长田隧道洞身开挖施工方案

和部分路段施工总承包第一合同段（K124+450～K127+950）长田隧道洞身开挖施工方案部分路段施工总承包第一合同段（K124+450～K127+950）长田隧道洞身开挖施工方案编制：审核：审批：目录TOC\o"1-2"\h\z\u一、编制依据、原则及范围 11.2编制原则 11.3适用范围 2二、工程概况 22.1总体概况 22.2地形地貌 22.3地质岩层 32.4水文地质及气象特征 3三、施工总体部署 53.1施工组织机构 53.2施工平面布置 63.3施工工期计划 63.4人员、设备计划 6四、洞身开挖施工工艺 94.1洞口与明洞工程 94.2隧道洞身开挖 16五、质量保证措施 395.1质量保证体系 395.2管理措施 395.3质量保证措施 40六、安全保证措施 406.1安全保证体系 406.2安全管理职责 406.3技术保证措施 41七、文明施工与环境保护 45台州湾大桥及接线工程PPP模式融资和部分路段施工总承包第一合同段（K124+450～K127+950）长田隧道洞身开挖施工方案一、编制依据、原则及范围（A）（1）《浙江省台州湾大桥及接线工程第1标段两阶段施工图设计》；（2）《浙江省台州湾大桥及接线工程第1标段详细工程地质勘察报告》；（3）《台州湾大桥及接线工程PPP招标文件》；（4）《浙江省高速公路施工标准化管理实施细则》。（5）《台州湾大桥及接线工程第一合同段施工组织设计》（6）《长田隧道施工方案》（B）（1）国家和交通部现行有关标准、规范、规则、规程、办法表1-1项目主要执行的国家和交通部现行有关标准、规范等序号标准编号标准名称1JTGB01-2014公路工程技术标准2JTGC10-2007公路勘测规范3JTGC20-2011公路工程地质勘察规范(附条文说明)4GB50026-2007工程测量规范5JTGF60-2009公路隧道施工技术规范6JTG/TF60-2009公路隧道施工技术细则7JTG/TF72-2011公路隧道交通工程与附属设施施工技术规范8GB/T50666-2011混凝土结构工程施工规范9GB6722-2014爆破安全规程1.2编制原则1、在详细调查研究的基础上，进行技术经济方案的比选，选择最优的方案进行施工；2、完善施工工艺，积极采用新技术、新工艺、新材料、新设备；3、根据工程特点和工期要求，安排好施工顺序及工序的衔接；4、提高施工机械化作业水平，提高劳动生产率，减轻劳动强度，加快施工进度，确保工程质量；5、符合环境保护、安全生产、及职业健康有关法律、法规的要求。1.3适用范围本方案适用于长田隧道洞身开挖施工。二、工程概况2.1总体概况长田隧道为分离式隧道，左线起讫点桩号为ZK126+605～ZK127+058，长453m，其中，进口明洞长18m，出口明洞长16m，Ⅴ级围岩长133m，Ⅳ级围岩长87m，Ⅲ级围岩长233m；右线起讫点桩号为K126+624～K127+060，长436m，其中，进口处明洞长18m，出口明洞长18m，Ⅴ级围岩长106m，Ⅳ级围岩长97m，Ⅲ级围岩长233m。如表2-1所示：表2-1长田隧道围岩情况表隧道工程Ⅴ级围岩Ⅳ级围岩Ⅲ级围岩Ⅳ级围岩Ⅴ级围岩ZK126+605～ZK127+058桩号ZK126+605～ZK126+675ZK126+675～ZK126+723ZK126+723～ZK126+956ZK126+956～ZK126+995ZK126+995～ZK126+058长度70m48m233m39m63mK126+624～K127+060桩号K126+624～K126+670K126+670～K126+731K126+731～K126+964K126+964～K127+000K127+000～K127+060长度46m61m233m36m60m2.2地形地貌隧道进口位于长田村南侧的长田南山坡体上，坡面植被发育，见竹林、松柏等。坡脚有一条小溪，流量约2000m3/d。坡体覆盖物较厚，为粉质粘土，厚约20m，下伏强——中风化凝灰岩，岩体节理裂隙发育，呈巨厚状，成洞性较好。隧道出口位于距县道黄泗线公路约500m处的山坡上，有一机耕路可通坡脚，宽约4m。坡体植被发育，为杂树林。出口处见一坟墓、电线杆。坡体上覆残破积物，主要为粉质粘土，厚约1m，下伏强——中风化凝灰岩，岩体节理裂隙发育，呈巨厚状。2.3地质岩层根据工程地质勘查报告显示，隧址区地层岩性较为简单，坡麓、坡脚部位分布第四系残坡积物（Q1el+dl）,下伏上侏罗统西山头组（J3X）凝灰岩，由上而下分述如下：1、第四系残坡积层（Q1el+dl）：岩性以灰黄色～黄褐色含碎石粉质粘土为主，可塑状。分部于山麓斜坡及坡脚，厚度1.60～21.50m。2、上侏罗统西山头组（J3X）凝灰岩：浅紫色、灰绿色，凝灰质结构，块状构造，为隧道的主要围岩，按风化程度不同，可划分为全风化、强风华、中风化三个风化带。全风化凝灰岩：浅紫色、灰绿色，原岩风化呈砂土状，局部夹强风化岩块，结构松散，易塌，进口段与坡顶分布，揭示厚度1.20-2.80m。强风华凝灰岩：浅紫色、灰绿色，凝灰质结构，块状构造，节理裂隙发育，多呈张开～微张，岩石被节理裂隙分割成碎石、碎块状，揭示厚度1.80～8.60m。中风化凝灰岩：浅紫灰色、灰绿色，节理裂隙发育，浅部呈微张，深部多闭合，裂隙中多为石英脉充填。岩体较完整，岩芯呈柱状～长柱状。揭示厚度16.50-102.40m。项目区位于华南褶皱系、浙江南褶皱带之东，温州～临海坳陷内黄岩～象山断坳南侧。影响本工程区的区域性深大断裂主要有北东走向的泰顺——黄岩大断裂和北东走向的温州-镇海深断裂，尤其泰顺-黄岩大断裂在三门湾南岸至椒江湾一带穿越本线路，受区域深大断裂影响，路线走廊带内断裂构造以北东走向为主，次为东西向和北西向。根据工程地质勘查报告，隧址区未发现有断裂带通过的迹象，区域地质稳定。