目 录
1 课题研究背景与现状…………..……………………………………………..…3-1 1.1 研究课题的提出………………………………...………………………..…3-1 1.2 课题研究的背景和现状………….……………………………………………………3-1 2 长梁山隧道地质条件………….……………………………………………………………3-3
2.1 地质构造….………………………….……………………………….….……3-3 2.2 岩性….……………………………….……………………………….….……3-3 2.3 地下水条件….……………………………….…………………………………………………3-3 3 长梁山隧道施工方法….…………………………………………………………………………3-5 3.1 基本原则….…………………………………………………………………………………3-5 3.2 一般地段开挖与初期支护…………………………...………………………………3-5 3.3 不同地质条件的施工措施…………………………..………………………………3-8
3.4 地下水极丰富的断层地段超前注浆….………………………...…………………3-12 4 软弱及层状围岩隧道施工爆破技术….………………………..……..………………3-14 4.1 隧道施工爆破对围岩的损伤作用….………………………..……..……………3-14 4.2 隧道施工爆破的数值模拟….………………………..……………..………………...……3-15 4.3 软弱围岩隧道施工爆破参数….………………………..……………..…………….……3-24 4.4 层状围岩隧道施工爆破….………………………..……..……………………..…3-26 5 隧道施工过程数值模拟….………………………..…………….…………………………..…3-29 5.1 三维分析模型的建立….………………………..……..…………………………3-29 5.2 计算结果分析….………………………...……..………………………………...…3-34 6 层状围岩锚固技术研究….………………………..……..………………………….…3-41 6.1 层状围岩锚固技术….………………………..……..………………………….…3-41 6.2 迈式锚杆的使用….………………………..……..………………………3-46 6.3 锚固药包制作技术….………………………...……..………………………….…3-46 6.4 蛛蛛网状系统锚固岩体技术….………………………...……..……………….…3-47 6.5 湿喷技术研究….………………………...……..…………………………. ………3-47 7 隧道施工监控量测….………………………..……..……………………………….…3-49 7.1 监测方案.………………………...……..……………………………………..…3-49 7.2 监测资料的分析处理.………………………...……..………………………...…3-50 8 小结.………………………………………………………………….………………………………3-57
长大隧道软弱围岩施工技术研究
1 课题研究背景与现状
1.1 研究课题的提出
在隧道建设中经常要通过软弱围岩，尤其是层状围岩、断层带以及富水地段，安全快速的通过这些不良地质地段需要进行研究。研究的问题有：首先需要提前知道施工掌子面前方的地质情况，以便准备施工措施，这需要超前地质预报工作，这在文件二中已经有详细论述；其次，要研究合理的爆破措施，以形成设计的开挖面；要预测施工过程中可能发生的拱顶下沉、拱腰收敛等参数，以便对照实际施工情况及时调整支护参数；对于不同的地质条件要有针对性的处理措施；在施工中要进行准确及时的量测，以便及时判断隧道的稳定性和受力情况；需要有完善的技术措施保证衬砌和支护的可靠性；对于富水地区要考虑合适的通过措施，关于超前注浆和防排水措施有专门章节讨论。
长梁山隧道全长12780m，其中Ⅱ、Ⅲ类围岩占施工段长度的76.2%，如何突破大洞室软弱围岩施工难点，成为本工点施工的突出课题。在长梁山隧道施工中，以理论为指导，通过现场实践，总结出软弱围岩条件下快速施工的工法，有很大的理论意义和推广价值。
1.2 课题研究的背景和现状
隧道支护设计
关于隧道支护设计，由于目前还不能从理论上完善地、定量的说明喷锚支护的原理，所以设计还是以经验的方法为主。目前还没有找到一种公认的合理方法。《铁路隧道喷锚构筑法技术规则》明确指出：隧道衬砌支护“设计应以工程类比法为主”，“对地质复杂、大跨度和有特殊要求的隧道，除采用工程类比法外，还应采用理论分析法进行检算”。《锚杆喷射混凝土支护技术规范》规定：隧道工程“喷锚支护的设计，采用工程类比法，必要时，还应辅以监控量测及理论验算法”。我国工程类比法，一般是首先进行工程地质勘察确定围岩类别，参照各部门制定的支护参数表，选定喷锚支护类型和参数。
美国土木工程师协会出版的《隧道衬砌设计指南》指出：衬砌通常按照使用要求、地质条件选择，给出“主要衬砌形式一览表”，并用一定的假设地层荷载进行验证。在不利或不能断定的情况下，衬砌可以暂时选定，而后通过施工中的现场观测和量测考察它的性能。在设计方法中强调“经验是极端重要的，在设计的早期阶段，依靠施工工程师和业主的知识，会得到施工方便和造价经济的衬砌”。并且指出“分析方法的精度远超过所掌握地层主要参数的精度，且沿着隧道的地层可能发生很大的变化。分析方法的主要优点是能够获得各项参数变化幅度内的衬砌形态，估计上下限条件下的性能。设计者不应用计算成果代替判断和经验。
《美国隧道衬砌设计指南》写道：隧道工程本来是无法预言和不能确定的活动过程，地下情况不能在工程竣工前彻底了解。实践证明，地面勘察测得的断层和节理通常是地下实际揭露的百分之几，地面地质勘察精度达不到施工要求。另一方面，地下开挖暴露的岩体结构是难以精确描述的，软弱围岩是隧道工程无法避免的不良地质问题。铁路隧道遇到不良地层平均占全长的10-20%。最后，
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隧道施工参数随着地质因素变化，在开挖支护过程中增加了不可精确预计的人为因素。比如下面的施工参数在隧道开挖支护过程中都是随着时间变化的：1.开挖方面。每循环进尺洞周超挖值，松动圈，施工测量误差，各类围岩预留变形量，塌方次数、位臵和最大高度，洞周各点在开挖和支护阶段位移释放值及位移总值中所占的比例等。2.支护方面。开挖后暴露的时间，初喷时机与厚度，喷层最小厚度和平均厚度，喷射混凝土强度及其随着时间演变，锚杆间距、方向及其与岩层面的夹角，锚杆注浆饱满程度与拉拔力等。这些因素都不能精确确定。
《地下工程喷锚设计和展望》作了以下归纳和展望：“喷锚支护的三种设计方法各有利弊，但靠哪一种方法都有其局限性。从当前喷锚支护设计的发展情况来看，三种方法相互渗透、相互补充将是今后发展的方向。有些学者认为：信息化设计使经验方法科学化，使力学计算具有实际背景，这种以施工监测、理论分析、经验判断相结合，地质调查、设计、施工相交叉的方法是非常符合隧道工程特点的，为隧道设计和施工开辟了一条正确的途径。
隧道施工爆破技术
隧道用矿山法开挖过程中，爆破会产生两个问题：爆破过程中对周围岩体的损伤；爆破过程中的超欠挖问题。
爆破过程中会对周围岩体造成损伤，一般指未破碎但已经受到爆破影响的岩体，在工程上可以认为是爆破开挖轮廓线外一定范围内受爆破影响的围岩或保留岩体，爆炸对岩石的破坏和损伤作用体现在爆炸应力波的动作用和爆生气体的准静态作用两个方面，这两者的作用强度直接影响爆破对岩石的损伤程度和范围。尽管对爆破已经开展了重要的研究工作，但是在现有的知识中，仍存在着很多空白和不足。在岩石爆破破碎机理中，应变能和爆生气体能的作用仍未完全搞清楚，不同的学派对它们所起的作用有不同的解释。岩体的震动或爆炸荷载导致了瞬时开挖荷载的产生，而由此产生的应力状态将是动态的或准静态的。
对于软弱围岩中爆破问题，现场隧道施工中经常发生比较大的超挖，尤其是层状岩体中，经常会形成平板状的供顶，加大了衬砌的难度和回填量，在经济上是不合理的。虽然在隧道施工现场，已经对如何尽量减少超挖，对如何尽量不破坏洞室周围岩体强度做了一些研究，但多数停留在经验阶段，没有形成指导性的方案。
隧道量测技术
近年来隧道施工测量技术得到了长足的发展，出现了一些简单方便、自动化程度高的测量仪器，大大节省了时间，保证了测量的精确性。测量的结果用来反馈分析围岩和支护情况，对于调整支护参数有重要的作用。计算机应用于隧道量测方面起到了很大作用，已经开发了一些隧道量测软件，使很多工作自动化，而且更加精确。
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长大隧道软弱围岩施工技术研究
2 长梁山隧道地质条件
2.1 地质构造
隧道通过地区，位于盘道梁~北化屯区域性褶断带的东北端，褶断及其两翼沿褶断轴部形成向斜构造，其主轴与F20-5断层基本重合。该向斜主轴呈北东～南西走向，与隧道中线于DK27+260处以55°角相交。受向斜构造控制，岩层由进、出口沿隧道轴向向中部缓倾，又因线路地处向斜东北端，向斜逐渐倾覆，隧道左侧岩层向右倾斜，故隧道区域岩层基本形成庞大“簸箕”状，簸箕口朝向线路右侧。
隧道内断裂构造发育。受褶断影响，在向斜轴两侧形成一系列断裂构造，以规模不等的正断层居多，走向与向斜轴近于平行。较大断层附近又多有次生小断层生成，与主要断层成雁行式排列。
我局施工段正洞共遇有大小断层累计长度2630m，其中较大区域性断层6处（F12、F5、 F41、 F45、 F80、F81），断层破碎带宽一般为5～30m，由断层角砾及断层泥组成。影响带宽度一般为5～30m，最大可达80~350m（如F5、F12）。影响带内岩体极为破碎。
