抽水蓄能电站尾水系统开挖工程施工方案

抽水蓄能电站尾水系统开挖工程施工方案1.1C3标尾水系统概述1.1.1工程概况和地质条件本标与C4标分标界面，在尾水岔管与调压室之间分界，桩号分别为①W0+000.000和②W0+000.000，属于本标范围内的尾水系统包括尾水支洞、尾水闸门室及相关辅助洞室、尾水岔洞等工程。尾水支洞：尾水支洞共6条，开挖断面均为底宽4.4m、圆拱直径7.3m的马蹄形，开挖底板高程-70.05m，各条支洞轴线间距26.5m。长度分别为：①尾水支洞208.80m、②尾水支洞221.95m、③尾水支洞266.849m、④尾水支洞197.849m、⑤尾水支洞152.95m、⑥尾水支洞131.8m。间距除靠尾水岔洞端一小段采用钢筋混凝土衬砌外，其余采用钢板衬砌。尾水支洞围岩类别为Ⅲ类40%；Ⅳ类45%；Ⅴ类15%。尾水岔洞：尾水岔洞由1.3m渐变至13.3m直径圆洞。直段长51.6m，开挖底板高程-70.85m。每3条尾水支洞通过两个非对称Y形岔洞与尾水主洞相连，岔洞分岔角均为60°，Y形交叉的两洞轴线间距30.6m。尾水岔洞全段采用钢筋混凝土衬砌，衬砌厚度1.5m。尾水岔洞围岩类别和分布比例与尾水支洞相同。尾水闸门室：距尾水管出口86.4m处设尾水检修闸门室，闸门室由下部的6个闸门井和上部连通的闸门操作廊道组成。检修闸门孔口开挖尺寸为12.2m×7.0×6.6m(长×宽×高)，闸门操作廊道底板开挖高程-56.15m，吊车梁以下的开挖跨度为8.8m，吊车梁以上的开挖跨度为10.8m，总高度23.0m，总长度155.70m。辅助洞室主要包括两条与主变室相通的消防通道、一条与⑧施工支洞相通的通风洞。尾水闸门室围岩类别为Ⅲ类40%；Ⅳ类45%；Ⅴ类15%。尾闸室消防通道与主变室相连，共2条，开挖断面为城门洞型，开挖断面尺寸2.6×2.8m(宽×高)。通风洞与eq\o\ac(○,8)施工支洞相连，开挖断面和尺寸与消防通道相同。消防通道和通风洞围堰以Ⅳ类、Ⅴ类为主。本标段尾水系统主要洞挖工程量总计13.26万m³，分别为：尾水支洞石方洞挖5.92万m³、岔洞段石方洞挖1.82万m³、闸门室操作廊道洞挖3.63万m³、闸门槽井挖0.88万m³、尾闸通风洞和消防通道洞挖706m³，其它扩挖、断层处理、塌方处理共计0.94万m³。详细洞挖工程量见表1.4-1表1.4-1C3标尾水系统洞挖工程量表部位施工项目单位工程量小计尾水支洞岔洞1尾水支洞石方洞挖m³10400592082尾水支洞石方洞挖m³111003尾水支洞石方洞挖m³133404尾水支洞石方洞挖m³98405尾水支洞石方洞挖m³76206尾水支洞石方洞挖m³69081尾水岔洞石方洞挖m³9080181572尾水岔洞石方洞挖m³9077二次扩挖m³20005500断层开挖m³1500塌方处理m³2000尾水闸门室石方洞挖m³3630745141石方井挖m³8834二次扩挖m³10003500断层开挖m³1500塌方处理m³1000尾闸通风洞、消防通道尾闸通风洞石方井挖m³360770石方洞挖m³410消防通道石方洞挖m³296296二次扩挖m³300300塌方处理m³100100总计m³1329721329721.1.2主要特点、难点及对策1、尾水系统围岩类别的比例分别为Ⅲ类40%；Ⅳ类45%；Ⅴ类15%。Ⅳ、Ⅴ类围岩所占比例较多，有多条岩脉穿越尾水系统，地质条件较差。在洞挖施工期间，施工安全及洞挖质量问题突出。洞挖过程中采用短进尺、超前和随机支护相结合的方法保证施工安全。所有洞室开挖采用沿设计边线进行光面或预裂爆破，严格控制隧洞成型和超欠挖量，以保证洞挖施工质量。由于地质条件复杂，掌子面前方的地质条件预测和分析，直接影响未来洞挖方案的确定，采用TRT6000超前地质预报系统采集参数，以指导后续施工。2、尾水系统的主要交通通道为进场交通洞，工作面距地面距离平均在1.3km以上，施工压风、低压用电无法从洞外供给低压电。施工压风和用电供给难。为解决施工压风和用电的供给难问题，拟采用“空压机、变压器进洞”的方式，即在施工支洞内扩挖空压机洞和变压器洞，缩短供风和供电长度，保证工作面风压强度。3、尾水支洞，施工通风问题严峻。尾水支洞经eq\o\ac(○,9)施工支洞、eq\o\ac(○,6)施工支洞到达进厂交通洞，风道拐弯较多，其中90度直角弯共8个。单一的通风方式无法满足施工需要。根据以往工程经验，采用正负压混合通风、多段接力的方式解决尾水支洞的通风问题。尾水支洞为底宽仅4m的马蹄形，不足双车并行宽度，常规机械无法满足洞内装渣运输的模式，拟采用立爪式扒渣机作为装渣机械，解决尾水支洞底宽过小不利出渣的瓶颈。4、尾水闸门室，开挖高度较大，且唯一的施工通道是位于顶拱的eq\o\ac(○,4)施工支洞，距尾闸操作廊道底板高差16m。该部位的开挖出渣是一个难点。根据尾水闸门室的特点，采用顶拱层出渣利用eq\o\ac(○,4)施工支洞，尾闸室下部开挖全部采用竖井溜渣至下部的尾水支洞，解决出渣通道的难题。尾闸室岩锚梁施工是尾闸室开挖的一个重点项目，拟采用三序法开挖（见后续说明及图纸），保证岩锚梁成型质量。5、尾水岔洞断面较大，且为60°的非对称“Y”字型交叉结构。开挖稳定和安全尤为关键。拟采用分层开挖即时支护的方法进行施工。并按先直线段后交叉段的顺序组织施工，有效解决岔洞成型和稳定的难题。1.2尾水系统洞挖施工布置1.2.1施工通道尾水系统的主要施工通道有3条：进厂交通洞—eq\o\ac(○,6)施工支洞—eq\o\ac(○,9)施工支洞—尾水支洞WZ0+126，洞内路线长度约2.0km，该线路是尾水支洞、岔洞的开挖通道。至1#中转料场洞外路线长约1.6km。