2.4水文地质及气象特征1、地表水隧址区无常年性流水，东北部坡脚有鱼塘分布，雨季坡面或沟谷地带因大气降水而形成暂时性流水。2、地下水隧址区内地下水主要为基岩裂隙水，钻探显示地下水位埋深低于隧道设计标高，其对隧道围岩稳定性影响较小；雨季时洞室可能会产生滴水或渗水现象。3、地表水、地下水的腐蚀性评价根据隧道区所取地表水、地下水的水质分析报告，其结果见下表：表2-2水质分析成果位置PH游离CO2侵蚀CO2CI-SO42-HCO3-K++Na+Ca2+Mg2+NH4+地表水6.917.65.319.910.81.1218.89.67.8-ZKC82-2地下水7.013.24.422.726.11.227.619.25.8-备注除HCO3-单位为mmol/L外，其他均为mg/L依据《公路工程地质勘察规范》（JTGC20-2011）附录K水的腐蚀性评价标准，判定隧址区地表水、地下水对混凝土结构及混凝土结构中钢筋具有微腐蚀性。4、涌水量计算降水入渗法公式：Qs=2.74xaxWxA式中:Qs隧道正常涌水量（m3/d）；w-年降雨量：mm；A-汇水面积：km2；α-渗入系数：选用0.15。隧道穿越山岭地段，地表水不发育，地下水埋深大，位于洞室设计标高以下。对本区隧道设计标高以上面积进行统计，汇水面积约为0.11km2，年平均降雨量W=1645.3mm；本隧道区洞身地层以中风化岩为主，裂隙较为发育，结合该区地形特征，植被覆盖情况，渗入系数α选用0.15，则全隧道正常涌水量为：Qs=2.74x0.15x1645.3x0.11=74.4(m3/d)＜100(m3/d)，不易坍塌。三、施工总体部署3.1施工组织机构图3-1施工组织机构图人员职责划分详见表3-1：表3-1人员职责划分表序号管理职务姓名职责和权限1组长项目经理龚陈冲全面负责工程策划、资源调配、安全生产等工作2副组长总工王波主要负责方案编制、技术复核等技术质量管理工作3副组长生产经理唐向荣负责现场资源调配、工期控制等生产管理工作4组员安全总监戴洋负责工程施工安全管理工作5组员试验负责人鲁军鹏负责施工试验检测工作、负责完成灌注桩第三方检测6组员专业负责人倪兆良负责工程的现场实施，负责人员、设备的组织和安排，负责工程各个工序的施工安排等工作7组员专责安全员丁菲负责现场工程施工安全管理工作3.2施工平面布置长田隧道为左右分离式隧道，左线起讫点桩号为ZK126+605～ZK127+058，长453m，；右线起讫点桩号为K126+624～K127+060，长436m。现场共投入一个隧道施工队参与施工，施工队伍驻地及生产用房、场地均根据施工特点及现场实际情况布置在施工点附近。施工队伍及场地布置情况详见附图。3.3施工工期计划隧道工程开工日期:2016年4月1日，竣工日期:2017年8月5日，总工期:17个月。总体施工进度计划分为三个阶段：第一阶段：施工准备阶段。主要完成施工便道、供水、供电、生产生活用房、场地部署、控制点和本标段线路复测、复核技术资料，砼配合比的选择及进场材料的试验，办理征地拆迁以及解决通讯，组织机械设备、人员、材料进场等，本阶段拟在2016年3月份完成。第二阶段：2016年5月上旬至2016年12月上旬完成右洞施工。第三阶段：2016年11月中旬2017年8月初完成整个隧道的施工。表3-2工期计划安排隧道名称隧道长度施工部位工作天数开工日期完工日期备注长田隧道施工准备312016.3.12016.3.31右线K126+624～K127+060（436m）洞口工程302016.4.12016.5.20开挖及支护1552016.5.202016.10.3仰拱及衬砌1552016.6.22016.11.3路面及附属工程302016.11.52016.12.5左线K126+605～K127+058（453m）洞口工程302016.11.162016.12.15开挖及支护1702016.12.162017.6.3仰拱及衬砌1702017.1.162017.7.4路面及附属工程302017.7.52017.8.53.4人员、设备计划根据长田隧道工程数量以及工期进度安排，计划安排1支专业隧道队投入施工，平均上场人数100人，高峰期上场人数150人，并根据工程进度情况实行劳动力动态调整，施工队专业技工人数比例控制在75%以上。各种劳动力安排详见表3-1《本工程主要劳动力配置表》：表3-3主要劳动力配置序号工种数量（人）隧道队砼拌合站1爆破工882风枪手10103喷锚工14144钢筋工12125电焊工6516砼工161067架子工10108砌石工16169模板工1514110修理工43111电工43112钳工21113管道工43114其他工种3429515台车司机2216装载机司机21117挖掘机司机2218汽车司机1210219推土机司机1120空压机司机4421拌合机司机2222砼输送泵司机2223起重机司机2224配料机司机2225压纹人员3326测量人员3327试验员128安全员32129质检人员1130管理人员1284拟投入隧道工程施工的机械设备情况如表3-4所示：表3-4主要设备计划表序号机械名称型号单位数量备注1装载机柳工50型台2侧翻2挖掘机神钢210型台23空压机志高110SCY-8台44湿喷机耿立75型台15发电机玉柴250KW台16自卸车奥龙20m3台47管棚钻机岩峰MZ-400A台28电焊机上海通用50型台109型钢弯曲机宏途220型台110风动凿岩机天水24型台3011锚杆钻孔机YSP45台412搅拌机华域恒泰JS-500型台213注浆机华光HJB-3台414混凝土输送泵泰和达HB80型台115二衬台车9m台1四、洞身开挖施工工艺4.1洞口与明洞工程本标段左线明洞共34m，右线明洞共36m，明洞共长70m。