JP7503356B2 - トンネルの施工方法 - Google Patents

Description

本発明は、トンネルの施工方法に関するものである。

トンネルの掘削工事において、岩盤にダイナマイトを仕掛けて爆破することでトンネルを掘削する発破方式がある。このトンネル工法は、掘削部分にコンクリートを吹き付けて硬化させてロックボルトを岩盤に打設し、地山自体の保持力を利用してトンネルを保持する工法であり、ＮＡＴＭ（Ｎｅｗ Ａｕｓｔｒｉａｎ Ｔｕｎｎｅｌｉｎｇ Ｍｅｔｈｏｄ）と呼ばれる。

このＮＡＴＭによるトンネルの施工方法を図２６のフローチャートに示す。図示するように、先ず、装薬孔の穿孔を行い（ステップＳｔ１０１）、爆薬の装填を行って（ステップＳｔ１０２）、発破掘削を行う（ステップＳｔ１０３）。次に、ずり（掘削物）の搬出を行う（ステップＳｔ１０４）。そして、岩盤の状態等から鋼製支保工を設置するか否かを判断し（ステップＳｔ１０５）、設置する場合には、コンクリートの仮吹付けを行い（ステップＳｔ１０６）、鋼製支保工の建込みを行う（ステップＳｔ１０７）。ステップＳｔ１０７で鋼製支保工の建込みを行ったならば、あるいは、ステップＳｔ１０５で鋼製支保工を設置しない場合には、コンクリートの吹付けを行って（ステップＳｔ１０８）、ロックボルトの打設を行う（ステップＳｔ１０９）。そして、作業（例えば、１日の予定作業）が完了したか否かを判断し（ステップＳｔ１１０）、完了したならば一連の工程を終了する。また、ステップＳｔ１１０において作業が完了していない場合には、ステップＳｔ１０１に戻って、以降の工程を繰り返す。

さて、ＮＡＴＭによりトンネル施工を行うとき、発破で生じたずりを切羽からトンネルの抗口に運ぶ（前述した図２６のステップＳｔ１０４）には、従来、ダンプトラック等を使用する方法が行われていたが、近年では、発破で生じたずりをクラッシャによりさらに細かくした後、テールピース台車を介してベルトに載せるベルトコンベアを用いることが行われている。このベルトコンベアの場合、ダンプトラック等を使用しないことにより、トンネル内の排出ガス汚染や粉塵公害を防止することができる上、作業環境の安全性を高めることができるとともに、省人化により搬送コストの低減を図ることができる。

さらに、ベルトコンベアでは、ベルトの切羽側を延伸可能にして切羽から坑外まで一貫してずりの運搬をできるようにした連続ベルトコンベアシステムを使用することが行われている。これによれば、ずりをクラッシャに積載する積載用重機の移動距離が短くできるので、運搬作業効率の向上を図ることができる。

連続ベルトコンベアシステムを使用する場合、トンネル切羽側に自走式クラッシャ（掘削したずりを破砕する装置）を配置し、それに後続させたテールピース台車（破砕されたずりをベルトに搭載する装置）で破砕されたずりをベルトに載せる。また、テールピース台車を前進移動させる場合には、坑口付近に設置したストレージカセット（延伸するために必要なベルトを貯蔵するとともに、ベルト自体に張力を付与する機能を備えた装置）でベルトの張力を緩めてベルトを引き出しながら行う。このテールピース台車の移動は、１週間のトンネル掘削が終了した週末に他のメンテナンスと併せて実施されることが多い。なお、連続ベルトコンベアシステムにおけるベルト走行の動力は、ストレージカセットの近くに設置するメインドライブ装置で与えられている。

前述のように、発破により掘削された切羽部のずりは、サイドダンプにより自走式クラッシャのずり投入口まで運搬される。そして、サイドダンプで自走式クラッシャに投入された掘削ずりは、細かく破砕されてテールピース台車を経由して連続したベルトにより坑口へと搬送される。

さて、発破掘削の場合、１回の掘削長は、掘削対象である岩盤の性質や状態によって変わってくるが、一般には１．０～１．５ｍである。また、発破を実施する際には、切羽側先頭にある自走式クラッシャは発破による飛散ずりが届かない位置に待機させる必要があり、通常、この退避長は４０ｍ程度である。なお、サイドダンプがずりを切羽部から自走式クラッシャまで運搬する際には、切羽部でブレーカやバックホウも稼働させるための作業空間や、サイドダンプによるずりの積み込みのための作業空間が必要となり、この作業空間長は２０ｍ程度である。

すると、ずりを切羽からトンネルの抗口に運ぶずり搬出工程（ステップＳｔ１０４）において、前述のように、トンネル掘削を１週間にわたって行うと、切羽が進んで切羽と自走式クラッシャとの距離が長くなり、それに伴ってサイドダンプの移動距離も長くなり、ずりの搬送時間がかかってしまって施工速度が低下するという問題が発生する。これに関して、自走式クラッシャとテールピース台車との間に伸縮自在の搬送装置を介在させ、発破時には自走式クラッシャを退避させるとともに、ずり搬送時には切羽側へ移動させるという技術が提案されている（特許文献１）。

この特許文献１の技術では、縦列配置された一次コンベアと二次コンベアとで伸縮自在の搬送装置が構成されている。そして、自走式クラッシャの先端部が切羽から所定の退避長だけ離れた状態で切羽を掘削した後、自走式クラッシャの先端部が切羽から所定の作業空間長だけ離れる位置まで一次コンベアを切羽に向かって前進させる。続いて、切羽周辺のずりを自走式クラッシャで破砕してから搬送装置、テールピース台車および連続ベルトコンベアで坑口へ運ぶ。そして、ずり運搬の終了後、次の掘削に備え、自走式クラッシャの先端部が切羽から所定の退避長だけ離れる位置まで一次コンベアを後退させると同時に、二次コンベアを切羽に向かって前進させる。そして、ずり運搬の終了後、二次コンベアの前進後または前進と同時にテールピース台車を切羽に向かって前進させてベルトを延伸させる。

