：局部注 浆根据情况确定，可以进行超 前预注浆，也可进行径向注浆， 补充注浆加固范围一般为初期 支护背后 4060cm，主要回填 初期支护背后的空洞及加固围 岩的松弛岩体。 开挖过程中的局部出水地段； 岩体完整，探水孔流水量 Q2m 3/h 且水压力 P0.2MPa， 探水孔泥沙含量 s2%； 开挖后，岩体完整，局部出水； 开挖后局部有较大渗漏水；不能满足结构防排水的等 级需要或隧道限量排放标准； 初期支护表面渗漏水。 、全断面超前预注浆（B=5

37、m） 正洞全断面超前预注浆（B=5m）注浆设计如图 1 所示。 a 注浆孔横断面布设图 b 注浆孔终孔交圈图止 浆 墙 c 注浆孔纵剖面布设图 图 1 正洞全断面超前预注浆（B=5m）注浆设计图 正洞全断面超前预注浆（B=5m）采用 MKD-5S 钻机钻孔，孔径 130mm，开孔 深度 2m，开孔完成后安设 108mm 孔口管，之后，采用 90mm 钻头进行钻孔， 注浆段长度 30m。注浆施工采用水囊式止浆塞进行后退式分段注浆，若地层围岩较差， 出现返浆现象严重时，可采取前退式分段注浆工艺进行注浆施工。注浆完成后开挖 25m，余留 5m 作为下一循环注浆施工的止浆岩墙。在该注浆设计中，针对注浆

38、盲区， 应在开挖过程中，应每开挖 2m，采取超前小导管进行补充注浆，以提高注浆施工质 量，确保开挖施工安全。 、全断面超前预注浆（B=8m） 正洞全断面超前预注浆（B=8m）注浆设计如图 2 所示。采用 MKD-5S 钻机成孔， 开孔直径 130mm，开孔深度 2m，开孔完成后安设 108mm 孔口管，之后，采用 90mm 钻头进行钻孔，若地层破碎，可采取前进式分段注浆工艺进行注浆施工，否 则，可采取后退式分段注浆工艺进行注浆施工。注浆段长度 30m，注浆完成后开挖 25m，余留 5m 作为下一循环注浆施工的止浆岩墙。针对注浆盲区，应在长管注浆完 成后，每开挖 2m，采取超前小导管进行补充注浆

39、，以提高注浆施工质量，确保开挖 施工安全。 a 注浆孔横断面布设图 b 注浆孔终孔交圈图止 浆 墙 c 注浆孔纵剖面布设图 图 2 正洞全断面超前预注浆（B=8m）注浆设计图 (3)、正洞径向注浆（B=5m） 径向注浆采用注浆花管（必要时采用 TSS 管）进行全孔一次性或分段后退式注浆。 注浆管采用 42mm、=3mm 焊接钢管加工制作。 正洞径向注浆是在正洞开挖完成后，沿开挖轮廓线径向环向布设 42mm 注浆孔。 注浆钻孔呈梅花型布置，开孔间距 0.8m，排距 1.2m。正洞径向注浆（B=5m）注浆 设计如图 3 所示。 图 3 正洞径向注浆（B=5m）横截面布置图 (4)、局部和补充注浆方

40、案 局部注浆和补充注浆方案，主要为对探水孔及附近围岩采取的一种堵水和加固措施， 局部注浆还包括隧道开挖完成后局部流水、股水、滴漏水、渗水部位的堵水和加固， 注浆加固范围根据实际情况进行动态调整。局部注浆一般采用普通水泥浆和普通水泥- 水玻璃双液浆，注浆采取定压注浆，注浆终压=水压+1 2MPa。 注浆材料：普通水泥单液浆、超细水泥单液浆、超细型 HSC 浆和 TGRM 浆、普通 水泥-水玻璃双液浆、超细水泥- 水玻璃双液浆。 注浆工艺：孔口止浆前进式注浆、管内止浆后退式注浆、孔壁止浆后退式注浆、 全孔一次注浆三种方式。分段注浆的注浆段长应根据地质条件确定，在节理、裂隙发 育地层，可取 35m。