表4-1隧道明洞一览表线路进洞（m）出洞（m）左线1816右线1818隧道进口段明洞基底采用粉喷桩加固，同时完成地表排水系统。完成基底加固和地表排水系统后进行明洞开挖，开挖采取分层开挖，分层支护，自上而下，边挖边护的明洞边坡加固处理方法。明洞与仰坡开挖同时进行，洞门与明洞整体浇筑。进洞采用先施作超前小导管、短进尺、弱爆破、快循环、早封闭的施工方案。4.1.1洞顶截水沟施工截水沟位置根据现场实际情况设置在洞口仰坡和地面交接线5米以外。施工工艺流程如图4-2所示：图4-2浆砌片石截水沟施工工艺流程图（1）测量放线：在边坡、仰坡开挖线5m外放出截水沟中心线，并在现场标识位置，截水沟转角处用圆弧过渡，以保障流水顺畅。（2）截水沟开挖：按照设计图纸尺寸进行水沟开挖，详见图4-3。土质地段采用人工开挖，较软石质采用风镐开挖，坚硬石质松动爆破。沟渠开挖后，基底夯实整平处理。图4-3截水沟横断面图（3）截水沟浆砌：采用M7.5浆砌片石挂线砌筑，首先采用较平整的片石铺底，然后在底板上砌筑两侧墙，施工时还应沿截水沟侧将填土夯实，并高于沟顶。每隔10m设置一道伸缩缝，缝宽2cm，缝内用沥青麻筋填充。（4）勾缝：截水沟砌筑完成后，采用M10水泥砂浆对两侧边墙进行统一勾凹缝，凹缝标准为宽度10mm，深度10mm。（5）养护：在每次施工完后，及时对砌体进行洒水养护不少于7天。4.1.2洞口排水沟施工洞口施工前应先行施工简易排水沟，把截水沟内明水、地面水引排至洞口范围以外。洞口明暗面前做一道横向排水沟，防止雨水流入洞中。4.1.3土石方开挖（1）根据地形纵、横断面图合理确定隧道洞口段明暗挖分界里程：左线进口ZK126+623、右线进口K126+632；左线出口ZK127+042、右线出口K127+042。测量组打施工控制桩，并及时对现场施工人员进行交底。（2）土石方开挖①首先清除洞口上方有可能滑塌的表土及山坡危石等；②自上而下逐段开挖，不得掏底开挖或上下重叠开挖。地表覆盖层及全风化岩层按照1：1放坡，强、中风化岩层按照1：0.5放坡。坡高大于8m时，设置二级放坡，中间留下1m宽的平台；A.首先开挖明洞主体拱顶至地表之间的土体，开挖高度1.5—3m。先挖仰坡，后挖边坡。此阶段重点是控制仰坡开挖，尽量降低刷坡高度。B.其次开挖拱顶土体，施工套拱管棚后，直接进主洞开挖左右侧壁。C.按照双侧壁导坑法进行暗洞开挖施工。D.进入暗洞后，及时施工支护，封闭成环。③对地表土质覆盖层采用挖机开挖；对全强风化岩层采用液压破碎锤开挖，人工辅助修坡。挖机进行装碴，自卸汽车运至弃碴场。④开挖中应随时检查、观测边坡及仰坡，应适当放缓坡度，保证边仰坡稳定。⑤洞口边仰坡开挖前先完成洞口截水沟等防排水系统，以防止雨水对洞口边坡的冲刷而造成洞口失稳。4.1.4洞口边仰坡防护边、仰坡自上而下分台阶开挖，边开挖边进行喷、锚、网支护：C20的喷射砼厚度10cm；Φ50注浆导管，长度为400cm，按1.5cm×1.5m成梅花形布置；并铺设φ8mm钢筋网，间距20cm×20cm。（1）注浆导管施工注浆导管施工工艺流程图如图4-4所示：图4-4注浆小导管施工工艺流程图1、小导管定位按照设计图纸间距1.5×1.5m，用红油漆标识出导管位置。2、钻孔及清孔采用风动钻机进行钻孔，钻孔直径为50mm。成孔后用高压风清孔，孔位偏差不大于50mm，孔洞保持直线并与岩面垂直，孔深不得小于设计长度。3、埋设导管清孔完成后，埋设导管，其误差满足规范要求；4、灌注水泥浆通过注浆机向孔内灌注水泥浆。注浆孔口压力不得大于0.4Mpa。注浆管应插至距孔底5～10cm处，随水泥浆的注入缓慢匀速拔出。（2）钢筋网铺设钢筋网片在加工场地加工成型，现场人工安装，采用电焊与锚杆等支护结构固定，网片间搭接长度符合规范要求，且不小于150mm。钢筋网使用前应清除锈蚀，钢筋网随受喷面起伏铺设，并要保证其保护层厚度不小于2cm，钢筋网应与锚杆连接固定，在喷射砼时不得晃动。（3）喷射砼施工混合料应拌和均匀，随拌随用，并采用强制搅拌机在短时间内完成。在喷射砼之前，应用人工将受喷面浮土、松石和杂物清除干净。喷射中发现松动石块应及时清除，边仰坡喷射砼厚度设计10cm，开挖后，先对开挖面初喷一层2～4cm厚的砼，以确保开挖面的安全和稳定，锚杆和钢筋网安装完成后，再复喷砼至设计厚度。4.1.5护拱管棚施工（1）设计参数①套拱套拱采用C30砼，厚度1m，长度2m。套拱内安装3榀I20a工字钢架，间距0.8m，做为安装Φ127孔口管支架。护拱管棚大样图如图5-5所示：图5-5护拱管棚大样图②管棚管棚长度40米，采用Φ108热轧无缝钢管，壁厚6mm,节长3m和6m，环向间距40cm,并注入水泥浆，浆液采用水泥浆，水灰比0.5：1，注浆压力0.5～1MPa。（2）套拱施工套拱施工流程见下图：图4-6套拱施工工艺流程图1、测量放样按照施工图纸要求进行放样，误差在规范允许内。2、开挖套拱环形槽用挖机开挖套拱环形槽到套拱底部标高，槽宽1.5m，预留核心土，确保洞口安全。3、安装套拱拱架套拱在洞口衬砌外轮廓线以外施作，以确保明洞衬砌厚度且套拱紧贴掌子面，厚1m，采用C30砼。套拱内安装3榀I20工字钢拱架，拱架提前加工完成。4、导向管安装工字钢与127×4mm孔口管用Φ16钢筋固定在工字钢拱架上，作为管棚导向管，导向管仰角3°，环向间距40cm，共计51根，每根长度2m。5、套拱支架、模板安装套拱支架采用脚手架搭设，底模以方木满铺，并搭设牢固。6、混凝土浇筑套拱砼要求用强制式拌合机进行拌合，砼输送车运输至浇筑地点，砼浇注采用以机械为主，人工配合，通过串筒下料，两侧分层对称浇注，插入式振捣棒振捣，每层厚度为30～40cm，砼按顺序进行振捣，避免漏振和过振，砼表面呈现浮浆、表面不再下沉即停止振捣。7、拆模养生混凝土初凝后，要注意养生。砼强度达到设计强度75%后方可拆模板。