隧道钻爆设计方案.docx
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隧道钻爆设计方案
隧道钻爆设计施工方案
1编制依据
1.1编制依据
(1)国家及相关部委颁布的施工规程和规范。
《爆破安全规程》(GB6722-2003)
《铁路技术管理规程》(铁道部令第29号)
《铁路隧道设计规范》(TB10003-2005)
《高速铁路隧道工程施工技术指南》(铁建设【2010】241号)
(2)依据GB/T19001--2000质量标准体系、GB/T24001-2004环境管理体系和GB/T28001-2001职业健康安全标准建立的质量、环境和职业健康管理体系和《程序文件》。
(3)本标段实施性施工组织设计。
1.2编制目的
为保证XXXX隧道的爆破施工工作安全、有序的进行,保护国家财产和职工的人身安全,特编制本方案。
1.3编制范围
本施工组织设计适用于DK724+000-DK733+016段爆破施工。
2工程概况
2.1工程主要情况
(1)地层岩性
隧道工程范围涉及主要岩性为燕山期花岗岩,表层覆盖第四系全心统坡积黏质黄土、细角砾土、卵石土。
(2)水文地质特征
测区地表水为沟水,受大气降水补给。
地下水以松散岩层孔隙水和基岩裂隙水为主。
松散岩层孔隙水主要赋存于沟谷去第四系全新统砂、卵石、漂石土中,基岩裂隙水赋存于燕山期浸入的花岗岩中,分为风化裂隙水和构造裂隙水两类,隧道洞身通过区岭脊段落地下水主要为后者。
基岩风化裂隙水赋予花岗岩全风化和强风化中,构造裂隙水在整个隧道内均有分布。
地下水主要接受大气降水和地表水补给。
地下水水质良好,对混凝土不具氯岩、硫酸盐侵蚀性。
(3)不良地质与特殊岩土
①不良地质
隧道进口上基岩坡面岩体风化严重,局部零星岩石易与母体脱离,产生零星掉块现场,对隧道洞口工程有一定危害。
②特殊岩土
隧道出口第四系全新统坡积黏质黄土具Ⅰ级非自重湿陷性,湿陷土层厚度约3—5m。
第四系全新统坡积黏质黄土承载力低,属于松散土,松软涂层厚度3—6m。
本段的特殊岩土主要有湿陷性黄土、膨胀土、膨胀岩、松软土、软弱黏性土及人工填土。
(4)气象特征
本隧道区内年平均气温11℃,极端最高温度38.2℃,极端最低温度-19.2℃,最冷月平均气温-0.7℃,年平均降雨量520.1mm,年平均蒸发量1362.9mm,平均相对湿度67.2%,最大风速21.0m/s,年平均八级以上大风日数2.3天,最大积雪厚度17cm,最大季节冻土厚度66cm。
(5)地震动参数
隧道区内地震动峰值加速度为0.20g(相当于地震基本烈度八度),地震动反应谱特征周期0.40s。
(6)环保、水保、文物保护情况
线路穿越小陇山国家森林保护区,线路沿线生态环境十分脆弱,施工对环境影响较大。
3、光面爆破设计
3.1、质量标准
开挖掘进是隧道施工的最重要工序之一。
爆破质量直接影响隧道施工的安全、掘进速度以及经济效益,爆破效果不好。
对围岩的破坏范围过大,将会造成坍方影响施工安全;石碴块度过大,将会影响装运速度;超挖过大,增加回填量直接影响经济改益;欠挖补炮,增加工序直接影响掘进速度;底板不平(不在同一平面内),影响下一进尺的开挖:
炮眼利用率不高,增加钻眼的时间和工费。
因此,为了避免盲目施工并获得良好的爆破效果,根据设计文件和图纸,《铁路隧道施工规范》(TB10204-2002)及《铁路隧道喷锚构筑法技术规范》(TB10108-2002)的有关规定,编制适用本标段隧道光面爆破设计,其质量标准如下:
(1)眼痕率不小于80%;
(2)岩面不应有明显的爆震裂缝,爆破后围岩的拢动深度小于0.8m;