特開２０１７－１９０６６４号公報

しかし、上記した特許文献１に記載の技術で施工する場合、伸縮自在の搬送装置を構成する一次コンベアと二次コンベアとの移動が必要なために作業手順が増え、施工速度が低下するとともに、搬送装置そのものの設備費も増加してしまうという問題が発生する。

本発明は、上述の技術的背景からなされたものであって、その目的は、発破掘削方式で連続ベルトコンベアシステムにより掘削物を搬出するトンネル施工において、作業手順を増やさず、施工速度を低下させることがなく、さらに設備費を抑制することの可能な技術を提供することを目的とする。

上記課題を解決するため、請求項１に記載の本発明のトンネルの施工方法は、（ａ）切羽から坑口に向かって順に縦列配置されたクラッシャ、テールピース台車およびベルトコンベアを備えて、トンネル掘削の進行に合わせてベルトが延伸可能とされて掘削物を切羽から坑口へ連続的に搬送する連続ベルトコンベアシステムの前記クラッシャの先端部が前記切羽から所定の退避長だけ離れている状態で、前記切羽を発破掘削する工程と、（ｂ）前記（ａ）工程の後、掘削されたずりを前記クラッシャで破砕した後に前記テールピース台車を介して前記ベルトに積載する工程と、（ｃ）前記（ｂ）工程の後、前記（ａ）工程で掘削して形成されたトンネル壁面にコンクリートを吹き付ける工程と、（ｄ）前記（ｃ）工程の後、コンクリートから地山内部へ向けてロックボルトを打設する工程と、（ｅ）前回切羽進行長に前記（ａ）工程で掘削した掘削長を加算した今回切羽進行長が前記ベルトコンベアにおいて前記ベルトを支持するキャリアローラが掛け渡される中間フレームの長さである中間フレーム長の少なくとも１本分以上となったならば、前記（ｂ）工程の後であって前記（ｄ）工程の前に、前記（ｃ）工程で実行するコンクリートの吹き付け場所とは前記退避長以上に離隔した場所で前記クラッシャおよび前記テールピース台車を前進させるとともに新たに前記中間フレームを設置して前記ベルトを延伸させる工程、ならびに前記（ｃ）工程を並行して実行する工程と、を実行することを特徴とする。

請求項２に記載の本発明のトンネルの施工方法は、上記請求項１記載の発明において、前記（ｂ）工程の後であって前記（ｃ）工程の前に、前記（ａ）工程で切羽を掘削した箇所に鋼製支保工を設置する工程を実行することを特徴とする。

請求項３に記載の本発明のトンネルの施工方法は、上記請求項１または２記載の発明において、前記（ａ）工程の前記切羽を発破掘削する工程は、前記切羽に装薬孔を穿孔する工程と、前記装薬孔内に爆薬を装填する工程と、前記爆薬を爆発させることで前記切羽を掘削する工程と、を有することを特徴とする。

本発明によれば、クラッシャおよびテールピース台車の前進とベルトの延伸との工程、およびコンクリートの吹付けの工程を並行して実行するようにしている。これにより、ベルトの延伸作業に伴う余剰の作業員でコンクリートの吹付け作業が行われることになり、トンネル掘削作業を効率的に進めることができる。

よって、トンネル施工において、作業手順が増えず、施工速度が低下することがなく、さらに設備費を抑制することが可能になる。

（ａ）は本実施の形態に係るトンネルの施工方法に用いられる連続ベルトコンベアシステムの平面図、（ｂ）は（ａ）の連続ベルトコンベアシステムの側面図である。 図１の連続ベルトコンベアシステムを構成するクラッシャを示す側面図である。 図１の連続ベルトコンベアシステムを構成するテールピース台車とテールピース台車近傍のベルトコンベアを示す側面図である。 図１の連続ベルトコンベアシステムを構成するベルトコンベアの一部を拡大して示す平面図である。 図４の側面図である。 図１の連続ベルトコンベアシステムを構成するベルトコンベアに設けられたキャリアローラとリターンローラとをベルトとの関係で示す正面図である。 図１の連続ベルトコンベアシステムにおけるトンネルに対するベルトコンベアの取付構造を示す正面図である。 図１の連続ベルトコンベアシステムを構成するベルトストレージにおけるベルトの接続方法を示す概念図である。 本実施の形態のトンネルの施工方法を示すフローチャートである。 本実施の形態のトンネルの施工の所定時点における進行状態を示す概念図である。 本実施の形態のトンネルの施工の図１０に続いた時点における進行状態を示す概念図である。 本実施の形態のトンネルの施工の図１１に続いた時点における進行状態を示す概念図である。 本実施の形態のトンネルの施工の図１２に続いた時点における進行状態を示す概念図である。 本実施の形態のトンネルの施工の図１３に続いた時点における進行状態を示す概念図である。 本実施の形態のトンネルの施工の図１４に続いた時点における進行状態を示す概念図である。 本実施の形態のトンネルの施工の図１５に続いた時点における進行状態を示す概念図である。 本実施の形態のトンネルの施工の図１６に続いた時点における進行状態を示す概念図である。 本実施の形態のトンネルの施工の図１７に続いた時点における進行状態を示す概念図である。 本実施の形態のトンネルの施工の図１８に続いた時点における進行状態を示す概念図である。 本実施の形態のトンネルの施工の図１９に続いた時点における進行状態を示す概念図である。 本実施の形態のトンネルの施工の図２０に続いた時点における進行状態を示す概念図である。 本実施の形態のトンネルの施工の図２１に続いた時点における進行状態を示す概念図である。 本実施の形態のトンネルの施工の図２２に続いた時点における進行状態を示す概念図である。 本実施の形態のトンネルの施工の図２３に続いた時点における進行状態を示す概念図である。 本実施の形態のトンネルの施工の図２４に続いた時点における進行状態を示す概念図である。 従来のトンネルの施工方法の一例を示すフローチャートである。