（3）管棚施工管棚施工流程见下图：图4-7套拱施工流程图1、管棚制作管棚采用热轧无缝钢管，外径φ108mm，壁厚6mm，钢管材质经试验合格后进行加工。钢花管自行加工，严格按设计孔径、孔间距、布置型式和位置进行加工。入土端制作成楔形。同一横断面内接头数量不超过50%。管与管之间采用丝扣连接。2、钻孔、下管钻孔跳孔间隔进行，先两侧拱脚、后拱部；先施工奇数孔、后施工偶数号孔。管棚施工时钻机立轴方向必须准确控制。为保证钻孔方向准确，要求用测斜仪随时量测钢管钻进的偏斜度，发现偏斜，立即纠正。每钻一孔完成后，首先用高压风进行吹孔，清除孔内渣子及石粉，然后用棉布堵上孔眼，以免掉进杂物堵塞孔眼。待引孔钻好后，然后顶进一根钢管，在顶入钢管时要保持平稳，防止钢管扭曲。3、注浆每施做完一个孔的管棚，孔口作密封处理。管棚与孔口管之间的空隙采用麻丝或棉纱填塞，管口用水泥水玻璃胶泥封闭。封孔后进行注浆施工。注浆浆液采用水泥浆，水灰比0.5：1，注浆压力0.5～1MPa，注浆采用全孔一次性注浆。注浆压力逐步提高，达到设计终压并继续注浆15min以上；进浆量一般为20-30L/min。4、封孔注浆完成后及时以水泥砂浆填充，以增强管棚强度，及时封堵管口，以防浆液倒流。4.2隧道洞身开挖长田隧道围岩比较复杂，分为=3\*ROMANIII、=4\*ROMANIV、=5\*ROMANV级围岩，各级围岩的长度如下：表4-2隧道围岩一览表复合式衬砌级别SA3（m）SA4（m）SA5JQ（m）左线21387119右线21397904.2.1开挖方式1、Ⅴ级围岩施工施工时应严格遵循重地质、管超前、严注浆、短进尺、弱爆破、强支护、勤量测、早封闭”的基本原则。施工组织时，应合理安排人员及机械设备使各道工序紧凑，顺利的进行。二次衬砌浇筑时仰拱和上部衬砌接缝处理按有关规范施工。采用微震光面爆破，辅以人工风镐，并控制装药量。Ⅴ级围岩开挖前根据地质情况采用超前长管棚、超前小导管预注浆。循环进尺设计为1.5m。开挖考虑预留变形量12cm。本标段V级围岩为V级加强围岩，采用双侧壁导坑法施工。该工法适用于进洞口软弱围岩段或覆土地段。本方法施工工序如下：图4-8双侧壁导坑法开挖示意图图4-9双侧壁导坑法施工工艺流程图先施工侧壁导坑，左侧先行导坑部仰拱超前右侧导坑部掌子面15m；中部导坑滞后后行侧壁导坑20m，采用三台阶法开挖。上台阶进尺3-5m、中下台阶5-8m、仰拱5-10m。图4-10双侧壁导坑法效果图2、Ⅳ级围岩施工Ⅳ级围岩地段采用台阶法开挖，网喷锚格栅钢架初期支护，全断面灌注二次衬砌砼，上断面超前约30m，作为上断面钻孔喷锚网工作平台。钻孔时,上断面配8台风枪钻孔，下断面采用凿岩机钻孔，采用反铲挖掘机将上断面石碴扒至下半断面，下半断面由侧卸式装载机装碴，自卸汽车运碴。开挖时要短进尺、弱爆破，以减轻爆破振动对围岩的破坏，确保围岩的稳定，循环进尺设计为2.5m。洞身开挖后，立即施作锚喷网格栅拱架初期支护，及时封闭围岩。开挖考虑预留变形量8cm。Ⅳ级围岩施工工序Ⅰ-上半断面开挖；Ⅱ-上半断面初期支护施做；Ⅲ-下半断面开挖；Ⅳ-下半断面初期支护施做；Ⅴ-防排水层、二次衬砌施做；Ⅵ-沟槽路面施做。图4-11Ⅳ级围岩施工工序示意图图4-12台阶法施工效果图3、=3\*ROMANIII级围岩施工：=3\*ROMANIII级围岩地段采用全断面爆破开挖，网喷砼及径向锚杆初期支护，全断面灌注二次衬砌砼。开挖考虑预留变形量5cm。Ⅲ级围岩施工工序Ⅰ-全断面开挖；Ⅱ-初期支护施做；Ⅲ-防排水、二次衬砌施做；Ⅳ-沟槽路面施做。图4-13Ⅲ级围岩施工工序示意图图4-14全断面法施工效果图根据各级围岩的月掘进量，隧道开挖工期安排如下：表4-3隧道开挖工期安排线路=3\*ROMANIII级围岩（天）=4\*ROMANIV级围岩（天）=5\*ROMANV级围岩（天）总工期左线553580170右线554060155爆破后使用高压水枪对松动的掌子面进行剥离。4.2.2隧道掘进爆破参数设计爆破参数的确定采用理论计算法、工程类比法与现场试爆相结合，在保证爆破振动速度符合安全要求的前提下，提高爆破施工质量和施工进度。隧道Ⅲ级围岩爆破参数设计1、炮孔深度（L）爆破设计的炮眼深度主要受爆破振动强度控制，设计炮眼深度根据爆破部位不同进行调整，一般为2.0～3.0m，本设计暂取L=3.0m。2、掏槽眼布置为了加大掏槽深度，本工程隧道Ⅲ级围岩爆破采用三层共六排楔形掏槽孔，每对掏槽眼呈完全对称形或近似对称形。每对掏槽眼由浅变深，与工作面的夹角θ（θ=60°～80°）则由小变大，为保证复式楔形掏槽取得良好的爆破效果，应尽量减小钻眼的偏差。掏槽眼布置在中间稍微偏低部位，掏槽孔孔距a取0.5～0.6m。3、周边孔和辅助孔布置周边眼布置在距开挖断而边缘0.1～0.2m位置，周边眼的眼底要朝隧道轮廓线方向倾斜，当隧道穿过的岩体坚硬时，眼底可达到或稍稍超出轮廓线位置；岩体中等坚固时，眼底距轮廓线约0.1～0.2m；在松软岩体中，炮眼不必倾斜，眼底距轮廓线的距离与眼口处相同。周边眼之间的距离约为0.45～0.6m，拱形隧道的转角处，炮眼要密一些，眼间距取小值，辅助孔间距ａ取0.7～0.8m。辅助眼均匀地布置在掏槽眼与周边眼之间的范围内，钻眼方向则垂直于隧道开挖面。崩落眼布置在辅助眼与周边眼之间，崩落眼眼深和孔网参数同辅助眼。4、单位炸药消耗量q取q=0.9～1.5kg/m35、炮孔布置与参数设计炮孔间距ａ与炮孔排距ｂ分别取ａ=0.8～1.0m、ｂ=0.6～0.8m；6、炮孔数量（N）N=q·S/r·nq每立方米炸药消耗量kg/m3，q=0.9～1.5kg/m3，取q=1.05kg/m3；S开挖面积，㎡，计算约128㎡；n炮眼装药系数〔装药深度与炮眼深度的比值〕；n=0.65；r每米长度炸药的重量，kg取1；计算得N=q·S/r·n=1.0×128÷0.65=197个，设计取N=200个。