进厂交通洞—eq\o\ac(○,4)施工支洞—尾闸室EL-40m高程，洞内路线长度约1.2km，该线路是尾水闸门室的上部开挖通道。至1#中转料场洞外路线长约1.6km。eq\o\ac(○,8)施工支洞—尾闸通风洞，洞内路线长度约870m，该线路是尾水闸门室通风洞的开挖通道。至1#中转料场洞外路线长约1.1km。尾水系统施工交通见图LX/C3-TB-09-15。各施工支洞详情见1.6其它其它辅助洞室开挖工程相关内容。1.2.2施工风、水、电1、施工压风根据尾水系统开挖、支护施用风部位及负荷分布特点，宜采用分散供风和集中供风相结合的方式，减少输气管网的风压损耗，提高产风设备的利用率。主要形式是在临近的施工支洞内扩挖空压机站（洞）。各施工部位压风站布置如下：（1）尾水支洞共6条平行布置，各条支洞轴线间距26.5m。eq\o\ac(○,9)施工支洞在WZ0+126桩号于6条尾水支洞垂直相交，从eq\o\ac(○,9)施工支洞与尾水洞的交点算起，尾水洞最远供风掌子面距离约200m。拟定在eq\o\ac(○,9)施工支洞桩号270m附近扩挖一座空压机洞，洞内布置6台GA132-8.5（21m³/min）电动空压机，为尾水支洞的洞挖、支护施工提供施工压风。（2）尾水岔洞的开挖、支护压风采用尾水支洞的风管接入。（3）尾闸室总长度156m，开挖跨度8.8~10.8m，闸室高度23m。=4\*GB3④施工支洞从进厂交通洞引入尾闸室顶部。拟定在=4\*GB3④施工支洞内扩挖一座空压机洞，洞内布置3台GA132-8.5（21m³/min）电动空压机，为尾闸室、消防廊道洞挖、支护施工提供施工压风。（4）尾闸通风洞与尾闸室左侧顶拱平行，与eq\o\ac(○,8)施工支洞相连。计划在eq\o\ac(○,8)施工支洞与通风洞交叉点附近扩挖一座空压机洞。洞内布置1台XP750（21m³/min）移动式电动空压机。（5）压风采用4寸钢管接引至用风点。洞内供风管在洞壁左侧布置，离地50cm。为便于堵漏和接引支管，原则上主管道每隔50m设置一个阀门。尾水系统开挖、支护用风设备及布置情况见表1.4-2。表1.4-2尾水系统施工供风设施表名称型号位置数量用途空压机GA132-8.5（21m³/min）eq\o\ac(○,9)施工支洞6台尾水支洞、岔洞施工供风空压机GA132-8.5（21m³/min）eq\o\ac(○,4)施工支洞3台尾闸室施工供风空压机XP750（21m³/min）eq\o\ac(○,8)施工支洞1台通风洞施工供风钢管4寸洞壁1500m供风主管道钢管2寸100m供风支管阀门4寸洞壁40个供风主管道2、施工用水尾水系统洞挖施工用水主要是钻孔和支护施工用水，用水量较小。主供水管道采用3寸钢管，从进厂交通洞口的水池引入。洞内供水管布置在洞壁左侧，离地50cm。为便于堵漏和接引支管，原则上主管道每隔50m设置一个阀门。各用水点从主管道就近接引。尾水系统开挖、支护用水设备及布置情况见表1.4-3。表1.4-3尾水系统施工供水设施表名称型号位置数量用途钢管3寸洞内1500m供水主管道阀门3寸洞内40个供水主管道3、施工用电尾水系统施工用电主要包含两大部分，其一是施工动力设备用电，其二是施工照明用电。动力线路采用10kV电缆接引进洞，在各空压机洞附近扩挖变压器洞，高压电经变压器降压后提供给空压机使用。照明线路采用220V电缆，施工工作面照明采用洞内照明线路降压至36V。各洞口的上部布置1盏投光灯。洞内照明采用带防水罩的白炽灯，沿洞内壁一侧高度不少于2.5m处固定挂设。成洞段的灯头距离不大于12m，工作面后20m洞段的灯头距离不大与6m。另外洞内照明每隔20m左右增设一盏蓄能应急灯，以备突然断电后有2个小时的应急照明。施工供电设备配置见表1.4-4。表1.4-4尾水系统施工供电设施表名称型号位置数量用途箱式变压器ZBN202台电缆10kV1.5km1.2.3施工通风及排水1、施工通风为满足洞内环境卫生标准，保证工作面人员新鲜空气的供应，并满足洞室最小风速，不超过最大容许风速的要求为原则确定。进厂交通洞、eq\o\ac(○,8)施工支洞设置公共通风系统，布置SDFG-I-NO.12.5（2×110kW）轴流风机作为主通道风机，洞内风机每隔400m串联一个，采用双管道正、负压混合通风。主风道系统详见1.2通风排烟章节相关内容。尾水支洞、岔洞经eq\o\ac(○,9)施工支洞、eq\o\ac(○,6)施工支洞到达进厂交通洞，风道拐弯较多，其中90度直角弯共8个。综合考虑风道走向等条件，尾水支洞、岔洞通风设计采用正、负压混合式风管通风，通风管接入进厂交通洞公共通风系统。经计算，尾水支洞单洞的最大需用通风量约为600m³/min。结合尾水支洞施工程序（相隔的3条支洞同时施工），选用SDFG-I-NO.11

（2×55kW，1900m³/min）轴流风机作为支洞风机，每隔400m或遇直角拐弯串联一个。尾水支洞的掌子面采用正压送风，负压风管的吸入口分别布置在1、3号支管与eq\o\ac(○,9)支洞的交叉点附近。风管选用直径为120cm的带筋环胶风管，负压风管的端头采用一段硬质风管。尾闸室相对于尾水支洞的通风条件略好，经计算尾闸室最大需用通风量约为1500m³/min。从进场交通洞主通风系统接入，双管正、负压混合通风。正压风管选用带筋环胶风管，负压风管的端头采用一段硬质风管。尾闸通风洞采用机械通风，由于通风洞断面较小，拟采用负压通风。与eq\o\ac(○,8)施工支洞的主通风系统衔接。尾水系统施工通风设备见表1.4-5。