以下、本発明の一例としての実施の形態について、図面に基づいて詳細に説明する。なお、実施の形態を説明するための図面において、同一の構成要素には原則として同一の符号を付し、その繰り返しの説明は省略する。

まず、本実施の形態に係るトンネルの掘削方向に用いられる連続ベルトコンベアシステムの構成例について図１を参照して説明する。ここで、図１（ａ）は本実施の形態に係るトンネルの施工方法に用いられる連続ベルトコンベアシステムの平面図、図１（ｂ）は図１（ａ）の連続ベルトコンベアシステムの側面図である。

本実施の形態の連続ベルトコンベアシステム１は、トンネルＴの切羽Ｋを発破により掘削した場合に生じたずり（掘削物）をトンネルＴの抗口へと運ぶずり運搬用のシステムであり、クラッシャ（破砕手段）２とテールピース台車３とベルトコンベア４とが、切羽Ｋから坑口に向かって順に縦列配置されている。

クラッシャ２は、発破により生じたずりをベルトコンベア４で運ぶことが可能な大きさに破砕する自走式の破砕機である。本実施の形態において、クラッシャ２の処理能力は、例えば４００ｔ／ｈ（２６７ｍ^３／ｈ）である。また、破砕後のずりの直径は、例えば３００ｍｍ以下である。さらに、破砕能力は、例えば２８０ｔ／ｈである。

テールピース台車３は、クラッシャ２で破砕されたずりをベルトコンベア４に搬送する自走式の中継運搬装置であり、ベルトコンベア４の先端（つまり、ベルトコンベア４の切羽Ｋ側）に設置されている。

ベルトコンベア４は、テールピース台車３を介して運ばれたずりを長尺となった搬送用のベルト４ｃに搭載してトンネルＴの坑口に向かって運ぶ運搬装置であり、テールピース台車３の後端部からトンネルＴの坑口側まで連続して延在した状態で設置されている。

さらに、連続ベルトコンベアシステム１には、余長ベルト（延伸用ベルト）を収納するとともに、ベルト４ｃに適切な張力を与えるためのベルトストレージ５が設置されている。

なお、連続ベルトコンベアシステム１には、これら以外に、ベルトストレージ５に収納された余長ベルトがなくなった場合にベルト４ｃを継ぎ足すためのベルト接合架台５ｓ（図８）、ベルト４ｃを周回駆動させるための主駆動装置であるメインドライブ（図示せず）、ベルトコンベア４の昼間部においてベルト４ｃを駆動するブースタドライブ（図示せず）、各装置を制御するための換気・電気機器（図示せず）などが配置されている。

また、図示するように、この連続ベルトコンベアシステム１は、トンネルＴの幅方向の一方の片側に寄せられた状態となっており、トンネルＴの幅方向の他方の片側は、掘削した岩盤の壁面にコンクリートを吹き付ける吹付け機（図示せず）、発破を装填するための孔（装薬孔）を切羽Ｋに穿孔するための切羽穿孔機（図示せず）、発破により生じたずりをクラッシャ２に積載するためのショベル７ａを備えた自走式のサイドダンプ７やバックホウなどの積載用重機、岩盤の破砕や掘削や小割などの作業を行うためのブレーカ（図示せず）などのような各種の重機の通路として使用可能になっている。さらに、作業現場には、ロックボルトや鋼製支保工などをストックしておく資材置場（図示せず）が割り当てられている。

このような連続ベルトコンベアシステム１において、発破の際には、先頭に位置するクラッシャ２の先端部が切羽Ｋから飛散するずりが届かない程度の退避長Ｄ（後述する図１０および図２５参照）を空けた退避位置ＤＰ（後述する図１０～図２５参照）に配置する。これにより、発破の際に切羽Ｋから飛散したずりに起因してクラッシャ２、テールピース台車３およびベルトコンベア４が破損するのを防止することができる。なお、岩盤の状態等にもよるが、前述の退避長Ｄとしては、例えば切羽Ｋから４０ｍ程度である。

そして、発破後のずりの運搬の際には、サイドダンプ７が切羽Ｋに向かって移動し、掘削物であるずりをショベル７ａでクラッシャ２に投入する。

次に、連続ベルトコンベアシステム１の構成要素であるクラッシャ２、テールピース台車３、ベルトコンベア４、およびベルトストレージ５について、図２～図８を用いて説明する説明する。図２はクラッシャを示す側面図、図３はテールピース台車とテールピース台車近傍のベルトコンベアを示す側面図、図４はベルトコンベアの一部を拡大して示す平面図、図５は図４の側面図、図６はベルトコンベアに設けられたキャリアローラとリターンローラとをベルトとの関係で示す正面図、図７はトンネルに対するベルトコンベアの取付構造を示す正面図、図８はベルトストレージにおけるベルトの接続方法を示す概念図である。

前述のように、クラッシャ２は、発破により生じたずりをベルトコンベア４で運ぶことが可能な大きさに破砕する自走式の破砕機である。図２に示すように、クラッシャ２は、走行部２ａと、ずり投入部２ｂと、ずり破砕部２ｃと、ベルトコンベア部２ｄとを一体的に備えている。