7、掏槽眼起爆时间间隔掏槽眼与辅助眼之间起爆时间间隔过短，则后爆炮眼没有足够空间膨胀。实践表明，对一般楔形掏槽，内部各对楔形掏槽眼之间延期时间廊为l00ms左石。本工程隧道爆破掏槽眼与辅助眼之间的起爆时间间隔为75～110ms；辅助眼各段之间起爆时间间隔为50～110ms；辅助眼与周边眼之间起爆时间间隔为75～110ms。8、炮孔装药量计算Q=a·b·q·La=0.9、b=0.7、L=3.0，取q=1.05kg；Q=a·b·q·L=2.0kg；取底部炮孔Q=2.2kg，周边孔Q=1.2kg，其它炮孔Q=2.0kg。表4-4隧道Ⅲ级围岩全断面开挖爆破参数表炮孔雷管段号炸药名称数量（个）孔深（m）垂直夹角类型每孔装药（节/孔）每孔药量（kg）总装药量（kg）掏槽孔103.4701Φ32mm12.52.525扩槽孔63.3753Φ32mm122.414.4扩槽孔63.3805Φ32mm112.213.2辅助孔83.2907Φ32mm102.016辅助孔193.2908Φ32mm102.038辅助孔103.2909Φ32mm102.020辅助孔223.29010Φ32mm102.044辅助孔133.29011Φ32mm102.026辅助孔243.29012Φ32mm102.048辅助孔143.29013Φ32mm102.028周边孔263.09014Φ32mm61.231.2周边孔273.09015Φ32mm61.232.4底孔153.29016Φ32mm112.233合计200369.2说明：1、预计每循环进尺3.0m，循环方量约380m3，预计炮孔利用率90%。2、炸药单耗0.97kg/m3。3、周边孔采用φ32×200药卷间隔装药，其余炮孔采用φ32×200药卷连续装药。本隧道Ⅲ级围岩掘进爆破最大单响药量控制在50kg以内，单次起爆总药量控制在380kg以内，以上爆破参数经试爆后，根据现场实际情况进行调整，达到最佳爆破效果。隧道Ⅳ级围岩爆破参数设计1、炮孔深度（L）爆破设计的炮眼深度主要受爆破振动强度控制，设计炮眼深度根据爆破部位不同进行调整，取L=1.5～2.0m，本设计暂取L=2.0m。2、掏槽眼布置为了加大掏槽深度，本工程隧道Ⅳ级围岩爆破采用二层共四排楔形掏槽孔，每对掏槽眼呈完全对称形或近似对称形。每对掏槽眼由浅变深，与工作面的夹角（θ=60°～80°）则由小变大，为保证复式楔形掏槽取得良好的爆破效果，应尽量减小钻眼的偏差。掏槽眼布置在上部台阶底部中间部位，掏槽孔孔距a取0.5～0.6m。图4-13掏槽孔布置示意图3、周边孔和辅助孔布置周边眼布置在距开挖断而边缘0.1～0.2m位置，周边眼的眼底要朝隧道轮廓线方向倾斜，当隧道穿过的岩体坚硬时，眼底可达到或稍稍超出轮廓线位置；岩体中等坚固时，眼底距轮廓线约0.1～0.2m；在松软岩体中，炮眼不必倾斜，眼底距轮廓线的距离与眼口处相同。周边眼之间的距离约为0.45～0.6m，拱形隧道的转角处，炮眼要密一些，眼间距取小值，辅助孔间距ａ取0.7～0.8m。辅助眼均匀地布置在掏槽眼与周边眼之间的范围内，钻眼方向则垂直于隧道开挖面。崩落眼布置在辅助眼与周边眼之间，崩落眼眼深和孔网参数同辅助眼。图4-14上部台阶炮孔布置示意图图4-15下部台阶炮孔布置示意图4、单位炸药消耗量q取q=0.8～1.2kg/m3。5、下部台阶炮孔布置与参数设计炮孔间距ａ与炮孔排距ｂ分别取ａ=0.6～0.8m、ｂ=0.5～0.7m。6、炮孔数量（N）N=q·S/r·nq每立方米炸药消耗量kg/m3，q=0.8～1.2kg/m3，取q=0.9kg/m3；S开挖面积，㎡开挖面积约150㎡；n炮眼装药系数（装药深度与炮眼深度的比值）；n=0.6r每米长度炸药的重量，kg取1；N=q·S/r·n=0.9×150÷0.6=225为了减少爆破对围岩震动影响，增加炮孔数量、降低单孔装药量和减少单响是优化爆破参数的有效方法。设计炮孔数量为：N=270只。7、掏槽眼起爆时间间隔掏槽眼与辅助眼之间起爆时间间隔过短，则后爆炮眼没有足够空间膨胀。实践表明，对一般楔形掏槽，内部各对楔形掏槽眼之间延期时间廊为l00ms左石。本工程隧道爆破掏槽眼与辅助眼之间的起爆时间间隔为75～110ms；辅助眼各段之间起爆时间间隔为50～110ms；辅助眼与周边眼之间起爆时间间隔为75～110ms。8、炮孔装药量计算⑴上部台阶炮孔装药量计算每个炮眼的装药量可按下式计算，既：Q=r·n·L式中：n炮眼装药系数n=0.6L眼深取L=2.0mr每米长度炸药量，r=1.0kg取掏槽孔Q=1.5kg，周边孔Q=0.6kg，其它炮孔Q=1.05kg。表4-5隧道Ⅳ级围岩爆破参数表（上部台阶）炮孔雷管段号炸药名称数量（个）孔深（m）垂直夹角类型每孔装药（节/孔）每孔药量（kg）总装药量（kg）掏槽孔82.4701Φ32mm112.217.6扩槽孔82.3753Φ32mm102.016辅助孔102.2904Φ32mm81.616辅助孔122.2905Φ32mm71.416.8辅助孔122.2906Φ32mm71.416.8辅助孔122.2907Φ32mm61.214.4辅助孔182.2908Φ32mm61.221.6周边孔152.10909Φ32mm30.69周边孔152.19010Φ32mm30.69合计110137.2说明：1、预计每循环进尺2.0m，循环方量约90m3，预计炮孔利用率90%。2、炸药单耗1.52kg/m3。3、周边孔采用φ32×200药卷间隔装药，其余炮孔采用φ32×200药卷连续装药。⑵下部台阶炮孔装药量计算Q=a·b·q·La=0.9、b=0.7、L=2.2，取q=0.9kg；Q=a·b·q·L=1.25kg，取底部炮孔Q=1.4kg，周边孔Q=0.6kg，其它炮孔Q=1.2kg。