表1.4-5尾水系统施工通风设施表名称型号位置数量用途隧道通风机SDFG-I-NO.11（2×55kW）=6\*GB3⑥、=9\*GB3⑨施工支洞2台负压排风隧道通风机SDFG-I-NO.11（2×55kW）=6\*GB3⑥、=9\*GB3⑨施工支洞2台正压送风通风管120cm软管1300m通风管120cm硬管400m2、施工排水根据尾水系统施工通道为降坡的特点，各开挖区段施工排水采用分设集水坑汇水，污水泵抽排至进场交通洞与eq\o\ac(○,6)施工支洞交点附近的的集水箱内，由主排水系统分级加力泵出。尾水支洞是尾水系统施工排水的最低面，排水管路经=9\*GB3⑨支洞、=6\*GB3⑥支洞到达进场交通洞。沿途高程从EL-61.9m高程提升至EL-31m，排水扬程达到30m左右。根据地质资料显示，尾水的地下水渗水量约700~800m³/d。综合考虑施工废水后，估算的尾水洞排水强度约为35mm³/h。选用100YW-50型无水泵即可满足排水要求。尾水系统排水设施见表1.4-6。表1.4-6尾水系统施工排水设施表名称型号位置数量用途钢管4寸洞内1500m排水主管道阀门4寸洞内40个排水主管道污水泵100YW-501台泥浆泵2寸8台尾水系统洞内风水电及通风排水设施布置见图LX/C3-TB-09-16。1.3尾水系统洞挖施工程序1.3.1尾水系统开挖分区综合考虑尾水系统各洞室布置特点、施工通道位置、C3标项目总控制工期等相关因素，拟将尾水系统分5个开挖区进行施工组织。各区根据施工时段和布置的逻辑关系分配如下：Ⅰ区为9施工支洞至厂房段的各条尾水支洞，以下简称上游段尾水支洞。Ⅱ区为9施工支洞至岔管段10m的各条尾水支洞，以下简称下游段尾水支洞。Ⅲ区为尾水岔管段及剩余10m的各条尾水支洞。Ⅳ区为尾水闸门室和消防通道。Ⅴ区为尾闸室通风洞各施工区的主要洞挖工程量见表1.4-7。尾水系统开挖分区见图LX/C3-TB-09-17表1.4-7尾水系统洞挖分区工程量表分区部位桩号洞挖工程量（m³）小计Ⅰ区eq\o\ac(○,1)~eq\o\ac(○,6)尾水支洞WZ0+000~1263690036900Ⅱ区eq\o\ac(○,1)尾水支洞eq\o\ac(○,1)WZ0+126~215425020308eq\o\ac(○,2)尾水支洞eq\o\ac(○,2)WZ0+126~2204450eq\o\ac(○,3)尾水支洞eq\o\ac(○,3)WZ0+126~2656690eq\o\ac(○,4)尾水支洞eq\o\ac(○,4)WZ0+126~1963190eq\o\ac(○,5)尾水支洞eq\o\ac(○,5)WZ0+126~151970eq\o\ac(○,6)尾水支洞eq\o\ac(○,6)WZ0+126~146758Ⅲ区尾水岔洞及预留部分的尾水支洞2015720157Ⅳ区尾闸室4514145141消防廊道296296Ⅴ区尾闸室通风洞770770扩挖、地质处理94009400合计1329721329721.3.2尾水系统各洞室开挖总程序尾水系统洞挖施工程序见图1.4-1尾水系统开挖施工总程序框图尾闸室顶拱层和第二层下卧开挖尾闸室顶拱层和第二层下卧开挖eq\o\ac(○,8)支洞交面通风洞开挖尾闸室下部开挖消防通道开挖本标段开工eq\o\ac(○,9)施工支洞开挖尾水支洞上游段开挖尾水支洞下游段开挖尾水岔洞开挖eq\o\ac(○,4)施工支洞开挖尾闸室溜渣导井开挖下卧占压段开挖1、eq\o\ac(○,8)施工支洞交面后，开始进行尾闸通风洞开挖施工。2、eq\o\ac(○,6)施工支洞交面后立即开始eq\o\ac(○,9)施工支洞洞挖施工。3、eq\o\ac(○,9)施工支洞完成后，开始尾水支洞上游段的开挖施工。4、尾水支洞上游段掘进至WZ0+000桩号后，开始eq\o\ac(○,9)施工支洞下游段的尾水支洞洞挖，及尾水岔管洞挖。5、从eq\o\ac(○,4)施工支洞进入尾闸室顶拱层，开挖顶拱层和第二层后，开始尾闸室溜渣井的正井开挖。溜渣井形成后，进行尾闸室剩余部分的开挖施工。尾闸室开挖至操作廊道底板高程后，采用正井法施工闸门井，并同时进行消防通道的开挖施工。开挖石渣全部从溜渣井下渣至尾水支洞后，装车运输。1.4尾水系统洞挖方法1.4.1尾水支洞1、施工程序eq\o\ac(○,9)施工支洞形成后，即开始尾水支洞的洞挖施工。为保证厂房施工的顺利进行，首先开挖尾水支洞上游段（eq\o\ac(○,9)支洞至厂房段）。考虑围岩情况较差，6条支洞间距等实际情况，拟定尾水支洞采用单双号同步挫距的掘进顺序，即1、3、5#尾水支洞先掘进30m后再开始2、4、6#尾水支洞的掘进施工。并始终保持单双号支洞间掌子面距离维持30m左右。尾水支洞上游段施工完毕后，开始下游段施工。下游段的施工顺序与上游段相同。2、3、4、5#尾水支洞掘进至距岔管10m左右后，暂停施工。从1、6#支洞进入岔洞施工，完成岔洞掘进后，从岔洞反向掘进剩余部分的尾水支洞。尾水支洞施工程序框图见图1.4-2。尾水支洞洞挖施工程序框图=9\*GB3=9\*GB3⑨支洞完成1、3、5#尾水支洞WZ0+126~000开挖1、3、5#尾水支洞WZ0+126~000开挖1、6#尾水支洞WZ0+126~岔洞开挖2、3、4、5#尾水支洞WZ0+126~距岔洞10m开挖领先30m领先30m尾水岔洞开挖2、3、4、5#尾水支洞剩余10m开挖2、施工方法尾水支洞断面为马蹄形，开挖断面尺寸为4.4×7.3m（底宽×高）。根据隧洞断面尺寸、围岩类别和施工条件等情况，尾水支洞采用全断面钻爆法开挖，支护及时跟进。造孔采用自制钻孔台车，人工持手风钻造孔，非电管毫秒微差爆破。开挖石渣采用LWT-60扒渣机装车，15t自卸车运输出洞。3、支护施工尾水支洞Ⅲ类围岩占总量的40%，Ⅳ、Ⅴ类围岩所占比例达到60%。根据围岩不同，尾水支洞施工期临时支护方案如下：（1）对于Ⅲ类围岩洞段，施工期的临时支护以径向的随机锚杆为主。系统支护滞后开挖掌子面不大于30m。