2.2 岩性
隧道除出口通过部分黄土及碎石土地层外，其余全部通过基岩。洞身所遇地层为三迭系陈家沟组、二迭系和尚沟组、刘家沟组及孙家沟组沉积岩地层。
隧道总体岩性较为单一，大部为长石石英砂岩、长石砂岩夹部分泥岩、页岩等泥质岩层，岩层呈砂、页、泥岩互层状态。岩层倾角一般5~20°。
三迭系陈家沟组主要以薄层长石砂岩构成，中夹薄层泥岩，交错节理发育，抗风化能力极差，主要分布于隧道中部及右侧；二迭系和尚沟组、孙家沟组以泥质岩为主或大部为泥质岩，表现为薄层泥、页岩互层状，岩层极软弱；二迭系刘家沟组以长石石英砂岩为主，呈薄层及中厚层状，层间夹薄层泥岩，节理发育，裂隙多以泥岩填充，岩体多被层面、裂隙切割成大块状或大块平板状。岩石呈整体破坏较常见，主要分布于断层构造附近及向斜轴附近。
隧道内围岩除刘家沟组地层有部分可达Ⅳ类以外，Ⅱ、Ⅲ类围岩占绝大部分，岩层软弱破碎。尤其和尚沟组、孙家沟组泥岩比重较大地段，围岩呈现微膨胀性，工程地质极差。
2.3 地下水条件
隧道内地下水以基岩构造裂隙水和断层带水为主，均属潜水或潜水—承压型。
（1）向斜北东端翘起，其两翼及翘起端岩层均向隧道倾斜，呈三面来水簸箕状，地下水沿各种通道流入隧道。
（2）基岩裂隙构造水：主要存在于二迭系刘家沟地层内。该组地层主要为长石石英砂岩，坚硬质脆。构造节理延伸较远、连通性好、张开性强、充填物较少，含水量大，因而构造裂隙水最为发
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（3）断层带水：存在于断层两侧一定范围的破碎带内。断层带内由断层角砾及断层泥构成，泥质胶结较好，地下水并不发育。而在其两侧一定范围的破碎带中，岩层破碎，裂隙率及裂隙张开都比较大，具有良好的地下储水条件，地下水量较大。尤其规模较大的区域断层两侧一定范围的破碎带内，连通性好，易有突然涌水出现。
从上述的工程地质、水文地质情况看，不良地质构造、软岩、地下水诸方面不利因素，对施工造成严重威胁。
（1）受向斜影响，岩层基本为缓斜或近于水平成层。在三迭系陈家沟组及二迭系和尚沟、孙家沟组地层内，岩性变化频繁，细层理及交错层理十分发育，层面泥质胶结强度极低，节理发育，岩体稳定性差。双线隧道开挖跨度大，施工中极易造成塌方冒顶及拱脚塌成门字型，成拱条件极差。
（2）二迭系刘家沟组长石石英砂岩地层，施工中拱部往往形成大平板状。虽然石质相对较坚硬，但层间结合物少且极软弱，在交错层理切割下，极易产生拱部大块岩体或大面积整块平板坠落。施工中且遇到多处因边墙部位大型纵向贯通节理发育，节理面软弱且有地下水贯入，造成长段落边墙顺帮滑塌。
（3）施工段内遇有较大区域性断裂构造多处。在断层及影响带地段，断层角砾、断层泥及破碎带构成断层及两侧一定范围地层极为软弱破碎，加之破碎带内地下水作用，形成极不稳定地层，极易造成大型塌方。
（4）除刘家沟组地层外，其余各种地层占隧道绝大部分，其特点是近水平层的页岩、泥岩细层交互，岩层破碎软弱，是较为典型的软弱围岩类。其中和尚沟组中尚有大量泥岩段，具微膨胀性质，其软弱程度更甚。此种地层内，开挖后地应力增长快，自稳时间极短，容易造成塌方冒顶及整体坍塌。
（5）地下水主要存在于刘家沟组岩体裂隙及较大区域性断裂的破碎带中。
刘家沟组地层相对坚硬，但层面结合软弱，大型交错节理及裂隙十分发育，在丰富的地下水作用下，不但加速岩体软化过程，且使层间及裂隙中本来不多的泥质胶结物被大量冲刷，使其失去结合能力，是造成此种地层产生拱部大块状和平板坠落以及边墙部位顺帮滑塌的主要原因。
断层破碎带内大量地下水涌出，使断层及破碎带本已很破碎软弱的地层更加软弱，加速了围岩失稳坍塌过程。不仅如此，大量地下水出露，也使各工序施工进展大受影响。
尽管工程地质及水文地质条件对施工极为不利，但由于施工中针对工程地质及水文地质的变化情况，采用合理的施工方法及可靠的辅助施工措施，全段得以安全通过，未出现较大塌方事故。
因此，如何施工，才能确保施工安全和工期，特别是，对以水平层状软弱围岩为主体的地层，更为重要。
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3 长梁山隧道施工方法
3.1 基本原则
基于上述地质条件，我们按以下基本原则组织施工。
（1） 紧跟掘进过程，做好掌子面前方的超前地质预报。根据预报所揭示的前方工程地质及水文地质变化情况及时调整施工方法及施组；
（2） 短进尺掘进：在本隧道大量的地质不良及软弱破碎地段，严格按短进尺掘进。 Ⅲ类围岩：多为刘家沟组砂岩，但地下水出露或构造影响较为严重。围岩较好地段可采用全断面开挖，绝大部分采用短台阶开挖，循环进尺一般为2.0～2.5m。
Ⅱ类围岩：主要为深层和尚沟组、孙家沟组泥、页岩细层交互地层或较大断层及影响带地段，按短台阶开挖，循环进尺一般为1.2～1.5m；在断层及两侧破碎带中循环进尺不超过1.0m。
（3） 初期支护紧跟：由于大部分地层为软岩，地压增长快，自稳时间短。锚、喷、挂网及格栅架设工作，在爆破、排险后马上施作，基本与出碴同时或交错进行，尤其在地层破碎或构造带地段更要紧跟，以保证围岩稳定。
（4） 为维护开挖周边稳定，Ⅱ～Ⅳ类围岩开挖中都必须采用光爆。爆破后形成平顺的开挖轮廓，不但对维护围岩稳定有利，也为后续工序创造良好条件，同时有效地控制超挖，也是提高企业经济效益的有效途径。
（5） 仰拱紧跟：根据本隧道地质情况，仰拱必须在二衬之前施作。拱、墙部初期支护形成之后要尽早施设仰拱，以使初期支护尽快形成封闭受力结构，并为二衬施工的模板台车轨道铺设提供条件，同时仰拱及早铺设也为洞内运输提供便利。一般仰拱与正面下部开挖面保持距离为40～50m左右，以保证开挖、装碴机具活动场地。
（6） 把握时机，及时设臵二衬：二衬不能紧跟初期支护。初期支护设臵后，仍需对围岩及初期支护变形进行不间断量测。如围岩及初期支护变形仍在急剧增长，则需补强初期支护，不能用加厚二衬的办法作为结构加强手段。直到围岩及初期支护变形基本稳定时（收敛小于0.1～0.2mm/d及拱顶下沉小于0.07～0.15mm/d时）则可施作二衬。但在2类围岩时，当变形得不到有效控制的情况下，应迅速施做二次衬砌。
3.2 一般地段开挖与初期支护
在无较大构造影响的一般地段，根据超前地质预报确定的前方围岩软弱破碎程度，施工中采用不同的开挖断面及支护措施。特别提出，在进口工区Ⅱ、Ⅲ类围岩交错地段，为适应钻孔台车掘进需要并缩短作业循环时间，采用大半断面长台阶及大半断面斜坡道的掘进方法，取得良好效果。一般地段各类围岩采用的开挖断面及支护标准见表3-1及图3-1、图3-2、图3-3，各开挖图中括号内为Ⅲ类围岩尺寸。Ⅱ类围岩格栅如图3-4，Ⅲ类围岩格栅如图3-5。
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一般地段开挖与初期支护标准表 表3-1
围 岩 类 别 Ⅳ 开挖 断面 全断面 全断面 Ⅲ 小导坑短 台阶 小导坑短 Ⅱ 台阶 Ⅲ 大断面 长台阶 Ⅱ 1.2~1.5 15 拱墙 拱墙 1.0 3.0 2.0~2.5 1.2~1.5 2.0~2.5 15 25 喷网 15 拱墙 拱墙 拱墙 拱墙 拱墙 拱墙 1.0 1.0 1.0 3.0 3.0 3.0 循环进尺 m/班 3.5~4.0 2.0~2.5 喷砼厚 cm 10 15 钢筋网 位臵 (Φ6~ 8) 拱墙 初期支护 锚杆（Ф22） 间距 长度 位臵 m m 拱部 1.0 2.5 拱墙 1.0 3.0 钢格栅 间距 位臵 m 拱部 局部段 拱部 局部段 拱墙 拱部 局部段 拱墙 1.0 1.0 1.0 1.0 施工工区 各工区 进口工区 无较大构 造影响带 斜井工区 各工区 进口工区 Ⅲ、Ⅱ类 交错地段 进口工区 Ⅱ、Ⅲ类 交错地段 1.0 喷砼(素)锚杆L=2.5mⅠ989(1006)1076(1060)Ⅱ4000仰拱、填充
图图3--1 全断面开挖（Ⅳ类、部分Ⅲ类)3-1 全断面开挖 (IV类，部分III类) (单位：cm) 380(362)喷砼(素)格栅d=1.0 m锚杆L=3.0 mⅠⅡ653(644)300～500Ⅲ1126(1060)4000仰拱、填充图3-2 短台阶开挖 (IV类，部分III类) (单位：cm)
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图3--2 短台阶开挖（Ⅱ类、部分Ⅲ类) 长大隧道软弱围岩施工技术研究
603(585)喷砼(网)格栅d=1.0 m锚杆L=3.0 mⅠⅡ430(421)Ⅲ1126(1060)2000～30004000仰拱、填充 图图3--3 长台阶开挖（进口Ⅱ、Ⅲ类交错地段)3-3 长台阶开挖 (进口II、III类交错地段) (单位：cm) 638037642392320r2R230353539813981(尺寸：mm)R1隧道中线0r1 图3-4 II类围岩钢格栅 N 221号格栅1号横格栅号格栅2号横格栅B结点号格栅A结点35N 222N 223N 223N 224r2R2R13035N 224r1(尺寸：mm) 3-144 中铁第十六工程局 图3-5 III类围岩钢格栅
3.3 不同地质条件的施工措施
岩性单一、构造复杂是本隧道地层一大特点。此处所谓构造，泛指岩层成层情况及区域性地质构造情况（如断裂构造等），受开挖方法及地下水作用等外因影响，不同地层构造下的围岩破坏形态有所不同。施工中除遵循前述的开挖形式及支护标准外，根据不同地层构造采取不同的施工措施，以维护开挖后围岩的稳定。
3.3.1 缓倾或近于水平的中、厚层砂岩地层
此类地层为刘家沟组长石石英砂岩，石质相对坚硬，多为Ⅳ类，部分为Ⅲ类。各层间泥质胶结物较少，连接极不紧密。构造贯通节理发育，多成X形张开状。微节理不发育。在有少量地下水作用下即可将层间胶结物全部冲掉，使层间完全丧失连接能力。如果爆破参数不是完全合适，或者不能得到及时支护，在自重作用下拱顶会成大块或大面积平板坠落。