クラッシャ２の走行部２ａは、クラッシャ２を自走可能とするための機構部であり、例えば、無限軌道によって構成されている。無限軌道は、複数枚の鋼製の履板を鎖のように無端環状に接続することで構成された履帯（クローラ）を、複数の回転ローラの周囲に取り付けることにより構成されている。ただし、走行部２ａは、無限軌道で構成することに限定されるものではなく種々変更可能であり、例えば、タイヤ車輪で走行する構成としてもよい。

クラッシャ２のずり投入部２ｂは、ずり投入部２ｂに投入されたずりをずり破砕部２ｃに運ぶ運搬手段であり、フィーダ２ｂａと、その上方の枠体に一体的に装着されたホッパ２ｂｂとを備えている。本実施の形態のフィーダ２ｂａは、トラフと、その下流のグリズリーデッキ（何れも図示せず）とを一体的に備えたグリズリーフィーダによって構成されている。トラフは、ずり投入部２ｂのホッパ２ｂｂを介して投入されたずりを受け入れるプレートであり、受け入れたずりを前方のグリズリーデッキ上に送る。また、グリズリーデッキは、トラフから送られたずりのうち、破砕の必要のない大きさのずりをふるいにかけることで、グリズリーデッキの下方に設置されたベルトコンベア（図示せず）等に載せる機構部である。

クラッシャ２のずり破砕部２ｃは、ずりを予め決められた大きさ（直径）に破砕するための機構部であり、例えば、シングルトッグル型ジョークラッシャにより構成されている。但し、ずり破砕部２ｃは、例えば、ダブルトッグル型ジョークラッシャまたはローヘッド型ジョークラッシャなどを用いてもよい。

クラッシャ２のベルトコンベア部２ｄは、クラッシャ２のずり破砕部２ｃから排出されたずりを、トンネルＴの長手方向の後段に位置するテールピース台車３のベルト４ｃまで運ぶ運搬手段である。ずりの運搬時において、クラッシャ２は、そのベルトコンベア部２ｄの先端部がテールピース台車３のベルト４ｃの上方でオーバーラップするように配置される。なお、ベルトコンベア部２ｄのずり運搬能力は、例えば、６００ｔ／ｈである。

次に、図３に示すテールピース台車３は、クラッシャ２で破砕されたずりをベルトコンベア４に搬送する機能を有する装置であり、ベルトコンベア４との間に掛け渡されたずり運搬用のベルト４ｃを備える他、クラッシャ２の走行部２ａと同様な無限軌道式の移動装置３ａを備えており、トンネルＴの延在方向に沿って前後に自走可能な構造になっている。

また、テールピース台車３は、ベルトコンベア４の先端部の支持台と索条（ワイヤロープ）等によって連結されており、トンネルＴの掘削に合わせて切羽Ｋに向かって前進させると、それに伴いベルト４ｃも切羽Ｋに向かって延伸させることが可能な構成になっている。

テールピース台車３には、切羽Ｋに向かって前傾するとともにベルトコンベア４との間を周回するベルト４ｃを支持するベルト受けローラ３ｂａが長さ方向に沿って一定間隔で回転自在に設置された前傾フレーム３ｂを備えており、当該前傾フレーム３ｂの先端には、ベルト４ｃがリターン側からキャリア側に折り返すためのプーリであるリターンプーリ３ｃが設置されている。また、前傾フレーム３ｂの長手方向中央よりもリターンプーリ３ｃ側には、クラッシャ２から排出されたずりが投入されるずり投入部が設けられている。

テールピース台車３の後部上方には、コンベヤベルトリフト装置３ｄが設けられている。このコンベヤベルトリフト装置３ｄは、ベルト４ｃの延伸時に当該ベルト４ｃを持ち上げておいて中間フレーム（後述する）などのベルト支持機構を構築するためのもので、門型をしたフレーム３ｄａに、ベルト４ｃを下方から支えるフリーローラ３ｄｂを上下動させるウィンチ３ｄｃが複数吊り下げられている。

コンベヤベルトリフト装置３ｄの先方には、ジブクレーン装置３ｅが設けられている。このジブクレーン装置３ｅは、主柱３ｅａに対して旋回可能に取り付けられた水平アーム３ｅｂと、この水平アーム３ｅｂに沿って横行可能に取り付けられた複数のウィンチ３ｅｃで構成されている。そして、トンネルＴ内に運ばれてくるベルト支持機構構築用の部品や部材を、トンネル中央側に向った側面下方からウィンチ３ｅｃで吊り下げて旋回して、テールピース台車３の後部に吊り上げる。

前述したコンベヤベルトリフト装置３ｄやジブクレーン装置３ｅの近傍には、ベルト４ｃの延伸時において作業員がベルト支持機構を構築するための作業を行うための作業ステージ３ｆが設けられている。

なお、テールピース台車３の四隅には、作業時の安定性を向上させて装置の横転を防止するためのアウトリガ３ｇが設置されている。

次に、ベルトコンベア４は、テールピース台車３を介して運ばれたずりを、当該テールピース台車３との間で周回するベルト４ｃに搭載してトンネルＴの坑口に向かって運ぶ運搬装置であり、ずりの運搬能力は、例えば６００ｔ／ｈである。このベルトコンベア４のずり搬送方向後端である坑口側端には、ベルト４ｃがキャリア側からリターン側に折り返すためのプーリであるヘッドプーリ６（図１）が設けられている。したがって、ベルト４ｃはテールピース台車３のリターンプーリ３ｃとベルトコンベア４のヘッドプーリ６との間で無限軌道を描くように上下に周回しており、上部のベルト４ｃがずりを運搬するキャリア側ベルト４ｃａ、下部のベルト４ｃがずりを運搬した後に折り返して切羽Ｋ側に戻るリターン側ベルト４ｃｂとなる。