（2）对于Ⅳ、Ⅴ类围岩洞段循环进尺前必须进行超前支护，以超前锚杆为主，对顶拱120°范围进行超前锁固。超前锚杆上扬度控制在15°左右，长度暂定为2.5m（大于循环进尺1.5倍），间距1.0~1.5m。除超前锚杆支护外，还应根据现场围岩情况进行注浆小导管、管棚等手段进行超前支护。循环进尺完成后，视揭露的围岩情况进行成洞段的随机支护，以深度2.0~3.0m的径向的浅层随机锚杆，配合喷射混凝土封闭围岩。并应与系统支护的锚杆、钢支撑、挂网喷砼相衔接，系统支护紧跟开挖面前移。尾水支洞开挖及支护方法见表1.4-8。表1.4-8尾水支洞开挖及支护方法表围岩类型开挖方案支护方案Ⅲ类围岩手风钻钻孔全断面开挖，设计轮廓线光面爆破。立爪扒渣机配15t车出渣系统支护滞后开挖面30m，Ⅳ类围岩手风钻钻孔全断面开挖，设计轮廓线光面爆破。立爪扒渣机配15t车出渣采用超前锚杆预支护顶拱120°范围。开挖后及时进行系统锚杆及挂网喷混凝土支护，平台车配合手风钻施工锚杆和喷砼。视情况采用钢筋格栅和型钢拱架。Ⅴ类围岩手风钻钻孔全断面开挖，设计轮廓线光面爆破。立爪扒渣机配15t车出渣采用潜孔钻钻孔进行小导管、管棚的超前支护，爆破后先对顶拱进行喷砼封闭，出渣后采用平台车和手风钻施工系统锚杆、挂网喷混凝土施工，并完成钢支撑支护。4、循环进尺尾水支洞Ⅲ类围岩洞段开挖及支护施工单循环进尺按2.5m设计，支护施工可滞后开挖掌子面，不占用循环时间。单循施工主要以钻爆、出渣为主，综合考虑尾水支洞的断面形式和钻孔设备的效率后，循环时间环按20h设计，月进尺按90m考虑。Ⅳ、Ⅴ类围岩洞段开挖及支护施工作业单循环进尺按1.5m设计，由于围岩较差，需进行超前支护和成洞段的随机或系统支护后才可进行下一循环掘进，开挖采用“短进尺，勤支护”的指导原则，支护施工将占用掘进循环时间。尾水支洞超前支护主要采用超前锚杆，地质条件恶劣的断层带采用超前小导管。综合考虑支护的形式和支护工作量后，循环时间按24h设计，月进尺按45m考虑。尾水支洞开挖作业循环时间见表1.4-9。表1.4-9尾水支洞开挖循环时间表工序测量钻孔装药爆破排烟安全处理出渣清面支护及其他合计围岩类别时间(h)0.57.05.00.50.56.00.5020Ⅲ时间(h)0.55.54.00.50.54.50.58.0=SUM(LEFT)24Ⅳ、ⅤⅢ类围岩循环进尺2.5m，平均月进尺90mⅣ、Ⅴ类围岩循环进尺1.5m，平均月进尺45m。5、爆破设计尾水支洞爆破网络采用以电雷管起爆、导爆索和导爆管传爆的毫秒微差爆破网络。爆破钻孔采用斜眼楔形掏槽，周边光面爆破的方法。爆破后视围岩情况进行支护施工。尾水支洞爆破设计见图LX/C3-TB-09-18。尾水支洞Ⅲ类围岩全断面爆破参数为：掏槽采用斜眼掏槽，掏槽孔孔深2.8m，孔径42mm，孔间距50cm；主爆孔孔深2.6m，孔径42mm，孔间距70cm，排间距85cm；手风钻钻光爆孔孔深2.6m，孔径42mm，孔间距60cm，线装药密度150g/m。爆破网络采用由内至外逐圈起爆，底孔预裂爆破，顶孔、侧墙孔光面爆破。尾水支洞Ⅳ、Ⅴ类围岩全断面爆破参数为：掏槽采用斜眼掏槽，掏槽孔孔深1.8m，孔径42mm，孔间距60cm；主爆孔孔深1.6m，孔径42mm，孔间距80cm，排间距95cm；手风钻钻光爆孔孔深1.6m，孔径42mm，孔间距50cm，线装药密度120g/m。爆破网络采用由内至外逐圈起爆，底孔预裂爆破，顶孔、侧墙孔光面爆破。尾水支洞开挖爆破设计参数见表1.4-10、11。表1.4-10尾水支洞Ⅲ类围岩钻爆设计表参数类别钻孔机械孔深（m）孔径（mm）孔距（cm）排距(cm)药径（mm）装药量掏槽孔TY-282.8Ф4250/Ф322.4kg主爆孔TY-282.6Ф427085Ф322.1kg光爆孔TY-282.6Ф4260/Ф25150g/m表1.4-11尾水支洞Ⅳ、Ⅴ类围岩钻爆设计表参数类别钻孔机械孔深（m）孔径（mm）孔距（cm）排距(cm)药径（mm）装药量掏槽孔TY-281.8Ф4260/Ф321.4kg主爆孔TY-281.6Ф428095Ф321.2kg光爆孔TY-281.6Ф4250/Ф25120g/m1.4.2尾水岔洞1、施工程序尾水岔洞在1、6#尾水支洞开挖完成后进行。先进行直线方向的岔洞开挖，掘进至分标线后，再进行岔洞Y型交叉部分的岔洞开挖施工。尾水岔洞施工程序框图见图1.4-3。尾水岔洞洞挖施工程序框图1、6#尾水支洞完成1、6#岔洞上半洞开挖1、6#尾水支洞完成1、6#岔洞上半洞开挖尾水岔洞下半洞开挖2、5#岔洞上半洞开挖3、4#岔洞上半洞（7m）开挖2、开挖分层尾水岔洞断面为渐变的圆形（逐步扩径，底板同高程），开挖断面圆直径为1.3~13.3m。根据尾水岔洞的断面尺寸、围岩类别和施工条件等情况，尾水岔洞采用分层钻爆法开挖，支护及时跟进。上半洞开挖断面高度拟定为7m，下半洞预留高度随设计断面变化。尾水岔洞开挖分层见图LX/C3-TB-09-19。3、施工方法尾水岔洞断面为渐变的圆形（逐步扩径，底板同高程），开挖断面圆直径为1.3~13.3m。开挖分上下两层进行，上半洞采用全断面掘进，下半洞采用水平钻孔的方式进行扩挖。造孔采用自制钻孔台车，手风钻造孔，非电管毫秒微差爆破。开挖石渣采用ZLC40装载机装车，15t自卸车运输出洞。4、支护施工（1）上半洞尾水岔洞分上下两层进行开挖，上半洞支护方案对于Ⅲ类围岩洞段，施工期的临时支护以径向的随机锚杆为主。系统支护滞后开挖掌子面不大于30m。对于Ⅳ、Ⅴ类围岩洞段上半洞开挖循环进尺前必须进行超前支护，考虑上半洞跨度较大，超前支护以小导管为主、超前锚杆为辅，对顶拱120°范围进行超前锁固。小导管上扬15cm，长度按4m设计。超前锚杆上扬度控制在15°左右，长度暂定为2.5m，间距1.0~1.5m。