对此种地层的构造节理极发育地段，我们采用拱部锚杆加长、加密的施工措施见图3-6。使锚杆穿透数层岩层，且全长锚固。数层岩体联成组合梁形式，以防止拱部整体平板坠落。锚杆方向尽量垂直岩面，纵横间距0.7~0.8m。对锚杆抗拔力进行严格检测，单根抗拔力不小于5~6t。
拱部加长锚杆φ22 L=3.5～4.0 m 图3-6 拱部加长锚杆布臵
3.3.2 薄层长石砂岩、页岩、泥岩细层交错地层
本段内所见长石砂岩、页岩、泥岩细层交错地层中薄层砂岩的含量并不多,多为Ⅱ类，部分Ⅲ类。 此种地层交互形态十分清楚，贯通构造节理不发育，而微节理十分发育，有少量地下水或基本无水。在微节理密集段落，各层分界形似存在，实际已无连接能力，一经开挖即成极破碎状态，爆破后成碎石或碎石土状，形成塌顶及拱腰成门框形式破坏，开挖轮廓难以形成。在此种地层内施工难度较大，也十分危险。围岩稳定性差，自稳时间很短，开挖后支护稍不及时即可酿成大塌方。
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此种地层开挖采用半断面短台阶形式，初期支护内均设有钢格栅。其施工措施中着重强调以下几点：
(1) 做好光面爆破。炮眼布臵及装药量均严格控制，并严格按小进尺掘进，一般开挖进尺不超过1.2m，以控制爆破塌方，使之形成较为平顺的开挖轮廓。
（2）初期支护一定要紧跟。爆破后通风排险不超过一小时，即及时以喷砼封闭开挖周边及掌子面。锚杆、挂网、格栅架立与喷砼同时作业，以缩短初期支护设臵时间，尽早维护围岩稳定。
（3）采用短台阶、短循环的工作程序，以使边墙格栅尽早施设，拱墙初期支护尽快形成整体受力，有效地控制拱、墙变形增长速度。
上述做法在此种地层施工中收到良好效果，除有少量局部塌落外未发生过较大的恶性坍塌事故。
3.3.3 页岩、泥岩细层交错地层
大部分为和尚沟、孙家沟组深层地层，地层内几乎见不到砂岩。更有的地段泥岩占绝大部分，围岩表现出微膨胀性质。细微节理发育，很少有较大贯通的节理。由于泥、页岩隔水作用，一般无地下水出露或仅有局部微量渗水。
此种地层极为软弱，地层松散，爆破后即成土状。由于开挖跨度大，开挖后洞体变形较大，周边稳定性极差，拱部极易坍塌。
通过此种地层，我们采取先用拱部小管棚稳固地层的措施，防止在爆破中拱部坍塌。在拱部小管棚保护下进行短进尺掘进（一般为1.0m）。爆破后一小时之内即赶紧以喷砼封闭开挖面，并同时进行锚、喷、网及拱部格栅架立工作，必要时在顶部小导坑内设臵临时底部仰拱。
由于此种地层变形较大，围岩量测工作要加倍重视。初期支护设臵之后随时量测、观察变形动态，加密量测频率，如发现变形发展不止，要及时补强初期支护，控制变形增长速度，使之达到稳定。拱部小管棚采用Ф42钢管，钢管横向间距0.3m，长度4.0m，仰角不大于15°。
每开挖2.0m设臵一环，钢管搭接长度2.0m。小管棚设臵见图3-7、图3-8。 图3-7 小管棚纵断面
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图1--6 小管棚横断面739R4=779ⅠⅠ隧道中线621R3=小导管φ42 L=4.0 m514R1=R2=634内轨顶面1342中铁第十六工程局
图3-7 小管棚横断面 (单位：cm)
钢格栅支撑超前小导管φ42 L=4.0 m壁厚 t=3.5 mm15° 初期支护200号网喷混凝土预留变形量及防水层二次衬砌200号防水混凝土小导管示意图管壁钻孔φ6～φ8梅花形布置间距15cm100400
图1--7 小管棚纵断面图3-8 小管棚纵断面 3.3.4 中厚砂岩地层顺帮滑塌地段处理措施
自进口DK22+215开始，在中、厚层长石石英砂岩的Ⅲ类围岩地层内，出现了一条由155°∠75°向的构造贯通节理发育而成的大型裂隙，宽度最大近5cm，一般1～2cm，内充泥状胶结物。裂隙走向与隧道轴向略成一致。且被一组25°∠70°的节理横向切割。
该裂隙于DK22+215～DK22+260段出现在隧道右边墙外侧附近，并倾向洞内；DK22+260～DK22+280段，在洞身内通过；自DK22+280起，裂隙又在隧道左边墙附近出现，走向背向洞内，直到DK22+330裂隙开始远离隧道，形迹渐灭。见图3-9。
DK22+215 +252 +260 +280 +330 神池 黄骅 155°∠75° 图3-9 裂隙情况示意图
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401525长大隧道软弱围岩施工技术研究
此裂隙对施工造成严重威胁地段长达110m，经隧道边墙处围岩形成孤立岩体，在25°∠70°横向节理切割下，形成向洞内方向滑塌或坠落趋势。
由于该裂隙的存在，DK22+215～DK22+330段施工遇到一系列困难。DK22+215～DK22+260段施工中，隧道右半部有小量渗流水由裂隙中流出，裂隙中泥质填充物被软化，使右边墙岩体沿裂隙接触面向隧道内产生滑动。DK22+215～DK22+252长37m段，右半拱部及右边墙部位产生倾向洞内的大型滑塌，右半拱部塌入地层深度达5m，临近的DK22+252～DK22+260长8m段右边墙围岩，受临段滑塌体拉动，裂隙有所发展，但未滑落；裂隙通过洞身段，施工不断遇到拱部破碎岩体坠落威胁；在左边墙DK22+280~DK22+330段，裂隙倾向背向隧道，施工不断发生拱脚的大块岩体坠落。
对裂隙面通过左右边墙地段采取如下措施：
（1）为预防滑塌面背后可能存在的隐蔽裂隙会引起再次滑塌，由滑塌面向岩体内部打入迈式注浆锚杆，自底部向上每米一根，长度按自下而上3~6m（等差长1.5m）布臵，纵向间距1.0m，以稳固滑塌面背后岩体。
（2）由于右侧滑塌，拱部岩层成大跨度平板状暴露，且有新裂隙、裂纹产生迹象。为防止平板围岩断裂垮塌，自拱顶平板围岩背后密排打入长4.0m药包锚杆，纵横间距0.75～0.80m，以稳固拱部地层。
（3）设臵C20模筑混凝土外衬砌，拱墙厚0.60m，内设拱墙钢格栅，间距0.75m。 （4）在外部衬砌内侧设臵防水板及二次衬砌。
DK22+252～DK22+260段，裂隙岩面倾向线路，墙底至拱腰设臵长3～6m（等差长1.5m）迈式注浆锚杆，稳固滑塌岩体；DK22+280～DK22+330段，裂隙岩面背向线路，拱腰向下至墙底设臵长3～6m（等差长1.5m）迈式注浆锚杆，以加固左半拱及边墙上半部岩体，防止垮塌坠落。采用上述措施，使得两段得以安全通过。
裂隙造成DK22+215～DK22+252段右边墙部滑塌地段，采取的措施如图3-10所示。
药包锚杆φ22L=4.0m模筑200号混凝土外衬砌，d=60cm 内设格栅，间距75cm预留变形量及防水板150号片石混凝土填充迈式注浆锚杆φ36 L=3.0～6.0m隧道中线二次衬砌 d=35cm内轨顶面
图1--8 DK22+215--DK22+252滑塌处理图3-10 DK22+215~DK22+252滑塌处理 3-148
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3.3.5 通过断层及其影响带地段施工措施
长梁山隧道共有大小断层29处，仅区域性断层就达6处。断层及影响带受地质构造力影响，均较相邻地层普遍软弱破碎，均按Ⅱ类围岩标准施工。而在此类区段中，断层带及相邻破碎带又较一般影响带内地质情况更为恶劣，施工必须采取更为保险的辅助施工措施，方可保证施工安全。
施工实施中证实，较大区域性断层极其破碎带内的围岩情况与一般影响带有较大差异：断层带内主要为角砾及断层泥构成，地层极软弱，但地下水一般不丰富或无地下水；破碎带位于断层带两侧一定范围内，见图3-11，为剧烈错动造成的极破碎岩体，其破碎程度远较影响带其它部位为重，且一般为地下水丰富地段。断层带及附近破碎带为施工中最危险地段。
一般破碎带影响带断层带一般破碎带影响带 图3--7 断层区域地质情况图3-11 断层区域地质情况
通过不同规模断层地段，采取如下施工辅助措施：
（1）施工中对于一般规模断层段，其断层及影响带岩体破碎程度差别不大，均采用拱部小管棚通过。
（2）对于区域性断裂，其一般影响带地段以拱部小管棚通过。
（3）区域性断裂的断层带及其破碎带软弱破碎程度极严重，其宽度依断裂构造强烈程度不同而不同。虽然断层带内一般无水，但由于临近的破碎带内地下水丰富，施工过程中也往往成泥状，施工中均按拱部小管棚注浆通过。断层及破碎带拱部小管棚注浆加固拱部地层，也使地下水得以减少，保证了施工安全也为施工带来方便。
影响带、断层及破碎带内拱部小管棚设臵与通过页、泥岩细层交错地层相同。
区域性断裂的断层及破碎带小管棚内注浆采用水灰比1:0.5的水泥浆，浆内加入水泥重量3~5%的35Be°水玻璃液，以增强水泥浆渗透能力并加快凝结时间。注浆泵压力3～5Kg/cm2，扩散半径可达2m以上。
采用拱部小管棚及小管棚注浆通过断层影响带、断层及破碎带的施工措施，使拱部地层得到有力加强，保证了施工安全，在断层地段施工未发生过较大塌方事故。
3.4 地下水极丰富的断层地段超前注浆
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如前所述，本隧道地下水丰富地段位于刘家沟组长石石英砂岩地层及断层破碎带附近。 F12断层及破碎带在DK25+107～327之间，影响带宽210m，倾向150°，倾角75°，其影响带内均为富水区域，地下水渗透系数K=0.15m/d。F12断层在冯家焉村边通过，破碎带内出露的多个出水点为村民生活水源，据岩层构造及地下水连通情况分析，隧道施工会引起区域性地下水位下降，导致泉水枯竭，严重影响村民用水。同时，F12断层及影响带（尤其是破碎带）岩体极为松散破碎，地下水大量存在使隧道开挖无法进行。