さて、図４および図５に示すように、ベルトコンベア４は、一方端がトンネルＴの坑壁に固定され、他方端がトンネル壁からの吊りワイヤ８ａに支持されてトンネルＴの幅方向に対して水平となり、トンネルＴの長さ方向に沿って一定間隔で設けられた支持部材４ｂと、この支持部材４ｂに支持されてトンネルＴの長さ方向に延びる一対の中間フレーム４ａとを備えている。この中間フレーム４ａは所定長（中間フレーム長Ｓ）（本実施の形態では、３．６ｍ）のものを連続して接続しており、ベルトコンベア４の略全長を形成している。また、支持部材４ｂは、中間フレーム４ａの切羽Ｋ側で、中間フレーム４ａの端部から２０ｃｍ程度の位置を支持している。なお、支持部材４ｂはテールピース台車３の後部に設置された作業ステージ４ｆ上で作業員により取り付けられるが、詳細については後述する。

ここで、本実施の形態の中間フレーム４ａは、例えば３．６ｍの中間フレーム長Ｓとなっているが、これに限定されるものではなく、例えば３．０ｍの中間フレーム長Ｓなどの中間フレーム４ａを用いてもよい。また、支持部材４ｂによる中間フレーム４ａの支持位置は前述の２０ｃｍである必要はない。

図６に示すように、一対の中間フレーム４ａに掛け渡されるようにして、キャリア側ベルト４ｃａを支持するキャリアローラＲｃ、およびリターン側ベルト４ｃｂを支持するリターンローラＲｒがそれぞれ回転自在に設置されている。また、キャリアローラＲｃは一対の中間フレーム４ａの長さ方向に間隔を空けて２箇所に、リターンローラＲｒはこれらのキャリアローラＲｃの間の１箇所に、それぞれ設置されている。なお、キャリアローラＲｃはローラフレームＲｆを介して中間フレーム４ａに取り付けられているが、リターンローラＲｒは中間フレーム４ａに直付けされている。

キャリアローラＲｃは、一対の中間フレーム４ａ側に位置して回転軸が中央に向かって下方に傾斜した２つのサイドローラＲｃａと、これらのサイドローラＲｃａの間に位置して回転軸が水平となったセンタローラＲｃｂとで構成されている。センタローラＲｃｂはサイドローラＲｃａよりもややベルト４ｃの走行方向にずれた位置に配置されている。また、正面視で、センタローラＲｃｂが底面になり、その両側にそれぞれ位置するサイドローラＲｃａが緩やかな斜面になるような谷形をなしている。なお、サイドローラＲｃａとセンタローラＲｃｂとの間には、一対の中間フレーム４ａに掛け渡された真っ直ぐな補強ロッドＦが設けられている。一方、リターンローラＲｒは、一対の中間フレーム４ａに掛け渡された１本の真っ直ぐなローラであり、一対の中間フレーム４ａの補強も兼ねている。

したがって、上述のような谷形のキャリアローラＲｃに支持されて走行するキャリア側ベルト４ｃａでは幅方向両側が傾斜して高くなり、運搬されるずりが途中で落下しにくくなっている。

さて、このようなベルトコンベア４は、図７に示すように、支持部材４ｂでトンネル壁ＴＷに取り付けられている。この支持部材４ｂは、トンネル壁ＴＷの上方に打ち込まれたコンクリートアンカ８ｂに締結された吊金具８ｃに一端が取り付けられた前述の吊りワイヤ８ａに一方端が、トンネル壁ＴＷの側方に打ち込まれたアンカ８ｄに締結された固定金具８ｅに他方端がそれぞれ取り付けられて、トンネルＴの幅方向に対して水平な状態で装着されている。そして、このような支持部材４ｂに中間フレーム４ａが支持されて、キャリアローラＲｃ上をキャリア側ベルト４ｃａが走行し、リターンローラＲｒ上をリターン側ベルト４ｃｂが走行することによりベルト４ｃが周回する。

次に、ベルトストレージ５は、図８に示すように、余長ベルト（延伸用ベルト）４ｃｓが収納されるとともに、ベルト４ｃに適切な張力を与えるための機構部であり、本実施の形態では、例えば３００ｍ（延伸距離にして１５０ｍ）の余長ベルト４ｃｓがストックされている。余長ベルト４ｃｓはベルトストレージ５内に設けられたストレージ用プーリ５ａに掛け渡されている。ストレージ用プーリ５ａは、ベルトストレージ５内の前後それぞれの位置において上下に複数個配置されており、前後方向に相互に接近・離間可能になっている。また、前後のストレージ用プーリ５ａで高さが互い違いになっており、このようなストレージ用プーリ５ａが所定の前後間隔を保持することで、掛け渡された余長ベルト４ｃｓに常時適切な張力が付与されている。なお、余長ベルト４ｃｓのストレージ量は３００ｍに限定されるものではないが、一般的には１５０～４００ｍ程度がストックされる。

そして、トンネルＴの掘削に合わせてテールピース台車３を切羽Ｋに向かって前進させると、それに伴いベルトストレージ５から余長ベルト４ｃｓが引き出されてベルトコンベア４の先端部の搬送部分を切羽Ｋに向かって延伸することが可能になっている。

ここで、ベルトストレージ５におけるベルト４ｃの接続方法を図８（ａ）～（ｆ）を用いて説明する。これらの図面は、ベルト４ｃの接続方法を連続的に示すものであり、図８（ａ）は、余長ベルト４ｃｓが最大にストックされている状態を示している。図８（ａ）に示す状態においては、前述のように、キャリア側ベルト４ｃａでずりをトンネルＴの坑口に向かって運搬し、ヘッドプーリ６で折り返してリターン側ベルト４ｃｂとなり、ベルトストレージ５内を走行した後に切羽Ｋ側に戻る。