爆破完成后，立即对顶拱喷射混凝土封闭围岩。出渣后进行系统支护的锚杆、钢支撑、挂网喷砼等工序施工，系统支护紧跟开挖面前移。尾水岔洞上半洞开挖及支护方法见表1.4-12。表1.4-12尾水岔洞上半洞开挖及支护方法表围岩类型开挖方案支护方案Ⅲ类围岩手风钻钻孔全断面开挖，设计轮廓线光面爆破。ZLC40侧卸装载机配15t车出渣系统支护滞后开挖面30m。Ⅳ、Ⅴ类围岩手风钻钻孔全断面开挖，设计轮廓线光面爆破。ZLC40侧卸装载机配15t车出渣采用潜孔钻、手风钻钻孔进行小导管、管棚和超前锚杆的超前支护，爆破后先对顶拱进行喷砼封闭，出渣后采用平台车配合锚杆钻、手风钻施工系统锚杆、挂网喷混凝土施工，并完成钢支撑支护。（2）下半洞下半洞支护采用开挖先行，随机支护紧跟开挖面前移，系统支护工作滞后开挖掌子面15~20m。尾水岔洞下半洞开挖及支护方法见表1.4-13。表1.4-13尾水岔洞下半洞开挖及支护方法表围岩类型开挖方案支护方案Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ类围岩手风钻钻孔水平开挖，设计轮廓线预裂爆破。ZLC40侧卸装载机配15t车出渣系统支护滞后开挖面15~20m。5、循环进尺尾水岔洞上半洞开挖及支护施工作业Ⅲ类围岩单循环进尺按2.5m设计，支护施工不占用掘进循环时间。综合考虑开挖断面形式、钻孔设备的施工效率、出渣手段和效率后，单循时间环按24h设计，月进尺按75m考虑；Ⅳ、Ⅴ类围单循环进尺按1.5m设计，考虑围岩较差，必须进行超前支护和成洞段随机或系统支护才可进行下循环开挖，超前支护以超前锚杆为主。综合考虑开挖断面形式、钻孔设备的施工效率、出渣手段和效率等，以及支护所占用的循环时间后，单循时间环按24h设计，月进尺按45m考虑。尾水岔洞上半洞开挖作业循环时间见表1.4-14。下半洞扩挖按3m一个循环进尺，单循环按24h设计。下半洞梯段扩挖循环时间见表1.4-15。表1.4-14尾水岔洞上半洞开挖循环时间表工序测量钻孔装药爆破排烟安全处理出渣清面支护及其他合计围岩类别时间(h)0.58.06.00.50.56.00.52.024Ⅲ时间(h)0.55.55.00.50.54.50.57.0=SUM(LEFT)24Ⅳ、ⅤⅢ类围岩循环进尺2.5m，平均月进尺75mⅣ、Ⅴ类围岩循环进尺1.5m，平均月进尺45m。表1.4-15尾水岔洞下半洞扩挖循环时间表工序测量钻孔装药爆破排烟安全处理出渣清面支护及其他合计时间(h)0.58.56.00.50.57.50.50=SUM(LEFT)24循环进尺3m，平均月进尺90m。6、爆破设计尾水岔洞上半洞爆破网络采用以电雷管起爆、导爆索和导爆管传爆的毫秒微差爆破网络。爆破钻孔采用斜眼楔形掏槽，周边光面爆破的爆破方法。爆破后视围岩情况进行支护施工。上半洞爆破设计见图LX/C3-TB-09-20尾水岔洞上半洞Ⅲ类围岩爆破参数为：掏槽采用75度斜眼掏槽，掏槽孔孔深2.8m，孔径42mm，孔间距60cm；主爆孔孔深2.6m，孔径42mm，孔间距70cm，排间距85cm；手风钻钻光爆孔孔深2.6m，孔径42mm，孔间距60cm，线装药密度150g/m。爆破网络采用由内至外逐圈起爆，底孔预裂爆破，顶孔、侧墙孔光面爆破。尾水岔洞Ⅲ类围岩爆破设计参数见表1.4-16。尾水岔洞上半洞Ⅳ、Ⅴ类围岩爆破参数为：掏槽采用75度斜眼掏槽，掏槽孔孔深1.8m，孔径42mm，孔间距60cm；主爆孔孔深1.6m，孔径42mm，孔间距80cm，排间距95cm；手风钻钻光爆孔孔深1.6m，孔径42mm，孔间距50cm，线装药密度120g/m。爆破网络采用由内至外逐圈起爆，底孔预裂爆破，顶孔、侧墙孔光面爆破。尾水岔洞Ⅲ类围岩爆破设计参数见表1.4-17。表1.4-16尾水岔洞上半洞Ⅲ类围岩钻爆设计表参数类别钻孔机械孔深（m）孔径（mm）孔距（cm）排距(cm)药径（mm）装药量掏槽孔TY-282.8Ф4260/Ф322.4kg主爆孔TY-282.6Ф427085Ф322.1kg光爆孔TY-282.6Ф4260/Ф25150g/m表1.4-17尾水岔洞上半洞Ⅳ、Ⅴ类围岩钻爆设计表参数类别钻孔机械孔深（m）孔径（mm）孔距（cm）排距(cm)药径（mm）装药量掏槽孔TY-281.8Ф4260/Ф321.4kg主爆孔TY-281.6Ф428095Ф321.2kg光爆孔TY-281.6Ф4250/Ф25120g/m尾水岔洞下半洞扩挖爆破网络采用以电雷管起爆、导爆索和导爆管传爆的毫秒微差爆破网络。下半洞扩挖采用水平钻孔，设计边线光面爆破。下半洞爆破设计见图LX/C3-TB-09-20尾水岔洞下半洞爆破参数为：手风钻钻主爆孔孔深3.0m，孔径42mm，孔间距120cm，排间距100cm。手风钻钻光爆孔孔深3.0m，孔径42mm，孔间距60cm，线装药密度120g/m。爆破网络采用由上至下逐排起爆，底孔、侧墙孔光面爆破。尾水岔洞下半洞扩挖爆破设计参数见表1.4-18。表1.4-18尾水岔洞下半洞扩挖钻爆设计表参数类别钻孔机械孔深（m）孔径（mm）孔距（cm）排距(cm)药径（mm）装药量主爆孔TY-283.0Ф42120100Ф322.6kg光爆孔TY-283.0Ф4260/Ф25120g/m1.4.3尾水闸门室1、施工程序eq\o\ac(○,4)施工支洞形成后，开始进行尾水闸门室顶拱层开挖施工。延eq\o\ac(○,4)支洞轴线向尾闸室左侧进行中导洞开挖（中导洞尺寸7×7m，底板高程-40.35m），中导洞形成后进行尾闸室顶拱层（-33.35~-40.35m）的扩挖施工。