基于上述情况，施工中对DK25+030～DK25+280段采用帷幕注浆法通过，帷幕注浆长度250m。 DK25+030～DK25+280段帷幕注浆兼顾堵水与加固地层双重作用，施工中注浆各类参数选择要同时满足堵水或加固地层的技术要求。
4 软弱及层状围岩隧道施工爆破技术
在软弱及层状围岩条件下进行大断面爆破，围岩由于层理缝的影响，爆破时高压气体首先沿着最薄弱的层理面扩展，导致岩层剥落，容易形成门框形、甚至形成沿层理方向的塌方。这种现象既威胁施工人员的安全，又增加了衬砌的难度；既影响了施工进度，又影响了施工质量。针对这一问题，进行了系统的研究。研究思路是：首先对软弱围岩条件下爆破进行数值模拟，计算得到隧道断面和围岩的最大振速，分析爆破对围岩强度参数的影响；然后，根据数值分析、理论分析、结合工程经验和围岩实际选择爆破参数范围，然后对各个爆破参数进行排列组合后进行爆破试验，得到最优参数；最后在实际施工操作中根据现场实际调整爆破参数。
经过实际施工检查，由于采用了软弱层状围岩条件下进行大断面爆破技术，在软弱成层围岩爆破施工后能形成拱型断面，超欠挖量小，对于保证工程进度，保证施工安全起到了重要的作用。
4.1 隧道施工爆破对围岩的损伤作用
在地下工程及采矿工程中普遍存在着爆破开挖岩石和保护围岩这一互相矛盾且必须解决的问题。炸药在岩体内爆炸时，在将开挖范围内的岩石爆破下来的同时，必然要对保留岩体造成损伤和破坏，从而影响工程岩体的稳定性。爆破对工程岩体稳定性的影响主要体现在两方面：一是使岩石的力学性能劣化，使岩石的强度和弹性模量降低；二是在围岩内产生裂纹或使围岩中原有裂纹扩展等，从而影响岩体的完整性，以上两个方面都将降低岩体基本质量指标，从而影响围岩的稳定性。爆破开挖对工程岩体的影响程度与采用的爆破方法和爆破参数有直接的关系。合理选择爆破方法和爆破参数可以最大限度的降低爆破对围岩的损伤作用。
下面一些方案能够比较有效的降低爆破对围岩的损伤作用。
(1) 将一次爆破的所有炮孔分成多段按顺序起爆。段数越多，单段爆破最大药量越少，爆破最大振速将会明显降低。
(2) 为避免微差爆破延时时间不够或延时误差造成应力波叠加，从而使振动加强，在选择雷管段数时，应加大相邻段的段位差，采用毫秒雷管和半秒雷管配合使用的方法增加雷管段别；应尽可
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中铁第十六工程局
能考虑掏槽区跳段排列雷管，这样做，既利于相邻两段振动的主振相分开，避免振动叠加，也利于为后排爆破创造更充分的临空面，减轻爆破夹制作用。
(3) 在减振要求较高地段，除应适当减小炮孔内线装药密度外，还可采用周边预裂爆破技术阻隔爆破地震波向外传播。
(4) 若采用空孔直眼掏槽爆破方案。应增加空孔数量或增大空孔直径，以加大临空面，这对减小夹制作用、降低掏槽爆破的振动强度十分有效。
(5) 采用合理的不偶合装药和空气间隔装药结构也可以降低爆破振动。
(6) 提高钻孔的准确性。影响钻孔效率和准确性最重要的因素体现在最低限度的超欠挖、根据设计的炮孔布臵形式进行更准确和快速的炮孔排列、最佳的装药、对于不同的地层条件以最适宜的速度掘进多样化的炮孔等，而凿岩台车的计算机控制系统和爆破设计软件的结合能够大幅度提高爆破的精确性。
4.2 隧道施工爆破的数值模拟
本次研究应用了美国J.O.Hallquist教授主持开发的DYNA程序。该程序能应用有限元方法计算非线性结构材料的大变形动力响应，采用四节点单元进行离散化，处理对称和平面应变问题；程序使用单点高斯积分，引入沙漏粘性控制零能模态，并应用中心差分法进行时间积分；程序的接触-撞击算法可以处理材料交界面的缝隙和滑动，并能提供多种材料模型和状态方程；程序具有网格重分功能，当网格严重扭曲时，需要进行网格重新划分，以保证计算能够稳定地继续进行，程序通过人机对话方式，所有的单元和节点变量都可以变换到新的网格系统上，在重分区前后，可以计算并打印内能、动能及动量等参数，借此判断重分区是否合适。特别是程序能处理结构在高速碰撞和高能炸药爆炸下的动态响应，使得该程序非常适合于进行岩石爆破数值模拟计算。
4.2.1 计算模型
根据Ⅱ~Ⅲ类围岩正台阶开挖的施工顺序，首先对上台阶开挖时的爆破振动速度场和应力场进行数值模拟，此时是在一个自由面条件的无限岩体中爆破；然后再对存在二个自由面条件下下台阶爆破开挖时进行数值模拟。
计算模型简化为平面应变问题，装药简化为一个集中的柱状装药，装药量按照隧道的面积折算为单位长度的实际装药量。
DYNA2D程序中对于岩石材料常用的两种材料模型为弹性和弹塑性材料模型，炸药的材料模型为高能炸药燃烧模型。各向同性弹性材料的输入参数为：弹性模量E，泊松比ν。随动硬化、各向同性硬化及其组合硬化弹塑性的输入参数为：弹性模量E，泊松比ν，初始屈服极限σ0，切线模量ET，硬化参数β，β=0时为随动硬化；β=1时为等向硬化；0<β<1时为混合硬化。高能炸药燃烧的输入参数为：爆速D、C-J压力PC-J与燃烧系数F。以上三种材料只有高能炸药燃烧需要状态方程，常用的为JWL高能炸药，该状态方程通常用于描述高能炸药及爆轰产物，其形式为：
PA(1R1V)eR1VB(1R2V)eR2VEV （3-1）
式中：A、B、R1、R2、ω为输入参数。岩石介质条件及爆源条件如表3-2和表3-3所示。
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隧道围岩参数 表3-2
围岩类别 Ⅱ~Ⅲ 密度g/cm3 2.4 弹性模量GPa 20.0 泊松比 0.28 抗压强度MPa 100 炸药参数 表3-3
密度 3 g/cm1.0 爆速m/s 3600 C-J压力GPa 1.03 JWL状态方程参数 A，GPa 47.6 B，GPa 0.524 R1 3.5 R2 0.9 W 1.005 E，GPa 4.26
4.2.2 数值计算结果和分析
上台阶开挖的爆源和隧道附近的压力场分布和最大速度场分布如图3-12，上台阶开挖爆破时隧道从拱顶垂直向上和起拱处水平向外的水平、垂直振动速度随时间和距离的变化见图3-13，位移随时间的变化规律见图3-14。下台阶开挖的爆源和隧道附近的压力场分布和最大速度场分布如图3-15。下台阶开挖爆破时隧道的拱顶和起拱处的水平、垂直振动速度随时间的变化规律比较见图3-16，位移随时间的变化规律见图3-17。
分析计算结果，对隧道周边的爆破扰动场得到以下几点认识。 上台阶施工爆破时
(1) 从爆破振动的幅值来看，最大振动速度出现在拱顶的垂直方向和起拱处的水平方向上，围岩的最大位移也出现在同样的位臵，此区正是爆炸波正入射作用点，综合考虑围岩的自重应力场，拱顶周边的围岩为最危险的破坏发生区；
(2) 从爆破振动的方向性出发，拱顶围岩内的垂直振动速度远大于水平方向，而直墙围岩内的水平振动速度远大于垂直振速，位移变化也体现了同样的规律。因此，爆破产生的应力、速度和位移有明显的方向性，即爆破产生的径向的应力大于切向方向应力；
(3) 压应力作用下的径向方向的速度和位移随距离的衰减速度远大于拉应力作用下的切向方向，因此，在隧道围岩的近范围内，以压缩破坏为主，而在一定范围以外，以拉伸破坏为主。
(4) 爆破在隧道中线两侧具有很好的对称性，因此在围岩性质变化不大时，爆破设计时应该依照中线对称布臵，以防止对隧道的一侧产生严重的破坏。
(5) 拱顶的垂直振动速度远大于直墙方向，而且拱顶方向的水平振速很小，这对于水平层理的岩体是十分不利的，容易产生层间的分离和破坏。
下台阶施工爆破时
(1) 下台阶爆破时，对直墙的爆破振动是直接的，而对于拱顶的振动是由于地震波绕射过上台阶才产生的，其振动速度衰减很大，因此对拱顶的影响较上台阶爆破时明显减小；
(2) 比较起拱处和拱顶的速度和应力场，可以发现，在起拱处的最大振动速度是拱顶的4~5倍，因此起拱处是最危险的破坏区；
(3) 在拱顶处，由于在爆破振动和自重应力作用下，垂直向下方向的位移分量比较大，基本上和起拱处相同，但是方向相反，因此，在下台阶爆破前，拱顶需要采取支护措施，以防止拱顶围岩
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的二次爆破损伤；
(4) 爆破地震波绕射过上台阶后，振动频率明显降低，从图中可以发现拱顶的振动频率明显大于起拱处，而低频的振动对岩层更容易产生破坏。
（a）压应力场（t=2.5ms） （b）压应力场（t=5ms）
(c) 最大速度场（t=2.5ms） (d) 最大速度场（t=5ms）
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图3-12 上台阶爆破时的应力、速度场
（图中a、b、c分布距离拱顶1m、5m、10m） （a）拱顶向上不同距离处水平向的v-t曲线
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（图中a、b、c分布距离拱顶1m、5m、10m） （b）拱顶向上不同距离处垂直向的v-t曲线
（图中a、b、c分布距离直墙0、5m、10m） (c) 起拱线外不同距离处水平向的v-t曲线
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（图中a、b、c分布距离直墙0、5m、10m） (d) 起拱线外不同距离处垂直向的v-t曲线
图3-13 上台阶施工爆破时各点的速度-时间曲线
(a) 水平向的d-t曲线（图中为a、c为左右起拱点，b为拱顶）
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(b) 垂直向的d-t曲线（图中为a、c为左右起拱点，b为拱顶）
图3-14 上台阶施工爆破时各点的位移-时间曲线
（a）压应力场（t=2ms） （b）压应力场（t=5ms）
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(c) 最大速度场（t=2ms） (d) 最大速度场（t=5ms）