(3)隧道周边不应欠挖;
(4)平均线性超挖值小于15cm;
(5)爆破后围岩稳定,基本无剥落现象;
(6)最大线性超挖量小于25cm;
(7)炮眼利用率达到90%以上,即每次循环进尺要达到2.0m以上。
3.2、设计原则
(1)确保人员及构筑物的安全;
(2)符合爆破质量标准;
(3)爆破后的岩面光滑平整,肉眼几乎看不到爆破裂隙,原有构造裂隙也不因爆破影响而有明显扩展,可保持围岩的整体性和稳定性,有利于施工的安全;
(4)一次成型:
周边轮廓精确地符合设计要求,节省因超挖、欠挖而增加的工程量和费用,提高掘进速度和质量;
(5)与喷射混凝土和锚杆支护相配合,形成一套多快好省的隧道工程施工新工艺。
(6)可行性原则:
爆破设计必须符合施工条件,切实可行,达到安全上可靠,技术上可行,效益上可观。
4施工准备情况
4.1技术准备
技术准备工作分为内业技术准备和外业技术准备。
(1)内业技术准备主要包括:
认真阅读、审核施工图纸和施工规范,编写审核报告;进行临时工程设施的具体设计;编写实施性施工组织设计(含质量计划);编写各种针对性的质量、安全保证措施;结合工程施工特点,编写技术管理办法和实施细则,备齐参考图、标准图、施工规范、验收标准、施工手册等必要的参考资料。
编写施工安全手册,组织施工人员岗前技术培训,学习规范、验标指南等,所有人员经过培训合格后方可上岗。
(2)外业技术准备主要包括:
现场详细调查与地质勘探;现场桩橛交接埋设与复测;进行地材调查、路基填料调查、室内试验;各种检测仪器设备的标定,办理计量合格证书;各种砼、砂浆配合比的配制选定;施工作业中所涉及的各种外部技术数据。
(3)技术准备工作做到“准备项目齐全,执行标准正确,内容完善齐备,超前计划布局,及时指导交底,重在检查落实”。
4.2劳动力组织
根据本工区隧道工程特点每个洞口安排1个隧道钻爆队伍队进行本段隧道施工,钻爆队伍拟投入的管理和技术人员及施工人员详见表4.2-1钻爆队伍劳动力配备表。
表4.2-1钻爆队伍劳动力配备表
序号
人员类别
人数
备注
1
电工
2
2
司机
7
3
开挖班组
28
4
出渣班组
12
5
合计
38
4.3机械配备
表4.3-1施工机械设备配置表
序号
机械设备名称
规格型号
数量(台)
备注
1
自卸车
北奔
7
2
挖掘机
PC300-6
2
3
装载机
ZL50
2
4
风镐
G10A
25
5
风钻
YT28
25
6
电动空压机
4L-20/8
8
7
通风机
SD-NO11
2
8
变压器
S11/1000
1
洞口
9
变压器
S11/630
1
洞内
10
单级泵
IS100
9
11
多级泵
Q5PS
6
12
配电柜
1
4.4爆破器材
乳化炸药、毫秒延时导爆管雷管、电雷管、导爆索。
5总体爆破方案
5.1隧道开挖方法
根据围岩情况Ⅱ级围岩采用全断面法施工,Ⅲ、Ⅳ级围岩地段采用三台阶法施工。
隧道经过破碎带按照“先支护、后开挖、短进尺、弱爆破、快封闭、勤量测”的原则进行组织施工。
5.2设计原则
(1)确保人员及构筑物的安全;
(2)符合爆破质量标准;
(3)爆破后的岩面光滑平整,肉眼几乎看不到爆破裂隙,原有构造裂隙也不因爆破影响而有明显扩展,可保持围岩的整体性和稳定性,有利于施工的安全;
(4)一次成型:
周边轮廓精确地符合设计要求,节省因超挖、欠挖而增加的工程量和费用,提高掘进速度和质量;
(5)与喷射混凝土和锚杆支护相配合,形成一套多快好省的隧道工程施工新工艺。
(6)可行性原则:
爆破设计必须符合施工条件,切实可行,达到安全上可靠,技术上可行,效益上可观。