表4-6隧道Ⅳ级围岩爆破参数表（下部台阶）炮孔雷管段号炸药名称数量（个）孔深（m）垂直夹角类型每孔装药（节/孔）每孔药量（kg）总装药量（kg）辅助孔114.2901Φ32mm81.617.6辅助孔124.2903Φ32mm81.619.2辅助孔134.2904Φ32mm91.823.4辅助孔144.2905Φ32mm91.825.2辅助孔124.2906Φ32mm91.821.6辅助孔104.2907Φ32mm81.616辅助孔84.2908Φ32mm81.612.8辅助孔74.2909Φ32mm81.611.2周边孔144.29010Φ32mm40.811.2周边孔144.29011Φ32mm40.811.2底孔144.29012Φ32mm91.825.2合计129194.6说明：1、预计每循环进尺4.1m，循环方量约430m3，预计炮孔利用率90%。2、炸药单耗0.45kg/m3。3、周边孔采用φ32×200药卷间隔装药，其余炮孔采用φ32×200药卷连续装药。经计算本隧道Ⅳ级围岩掘进爆破综合炸药单耗为0.8kg/m3。最大单响药量控制在30kg以内，单次起爆总药量：上台阶控制在140kg以内，下台阶控制在200kg以内。以上爆破参数经试爆后，根据现场实际情况进行调整，达到最佳爆破效果。隧道Ⅴ级围岩爆破参数设计1、炮孔深度（L）爆破设计的炮眼深度主要受爆破振动强度控制，设计炮眼深度根据爆破部位不同进行调整，一般为1.0～1.5m，本设计暂取L=1.5m。2、掏槽眼布置为了加大掏槽深度，本工程隧道Ⅴ级围岩爆破采用二层共四排楔形掏槽孔，每对掏槽眼呈完全对称形或近似对称形。每对掏槽眼由浅变深，与工作面的夹角（θ=60°～80°）则由小变大，为保证复式楔形掏槽取得良好的爆破效果，应尽量减小钻眼的偏差。掏槽眼距离隧道地板0.8～1.0m。3、周边孔和辅助孔布置周边眼布置在距开挖断而边缘0.1～0.2m位置，周边眼的眼底要朝隧道轮廓线方向倾斜，当隧道穿过的岩体坚硬时，眼底可达到或稍稍超出轮廓线位置；岩体中等坚固时，眼底距轮廓线约0.1～0.2m；在松软岩体中，炮眼不必倾制，眼底距轮廓线的距离与眼口处相同。周边眼之间的距离约为0.6～1.0m，拱形隧道的转角处，炮眼要密一些，眼间距取小值。辅助眼均匀地布置在掏槽眼与周边眼之间的范围内，钻眼方向则垂直于隧道开挖面。崩落眼布置在辅助眼与周边眼之间，眼深和孔网参数与辅助眼相同。图4-16侧壁导洞炮孔布置图图4-17中间部分上部炮孔布置图4、单位炸药消耗量q取q=0.7～0.9kg/m35、炮孔数量（N）N=q·S/r·nq每立方米炸药消耗量kg/m3，q=0.7～0.9kg/m3，取q=0.8kg/m3；S隧道开挖面积，㎡S=165㎡；n炮眼装药系数（装药深度与炮眼深度的比值）；n=0.55；r每米长度炸药的重量，kg取1；N=q·S/r·n=240为了减少爆破对围岩震动影响，增加炮孔数量、降低单孔装药量和减少单响是优化爆破参数的有效方法。设计炮孔数量为：N=285只①掏槽孔N掏=16×2＋12=44只②周边孔N周=14×2+20=48只③底孔N底=6×2+7＋11=30只④导洞辅助孔N辅=44×2=88只⑤洞身爆破炮孔N辅=75只6、掏槽眼起爆时间间隔掏槽眼与辅助眼之间起爆时间间隔过短，则后爆炮眼没有足够空间膨胀。实践表明，对一般楔形掏槽，内部各对楔形掏槽眼之间延期时间廊为l00ms左右。本工程隧道爆破掏槽眼与辅助眼之间的起爆时间间隔为75～110ms；辅助眼各段之间起爆时间间隔为50～110ms；辅助眼与周边眼之间起爆时间间隔为75～110ms。7、炮孔装药量计算⑴双侧导洞炮孔装药量计算每个炮眼的装药量可按下式计算，既：Q=r·n·L式中：n炮眼装药系数n=0.55L眼深1.8mr每米长度炸药量,r=1.0kg取掏槽孔Q=1.0kg，周边孔Q=0.4kg，其它炮孔Q=0.7kg。表4-7隧道Ⅴ级围岩爆破参数表（侧壁导洞）炮孔雷管段号炸药名称数量（个）孔深（m）垂直夹角类型每孔装药（节/孔）每孔药量（kg）总装药量（kg）掏槽孔8×21.9701Φ32mm51.08×2扩槽孔8×21.8753Φ32mm4.50.97.2×2辅助孔7×21.7904Φ32mm3.50.74.9×2辅助孔6×21.7905Φ32mm3.50.74.2×2辅助孔4×21.7906Φ32mm3.50.72.8×2辅助孔8×21.7907Φ32mm3.50.75.6×2辅助孔7×21.7908Φ32mm3.50.74.9×2辅助孔5×21.7909Φ32mm3.50.73.5×2辅助孔4×21.79010Φ32mm3.50.72.8×2辅助孔5×21.79011Φ32mm3.50.73.5×2周边孔15×21.79012Φ32mm20.46×2底孔3×21.79013Φ32mm40.82.4×2合计16055.8×2说明：1、预计每循环进尺1.5m，循环方量约100m3，预计炮孔利用率90%。2、炸药单耗1.12kg/m3。3、周边孔采用φ32×200药卷间隔装药，其余炮孔采用φ32×200药卷连续装药。⑵中间部位炮孔装药量计算Q=a·b·q·La=0.8、b=0.7、L=1.5，取q=0.8kg；Q=a·b·q·L=0.67kg，取底部炮孔Q=1.0kg，周边孔Q=0.4kg，其它炮孔Q=0.7kg。表4-8隧道Ⅴ级围岩爆破参数表（中间上部）炮孔雷管段号炸药名称数量（个）孔深（m）垂直夹角类型每孔装药（节/孔）每孔药量（kg）总装药量（kg）掏槽孔41.9901Φ32mm51.04掏槽孔81.9905Φ32mm51.08辅助孔91.8906Φ32mm3.50.76.3辅助孔61.8907Φ32mm3.50.74.2辅助孔61.8908Φ32mm3.50.74.2辅助孔41.8909Φ32mm3.50.72.8辅助孔81.89010Φ32mm3.50.75.6辅助孔111.89011Φ32mm3.50.77.7辅助孔81.89012Φ32mm3.50.75.6周边孔201.89013Φ32mm20.48.0底孔71.89015Φ32mm40.85.6合计9162说明：1、预计每循环进尺1.5m，每循环方量约70m3，预计炮孔利用率90%。