图3-15下台阶爆破时的不同时间的应力和速度场
（a） 直墙水平外不同距离处的v-t曲线 （图中a、b、c分布距离直墙0、5、10m）
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（b） 拱顶向上不同距离处的v-t曲线 （图中a、b、c分布距离拱顶1、5、10m）
图3-16 下台阶施工爆破时的速度-时间曲线
(a) 水平向的d-t曲线（图中为a、c为左右起拱点，b为拱顶）
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(b) 垂直向的d-t曲线（图中a、c为左右起拱点，b为拱顶）
图3-17 下台阶施工爆破时各点的位移-时间曲线
4.3 软弱围岩隧道施工爆破参数
在软弱围岩的条件下，一般采用短台阶法开挖。方法是：洞身拱部超前3~5m，以满足新奥法施工工作平台的需要，而后拱部和洞身的下半部同时爆破开挖，洞身开挖后，立即进行喷锚支护。在围岩极风化、破碎、松散的情况下，采用下打通拱部，后进行下半部拉中槽、挖马口并予以支护。
周边眼布臵原则：一般软岩拱部采用光面爆破。由于岩面的自重向下有助于周边眼最后起爆时岩面沿着周边眼开裂，这样不仅保证爆破效果，而且对降低周边眼的振动强度较为有利。下半断面采用预裂爆破。预裂爆破首先沿着周边轮廓形成预裂缝，有助于保护围岩稳定。当围岩过于软弱，自稳时间很短时，周边眼均应采用预裂爆破。
掏槽眼的选定：一般情况下掏槽眼的地震动强度比其他部位炮眼爆破的地震动强度都要大。因此软弱围岩中宜选用楔形掏槽。在雷管段数足够的条件下，掏槽部分的岩体应分部分地的进行爆破。这样容易掏出来，又保证掏槽效果。
爆破器材选定：周边眼爆破时，为了充分发挥炸药的最大效率和减少对围岩的破坏，应选用低爆速炸药。其他眼根据有无水的情况选用硝铵炸药或者防水炸药。雷管应有足够的段数，以适应大
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断面的爆破和减震的要求。
底板眼的爆破。传统的做法是加大装药量，同时起爆，以达到翻碴的目的，以便于出碴。但是，隧道爆破振动观测表明：隧道爆破产生的地震动强度，除掏槽眼最大外，其次是底板眼的爆破，有时底板眼爆破产生的地震动强度最大，从保护围岩的角度来说，这显然不合理。因此，应改变习惯做法，将底板眼分成几段依次起爆。这样缩小了底板眼的抵抗线，从而可以减少底板眼起爆产生的地震强度。
超爆顺序：光面爆破时，从掏槽眼开始，一层一层的往外进行，最后是周边眼爆破。预裂爆破时：先周边眼预裂后掏槽，然后依次为扩槽眼、掘进眼、二台眼、内圈眼、底眼。布臵雷管段号时应注意：(1)合理的段间隔时间。(2)通一段炮眼的装药量应小于最大单段的允许装药量。(3)前一段的起爆要尽量为后段爆破创造良好的临空面。
爆破参数由现场根据经验初选参数，再进行现场试验确定下来。 (1) 炮眼深：以循环进尺为眼深，掏槽眼加10~20%。 (2) 炮眼数目：根据下式计算。
N3
KS (3-2) nr式中：K为单位炸药消耗量（kg/m）；S为开挖断面积；n为炸药装药系数（取0.2~0.4）；r为炸药的线装药密度（kg/m）。
(3) 炮眼布臵：原则上先布臵掏槽眼、周边眼、然后是底板眼、内圈眼、二台眼，最后是掘进眼。均进眼均匀布臵即可。通常内圈眼比掘进眼密一些，比周边眼稀一些，其间距为周边眼间距的1.5倍左右，抵抗线为间距的0.7倍左右，考虑到二台眼、底板眼爆破时负荷较大，其布臵稀密应与内圈眼差不多。周边眼布臵经验式：
间距：E8~12d，d为炮眼直径。 抵抗线：W(1.0~1.5)E
装药量集中度：q0.04~0.19kg/m
(4) 一次装药量计算：
QKSL(kg) (3-3)
式中：K为软弱围岩爆破炸药单耗（kg/m）；S为开挖断面积（m）；L为炮眼深度（m)。
(5) 单眼装药量的计算：周边眼可以参照光面爆破进行计算。其它各部位炮眼状药量为：
32qKaWL (3-4)
式中：a为炮眼间距；W为炮眼爆破方向的抵抗线（m）； 为炮眼所在炮眼系数。其他符号意义同前。
软弱围岩爆破炸药单耗取值及炮眼部位系数如表3-4、表3-5所示。
软弱围岩爆破炸药单耗取值 表3-4
地质条件 砂质页岩II类 泥质页岩II类 千枚岩千枚岩
开挖方法 拱部光爆 半断面短台阶 半断面短台阶 分部开挖 3-161
炸药类型 岩石硝铵 岩石硝铵 岩石硝铵 岩石硝铵 K值 0.3~0.4 上0.52，下0.31 上0.37，下0.42 1.2 f1~1.5 f2.5~6 长大隧道软弱围岩施工技术研究
板岩断层II类 分部开挖 岩石硝铵 0.73
炮眼部位系数 表3-5
炮眼部位 掏槽炮眼 2.0~3.0 掘进眼槽上 0.8~1.0 扩槽 1.5~2.0 内圈眼 0.8~1.0（预裂）；0.5~0.8（光爆） 掘进眼槽下 1.0~1.2 二台炮眼 1.2~1.5 掘进眼槽侧 1.0 底板眼 1.5~2.0 炮眼部位
现场II类围岩的炮眼布臵图如图3-18（a）和3-18(b)所示，装药结构如3-18（c）所示。 101010101313131313131313104131310101371013788105*8138761013813780*4555108135510713831135131055871331131051356666610100100139813109999999511*810101903012121040111111111111111414141414141415151050200390 图3-18（a） II类围岩上班段炮眼布臵图 (单位：cm) 21-131-1423452345678234567823456782397*1189*12580*13668*167890*1192*11456723456723456782345678221-231-24561-271-281-21-21-21-239*171-11-11-161-178861*1881092 图3-18（b） II类围岩上班段炮眼布臵图 3-162 644中铁第十六工程局 雷管(a)上半断面周边眼装药结构导爆索15-201010炮泥(b)上半断面周边眼间隔装药药卷导爆索201015竹片雷管炮泥(c)下半断面周边眼装药药卷导爆索竹片雷管炮泥 图3-18（c） 周边眼装药结构图 4.4 层状围岩隧道施工爆破 爆破设计是实现快速掘进，提高开挖质量和保证安全的关键环节。层状围岩由于层理缝的影响，爆破时高压气体首先沿着最薄弱的层理面扩展，导致岩层剥落，形成门框形，甚至形成沿层理方向的塌方。在前期开挖中发现，刚爆破后的隧道顶部能形成拱形，半眼眼痕比较清晰，但在排危石时拱部围岩不断掉落，直至形成一个门框形断面，如图3-19所示。这形成的原因是，由于层状岩层与层之间粘接较差，加上层理发育，当受到爆破冲击波的震动挤压，开挖轮廓线以外的部分围岩基本受到破坏，光面爆破的破坏深度为0.8～1.2m。因此，只要控制住爆破冲击波，减弱对拱部围岩的破坏，就可以开挖与设计断面相接近的拱部轮廓线。因此，在参考前期爆破设计的基础上，做了指导性设计，然后通过试验、分析，将其优化。 设计开挖轮廓实际开挖轮廓设计开挖轮廓实际开挖轮廓 图3-19 前期开挖轮廓图 隧道施工爆破成败的关键是掏槽技术。掏槽的成功与否直接影响爆破效果，而掏槽的深度直接 3-163 长大隧道软弱围岩施工技术研究
影响隧道掘进的循环进尺。在长梁山隧道中，经过对直眼掏槽形式和楔形掏槽形式比较后认为，在层状围岩中，楔型掏槽优于直眼掏槽，同时减少了爆破时产生的地震强度。下面给出复式楔形掏槽方式，循环进尺为4.9m。 8080490520520404080403011011030407977764030110110304040080 图3-20 楔形掏槽示意图（cm） 在爆破设计中，通常把底炮看作一个段别，但是从保护围岩稳定的角度出发，应该改变传统加大装药量的习惯做法，将底板眼分成几个段分开起爆，从而减少底板眼爆破产生的地震强度。根据现场围岩实际和爆破实验结果，认为空气柱装药法与小直径药卷连续装药法共同作用效果良好，如下图所示。
导爆索炮泥空气柱炮泥32炸药雷管3030 图3-21 装药结构示意图 爆破参数选择的方式如下：先假定周边眼间距45～60cm；光面爆破层间距60～75cm；线装药量为每米0.2～0.4kg。按照假定地炮眼间距，光面层按照5cm递增，线装药量按照每米0.05kg递增，排列组合后进行爆破试验。经过爆破试验证明：III类围岩中周边眼间距为55cm，光面层厚度为65 cm，线装药量为0.30kg/m效果最好，半眼眼痕保存率高，经济性好；IV类围岩中周边眼间距为55cm，光面层厚度为70 cm，线装药量为0.35kg/m效果最好。
在施工过程中，必须严格控制钻孔位臵、深度、外插角度以及装药量，确保周边眼的爆破参数符合设计要求。但是，因为洞内围岩有不同的变化，因此，在遵循设计原则的基础上，根据实际爆破效果来调整下一茬炮的爆破参数，以取得最佳爆破效果。爆破参数根据围岩的情况调整光爆参数：对于容易坍塌之处均采用密钻眼弱装药（用导爆索装药结构）法；开挖过程中，如果拱顶出现平板或爆破后经过排险出现平板拱顶平板，如图3-22所示，应该适时的修改部分参数。如将起拱线以上部位光面层加大到75 cm（III类围岩）或者80cm（IV类围岩），周边顶眼装药量调整到0.15kg/m（III类围岩）或者0.2kg/m（IV类围岩），如果效果仍不理想，可将周边顶眼间距缩小到30 cm,在拱顶