5.3爆破施工工艺
根据围岩情况Ⅱ级围岩采用全断面法施工,Ⅲ、Ⅳ级围岩地段采用三台阶法施工。
施工中应严格控制装药量及按照光面爆破设计施工,减少炮轰波对围岩的扰动,达到保护围岩的目的。
周边眼采用φ25mm小直径药卷间隔装药方式,其余炮眼采用连续装药,掏槽眼采用复式楔形掏槽。
爆破材料采用1~17段非电毫秒雷管。
炮泥堵塞,导爆管复式网路联接,各部一次起爆。
施工顺序:
测量放样→标出孔位→钻孔→清孔→装药连线→起爆→初喷砼→通风→装渣运输→初期支护→监控量测。
钻爆作业整个钻孔过程,可分为准备、定位、开口、拔杆、移位五步。
准备:
开工前准备工作做到“四查”,即:
查风钻的运转;查风水管路连接部位是否牢固;查钻头钻杆等配件是否备全;查易耗材料、器材是否有充分的备用量。
定位:
在掌子面画出各炮孔位置及中线和高程十字线,确定钻孔范围,并明确钻孔先后次序。
开口:
风钻开口时缓慢推进,并特别注意钻杆方向与隧道中线的夹角是否符合设计外插角。
拔杆:
在整体性好的石质可中速较慢拔出;如遇破碎岩石卡钎时,应慢慢来回推进,使之拔出。
移位钻孔:
钻好一个炮孔进行下一炮孔钻进时,要做到“准、顺、平、齐”。
准:
按周边孔参数要求,孔位要选准;顺:
侧墙孔孔口要顺开挖轮廓线布置,使孔底均位于开挖允许的超欠范围内;平:
各炮眼相互平行(孔口和孔底距相等);齐:
孔底要落在同一平面上,爆出的断面要整齐,便于下一循环作业。
按各断面炮孔爆破设计装药量装药联线,起爆网络联接采用复式联接网路。
炮孔孔口采用炮泥堵塞。
5.4、炮眼深度和长度
炮眼深度是指炮眼底部至作业面的距离。
炮眼长度是指炮眼本身的长度。
通常爆破后,掌子面上不能按炮眼全部深度将岩石炸落,炮眼的一部分未被炸下,而残留在作业面上,称为“残孔”,炮眼长度被炸下部分与炮眼全部长度的比值叫炮眼利用率。
m=(L-n)/L
L—炮眼全部长度(米)
n—残留长度(米)
m-炮眼利用率
每循环爆破作业中要求炮眼利用率不低于85%,掘进中实际的炮眼长度不等于炮眼深度,而应为炮眼深度和炮眼利用率的乘积。
L=m.H(米)
L—爆破进尺(米)
H—炮孔深度(米)
①、炮眼深度对钻眼速度的影响
一般来说,钻眼速度随钻眼深度的增加而降低,因为眼深使炮眼初始直径加大,增加了钻爆岩石需要的破碎功能而使钻孔速度减小。
眼深需要长钎,工作时产生纵向弯曲而有弹性变形,损失有效功;钎面上与眼圈岩壁的摩擦面积增大,钎长则惯性大,需要用更多的能量来克服它;眼深时排除深眼内岩屑较困难,使钎转动阻力增加。
②、眼深对掘进循环时间的影响:
由于眼深增加,钻孔作业时间加长,辅助作业时间缩短。
根据经验资料统计,炮眼深度在下列范围时,能使掘进平均1米所用循环时间最短。
A、机械装渣,轻型钻机钻眼,适当眼深为2.0米-3.0米;
B、机械装渣,重型钻机钻眼,适当眼深为2.25米-3.5米。
③、眼深对炮眼利用率和炸药消耗量的影响
在有层理、节理发育的岩层中,无论断面大小,眼深在1.5米左右时,炮孔利用率较高。
加大或减小深度,炮眼利用率都将降低10%-20%,当眼深为1.5-2.5米时,装药量q与深度变化关系不大,但眼深在3-3.5米时将增加10%-15%。
④、作业面大小对炮眼深度的影响
开挖断面小,岩石夹制作用大,炮眼不能很深。
在作业面钻有角度的炮眼时,断面的高度和宽度,对钻眼操作有限制,也限制了钻眼的深度。
(2)炮眼深度的确定
①、采用斜眼掏槽时,炮眼深度不宜过大,一般最大炮眼深度取断面宽度(或高度)B的0.5-0.7倍,即
L=(0.5-0.7)B
②、利用每一掘进循环的进尺数及实际的炮眼利用率来确定,即