そして、ベルトコンベア４上にずりがなくなった段階でベルト４ｃの走行を停止し、テールピース台車３を切羽Ｋに向かって前進させると、図８（ｂ）に示すように、それに伴って前後に配置されたストレージ用プーリ５ａが相互に接近する方向に移動してベルトストレージ５にストックされている余長ベルト４ｃｓが引き出され、ベルトコンベア４の先端部の搬送部分が切羽Ｋに向かって延伸する。その後、後述する要領で支持部材４ｂや中間フレーム４ａを設置してベルト４ｃの延伸作業を行ったならば、ベルト４ｃを走行させてずり搬送を再開する。

このような動作を繰り返して、図８（ｃ）に示すように、ストックされた余長ベルト４ｃｓがなくなったならば、図８（ｄ）に示すように、ベルト４ｃを切断するとともにベルトロール４ｃｒをベルト接合架台５ｓにセットし、当該ベルトロール４ｃｒの一端を切断したベルト４ｃのベルトストレージ５への引き込み側に加硫接合する。

次に、図８（ｅ）に示すように、ベルトストレージ５内の前後に配置されたストレージ用プーリ５ａを相互に離間する方向に移動することにより、新しいベルト４ｃ（つまり、ベルトロール４ｃｒ）をベルトストレージ５内に引き込む。

最後に、図８（ｆ）に示すように、ベルトロール４ｃｒの他端を切断したベルト４ｃの他端側に加硫接合して接続作業が完了する。

次に、本実施の形態のトンネルの施工方法の一例を図９～図２５を参照して説明する。なお、掘削工法はＮＡＴＭ（Ｎｅｗ Ａｕｓｔｒｉａｎ Ｔｕｎｎｅｌｉｎｇ Ｍｅｔｈｏｄ）であり、岩盤を爆破した掘削部分にコンクリートを吹き付けて迅速に硬化させ、岩盤とコンクリートとを固定するロックボルトを岩盤奥深くにまで打設し、地山自体の保持力を利用してトンネルを保持する工法である。ここで、図９は本実施の形態のトンネルの施工方法を示すフローチャート、図１０～図２５は図９のフローチャートに対応したトンネル施工の進行状態を連続的に示す概念図である。なお、図１０～図２５において、左右に延びる点線は、トンネルＴの長さ方向におけるコンクリートの吹付け領域を示し、符号Ｂはコンクリートに打設されたロックボルトを示している。また、図１１～図１４、図１６～図１９、図２１～図２３において、符号Ｚａは発破により生じたずりを示し、符号Ｚｂはクラッシャ２から排出されたずりを示している。

ここで、図１０に示すように、トンネル施工において、コンクリートの吹付けと硬化したコンクリートに対するロックボルトＢの打設とは、掘削したずりの運搬後において、切羽Ｋ１部分まで実行されている。

さて、図９のフローチャートにおいて、先ず、装薬孔の穿孔を行う（ステップＳｔ０１）。ここでは、切羽面の計画された位置に、爆薬を装填する装薬孔を切羽穿孔機によって穿孔する。次に、爆薬の装填を行う（ステップＳｔ０２）。ここでは、装薬孔内に爆薬を装填して、起爆用の雷管をセットする。次に、発破掘削を行う（ステップＳｔ０３）。図１０に示すように、ここでは、切羽Ｋ１から作業員および連続ベルトコンベアシステム１の先頭に位置するクラッシャ２の先端部が切羽Ｋ１から飛散するずりが届かない程度の退避長Ｄをとった退避位置ＤＰまで退避させた後、爆薬を起爆させて岩盤を掘削する。

発破による岩盤の掘削によって、図１１に示すように、切羽Ｋ１が切羽Ｋ２まで進行するとともに、ずり（掘削物）Ｚａが発生する。

そこで、次に、ずりＺａの搬出を行う（ステップＳｔ０４）。すなわち、図１２に示すように、サイドダンプ７のショベル７ａ等によってずりＺａをクラッシャ２に投入し、クラッシャ２で破砕したずりＺｂをテールピース台車３に移載する。これにより、ずりＺｂはベルト４ｃに積載されて当該テールピース台車３からベルトコンベア４に送られ、ベルト４ｃによってトンネルＴの坑口に向かって運搬され、坑外に搬出される。

なお、ずりＺａの搬出において、掘削面あるいは周辺地山のこそく（浮き石やせり出した部分を削ぎ落すこと）や巨大ずりの小割りにはブレーカが使用され、切羽部に散乱したずりの集積にはバックホウが使用される。

次に、岩盤の状態等から鋼製支保工を設置するか否かを判断し（ステップＳｔ０５）、設置する場合には、コンクリートの仮吹付けを行う（ステップＳｔ０６）。すなわち、鋼製支保工の建込み作業を実施するのに先行して、作業員の安全性を確保するために、吹付け機を使用して薄めに（例えば、５～１０ｃｍ程度に）コンクリートを吹き付ける。また、ステップＳｔ０５で鋼製支保工を設置しない場合には、後述するステップＳｔ０８に移行する。さて、ステップＳｔ０６でコンクリートの仮吹付けを行ったならば、鋼製支保工の建込みを行う（ステップＳｔ０７）。すなわち、吹付け機に搭載されているエレクタを使用して、鋼製支保工の建込みを実施する。なお、吹付け機にエレクタが搭載されていない場合には、切羽穿孔機を使用する。

なお、本実施の形態においては、地山が良好であるために、ステップＳｔ０５において鋼製支保工を設置しないとの判断が行われたものとする。したがって、ステップＳｔ０６およびステップＳｔ０７はスキップされ、よって、図面には鋼製支保工は示されていない。