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5m范围内采用隔孔装药，不装药的孔装入导爆索。采用光面爆破虽然可以使周边轮廓圆顺，但爆破时产生的冲击波的高温高压气体还是会使一部分岩壁受到破坏，加上围岩本来比较破碎，必须及时支护才能保留下弧形部分，因此，每排炮后，都对洞室先进行5cm的砼素喷，以便封闭岩面，防止风化、掉块。为保证下一排围岩的稳定，在每排炮开钻之前，沿周边轮廓加打一排超前锚杆，在起拱线以上部位，间距1m，眼深4 m，角度45。 设计轮廓实际轮廓 图3-22 爆破参数调整前的隧道开挖轮廓线 3-165
长大隧道软弱围岩施工技术研究
5 隧道施工过程数值模拟
5.1 三维分析模型的建立
工程概况
本报告的三维数值分析，主要模拟II类围岩的隧道施工过程。II类围岩主要为深层和尚沟组、孙家沟组泥、页岩细层交互地层或较大断层及影响带地段。施工方法为短台阶开挖，循环进尺一般为1.2～1.5m，在断层及两侧破碎带中循环进尺不超过1.0m，开挖中都采用光爆，仰拱紧跟，根据本隧道地质情况，仰拱必须在二衬之前施作。拱、墙部初期支护形成之后要尽早施设仰拱，以使初期支护尽快形成封闭受力结构，并为二衬施工的模板台车轨道铺设提供条件，同时仰拱及早铺设也为洞内运输提供便利。一般仰拱与正面下部开挖面保持距离为40～50m左右，以保证开挖、装碴机具活动场地。当变形得不到有效控制的情况下，应迅速施做二次衬砌。支护型式见表3-6，施工过程如图3-2所示。
支护型式表 表3-6
围 岩 类 别 Ⅱ 开 挖 断 面 小导坑短 台阶 循环进尺 喷砼厚 m/班 cm 1.2～1.5 25 喷网 钢筋网 (Φ6～Φ8) 位 臵 拱墙 初 期 支 护 锚杆（Ф22） 间距 长度 位臵 m m 拱墙 1.0 3.0 钢 格 栅 间距 位 臵 m 拱墙 1.0 施 工 工 区 各工区
隧道施工的模拟
真实的模拟隧道的施工作业流程，不仅要考虑围岩介质的复杂特性，施工作业方式，包括分布开挖工序，支护结构形式和施作时机，而且还要考虑开挖面推进过程中的空间效应。
因此，选用了目前地下工程中先进的“3D”三维有限元商用程序，它是日本软脑株式会社在1995年推出的地下工程程序，目前已经广泛的被矿山、建筑、交通、电力等部门所采用。该程序具有可直观地进行挖掘、填土、地层改良和支护等施工；可大容量、高速度的进行数万节点的大型分析；具有良好的前后处理能力和图形操作能力。
按形变压力理论，选用“连续体”计算模型，该模型假定隧道开挖后，由于孔周施放地层初始应力引起围岩变形，产生作用于支护的形变压力，根据这种围岩和支护结构一起变形，一起承受地层压力的基本思想，用变形系数E和波松比表示地层特征。隧道考虑了自重应力造成的初始应力，没有考虑温度应力和构造应力，能够满足施工要求。
材料、结构模拟和强度准则
用六面体等参元模拟围岩，用壳体单元模拟喷混凝土，隔栅拱架的影响等效到喷层混凝土的作用中，锚杆用锚杆单元模拟。隧道边界面距离隧道中心为洞室平均半径的6倍，两侧受水平向约束，
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顶底面为竖向约束，前后为单向约束。
隧道的材料主要为围岩材料和支护材料，即混凝土材料及土体材料，本研究中对围岩及支护都采用了理想弹塑性应力应变关系。计算中判断隧道周围地层是否进入塑性状态，一般是看隧道周围地层的剪应力强度是否超过岩土材料的抗剪强度。在验算岩土材料抗剪强度的几种理论中，莫尔-库仑理论应用最为广泛，一些新的准则考虑的因素虽然比较全面，但是应力分析过于复杂，在工程应用中受到限制。在本研究计算分析中，采用了莫尔-库仑屈服准则，用粘聚力C和内摩擦角判断是否进入塑性区。
非线性问题的数值解法
本课题采用增量变弹性法和增量叠带的混合法。增量变弹性法是采用分段线性化的处理方法来求解；增量叠代法是采用初始应力的叠代计算，以提高计算精度。对各增量阶段的刚度评价，用前阶段的累积应力确定，在本增量段中，刚度不变。因此在某个增量阶段，第二次以后的叠代计算，均用第一次的总刚度矩阵。各增量过程中叠代收敛依据是根据与单元高斯点相应的应力-应变曲线，近似解与真值的相对误差是否小于允许值。
在施加每一级增量荷载时，体系中某些单元的某些高斯点的应力可能超过屈服应力，同时还产生塑性应变。对于这些高斯点的应力和应变，必须予以调整使之满足屈服条件和本构模型。
围岩和支护的物理力学指标
根据现场测量和经验，计算中采用的II类围岩取值为表3-7所示。喷射混凝土标号为200号，容重为22KN/m，轴向抗压强度14MPa抗拉强度为1.6MPa，弹性模量为21GPa。考虑隔栅的影响后，计算弹性模量为32.1 GPa。
围岩参数取值表 表3-7
地层名 II类围岩
隧道施工过程的计算模型
II类围岩隧道采用台阶法施工。模拟地层宽80m，厚度80m，长度为47m，共6080个单元，26841个节点。分析模型如图3-23所示，网格划分图3-24所示。各分部和开挖步关系见表3-8。
开挖分部步序 表3-8
开挖步 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 1部 — 全断面 2部 ————————————————————————— 上台阶 3部 ———————————————— 下台阶
模拟计算中第一步为全断面开挖，开挖15m。第2步到第13步开挖上台阶，从第6步开始到第13步开挖下台阶，每一步开挖1m，上、下台阶的掌子面距离为4m。典型开挖过程如图3-25（a）~图3-25 (c )所示，图中所示蓝色为挖掘面，黄色为衬砌。对应的图3-26（a）~图3-26(c )为支护情况，壳体代表衬砌，锚杆如图所示。最后开挖结果示意图如图3-26(d )所示。
弹性模量 （Mpa） 2000 泊松比 0.35 比重 3（KN/m） 20.0 C （KPa） 1000 计算φ （度） 45 3
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图3-23 计算模型
图3-24 网格划分图
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1-1断面 图3-25（a） 开挖第3步挖掘面
图3-25（b） 开挖第7步挖掘面
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长大隧道软弱围岩施工技术研究 图3-25（c） 开挖第13步挖掘面 图3-26（a） 开挖第3步支护
图3-26（b） 开挖第7步支护 图3-26（c） 开挖第13步支护
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图3-26（d） 开挖第13步示意图
5.2 计算结果分析
图3-25(a)中给出了典型断面I-I。下面给出该截面在施工过程中典型开挖步骤的塑性区变化情况，如图3-27（a）到图3-27（c）所示。从图中可以看出：屈服区在初期支护后减少，随着开挖步的增大而增大。从塑性区分布和演化可以看出，在II类围岩中短台阶，短进尺施工对土的影响范围在控制范围之内，是合理的。
第13步后初期支护的内力图为图3-28（a）到图3-28（b）所示。最大应力区为拱脚上、下半部交界部位，最大压应力为7.06MPa，拱顶中心拉应力为1.35 ，仰拱中心拉应力1.21 MPa，拉压应力都小于允许应力。I-I截面上锚杆最大受拉力为2.5吨。
典型步骤施工时洞周围变形如图3-29（a）到3-29(j)所示。开挖步与进尺的关系如图3-30（a）所示。各部施工时拱顶下沉如图3-30（b）所示；各部施工时拱脚水平收敛和拱腰水平收敛如图3-30(c)和图3-30（d）所示；各步施工时底板隆起如图3-30（e）所示。
从开挖进尺和拱顶下沉关系图上可以看出，由于隧道开挖的空间效应，掌子面由于前期施工已经造成了沉降6.4mm。这部分沉降量是常规测量手段无法测量到的，因为只有开挖到掌子面才能布设测点。从图上可以看出，随着开挖进尺的增大，拱顶沉降持续增大，但是逐渐趋于平缓，到掌子面离开测量断面10m远时，沉降量增加了5mm，这个可以靠测量仪器测得。拱底隆起也有类似的效应，从开挖进尺与洞底隆起关系图上可以看出，由于采用台阶法施工，洞底的应力逐步释放，掌子面上已经有隆起量12mm，在施做初期支护后洞底隆起量增加速度放缓。在掌子面前进6m时隆起量增加了3mm。从拱腰收敛与开挖进尺关系来看，虽然掌子面上也已经有收敛，但是数值很小，只有1mm，而开挖后收敛量急剧增长，开始收敛速率较大，随着掌子面的前进，收敛速度放缓，当初期支护完成后，收敛量增长有限。从数值分析上来看，采用短台阶，短进尺的方案是合理的。
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图3-27（a） I-I断面第3步塑性区图
图3-27（b） I-I断面第7步塑性区图
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图3-27（c） I-I断面第13步塑性区图
图3-28（a） 喷层混凝土大主应力等值线
图3-28（b） 喷层混凝土小主应力等值线
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图3-29（a）I-I断面第2步水平位移（m） 图3-29（b）I-I断面第2步竖向位移（m）
图3-29（c）I-I断面第3步水平位移（m） 图3-29（d）I-I断面第3步竖向位移（m）
图3-29（e）I-I断面第6步水平位移（m） 图3-29（f）I-I断面第6步竖向位移（m）
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图3-29（g） I-I断面第7步水平位移（m） 图3-29（h） I-I断面第7步竖向位移（m）
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图3-29（i） I-I断面第13步水平位移（m） 图3-29（j） I-I断面第13步竖向位移（m）