L=Tm
式中L—炮眼深度(米)
T—每掘进循环的计划进尺数(米)
m—炮眼利用率,一般要求不低于0.85
③、按每一掘进循环中所占时间确定,即
L=mvt/N
式中m—钻机数量
v—钻眼速度(m/h)
t—每一掘进循环中钻眼所占时间(h)
N—炮眼数目
炮眼深度应该根据上述的三种情况综合考虑选定。
对于掏槽眼还应加深10—20cm,以保证其他炮眼能充分发挥效能。
底眼也应加深5—10cm,且应多装药以达到翻渣的作用。
不管工作表面凹凸程度如何,应该使所有炮眼的眼底均位于深部的同一断面上。
此外,所确定的炮眼深度还应与装渣运输能力相适应,使每个作业班能完成整数个循环,而且使掘进每米隧道消耗的时间最少,炮眼利用率最高。
目前较多采用的炮眼深度为浅眼1.2—1.8m,中深眼2.5—3.5m,深眼3.5—5.15m。
(3)炮眼方向和角度
炮眼轴线的方向称为炮眼方向,而其轴线与作业面的夹角称为炮眼角度。
炮眼方向、角度的选择,就是为了在岩石的薄弱部位突破,利用暴露的岩石自由面和构造特点,最大限度的发挥炸药的爆炸威力,以提高爆破效果。
因此,在掘进时,炮眼必须有一定的方向和角度,而方向和角度的大小,则根据各种炮孔所起到的作用,岩石的坚硬程度和结构特点等具体情况而定。
(4)炮眼布置
在破碎岩石的过程中存在着破碎岩石应力和岩石抵抗破坏的力。
破碎岩石的力通过合理的确定各项钻爆参数,充分发挥它们的效能使其得到提高,抵抗破碎的力决定于岩石的物理力学性质和自由面的多少,也关系到破坏岩石力的有效发挥问题。
它对爆破效果有决定性的影响。
所以,炮眼布置是否合理,是钻爆方案中的决定性因素。
(5)掏槽眼的布置
掏槽眼是断面中首先起爆的眼,其眼位应选在岩石的薄弱部位,亦要充分利用断面中岩石的结构面。
如果岩石是均质的,采用锥形或楔形掏槽时,一般布置在断面中央或偏下部,以断面轴线上一点为圆心,以断面高度或高度的1/4为半径的圆内,因为这个部位岩石对爆破的夹制作用小,钻眼也方便。
掏槽眼的数目主要随岩石的坚硬程度而定,并依据断面大小,适当考虑,原则上是在保证掏槽效果的前提下,力求眼数最少,但一般不少于两对。
掏槽眼与作业面的倾角是掏槽眼布置的关键,它依岩石的坚硬程度和采用的掏槽形式而定。
一般变化在55°—75°之间,也有采用直眼掏槽的。
掏槽眼系数表
岩石坚硬性系数f
4—6
8—10
10—15
15—20
楔
形
掏
槽
与掘进面所成角度
75—70
70—65
65—60
60—55
平行两对掏槽眼间距
70—60
50
40
40
相对两掏槽眼眼底距
30—20
20—15
15—10
10
掏槽眼数目
4—6
6
6
6—8
锥
形
掏
槽
与掘进面所成角度
70—65
65
60
55
相邻两掏槽眼眼底距
40—30
30—20
20—15
15—10
掏槽眼数目
1.5B
(1.6-1.9)B
(2—2.5)B
(3—3.7)B
说明
B—开挖断面宽度或高度的最小值
掏槽眼的眼距(一是指每对掏槽眼的眼口距离(在作业面上的距离),二是指平行两对掏槽眼的间隔距离)可由下式确定:
B=2c+b
式中B—两掏槽眼眼口的间距
b—两掏槽眼眼底距离
c—掏槽眼眼底与眼口的直线距离
斜孔掏槽装药量计算:
Q‘=qV/n
q-掏槽爆破岩石单位体积炸药消耗量(kg/m3);
V-槽腔体积(kg/m3);
n=斜眼掏槽炮眼数。
(6) 辅助眼的布置
辅助眼的布置主要是解决炮眼间距和最小抵抗线的问题,这可以由施工经验决定,一般抵抗线W约为炮眼间距的60%∽80%,并在整个断面上均匀排列。
当采用2号岩石铵锑炸药时,W值一般取0.6∽0.8m.