さて、切羽Ｋ２付近のずりＺａの運搬が終了したならば、切羽進行長の計算を行う（ステップＳｔ０８）。切羽進行長とは、ステップＳｔ０３で掘削する前の前回切羽進行長ＭＴ１にステップＳｔ０３で掘削した掘削長Ｍｅを加算した今回切羽進行長ＭＴ２である。すなわち、「ＭＴ２＝ＭＴ１＋Ｍｅ」にて算出される切羽進行長である。ここで、本実施の形態において、１回の掘削長Ｍｅは１．２ｍとする。すると、前回切羽進行長ＭＴ１は０ｍ（図１０に示す場合には、ベルトコンベア４を構成する中間フレーム４ａがテールピース台車３まで繋がった状態なので、換言すれば、ベルト４ｃの延伸作業は完了している状態なので、新たに掘削される切羽Ｋ１から切羽位置が進行してベルト４ｃを延伸する必要が生じることになるから、前回切羽進行長ＭＴ１は０ｍとなる）であるから、今回切羽進行長ＭＴ２は「０＋１．２」ｍで１．２ｍとなって、図１３に示すように、掘削長Ｍｅの値になる。

なお、発破掘削による１回の掘削長は、掘削する岩盤により変わってくるが、一般的には、１．０～１．５ｍ程度である。

このようにしてステップＳｔ０８で今回切羽進行長ＭＴ２（切羽進行長）が求められたならば、今回切羽進行長ＭＴ２が中間フレーム長Ｓ（１本の中間フレーム４ａの長さ）以上（ＭＴ２≧Ｓ）か否かを判断する（ステップＳｔ０９）。ここで、本実施の形態において、中間フレーム長Ｓは３．６ｍとする。前述のように、今回切羽進行長ＭＴ２が１．２ｍであるので、今回切羽進行長ＭＴ２は中間フレーム長Ｓ以上ではない（今回切羽進行長ＭＴ２は中間フレーム長Ｓ未満である）ことから、その次の工程に進んで、コンクリートの吹付けを行う（ステップＳｔ１０）。すなわち、吹付け機を使用して、トンネルＴの掘削箇所の内壁面（図１４の掘削長Ｍｅに示す箇所の内壁面）に被覆材としてコンクリートを所定の厚みに吹き付ける。なお、コンクリートの吹付け厚さは、例えば１０～２５ｃｍ程度である。続いて、切羽進行長の更新を行う（ステップＳｔ１１）。切羽進行長の更新とは、新たな前回切羽進行長ＭＴ１に今回切羽進行長ＭＴ２を代入することである。すなわち、「ＭＴ１＝ＭＴ２」とすることで、ここでは、今回切羽進行長ＭＴ２である１．２ｍを新たな前回切羽進行長ＭＴ１とすることである。

さて、前述したトンネルＴの掘削箇所の内壁面に吹き付けたコンクリートが硬化したならば、ロックボルトＢの打設を行う（ステップＳｔ１２）。すなわち、切羽穿孔機を使用してコンクリートから地山内部へ向け、トンネルＴの中心部から放射状に穴を開けて金属製のロックボルトを奥深くにまで打設し、地山とコンクリートとを固定して一体化させる。なお、ロックボルトＢは所定の間隔を空けて複数本打設する。また、ロックボルトＢの本数や長さなどは事前に地質調査を行って決定しておく。トンネルＴの掘削箇所（掘削長Ｍｅの箇所）の内壁面にコンクリートの吹付けを行い、ロックボルトＢを打設した状態を図１４に示す。

そして、作業（例えば、１日あるいは半日の予定作業）が完了したか否かを判断し（ステップＳｔ１３）、完了したならば一連の工程を終了する。ここでは、作業が完了していないと判断して前述したステップＳｔ０１に戻り、発破による岩盤の掘削作業やずりＺａの運搬作業等を順次繰り返す。

すなわち、装薬孔の穿孔を行い（ステップＳｔ０１）、爆薬の装填を行って（ステップＳｔ０２）、発破掘削を行う（ステップＳｔ０３）。図１５に示すように、クラッシャ２は移動させずに退避位置ＤＰはそのままにしておいて、切羽Ｋ２に装填した爆薬を起爆させて岩盤を掘削する。

発破による岩盤の掘削によって、図１６に示すように、切羽Ｋ２が切羽Ｋ３まで進行するとともに、ずりＺａが発生する。そこで、次に、ずりＺａの搬出を行う（ステップＳｔ０４）。すなわち、図１７に示すように、サイドダンプ７のショベル７ａ等によってずりＺａをクラッシャ２に投入して粉砕し、破砕したずりＺｂをテールピース台車３のベルト４ｃに積載し、ベルトコンベア４で坑外に搬出する。

次に、鋼製支保工を設置するか否かを判断するが（ステップＳｔ０５）、本実施の形態においては鋼製支保工を設置しないので、ステップＳｔ０６およびステップＳｔ０７をスキップしてステップＳｔ０８に移行し、切羽進行長の計算を行う。前回のステップＳｔ１１で切羽進行長が更新されて前回切羽進行長ＭＴ１は１．２ｍとなっており、前述のように、本実施の形態での１回の掘削長Ｍｅは１．２ｍなので、図１８に示される今回切羽進行長ＭＴ２（＝ＭＴ１＋Ｍｅ）は、「１．２＋１．２」ｍで２．４ｍとなる。

ステップＳｔ０８で今回切羽進行長ＭＴ２（切羽進行長）が求められたならば、今回切羽進行長ＭＴ２が中間フレーム長Ｓ以上（ＭＴ２≧Ｓ）か否かを判断する（ステップＳｔ０９）。前述のように、本実施の形態の中間フレーム長Ｓは３．６ｍであり、求められた今回切羽進行長ＭＴ２は２．４ｍであるので、今回切羽進行長ＭＴ２は中間フレーム長Ｓ以上ではない。