上台 阶 下台 阶开挖进尺（米）2015105002468101214开挖步数（步） 3-175
长大隧道软弱围岩施工技术研究 图3-30 (a) 开挖步数和开挖进尺关系
拱 顶下沉曲线0-2-4拱 顶下沉(mm)-6-8-10-12-2024681012开挖进尺(m) 图3-30（b）拱顶下沉与开挖进尺关系曲线
洞底隆起曲线1614洞底隆起(mm)1210864-2026开挖进尺(m)4810 图3-30（c）底板隆起与开挖进尺关系曲线
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拱 脚收敛曲线4脚收敛(mm)拱20-2026开挖进尺(m)4810 图3-30（d）拱脚收敛与开挖进尺关系曲线
拱 腰收敛曲线108拱 腰收敛(mm)6420-2026开挖进尺(m)4810 图3-30（e）拱腰收敛与开挖进尺关系曲线
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6 层状围岩锚固技术研究
本报告对层状围岩的锚固技术进行了系统的研究，提出了在层状围岩中进行洞室开挖的支护方案和支护参数。对于极端破碎、软弱和受构造力严重破坏的地层，采用了迈式锚杆锚固。锚杆的锚固药卷对锚杆的锚固效果影响非常大，通过现场试验，研究出经济、有效的锚固药包制作技术。针对传统挂网喷射混凝土在围岩膨胀作用下，经常抵受不住膨胀压力造成破坏，进而造成掉块和塌方的问题，研究了新型“蛛蛛网状系统锚固岩体技术”，较好的解决了掉块问题。进行了湿喷技术研究。
6.1 层状围岩锚固技术
在层状围岩条件下进行大断面爆破，围岩由于层理缝的影响，爆破时高压气体首先沿着最薄弱的曾理面扩展，导致岩层剥落，容易形成门框形。经过爆破方法研究得出了层状围岩爆破技术，这个技术的成功应用使开挖断面在多数情况下能够形成拱型断面，但是由于地层条件多变，层理厚度分布不均，使得爆破参数不可能完全达到理想情况，在一些区段还是能够形成非拱型断面。这些断面如果不能快速支护，会发生垂直掉块，这说明围岩作为结构对洞室的承载不能完全应用拱形理论，因此锚杆等支护结构的作用需要研究，以达到最佳使用效果。
在层状围岩条件下锚固技术的研究思路是：首先通过理论分析和现场观测分析爆破后断面形状，据此分析为维持洞室稳定所加锚杆的锚固机理，根据工程实际选择锚杆类型，根据锚固机理设计锚杆参数和施工方案。
6.1.1 锚杆的锚固机理
层状岩体中层面的存在不仅使岩体的各向异性十分显著，同时造成了围岩的不连续性，使围岩的变形破坏和坍塌有特殊的形态。层状围岩的变形、破坏很大程度上受层面控制，易于发生沿层面的坍塌。尽管由于采用了新的爆破技术，还是有些地段顶部坍塌成平板状。洞室开挖后层状围岩的破坏主要表现在垂直方向的弯张破坏。这种弯张破坏出现的部位与同层面的倾角有关。对缓倾地层，弯张破坏主要出现在顶部。锚杆的锚固机理主要有以下一些理论。
(1) 锚杆的悬吊作用
锚杆的悬吊作用是将软弱的危岩直接悬挂于上方坚固的稳定岩层之中，如图3-31所示。该理论直观简单，在不稳定地层厚度容易确定的条件下应用较为方便，锚杆的长度用式3-5确定。如果隧道顶部围岩松软破碎，或者由于开挖隧道而造成隧道顶出现松动破裂区，这时锚杆的悬吊作用就是将这部分容易掉落的岩体悬吊在深部未松动的岩层上。这种理论直观的揭示了锚杆的悬吊作用，在分析中不考虑围岩的自承能力，而且将被锚固体与原岩体分开，与实际情况有一定差距，计算数据存在误差。不稳定地层厚度根据地质调查或塌落拱高度确定，当其数值较难确定或厚度较大时，支护参数不容易确定，悬吊理论应用遇到困难。
LKHL1L2 （3-5）
式中：L—锚杆长度；H—不稳定地层厚度；K—安全系数；L1—锚杆锚入稳定地层的深度；L2—锚杆外露长度。
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图3-31 锚杆的悬吊机理
(2) 锚杆的组合梁作用
组合梁观点认为：在层状岩体中开挖隧道，当顶板在一定范围内不存在坚硬稳定岩层时，锚杆的悬吊作用居于次要地位。
层状顶板中，较薄的顶板岩层容易发生离层开裂破坏，锚杆支护的组合梁作用是通过锚杆的锚固力把数层薄的岩层组合起来，增大了岩层之间的摩擦力，同时锚杆本身也提供一定的抗剪力，阻止岩层间的相对移动，从而形成类似锚钉加固的组合梁。组合梁中全部锚固层共同变形，提高了顶板岩层整体的抗弯能力，从而大大减少岩层的变形和弯张应力，组合梁越厚，梁内最大应力、应变和梁的挠度就越小，其工作原理如图3-32所示。 图3-32顶板锚杆的组合梁作用（左图为不设锚杆，右图为布臵顶板锚杆） 组合梁理论是锚杆将顶板岩层锁紧成较厚岩层的解释。在分析中将锚杆作用与围岩的自稳作用分开，与实际情况有一定差距，并且随着围岩条件的变化，在顶板较破碎，连续性受到破坏的情况下，组合梁也就不存在了。
(3) 均匀压缩拱的作用
关于锚杆对围岩的支护机理，人们是从悬吊概念开始认识的，即认为锚杆的作用仅在于把围岩表面的松脱岩石悬吊在深部稳定岩体上。但是后来一系列的事实说明这种概念并不能全面反映客观情况，锚杆不一定非要深深锚入稳固岩体中才能起到支护作用。大量工程实践证明，锚杆支护是软岩隧道重要的支护措施。
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该理论认为，在锚杆锚固力的作用下，每根锚杆周围形成一个两头带圆锥的筒状压缩区。各锚杆所形成的压缩区彼此联成一个有一定厚度的均匀压缩带，该带具有较大的承载能力。根据该压缩带的厚度设计锚杆参数。如果是拱形或圆形隧道，把锚杆以适当的间距沿拱形系统安装，就会在隧道周围形成连续的均匀压缩带，并起到拱的作用（图3-33）。
图3-33 锚杆的均匀压缩拱原理
锚杆的长度和间距，决定了连续均匀压缩拱能否形成及形成后的厚度。加固拱的厚度可以按照式3-6确定。由于均匀压缩拱内的径向及切向均受压，故这部分围岩强度得到了很大的提高，其承载力也相应增大。
a' （3-6） bLtg'式中：b—加固拱的厚度；a—锚杆间距；L—锚杆长度；—锚固体与锚杆的夹角，一般取45。
''组合拱理论在一定程度上揭示了锚杆支护的作用机理，但是在分析过程中没有深入考虑围岩-支护的相互作用，只是将各支护的最大支护力相加，从而得到符合结构作用的最大支护力，缺乏对被加固岩体本身力学行为的进一步分析探讨，计算与实际情况存在一定差距，可以作为锚杆加固设计和施工的重要参考。
（4）最大水平应力理论
最大水平应力理论由澳大利亚学者盖尔提出。该理论认为在一些地层中水平应力大于垂直应力，水平应力又具有明显的方向性，最大水平应力一般为最小水平应力的1.5到2.5倍。最大水平应力作用下，顶底板岩层容易发生剪切破坏，出现错动与松动而膨胀造成围岩变形，锚杆的作用就是约束其沿着轴向岩层膨胀和垂直于轴向岩层剪切错动，如图3-34所示。
图中可以看到锚杆要承受较大的拉力和剪力，因此要求锚杆必须具有强度大、刚度大、抗剪阻力大，才能起到约束围岩变形的作用。最大水平应力理论论述了围岩水平应力对隧道稳定性的影响以及锚杆支护引起的作用。在设计方法上，借助于计算机数值模拟不同支护情况下锚杆对围岩的控制效果，进行优化设计，在使用中强调监测的重要性，并根据监测结果修改完善初步设计。
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0
中铁第十六工程局 图3-34 锚杆的最大水平应力原理
（5）围岩松动圈理论
该理论认为：隧道开挖后隧道围岩应力将发生显著变化，隧道周边径向应力为0，围岩强度明显下降；围岩中出现应力集中现象。如果应力集中数值小于岩石强度，围岩将处于弹塑性状态。当围岩应力超过围岩强度之后，隧道周边将首先破坏，并逐渐向深部发展，直至到一定深度取得三向应力平衡为止。此时，围岩已经过渡到破碎状态，围岩中产生的这种松弛破碎带被定义为围岩松动圈。
隧道支护除松动圈围岩自重和隧道深部围岩的部分弹塑性变形外，还有松动圈围岩的变形力。后者往往占据主导地位。简而言之，隧道支护的对象主要是围岩松动圈在形成过程中的岩石碎胀力。
围岩松动圈是隧道开挖后地应力超过围岩强度的结果。在现有支护条件下，试图采用支护手段阻止围岩松动破坏是不可能的。松动圈理论认为，支护的作用是限制围岩松动圈的形成过程中碎胀力所造成的有害变形。支护对破碎围岩的维护作用表现在，松动圈发展变形过程中维持破碎岩块相互啮合不垮落，通过提供支护阻力阻止缝隙过度扩张，从而减少隧道收敛变形。试验证明，当支架与围岩密贴之后，松动岩石又被重新挤压密实，锚杆在围岩破碎之后起到了显著的加固作用。
松动圈隧道支护理论根据围岩状态分类阐述锚杆支护机理。当作为设计依据的松动圈厚度小于1.5m时，悬吊理论是确定锚杆支护参数的较好方法。于传统悬吊理论相比，松动圈支护理论中的悬吊概念有两个显著特点：1.松动圈悬吊在松动圈之外“未松动”的稳定围岩之中，而不管它是什么岩层，只要能锚固住并能提供足够的锚固力就可以；2.锚杆悬吊的对象不同，在IV类围岩中悬吊对象一般是松动围岩的重量、III、II类围岩中支护所承受的最大荷载是围岩的变形压力，该值大于松动圈内围岩的重量。锚杆的主要作用是利用锚杆的支护阻力，限制围岩破裂缝的过度膨胀，减少碎胀变形；在控制碎胀变形的同时，亦将松动圈内的松动围岩锚固在其外的松动围岩之中。
当松动围岩裂隙发育或者设计依据的围岩松动圈大于1.5m时，形成“锚固层组合拱”是锚杆的主要支护机理。锚杆在锚固力的作用下，将破裂的岩石组织起来，提高其强度，形成一定厚度的锚固层；随着围岩变形，锚固层中将进一步形成次生的“压力拱”承受区。在跨度和隧道高度一定的情况下，锚杆越长，“压力拱”的承载力越高。
（6）层状围岩锚杆支护机理
分析成层围岩在良好爆破情况下断面形状可以看出，在这种情况下，锚固机理主要是组合梁理