尾水闸门室洞挖施工程序框图eq\o\ac(○eq\o\ac(○,4)闸门井右侧岩锚梁开挖第三、四和底板层开挖闸门井井挖eq\o\ac(○,4)支洞完成顶拱层导洞开挖顶拱层扩挖第二层梯段下卧eq\o\ac(○,4)闸门井左侧岩锚梁开挖eq\o\ac(○,6)闸门溜渣井开挖eq\o\ac(○,4)闸门井右侧梯段开挖尾闸室顶拱层开挖支护完成后，从尾闸右侧向左侧下卧第二层（-40.35~-46.5m）开挖。下卧坡度按8%控制，在eq\o\ac(○,4)闸门附近下卧至-46m高程，eq\o\ac(○,4)闸门以左的部分挖至-46m大面。该层开挖以梯段爆破为主，岩锚梁部分预留保护层。岩锚梁的开挖是尾闸室开挖施工的一个重点。eq\o\ac(○,4)闸门以左侧的梯段开挖完成后。进行岩锚梁开挖施工，同时在eq\o\ac(○,6)闸门槽处正井法开挖导井（4×4m）与eq\o\ac(○,6)尾水支洞贯通。作为后期尾闸室开挖出渣的溜渣井。溜渣井形成后，进行尾闸室右侧（eq\o\ac(○,4)闸门槽以右占压部分）第二层的开挖施工。并完成岩锚梁开挖。该部分的开挖石渣从溜渣井下渣至尾水支洞后装运出洞。尾闸室第二层及岩锚梁开挖完成后，进行第三层、第四层（-50.5~-54.5m）开挖。第四层开挖完成后，进行尾闸室操作廊道底板层（-54.5~-56.15m）的水平保护层开挖。第三层、第四层、底板保护层的开挖石渣也全部从溜渣井下渣至尾水支洞后装运出洞。尾水闸门井采用先正井法开挖4×4m导井，后扩挖至设计断面的施工程序。尾水闸门室施工程序框图见图1.4-4。尾水闸门室开挖程序示意见图LX/C3-TB-09-212、开挖分层尾水闸门室由下部的6个闸门井和上部连通的闸门操作廊道组成。检修闸门孔口开挖尺寸为12.2m×7.0×6.6m(长×宽×高)，闸门操作廊道底板开挖高程-56.15m，吊车梁以下的开挖跨度为8.8m，吊车梁以上的开挖跨度为10.8m，操作廊道高22.8m，总长度155.70m。岩锚梁布置在-42.65~-43.65m。根据开挖的断面尺寸、岩锚梁位置和施工通道位置，拟定的开挖分层高度见表1.4-19。尾水闸门室开挖分层见图LX/C3-TB-09-22。表1.4-19尾水闸门室开挖分层表层号起始高程（m）终止高程（m）层高（m）工程量（m³）Ⅰ层（顶拱层）-33.35-40.357.010600Ⅱ层-40.35-46.506.159800Ⅲ层-46.50-50.504.06800Ⅳ层-50.50-54.504.06800Ⅴ层（底板层）-54.50-56.151.652310闸门井-56.15-71.8515.78830合计-33.35-71.8538.5451403、施工方法尾水闸门室顶拱层（-33.35~-40.35m）中导洞采用全断面钻爆法开挖，支护及时跟进。中导洞开挖完成后再经一次扩挖至设计断面。造孔采用自制钻孔台车，手风钻造孔。开挖石渣采用ZLC40装载机装车，15t自卸车经eq\o\ac(○,4)施工支洞运输出洞。尾闸室第Ⅱ层（-40.35~-46.5m）开挖分2期进行施工。第1期：从eq\o\ac(○,4)施工支洞下卧开挖，在eq\o\ac(○,4)闸门附近下卧至-46.5m高程。先进行预裂施工并预留岩锚梁保护层，再进行梯段开挖爆破。梯段开挖结束后，进行岩锚梁保护层的开挖施工。同时，在eq\o\ac(○,6)闸门槽位置进行溜渣井开挖。岩锚梁施工全部采用手风钻钻孔（岩锚梁开挖步骤见图LX/C3-TB-09-08）。岩锚梁以外的梯段爆破采用KQD80小型潜孔钻钻孔。溜渣井采用正井法，手风钻钻爆。井挖石渣采用人工装吊篮，卷扬机提升。开挖石渣采用ZLC40装载机装车，15t自卸车经eq\o\ac(○,4)施工支洞运输出洞。第2期：溜渣井形成后，进行第二层剩余部分（eq\o\ac(○,4)闸门以右占压部分）的开挖施工。岩锚梁施工全部采用手风钻钻孔。岩锚梁以外的梯段爆破采用KQD80小型潜孔钻钻孔。开挖石渣采用装载机推入溜渣井，在下部的尾水支洞装渣出洞。尾闸室第Ⅲ、Ⅳ、（-46~-54.5m），采用先进行边墙预裂，后梯段开挖。边墙预裂和梯段开挖采用KQD80小型潜孔钻钻孔。开挖石渣采用装载机推入溜渣井，在下部的eq\o\ac(○,6)尾水支洞装渣出洞。尾闸室廊道底板层（-54.5~-56.15m），采用手风钻水平预裂进行剥离。开挖石渣采用装载机推入溜渣井，在下部的尾水支洞装渣出洞。闸门井采用正井法开挖，先开挖出4×4m导井，后扩挖至设计断面。竖井开挖手风钻钻孔。导井开挖石渣采用人工装吊篮，卷扬机提升至井口后装载机推入eq\o\ac(○,6)闸门溜渣井。闸门井扩挖采用手风钻钻孔，人工铲渣至下部的尾水支洞后，装车出洞。4、支护施工（1）顶拱导洞尾水闸门室顶拱层导洞开挖，对于Ⅲ类围岩洞段，施工期的临时支护以径向的随机锚杆为主。对尾闸顶拱部已揭露的系统锚杆位，可在导洞内先行施工。对于Ⅳ、Ⅴ类围岩洞段导洞开挖循环进尺前必须进行超前支护。超前支护以超前锚杆主、小导管为辅，对顶拱120°范围进行超前锁固。超前锚杆上扬度控制在15°左右，长度暂定为2.5m，间距1.0~1.5m。小导管长度4m，上扬15cm。爆破完成后，立即对顶拱喷射混凝土封闭围岩。出渣后进行径向锚杆和喷砼等工序施工，支护施工紧跟开挖面前移。尾水闸室顶拱导洞开挖及支护方法见表1.4-20。表1.4-20尾闸室导洞开挖及支护方法表围岩类型开挖方案支护方案Ⅲ类围岩手风钻钻孔全断面开挖，设计轮廓线光面爆破。ZLC40侧卸装载机配15t车出渣随机锚杆，视情况喷混凝土。对导洞掘进过程中，已揭露的尾闸顶拱系统锚杆位滞后导洞开挖进行系统支护施工。Ⅳ、Ⅴ类围岩手风钻钻孔全断面开挖，设计轮廓线光面爆破。ZLC40侧卸装载机配15t车出渣采用手风钻钻孔进行超前锚杆的施工，爆破后先对顶拱进行喷砼封闭，出渣后采用平台车配合手风钻施工径向锚杆、挂网喷混凝土等。