2、炸药单耗0.89kg/m3。3、周边孔采用φ32×200药卷间隔装药，其余炮孔采用φ32×200药卷连续装药。表4-9隧道Ⅴ级围岩爆破参数表（中间下部）炮孔雷管段号炸药名称数量（个）孔深（m）垂直夹角类型每孔装药（节/孔）每孔药量（kg）总装药量（kg）辅助孔74.2901Φ32mm102.014辅助孔74.2903Φ32mm102.014辅助孔94.2905Φ32mm112.219.8底孔114.2907Φ32mm122.426.4合计3474.2说明：1、预计每循环进尺4.1m，循环方量约205m3，预计炮孔利用率90%。2、炸药单耗0.36kg/m3。3、周边孔采用φ32×200药卷间隔装药，其余炮孔采用φ32×200药卷连续装药。经计算本隧道Ⅴ级围岩掘进爆破综合炸药单耗为0.76kg/m3。最大单响药量控制在26.4kg以内，单次起爆总药量：侧壁导洞控制在120kg以内，中间部分控制在140kg以内。以上爆破参数经试爆后，根据现场实际情况进行调整，以达到最佳爆破效果。4.2.3起爆网路设计起爆网路联接应由有经验的爆破员或爆破工程技术人员进行，并经现场爆破技术负责人检查验收。隧道口至进洞50m段是容易产生爆破飞石部位，也是控制爆破震动的重点部位。特别是隧道口至进洞50m部位，由于此段爆破环境较为复杂，爆破网路敷设要控制齐发炮孔的数量，即控制最大单响药量。1、隧道明挖部分隧道洞口明挖部分单次起爆的排数不超过3排，孔内分别使用ms-3、ms-4、ms-5、ms-6、ms-7、ms-8、ms-9、ms-10、ms-11、ms-12段非电导爆管雷管，孔外使用ms-5非电导爆管雷管延期，采用四通和导爆管连接整个爆破网路(见图4-18)，采用起爆器起爆。逐排单孔按顺序起爆。图4-18隧道明挖爆破起爆网路连接示意图2、隧道洞身部位起爆网路设计隧道洞身开挖爆破的一次起爆顺序为：掏槽眼→辅助眼→崩落眼→周边眼→底眼，爆破网路采用簇联形式。①Ⅲ级围岩隧道起爆网路设计Ⅲ级围岩隧道孔内雷管采用毫秒非电导爆管雷管，掏槽眼采用1、3段毫秒非电导爆管雷管，辅助眼采用5、6段毫秒非电导爆管雷管，崩落眼采用7、8、9、10、11、12段毫秒非电导爆管雷管，周边眼眼采用13、14段毫秒非电导爆管雷管，底眼采用15段毫秒非电导爆管雷管，采用簇连方式连接整个爆破网路(见图4-19)，采用起爆器起爆。图4-19Ⅲ级围岩全断面开挖起爆网路连接示意图②Ⅳ级围岩隧道起爆网路设计Ⅳ级围岩隧道上部台阶孔内雷管采用毫秒非电导爆管雷管，掏槽眼采用1、3段毫秒非电导爆管雷管，辅助眼采用5段毫秒非电导爆管雷管，崩落眼采用7、8、9段毫秒非电导爆管雷管，周边眼眼采用10、11、12、13段毫秒非电导爆管雷管，采用簇连方式连接整个爆破网路(见图4-20)，采用起爆器起爆。图4-20Ⅳ级围岩上台阶开挖起爆网路连接示意图Ⅳ级围岩隧道下部台阶孔内雷管采用毫秒非电导爆管雷管，自上而下逐排起爆，采用簇连方式连接整个爆破网路(见图4-21)，采用起爆器起爆。图4-21Ⅳ级围岩下台阶起爆网路连接示意图③Ⅴ级围岩隧道起爆网路设计Ⅴ级围岩隧道导洞孔内雷管采用毫秒非电导爆管雷管，掏槽眼采用1段毫秒非电导爆管雷管，辅助眼采用5段毫秒非电导爆管雷管，崩落眼采用6、7、8、9、10段毫秒非电导爆管雷管，周边眼眼采用11段毫秒非电导爆管雷管，底眼眼采用12段毫秒非电导爆管雷管，采用簇连方式连接整个爆破网路(见图4-22)，采用起爆器起爆。图4-22Ⅴ级围岩侧壁开挖起爆网路连接示意图Ⅴ级围岩隧道中间上部孔内雷管采用毫秒非电导爆管雷管，自中心掏槽向外圈逐排起爆，采用簇连方式连接整个爆破网路(见图4-23，图中数字表示非电雷管及起爆顺序)，采用爆破专用发爆器起爆71537153图4-23Ⅴ级围岩中间部分上部开挖起爆网路连接示意图图4-24Ⅴ级围岩中间部分下开挖起爆网路连接示意图4.2.4爆破规模隧道Ⅲ级围岩掘进爆破最大单响药量控制在50kg以内，单次起爆总药量控制在380kg以内；Ⅳ级围岩掘进爆破最大单响药量控制在30kg以内，单次起爆总药量：上台阶控制在140kg以内，下台阶控制在200kg以内；Ⅴ级围岩掘进爆破最大单响药量控制在26.4kg以内，单次起爆总药量：侧壁导洞控制在120kg以内，中间部分控制在140kg以内。表4-10各围岩装药量统计部位一次爆破最大装药量最大单响药量隧道口明洞浅孔150kg10kg洞身Ⅴ级围岩140kg26.4kg洞身Ⅳ级围岩200kg30kg洞身Ⅲ级围岩全断面380kg50kg4.2.5超欠挖控制钻爆法开挖是否经济、高效，关键是控制好超欠挖，钻爆施工中将采取如下措施：①根据不同地质情况，选择合理的钻爆参数，选配多种爆破器材，完善爆破工艺，提高爆破效果。对于Ⅲ、Ⅳ级围岩，考虑开挖线内的预留量，爆破后机械凿到设计开挖轮廓线。实践证明此法对于光面爆破十分有效，可起到事半功倍的效果。②提高画线、钻眼精度，尤其是周边眼的精度，是直接影响超欠挖的主要因素，因此要认真测画中线高程，准确画出开挖轮廓线。③提高装药质量,杜绝随意性,防止雷管混装。④断面轮廓检查及信息反馈：了解开挖后断面各点的超欠挖情况，分析超欠挖原因，及时更改爆破设计，减少误差，配专职测量工检查开挖断面。⑤建立严格的施工管理：在解决好超欠挖技术问题的同时，必须有一套严格的施工管理制度来保证技术的实施，为此，从进洞前，制定严格的奖罚制度，用经济杠杆来调动施工人员的积极性，造成人人关心超欠挖，人人为控制超挖去努力。