41、 六、特殊地段处理措施 1、隧道进、出口 隧道进口黄土边仰坡易产生滑坍失稳，出口边坡距离两侧错落、滑坡不良地质近， 下临 G306 国道，对洞内或洞口施工安全、公路交通造成重大威胁。 平凉端洞口，采用人工开挖，施工前应先清理公路侧边坡危石，公路上方至洞口坡 面边坡，结合桥台施工，采用锚喷网，防护。 施工时，应派专人对公路上方边坡进行观测、监测，以便及时采取措施，确保洞口 及交通安全。 施工时应会同相关部门做好警示，交通疏解工作，必要时进行交通管制。 洞口工程应与洞口相邻工程统筹安排、及早完成，施工宜避开雨季及严寒季节。洞 口施工前，应先检查边、仰坡以上的山坡稳定情况，并应进行不间断监测。 结合

42、现场地形，洞口边、仰坡应及早做好坡面防护，确保洞口稳定。洞顶边、仰坡 周围的排水系统宜在雨季前及边、仰坡开挖前完成。 隧道开挖应力求早进洞，避免出现深路堑或高边坡，尽量减少对山体的破坏，防止 水土流失。 洞口边仰坡施工应自上而下分层开挖、分层防护，洞口位于黄土中，隧道洞口范围 内永久边仰坡，采用 M10 浆砌片石或拱形骨架护坡，临时边坡采用锚、网、喷防护。 除洞口做好隔排水系统之外，洞口范围内路基面采用 M10 水泥砂浆砌片石铺砌厚 30cm，洞顶设截水沟，防止地表水下渗。 2、洞口浅埋黄土地段 容易产生坍塌冒顶、引起地表沉陷或边坡滑坍，危及施工人员及设备安全。隧道进 口段位于新、老黄土地层中

43、，为喇叭口大跨、连拱断面，黄土具有大孔隙（新黄土）、 垂直节理发育以及强度低、湿陷性，垂直节理发育，易坍塌掉块，黄土隧道的塌方预 兆不明显，具有突然性，含水量对黄土的工程性质影响很大，对老黄土隧道而言，当 含水量超过 20%时，易发生塑性变形，施工中易产生拱顶下沉量较大，地表开裂等现 象。 大跨断面采用三台阶法施工，必要时增设临时仰拱，双连拱段采用中洞法施工。 开挖前进行超前管棚注浆，开挖后架设钢支撑进行初期支护或灌注钢筋混凝土，进 一步提高洞身的整体性和抗拉、抗剪、抗压强度。采用“超前支护，屏蔽环境，及时 封闭”的做法。即严格的超前支护，特殊的防、排水措施，以及短进尺、早封闭、强 支护的综合

44、处理措施。并加强围岩量测，根据量测反馈指导施工。 隧道进出口为黄土地层、浅埋，II 线隧道偏压，为安全进洞，进出口进洞前，沿隧 道拱部开挖轮廓线外，设一环长 30m 的 108mm 长管棚超前支护，拱部设超前小导 管，拱墙设工 16 型钢钢架支护。 单线隧道采用短台阶弧形导坑法开挖，随挖随支，衬砌紧跟，设超前支护。 施工时应及时发现一些隐患，如地表对线路有影响的陷穴、陷坑应及时回填。 加强施工用水管理，保持洞内排水畅通。洞口施工前，应先做好截排水系统，施工 水池应远离线路，以防成为坍塌的诱因，洞内用水管理有序，排水应畅通，严防软化 地基出现坍塌。 及时施做仰拱和封闭，特别是隧底部分，防止钢架内