(7)周边眼的布置
周边眼应严格按照设计位置布置。
断面拐角处应布置炮眼。
为满足机械钻研需要和减少超欠挖,周边眼设计位置应考虑0.03-0.05的外插斜率,并应使前后两排炮眼的衔接台阶高度(即锯齿行的齿高)最小。
此高度一般要求为5-10cm。
(8)装药量的计算和分配
炮眼装药量的多少是影响爆破效果的重要因素。
药量不足,会出现炸不开,炮眼利用率低和石渣块度过大;装药量过多,则会破坏围岩稳定,崩坏支撑和机械设备,使抛渣过散,对装渣不利,且增加了洞内有害气体,相应地增加了排烟时间和供风量等。
合理的药量应根据所使用的炸药的性能和质量,地质条件,开挖断面尺寸,临空面数量,炮眼直径和深度及循环的总用药量要求来确定。
目前多采取以下方法计算装药量,即先用体积公式计算一个循环的总用药量,然后按各种类型的炮眼的爆破特性进行分配,再在爆破实践中加以检验和修正,直到取得良好的爆破效果为止。
计算药量Q的公式为
Q=qv
式中Q—一个爆破循环的总用药量,Kg;
q—爆破1m3岩石炸药的消耗量,Kg/m3,
V—一个循环进尺所爆落的岩石总体积,m3,其值为
V=L.S
其中L—计划循环进尺,m;
S—开挖面积,m2。
注:
围岩类别根据铁路隧道围岩分类
总的炸药量应分配到各个炮孔中去。
由于各炮眼的夹制作用及受到岩石夹制情况不同,装药量也不同,通常按装药系数a进行分配,a值可参考下表取值
装药系数a值
炮眼名称
岩石坚固系数f
〉10
10
8
5-6
3-4
1-2
掏槽眼
0.8
0.7
0.65
0.60
0.55
0.5
辅助眼
(内圈眼)
0.7
0.6
0.55
0.50
0.45
0.4
6Ⅱ级围岩全断面法爆破设计
6.1爆破不偶合系数、装药直径
由
式中D一不偶合系数;
dk—炮眼直径,mm;
di—炸药直径,mm;
a—爆生气体分子余容系数,a=0.395;
P—爆生气体初始压力,P=6997Pa;
—岩石的三轴抗压强度,对于Ⅱ级围岩,取
=1000kg/cm3;
r—绝热指数,1/r=0.8299;
所以,对于周边眼:
=1.85
则:
d炸药=d炮眼/D=42/1.85=22.7
式中:
d炸药—炸药直径;
d炮眼—炮眼直径。
在实际过程中,对周边眼的药卷,采用直径为25mm的乳化炸药。
这个数值与理论计算值相近,则实际周边眼不偶合系数D=42/25=1.68,符合规范D=1.5-2.0的要求。
6.2确定周边眼间距(E)和最小抵抗线(W)
E=54.2976kp×di
式中E—周边眼间距;
kP—岩石抗破坏屈服系数,见下表;
di一药卷直径。
岩石抗破坏屈服系数KP
F值
4-6
8
10
12
KP
0.56
0.53
0.51
0.48
计算E=54.2976×KP×di
=54.2976×0.51×25
=69cm
周边眼应考虑0.03~0.05的外插斜率,周边眼间距一般取值范围为(8~18)dk,即336~756mm。
考虑到岩石节理十分发育,并参照规范周边眼间距取值范围40cm-55cm,对周边眼间距取50cm,最小抵抗线W=1.25E=625mm;周边眼密集系数K=E/W=0.8。
N=(B1-B)/a+1=27.89/0.5+1=56.78,取57个。
B1—开挖轮廓线周长
B—底边长
a—周边眼间距
光面爆破参数
围岩类别
周边眼间距E(cm)
周边眼抵抗线W(cm)
相对距离K=E/W
装药集中度q(kg/m)
极硬岩
50~60
55~75
0.8~0.85
0.25~0.4
硬岩
40~55
50~60
0.8~0.85
0.15~0.25
软质岩
30~45
45~60
0.75~0.8
0.04~0.15
6.3炮眼装药系数
周边眼的装药集中度采用规范取值范围0.15~0.25kg.m-1,取0.25kg/m-1。
6.4循环进尺
综合考虑各项因素,取L=3.5m。
6.5孔径及孔深
凿岩采用一字纤头,直径为Φ=40mm,则炮眼孔径为Φ=42mm。