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论；同时也有压缩拱形式的存在，考虑到压缩拱在层状地层中稳定要以及时良好的支护为前提，否则会发生大面积掉块，使拱的作用减弱。因此，用组合梁理论计算锚杆参数是偏于安全的，因此，在层状围岩中锚杆设计采用组合梁理论。
6.1.2 锚杆的选择
普通圆钢粘结式锚杆是目前应用广泛的锚杆形式，根据粘接剂的不同可以分为树脂药卷锚固锚杆和水泥药卷锚固锚杆两种。锚固方式主要是端头锚固。水泥药卷锚固锚杆由快硬水泥卷、杆体、托盘和螺母组成。常用的水泥药卷由国产定型早强水泥和双快水泥按照一定比例混合而成。水泥锚杆是通过锚杆将水泥锚固剂挤入锚孔，快速粘接锚头与孔壁并膨胀而达到产生一定锚固力的作用。树脂锚杆锚固效果好，但是造价较高。
圆钢水泥锚杆可以实现端头锚固和全长锚固。该锚杆具有适应性好、锚固迅速可靠，可以施加预紧力、抗震动和冲击等特点，且价格低廉、施工简便迅速。这种锚杆使用的难点在于各种快硬水泥药卷的水泥水化操作比较困难。如果，能够保证药卷的质量，这种锚杆可以得到很好的应用。经过综合比选，在一般地段使用这种锚杆。经过现场试验，研究出了经济可靠的锚固药包制作技术，保证了锚杆的使用。
6.1.3 锚杆参数的确定
层状围岩中，锚杆的作用非常显著。对于弯张破坏，则主要靠一组与层面相垂直的锚杆把发生弯曲的各岩层“组合”在一起形成“组合梁”作用。
(1) 锚杆长度的确定。根据公式LaLwhLim，其中
Lm为锚杆外露长度；hi为锚
杆锚固的岩层总长度；Lm为锚杆的锚固段长度。锚杆抗拔力的估计和判断方法。为避免选取锚杆抗拔力取值的主观性，需要建立数学模型，确立指定的概率特征。根据中心极限理论，由多种随机变量叠加而成的复合随机变量，随着包含有不确定性复合变量数目的增多，其总和的分布将接近于正态分布。用某个参数的平均值来确定数量等级，而其标准变异系数则可以表示这个参数的波动程度。
计算公式如下：平均值：X1xi；标准方差：Sn1(xi2nX)，变异系数为：n1Cas，其中xi为第i根试验锚杆的测定值。 X在现场通过拉力试验确定砂浆树脂锚杆的锚固力，以确定锚固段的长度。由现场测定的锚固力代入公式，计算得到需要锚杆的长度为3.3m，考虑施做方便和安全储备，实际使用锚杆长度为3.5m。
(2) 锚杆平均间距确定。锚杆布臵的原则是使提供的抗剪能力大于组合梁弯曲时产生的剪切力。采用公式adahcu3(q1q2)L，其中，d为锚杆直径；L为洞室跨度；a为杆体抗剪强度；hcu为
组合梁计算厚度。将计算参数带入公式得到平均间距为0.8m。
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6.2 迈式锚杆的使用
迈式锚杆兼有锚杆及注浆双重功能，因此既能锚固围岩，又使地层得以加固。特别适用于极为软弱、破碎、变形难以控制以及构造破坏十分严重，采用一般砂浆锚杆难以奏效的复杂地层中。
在DK22+215～DK22+330段施工中遇到近45m的顺裂隙面滑塌及近50m段的拱脚大块岩体坠落，须将有滑动及坠落危险的岩体强力锚固并向其背后注浆以固结破碎地层，采用一般砂浆锚杆难以做到。我们在上述两段内使用了长度3.0～6.0m的迈式锚杆1200多根，总长约5000m。
现场采用GM25型中空自行式注浆锚杆，其主要参数为： 直径/壁厚（mm）： 25/5.5 抗拉强度 (MPa)：680 抗 拉 力（KN）： 220 重 量 (kg/m）：1.5 配用十字合金钻头： R25/φ42EX
钻进机具采用普通7655型风钻改装。注浆压力控制在0.5MPa左右。经锚杆拉拔试验表明，锚杆整体抗拔力均在10t左右，抗拔强度普遍得以保证。锚杆周围注浆体结石均匀。上述地段经过迈式锚杆锚固及加固破碎岩体，对保证施工安全效果明显，在100多m长的危险地段施工未发生安全事故。
迈式锚杆的优点是显而易见的，但十字合金钻头为一次性消耗，钻入地层无法回收，此外杆体成本及加工费用仍显偏高，现场进货包括钻头在内平均每米锚杆达80元左右，加上施工费在内每m造价已近100元。目前，由于造价昂贵，使迈式锚杆适用范围大受限制，但在极端破碎、软弱或受构造力严重破坏的地层，采用其它方法不易奏效时仍不失为一种有效措施。
6.3 锚固药包制作技术
原材料及掺量
锚固药包的材料必须具有速凝早强效果，考虑质量、效果、效益等诸多因素，通过大量试验、筛选确定的原材料及掺量为：快硬水泥（掺量为1），砂子（以中细砂为宜，掺量为1），外加剂（具有速凝早强功能，掺量为水泥重量的0~3%）。
技术性能指标
锚杆施工，锚固剂早期强度很关键，为了稳定岩层，早期强度越高越好，凝结时间对早期强度影响很大，凝结时间过长，便于施工，但对早期强度发展不利；凝结时间过短，如果施工速度跟不上，当药包已初凝时再插入锚杆，势必破坏水泥石的内部结晶结构，影响到早期强度及后期强度。因此凝结时间的确定很重要，在长梁山隧道现场试验过程中，每一工作组一次浸泡1~2根锚杆所用药包（循环浸泡使用），同时一根锚杆平均需时6~7min，这样为了保证在药包初凝前插入锚杆，确定其初凝时间为8~12min，终凝时间＜18min。
水泥和砂子比例不变，调整外加剂掺量分别为1%、2%、3%，通过试验，外加剂为1%时，初凝19min，终凝32min，外加剂为2%时，初凝10min，终凝16min，外加剂为3%时，初凝6min，终凝11min，因此在正常施工情况下，选定外加剂掺量为2%，其凝结时间能满足施工工艺要求。
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长大隧道软弱围岩施工技术研究
长梁山隧道为台车打孔，孔径为48mm，当药包直径过细时，施工中易留下空洞，影响粘结力，目前市场销售的锚固药包最大直径为32mm，使用效果不好，因此尽量加大了药包的直径，确定为36mm，另外，为了减少施工中加药包次数，加快施工速度，现场生产的药包长度大于市场销售长度，每根40cm，即锚杆药包的规格尺寸为36×400mm。
生产工艺
⑴ 砂子过2.5mm筛，筛除筛余物备用。 ⑵ 将砂子彻底烘干，冷却至室温。
⑶ 按1：1的比例称量水泥和砂子，放入一定容器内，准确称量水泥重量2%的外加剂加入容器，搅拌均匀。
⑷ 人工装入预先准备 好的药包空袋中即成。
⑸ 锚杆药包的空袋可用透水性好、具有一定韧性的无纺布缝制。
6.4 蛛蛛网状系统锚固岩体技术
传统挂网喷射混凝土在围岩膨胀作用下，进而造成掉块和塌方。这是因为隧道施工中经常采用的是单点锚杆锚固岩体，它主要依靠岩体中每根锚杆之间受力的，针对这个问题，研制成功了“蛛蛛网状系统锚固岩体技术”，具体施做方法如下，如图3-35所示。
(1) 用垂直风枪施钻拱部锚杆孔眼，向孔内塞入锚固剂，再利用垂直风枪把锚杆推到孔眼底部。边墙采用普通风枪钻眼和推进锚杆。
(2) 拱部锚杆锚固完成后，用直径22的钢筋把每根锚杆都焊接在一起，形成整体受力结构，焊接点必须满焊，不得点焊，以保证焊点有足够的强度。 (3) 当下部锚杆施做完成后，也用直径22连接钢筋把拱部和边墙的所有锚杆连成整体，使隧道边墙、拱部形成整体受力结构。 (4) 喷射混凝土封闭岩体。 完成蜘蛛网状锚固后，经抗拉试验，每根锚杆的抗拔力都在40KN以上，确保了围岩的稳定性。 系统锚杆22网状连接钢筋 图 3-35 隧道拱部蜘蛛网状系统锚杆展示图 6.5 湿喷技术研究
本隧道的喷射混凝土作为初期支护的重要部分，工程用量相当可观。为提高喷射混凝土施工速
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中铁第十六工程局
度，保证工程质量，并解决干喷施工存在的回弹量大及严重污染施工环境、危害工作人员健康等缺点，我们在施工中采用先进的湿喷工艺。
湿喷机具
我局采用国产的TK—961型湿喷机。主要技术参数如下：
生产能力：5 m/h； 耗风量：10 m/min； 工作风压：0.4～0.7MPa； 机旁粉尘量：<20mg/ m混凝土材料及配合比
湿喷混凝土材料组成与干喷相同，为：425#普通硅酸盐水泥，中粗砂（d≤10mm）。速凝剂须使用液体速凝剂。
在正式喷射混凝土前试机，确保机具使用时处于良好工作状态。 混凝土搅拌用自制砂浆搅拌机。
喷射混凝土中掺入一定比例的速凝剂，以提高混凝土的早期强度，使岩体在开挖后尽快趋于稳定状态。因此在施工前要做好速凝剂的质量检验和掺量选择，使喷射混凝土的初凝、终凝时间符合要求，确保湿喷质量。下面是一组实验结果：
水泥（新鲜425#普通硅酸盐水泥）400克，水灰比0.45； 液体速凝剂16克（按水泥重量的4%掺入）； 水用饮用井水。
浆液在40秒以内拌制完毕，测得凝结时间为初凝时间2ˊ40″，终凝6ˊ50″，满足产品质量初凝不大于3分钟，终凝小于10分钟的要求。
最后确定，200号喷射混凝土理论配合比选定重量比为： 水泥:水:砂:碎石= 1:0.45:2:2（重量比） 速凝剂:水泥= 0.04:1（重量比） 喷射混凝土施工
按比例先后将碎石、砂、水泥倒入混凝土自制搅拌机，搅拌均匀，而后按比例加入水并搅拌3分钟制成混凝土。骨料要筛分，以防施工中堵管。
将混凝土与速凝剂分别加入湿喷机各自的容器当中，按比例调整混凝土与速凝剂的喷出量，液体速凝剂的掺量达到水泥重量的4%。
喷射作业以起拱线为界分两上下部分进行。边墙由下至上，拱部由两侧向中间喷射，喷射厚度一次约为5cm，喷头距岩面的距离保持1m左右。喷射过程中保持稳定的风压0.5～0.6MPa。Ⅱ、Ⅲ类围岩一般为正台阶施工，喷射上部时可利用上台阶的高度进行喷射作业，开挖每循环按两米计，2～2.5个小时内可完成喷射作业；Ⅳ类围岩采用全断面开挖，可采用蹬碴作业，每循环按4.7m计,2.5～3个小时可完成喷射作业。
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