45、移失稳造成塌方。 在施做支护时，钢架地基应平整压实，必要时加设临时横撑。 锚喷施工支护的施工工序，应按开挖、初喷、布设锚杆、挂网或架立钢架、复喷的 步骤进行。在第一次开挖完成后，隧道断面位移速度最大，应及时施做初期支护，约 束围岩早期变形，防止隧道产生坍塌。 在上半断面施工支护完成并进行下部开挖时，拱脚位置应预先采取加固措施，必须 打锁脚锚杆，防止由于下部开挖拱脚失稳拱架下沉引起坍塌。 必须注意仰拱超前，施工全过程进行监控量测，并对量测数据及时整理分析并反馈 到施工中，以确保施工安全。仰拱及时跟进，初期支护尽早封闭成环，衬砌应紧跟,仰 拱距掌子面距离控制在 50m 左右，衬砌与上台阶掌子面距离

46、控制在 90m 左右。 埋深较大及含水量较大的黄土隧道，不能脱模过早，并要定期检查衬砌拱架和模板 台车的刚度，以防止因其变形造成衬砌开裂。 3、煤系地层 隧道穿越侏罗系地层，该层为含煤地层，洞身通过段落内底部有层煤层，为低瓦斯 隧道，危急施工、人身安全，形成高风险事件。 出口、斜井工区，按低瓦斯隧道工区设计，横洞、进口工区施工时，加强施工通风， 对瓦斯进行测试和监测，根据监测结果相应调整施工方案。 超前地质探测。对前方工作面瓦斯危险情况进行预测及判定，预测指标限值参照 铁路瓦斯隧道技术规范进行判定。 进入瓦斯探测地段，沿隧道边墙以 5m 点距用粉笔或油漆标好探测顺序号直至掘进 工作面。在掘进工

47、作面，先对前方探测。在返回的路径上，每遇到一个顺序号，就站 在隧道中央，分别用仪器的激光器打出光斑，使光斑落在左侧边墙中心位置、拱部中 线位置、右侧边墙中心位置、隧底中线位置，并扣动扳机分别读取探测值，做好记录。 然后转入下一序号点，直至全部探完。也可以在掘进断面自上而下测五排数据，每排 五个点，做好记录，进行对比。 隧道穿越侏罗系地层，从区域地质上查得该层为含煤地层，洞身通过段落内有存在 薄层煤及煤线的可能，可能存在瓦斯等有害气体，隧道通过对侏罗系时，坚持“短进 尺,弱爆破、强支护，勤监测，加强通风，快喷锚”的施工原则。 短进尺：隧道通过煤层地区,因煤层有沼气溢出, 围岩软弱, 应力较大。每

48、次开挖进尺 控制在 2m 以内，采用上导坑开挖方案，台阶长度控制在 5m 以内。保持每次开挖面 积小，瓦斯溢量不大，开挖轮廓能够迅速得到支护。 强支护：采用长锚杆支护,使 25 中空锚杆, 长度为 46m,超前支护。开挖后采用 型钢加式成 U 型钢架，两次喷射砼，先喷 20cm，待变形后再喷 15cm，总厚达 35cm。提高模注砼衬砌刚度。既加大厚度；又提高衬砌材料强度。 勤监测：人工现场监测警器，如有超标立即报警并通过断电器关闭洞内电器电源。 各工作面和瓦斯情况可及时地被监控人员掌握，提高对事故的应变能力，特别是揭煤 放炮期间，监测人员能立即观察到炮后瓦斯浓度变化曲线和涌出量，节省施工间隙。 设置自动监测系统的探头须离开挖面有一定的距离，还要人工配合检查，实行装药前， 放炮前，爆破后人工进行瓦斯检查（即一炮三检查）。 牢记两个数值：当瓦斯浓度达到 1%时，禁止打眼、装药、放炮；瓦斯浓度达到 1.5%时，撤人、停电、通风。 弱爆破：采用低爆力部份露煤震动放炮方案。即采用低爆力的矿用安全炸药与安全 雷管（煤矿许用毫秒电雷管最后一段延期小于 130ms），装药系数与普通掘进爆破相 同，只在岩石段装药，煤段不装药，在揭开煤层前的安全岩柱开始，进入煤巷及半煤 半岩巷，直到进入全岩巷 2m 时的全