孔深除掏槽和底板眼为3.7m外,其它采用3.5m。
6.6炮眼数量
5.6.1炮眼数量
N=qS/ηγ
式中:
N——炮眼数量,不包括未装药的空眼;
q——单位炸药消耗量;
S——开挖段面积,㎡;
η——装药系数,即装药长度与炮眼长度的比值,暂取0.55;
γ——每米药卷的炸药质量,kg/m,软化炸药γ=1。
即:
N=(0.9×116.22)/(0.5×1)=209个
其中掏槽眼10个,周边眼57个,底眼17个,辅助眼125个。
5.6.2每一循环装药量计算及分配
Q=qV
式中:
q——单位炸药消耗量,取q=0.9kg/m³;
V——1个开挖循环进尺爆落岩石总体积,m³,有效进尺取95%:
3.5×95%=3.33米。
即:
Q=0.9×3.33×116.22=348.3kg;
各炮眼装药量分配如下:
因为计算炮眼数量时,采用η=0.5,由周边眼装药集中度q=0.25kg/m,得出周边眼装药系数为0.25,设其它各炮眼装药系数取值:
掏槽眼0.65,底眼0.55,辅助眼0.55,则
10×0.65+57×0.25+17×0.55+125×0.55=(10+57+17+125)τ
计算得:
η=0.5
若计算η≠0.5,则需重新调整τ值代入N=qS/ηγ,并适当调整所设掏槽眼、底眼、辅助眼装填系数,使试选τ值与计算τ相符。
所以按上列装填系数进行分配是可以的。
每个掏槽眼装药量=3.7×0.65=2.41kg,折合为12.1卷,采用12卷;
每个辅助眼装药量=3.5×0.55=1.925kg,折合为9.6卷,采用10卷;
每个周边眼装药量=3.5×0.25=0.875kg,折合为4.4卷,采用4卷;
每个底眼装药量=3.7×0.55=2.04kg,折合为10.2卷,采用10卷;
合计药量为10×12×0.2+125×10×0.2+57×4×0.2+17×10×0.2=353.6kg;
6.7装药结构
装药结构周边眼采用间隔装药并使用导爆索作为传爆线,直径为25mm乳化炸药(防水)加竹片绑扎的串状装药结构,其它炮眼采用连续装药,药卷为32mm,全部采用反向起爆装药结构。
6.8堵塞长度
在一般情况下,周边眼的堵塞长度不少于20cm,其它炮眼堵塞长度不少于30cm,堵塞材料可选用黄泥。
6.9各孔装药量及总装药量
总装药量Q,及各孔装药量,详见下表。
全断面光面爆破参数
项目
名称
炮眼
毫秒雷管
装药
总计
编号
个数
深度
段数
Φ25药卷
填充系数
个
m
段
节-长度-重量
空眼
1
2
3.7
掏槽眼
2
10
3.7
1
12-2.4-2.4
65%
24
辅助眼
3
125
3.5
3-13
10-2-2
55%
250
周边眼
4
57
3.5
15
4-0.8-0.8
25%
45.6
底板眼
5
17
3.7
15
10-2-2
55%
34
合计
211
353.6
全断面光面爆破主要经济技术指标
序号
项目
单位
数量
1
开挖断面积
m2
116.22
2
预计每循环进尺
m
3.33
3
每循环爆破石方
m3
387
4
炮眼总数
个
211
5
炸药用量
Kg
353.6
6
炸药单量
Kg/m3
0.91
7
预计炮眼利用率
%
95%
全断面法爆破设计图
7Ⅲ级围岩三台阶法爆破设计
7.1爆破不偶合系数、装药直径
公式:
式中D一不偶合系数;
dk—炮眼直径,mm;
di—炸药直径,mm;
a—爆生气体分子余容系数,a=0.395;
P—爆生气体初始压力,对于二号岩石硝铵炸药P=6997Pa;
—岩石的三轴抗压强度,对于Ⅲ级围岩,
=800kg/cm3;
r—绝热指数,1/r=0.8299;
所以,对
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- 隧道 设计方案
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