对导洞掘进过程中，已揭露的尾闸顶拱系统锚杆位滞后导洞开挖进行系统支护施工。（2）顶拱扩挖通过导洞对尾闸顶拱的部分支护完成后，开始尾闸室顶拱层两侧的扩挖。扩挖过程视围岩情况，对导洞施工过程中未能进行的超前支护的部位进行补强支护。确保顶拱稳定后才可进行扩挖施工。单循环扩挖完成后，立即进行系统支护。尾水闸室顶拱扩挖及支护方法见表1.4-21。表1.4-21尾闸室顶拱扩挖及支护方法表围岩类型开挖方案支护方案Ⅳ、Ⅴ、Ⅲ类围岩手风钻钻孔全断面开挖，设计轮廓线光面爆破。ZLC40侧卸装载机配15t车出渣对导洞施工过程中遗留的超前支护进行补强，扩挖后立即进行系统支护，采用平台车配合潜孔钻、手风钻进行锚杆施工，喷砼和钢支撑及紧跟开挖工作面前移。（3）下部边墙尾闸室下部开挖形成直立边墙，每层梯段推进过程中，穿插进行边墙的系统支护。尾水闸室下部开挖及支护方法见表1.4-22。表1.4-22尾闸室下部开挖及支护方法表围岩类型开挖方案支护方案Ⅳ、Ⅴ、Ⅲ类围岩潜孔钻梯段爆破，设计轮廓线预裂爆破。ZLC40装载端至溜渣井下渣每层梯段推进过程中，穿插进行边墙的系统支护。5、循环进尺尾闸室顶拱导洞单循环按24h设计，单循环进尺按1.5m设计，月进尺按45m考虑；顶拱层扩挖单循环进尺按2.5m设计，考虑顶拱跨度较大，每循环扩挖后系统支护即时跟进，支护施工占用循环时间。单循环按24h设计，月进尺按75m考虑。开挖作业循环时间见表1.4-23。表1.4-23尾闸室顶拱层导洞、扩挖作业循环时间表工序测量钻孔装药爆破排烟安全处理出渣清面支护及其他合计类型时间(h)0.56.05.00.50.56.00.5524导洞时间(h)0.55.54.50.50.55.00.57.0=SUM(LEFT)24扩挖导洞循环进尺1.5m，平均月进尺45m。扩挖循环进尺2.5m，平均月进尺75m。尾闸室梯段开挖爆块按10m长度考虑，单循环按24h设计。每层开挖结束后，该层的侧墙支护施工应即时跟上，因此每梯段高度的下降时间因充分考虑该层的后续支护占用时间。根据尾闸室侧墙的支护形式，拟定的支护滞后开挖完成的时间约10~15天。循环时间见表1.4-24。表1.4-24尾闸室梯段开挖作业循环时间表工序测量钻孔装药爆破排烟安全处理出渣清面支护及其他合计时间(h)0.510.05.50.50.56.50.50=SUM(LEFT)24循环推进10m，平均月下挖1层。4×4导井井挖单循环进尺长度按1m考虑，单循环按12h设计。循环时间见表1.4-25。表1.4-25导井开挖作业循环时间表工序测量钻孔装药爆破排烟安全处理出渣清面支护及其他合计时间(h)0.53.52.00.50.54.50.5012循环进尺1.0m，平均月进尺60m。闸门井扩挖单循环进尺长度按3m考虑，下一循环前应做好上一循环的支护施工。因此支护时间占用循环时间。单循环按24h设计。循环时间见表1.4-26。表1.4-26闸门井扩挖作业循环时间表工序测量钻孔装药爆破排烟安全处理出渣清面支护及其他合计时间(h)0.55.55.00.50.504.0812循环进尺3.0m，平均月进尺90m。6、爆破设计尾水闸门室顶拱层导洞爆破网络采用以电雷管起爆、导爆索和导爆管传爆的毫秒微差爆破网络。爆破钻孔采用斜眼楔形掏槽，周边光面爆破的爆破方法，爆破后视围岩情况进行支护施工。尾闸室顶拱导洞爆破参数为：掏槽采用75度斜眼掏槽，掏槽孔孔深1.8m，孔径42mm，孔间距60cm；主爆孔孔深1.6m，孔径42mm，孔间距80cm，排间距95cm；手风钻钻光爆孔孔深1.6m，孔径42mm，孔间距60cm，线装药密度120g/m。爆破网络采用由内至外逐圈起爆，底孔预裂爆破，顶孔、侧墙孔光面爆破。导洞开挖爆破设计参数见表1.4-27。尾闸室顶拱导洞爆破设计见图LX/C3-TB-09-23。表1.4-27尾闸室顶拱导洞开挖钻爆设计表参数类别钻孔机械孔深（m）孔径（mm）孔距（cm）排距(cm)药径（mm）装药量掏槽孔TY-281.8Ф4260/Ф321.4kg主爆孔TY-281.6Ф428095Ф321.2kg光爆孔TY-281.6Ф4260/Ф25120g/m尾闸室顶拱层扩挖采用手风钻水平钻孔，设计边线采用光面爆破。爆破参数为：主爆孔孔深2.5m，孔径42mm，孔间距120cm，排间距100cm；手风钻钻光爆孔孔深2.5m，孔径42mm，孔间距50cm，线装药密度120g/m。爆破网络采用由逐排起爆。扩挖爆破设计参数见表1.4-28。尾闸室顶拱扩挖爆破设计见图LX/C3-TB-09-23。表1.4-28尾闸室顶拱扩挖钻爆设计表参数类别钻孔机械孔深（m）孔径（mm）孔距（cm）排距(cm)药径（mm）装药量主爆孔TY-282.5Ф428095Ф322.1kg光爆孔TY-282.5Ф4260/Ф25120g/m尾闸室开挖梯段爆破钻孔采用KQD80潜孔钻垂直钻孔。爆破参数为：预裂孔孔径80mm，间距80cm，线装药密度240g/m；缓冲孔孔径80mm，间距150cm，线装药密度1000g/m；主爆孔孔径80mm，间距250cm，排距200cm。每循环梯段的钻孔深度原则上超深分层高度5~10%，装药量按单耗0.4~0.5kg/m³。尾闸室梯段爆破设计参数见表1.4-29。表1.4-29尾闸室梯段开挖钻爆设计表参数类别钻孔机械孔径(mm)孔距(cm)排距(cm)药径（mm）线装药量（g/m）主爆孔KQD80Ф80250200Ф60预裂孔KQD80Ф8080Ф32250～300缓冲孔KQD80Ф80150Ф501000～1200尾闸室预留的保护层采用水平预裂爆破。爆破参数为：预裂孔孔深4.0m，孔径42mm，间距60cm，线装药密度120g/m；主爆孔孔深4.0m，孔径42mm，间距120cm，排距100cm。