4.2.6装碴运输长田隧道洞内出碴采用无轨运输方式，侧卸式装载机装碴，自卸汽车运碴至借方标段。台阶法开挖时，先用挖掘机把上台阶的碴扒至下台阶。在下台阶采用装载机装碴，自卸汽车运出。图4-25台阶法开挖出碴示意图双侧壁导坑法施工时，侧导坑、中导坑采用小型挖机扒碴：图4-26双侧壁导坑出碴示意图注意事项：1）加强装运碴设备的维护保养，备足易损配件，发现故障及时排除。2）设专人养护道路，保持道路平整、无积水，定期铺碴维修。尤其雨季，设专人及时排除不安全隐患。3）加强洞内排水与照明，保持洞内有良好照明和路况。4）加强通风，保证洞内空气新鲜。5）教育司机遵守交通规则，礼貌行车，严禁带故障行车和酒后驾车。6）施工便道经常洒水，防止尘土飞扬。4.2.7洞渣弃置隧道开挖弃渣除部分可作为洞内衬砌材料、洞外浆砌工程、路面建筑材料外，其余调配至K128+000～K131+100段利用。五、质量保证措施5.1质量保证体系图5-1质量保证体系框图5.2管理措施（1）坚持质量检查制度，按制度进行日常、定期、不定期检查，发现问题及时纠正，并对结果进行验证。（2）在施工过程中，对每道工序、每个工种、每个操作工人，做到质量工作“三个落实”，即：施工前，施工操作人员明确操作要点及质量要求；施工过程中，施工管理人员必须随时检查指导施工，确定关键工序和特殊工序的关键点，进行连续监控，对比分析质量偏差，及时纠正质量问题，把质量隐患消灭在施工过程中；每道工序施工结束后，严格执行质量自检制度，自检合格后，按质量管理程序报检。（3）严格执行工程监理制度。充分做好施工质量自检工作的同时，有专职质检工程师积极配合监理工程师和业主对工程进行质量监督检查。（4）认真执行质量管理制。实行施工图审签制，技术交底制，测量复核制，质量自检、互检、专检“三检制”，严格质量控制。（5）严格施工纪律，确保按照规范及设计施做。5.3质量保证措施1、做好施工机械的选型配套，使其性能满足施工及设计要求。2、合理选定钻爆参数，不断优化爆破设计。3、控制超欠挖，用先进的测量手段（断面仪、激光指向仪），钻眼前准确放出开挖轮廓线，标出炮眼位置，实行定人、定钻、定位、定眼的四定原则，严格控制周边眼外插角，控制装药量。六、安全保证措施6.1安全保证体系图6-1安全保证体系框图6.2安全管理职责（1）项目经理全面负责施工现场的安全措施、安全生产等，保证施工现场的安全。（2）生产经理直接对安全生产负责，督促、安排各项安全工作，并按规定组织检查、做好记录。（3）项目总工程师制定项目安全技术措施和分部工程安全方案，督促安全措施落实，解决施工过程中不安全的技术问题。（4）专业工程师负责上级安排的安全工作的实施，制定分项工程的安全方案，进行施工前的安全交底工作，监督并参与班组的安全学习。（5）专职安全员参与编写施工组织设计（方案）中安全方面内容，参与组织项目的安全生产教育，落实安全生产责任制；负责现场施工安全检查工作，行使安全生产奖惩权；负责验收进场劳保用品，参加各种防护设施、设备的验收；负责施工现场的安全技术资料整理和保存；负责施工现场的危险源辨识和风险评价工作；负责参加事故调查，进行伤亡事故统计、分析，并按规定及时上报。（6）其他部门财务管理部门保证用于安全生产上的经费；综合办公室保证工人的基本生活条件，保证工人健康；设备物质部门应采购合格的用于安全生产及劳防的产品和材料。6.3技术保证措施6.3.1一般措施1、严格执行爆破作业安全规程炸药领取、运输、装药、连网起爆等严格执行《爆破安全规程》。设专人定岗、定区域进行警戒，防范区设明显的标志，并发安民告示，起爆前清除险区人员，同时发出明显的音响与视觉信号。2、保证机械设备安全作业加强机械设备日常和定期检修维护，确保机械设备不带故障作业，道路交叉口及陡坡路段设置醒目的安全标志，严格控制重车车速≯15km/h，空车速度≯20km/h。油库、爆破器材临时库房设置符合安全规程，并配备灭火器具。夜间施工料场、施工区及道路须有足够的照明，在交通道口及转弯处设专人值班，负责交通运输安全。加强电源、火源、爆破器材管理工地办公室、机具料库、加工场、油库、配电室等临时构筑物设在台阶地处〈免遭洪水冲淹〉并按标准配备防火器具。加强施工及生活用电管理，电气设备及线路配有电工经常检修，设备器具应有防雨措施。炸药库单独设在安全地带，炸药、雷管、导爆管及导爆索要分开集中贮放，设专人领取，保管，并认真做好台帐，现场未用完的火工品做到及时退库并严格履行交接手续。3、加强安全防护标志的设置和管理在施工现场各工种醒目的位置设置各种必要的安全标志，并由现场专职安全员管理。如通往爆破区域的到路口设置安全提醒、警告、允许、禁止等标志、标示等。4、确保人身及车辆的安全抓好现场人身及车辆的安全管理，坚持文明施工，保障人身、机械和器材的安全，施工地点地处山区，既有路况较差，雨季路滑，上公路的机动车辆一定要限速行驶，不侵道，不抢行，做到文明礼让，弯道鸣笛，确保行车安全，严防交通事故的发生。5、在洞身开挖过程中，为保证洞内工作人员施工安全，软弱围岩地段应配备安置报警设施和足够长度的、可手动拆卸的逃生钢管，要求管壁厚不宜小于10mm，管径不宜小于800mm，每节管长宜为1500mm～2000mm。图7-1逃生钢管6.3.2开挖安全保证措施（一）危险源:塌方（塌坍、掉块）、爆炸（炸药、雷管、高压风管爆管）、高压水管爆管、触电、钻孔台架倒塌、钻孔台架的高空坠落、机械伤害。（二）控制要点1、钻眼（１）钻孔台车的安全：钻孔台架主体结构必须有专门设计，加工制作必须符合设计要求，保证台架的安全稳定，作业平台上钢筋围栏的高度应大于１.0m。（２）检查清理危石，确认掌子面的安全：施钻的人员和安全员在钻眼前，同时应检查掌子面、拱顶、边帮安全状况，清理掉松动的危石。（３）检查有无瞎炮：进入掌子面后首先检查有无瞎炮，