尾闸室保护层爆破设计参数见表1.4-30。尾闸室保护层爆破设计参见明挖保护层爆破设计。表1.4-30保护层开挖钻爆参数表参数类别钻孔机械孔深（m）孔径（mm）孔距（cm）排距(m)药径（mm）装药量预裂孔TY-284.0Ф4260/Ф25120g/m主爆孔TY-284.0Ф42120100Ф323.2kg尾水闸门井采用人工正井开挖，先开挖4×4m导井，后扩挖至设计断面。溜渣导井爆破参数为：掏槽孔采用75度斜眼，孔深1.2m，孔径42mm，间距60cm；主爆孔孔深1.1m，孔径42mm，间距80cm，排距95cm；光爆孔孔深1.1m，孔径42mm，间距60cm，线装药密度120g/m；闸门井导井爆破设计参数见表1.4-31。4×4m导井爆破设计见图LX/C3-TB-09-24。表1.4-31导井开挖钻爆参数表参数类别钻孔机械孔深（m）孔径（mm）孔距（cm）排距(m)药径（mm）装药量掏槽孔TY-281.2Ф4260Ф321.0kg主爆孔TY-281.1Ф428095Ф320.8kg光爆孔TY-281.1Ф4260/Ф25120g/m尾水闸门井采用人工正向扩挖。扩挖爆破参数为：预裂孔孔深3.0m，孔径42mm，间距60cm，线装药密度120g/m；主爆孔孔深3.0m，孔径42mm，间距120cm，排距100cm。尾水闸门井扩挖爆破设计参数见表1.4-32。尾水闸门井扩挖爆破设计见图LX/C3-TB-09-24。表1.4-32闸门井扩挖钻爆参数表参数类别钻孔机械孔深（m）孔径（mm）孔距（cm）排距(m)药径（mm）装药量预裂孔TY-283.0Ф4260/Ф25120g/m主爆孔TY-283.0Ф42120100Ф322.6kg1.4.4尾闸消防廊道和通风洞1、施工程序eq\o\ac(○,8)施工支洞交面后，从eq\o\ac(○,8)施工支洞进入尾闸通风洞，进行洞挖施工。尾闸通风洞在eq\o\ac(○,8)施工支洞侧墙处先开挖竖井，后接平硐至尾闸室左墙。尾闸室开挖至操作廊道底板高程（-56。15m）后，从尾闸室进入，进行消防通道的洞挖施工。尾闸通风洞、消防通道洞挖施工程序框图见图1.4-5。尾闸通风洞、消防通道洞挖施工程序框图=8\*GB3=8\*GB3⑧施工支洞交面通风洞洞挖本标段开工尾水闸门室开挖至-56.15m高程消防通道洞挖2、施工方法通风洞和消防廊道断面为马蹄形，开挖断面尺寸为2.6×2.8m(宽×高)。通风洞和消防通道断面尺寸较小，围岩基本为Ⅳ、Ⅴ类。采用全断面钻爆法开挖，支护及时跟进。考虑围岩情况较差，钻爆掘进采用“短进尺，弱爆破”，以保证围岩稳定。造孔采用人工持手风钻造孔，非电管毫秒微差爆破。开挖石渣采用人工装胶轮车出渣。消防通道的石渣全部从尾闸室的溜渣井下渣运输。通风洞的石渣采用胶轮车运输至连接竖井后，卷扬机提升出洞。3、支护施工对于通风洞和消防通道Ⅳ、Ⅴ类围岩洞段循环进尺前进行超前支护，以超前锚杆对顶拱120°范围进行超前锁固。超前锚杆上扬度控制在15°左右，长度暂定为2.5m（大于循环进尺1.5倍），间距1.0~1.5m。考虑洞径较小，围岩自稳情况好，安排系统支护滞后开挖工作面10~15m进行。通风和消防洞开挖及支护方法见表1.4-33。表1.4-33尾闸室通风和消防洞开挖及支护方法表围岩类型开挖方案支护方案Ⅳ、Ⅴ类围岩手风钻钻孔全断面开挖，设计轮廓线光面爆破。人工胶轮车出渣采用超前锚杆预支护顶拱120°范围。系统支护施工滞后开挖掌子面10~15m。4、循环进尺通风洞和消防廊道Ⅳ、Ⅴ类围岩洞段开挖及支护施工作业单循环进尺按1.5m设计，超前支护占用循环时间。考虑洞室断面较小，自稳定性相对较好，超前支护采用超前锚杆为主。另外考虑人工出渣的效率较低，单循环时间按18h设计，月进尺按60m考虑。尾水支洞开挖作业循环时间见表1.4-34。表1.4-34尾水支洞开挖循环时间表工序测量钻孔装药爆破排烟安全处理出渣清面支护及其他合计围岩类别时间(h)0.54.53.00.50.56.50.52.018Ⅳ、ⅤⅣ、Ⅴ类围岩循环进尺1.5m，平均月进尺60m。5、爆破设计通风洞、消防通道开挖爆破网络采用以电雷管起爆、导爆索和导爆管传爆的毫秒微差爆破网络。爆破钻孔采用直眼掏槽，周边光面爆破的方法。爆破后视围岩情况进行支护施工。爆破设计见图LX/C3-TB-09-25。尾水支洞Ⅳ、Ⅴ类围岩全断面爆破参数为：掏槽采用十字四空孔直眼掏槽，掏槽孔孔深1.8m，孔径42mm，孔间距30cm；主爆孔孔深1.6m，孔径42mm，孔间距80cm，排间距95cm；手风钻钻光爆孔孔深1.6m，孔径42mm，孔间距50cm，线装药密度120g/m。爆破网络采用由内至外逐圈起爆，底孔预裂爆破，顶孔、侧墙孔光面爆破。爆破设计参数见表1.4-35。表1.4-35通风洞、消防通道Ⅳ、Ⅴ类围岩钻爆设计表参数类别钻孔机械孔深（m）孔径（mm）孔距（cm）排距(cm)药径（mm）装药量掏槽孔TY-281.8Ф4230/Ф321.4kg主爆孔TY-281.6Ф428095Ф321.2kg光爆孔TY-281.6Ф4250/Ф25120g/m1.5洞挖施工工艺1.5.1石方洞挖工艺流程图石方洞挖施工工艺流程框图Ⅳ、Ⅴ类围岩ⅡⅣ、Ⅴ类围岩Ⅱ、Ⅲ类围岩施工准备测量放线钻孔装药、联网、警戒起爆、通风检查哑炮、危石处理出渣系统支护前循环的系统支护超前支护、加强支护1.5.2工艺措施和要求（1）施工准备：上一循环支护完成后，立即采用人工配合装载机对工作面进行清理，清理距离满足钻孔要求，同时布置好排水设施等。（2）施工测量：为满足设计断面要求，每个循环钻孔前必须采用全站仪对全掌子面进行全断面测量放样，测出断面开挖轮廓线，用红油漆标在开挖面上