そこで次に、トンネルＴの掘削箇所の内壁面（図１８の掘削長Ｍｅに示す箇所の内壁面）にコンクリートの吹付けを行う（ステップＳｔ１０）。続いて、切羽進行長の更新を行う（ステップＳｔ１１）。切羽進行長の更新は、新たな前回切羽進行長ＭＴ１に今回切羽進行長ＭＴ２を代入する（ＭＴ１＝ＭＴ２）ことなので、今回切羽進行長ＭＴ２である２．４ｍを新たな前回切羽進行長ＭＴ１とする。

次に、トンネルＴの掘削箇所の内壁面に吹き付けたコンクリートが硬化したならば、ロックボルトＢの打設を行う（ステップＳｔ１２）。トンネルＴの掘削箇所（掘削長Ｍｅの箇所）の内壁面にコンクリートの吹付けを行い、ロックボルトＢを打設した状態を図１９に示す。

そして、作業が完了したか否かを判断し（ステップＳｔ１３）、ここでは、作業が完了していないと判断して前述したステップＳｔ０１に再び戻り、発破による岩盤の掘削作業やずりＺａの運搬作業等を順次繰り返す。

すなわち、装薬孔の穿孔を行い（ステップＳｔ０１）、爆薬の装填を行って（ステップＳｔ０２）、発破掘削を行う（ステップＳｔ０３）。図２０に示すように、クラッシャ２は移動させずに退避位置ＤＰはそのままにしておいて、切羽Ｋ２に装填した爆薬を起爆させて岩盤を掘削する。

発破による岩盤の掘削によって、図２１に示すように、切羽Ｋ３が切羽Ｋ４まで進行するとともに、ずりＺａが発生する。そこで、次に、ずりＺａの搬出を行う（ステップＳｔ０４）。すなわち、図２２に示すように、サイドダンプ７のショベル７ａ等によってずりＺａをクラッシャ２に投入して粉砕し、破砕したずりＺｂをテールピース台車３のベルト４ｃに積載し、ベルトコンベア４で坑外に搬出する。

次に、鋼製支保工を設置するか否かを判断するが（ステップＳｔ０５）、本実施の形態においては鋼製支保工を設置しないので、ステップＳｔ０６およびステップＳｔ０７をスキップしてステップＳｔ０８に移行し、切羽進行長の計算を行う。前回のステップＳｔ１１で切羽進行長が更新されて前回切羽進行長ＭＴ１は２．４ｍとなっており、前述のように、本実施の形態での１回の掘削長Ｍｅは１．２ｍなので、図２３に示される今回切羽進行長ＭＴ２（＝ＭＴ１＋Ｍｅ）は、「２．４＋１．２」ｍで３．６ｍとなる。

ステップＳｔ０８で今回切羽進行長ＭＴ２（切羽進行長）が求められたならば、今回切羽進行長ＭＴ２が中間フレーム長Ｓ以上（ＭＴ２≧Ｓ）か否かを判断する（ステップＳｔ０９）。前述のように、本実施の形態の中間フレーム長Ｓは３．６ｍであり、求められた今回切羽進行長ＭＴ２は３．６ｍであるので、今回切羽進行長ＭＴ２は中間フレーム長Ｓ以上である。

そこで、クラッシャ２およびテールピース台車３の前進とベルトコンベア４のベルト４ｃの延伸とを行う（ステップＳｔ１４）。ここで、クラッシャ２およびテールピース台車３の前進長Ｌならびにベルト４ｃの延伸長Ｌは中間フレーム長Ｓと等しくする。すなわち、「Ｌ＝Ｓ」とする。

ここで、今回切羽進行長ＭＴ２が中間フレーム長Ｓ以上となったら、クラッシャ２およびテールピース台車３の前進とベルト４ｃの延伸とを行うのは、次のような理由による。

すなわち、ずりＺａの搬出（ステップＳｔ０４）に関して、切羽部から自走式のクラッシャ２までサイドダンプ７がずりＺａを運搬する際には、切羽部でブレーカやバックホウも稼働させるので、所定の作業空間が必要となる。この作業空間長は切羽Ｋから２０ｍ程度である。発破時のクラッシャ２の退避長Ｄは４０ｍ程度であるので、発破時に退避しなくてもよい位置で最もクラッシャ２が切羽Ｋ側に近づいているときは、サイドダンプ７の走行距離もあまり長くないので、ずり搬送の施工速度が大きく低下することはない。しかしながら、掘削で切羽Ｋが前進するに従って、発生したずりＺａをクラッシャ２に投入するためのサイドダンプ７の走行距離が長くなり、徐々に施工速度が低下してしまうことになる。これを防止するためには、施工速度が低下しないうちに、クラッシャ２およびテールピース台車３を前進させるとともに、ベルト４ｃの延伸を行えばよい。そこで、本実施の形態では、今回切羽進行長ＭＴ２が中間フレーム長Ｓ以上となったことをトリガとして、クラッシャ２およびテールピース台車３の前進とベルト４ｃの延伸とを行うことにした。

クラッシャ２およびテールピース台車３の前進とベルト４ｃの延伸とにおいては、先ず、図２４に示すように、クラッシャ２を中間フレーム長Ｓだけ前進（前進長Ｌ＝Ｓ）させるとともに、前述したベルトストレージ５内に設置された前後位置にあるストレージ用プーリ５ａを相互に接近させてベルト４ｃの張力を緩め、当該ベルト４ｃをベルトストレージ５から引き出しながらテールピース台車３を中間フレーム長Ｓだけ前進（前進長Ｌ＝Ｓ）させる。図示するように、これによって、クラッシャ２は新たな退避長Ｄを空けた退避位置ＤＰに配置されることになる。

その後、図２５に示すように、支持部材４ｂ上に中間フレーム４ａを設置してベルト４ｃを延伸させる。具体的には、作業員がテールピース台車３の作業ステージ３ｆに乗って作業を行うもので、先ず、コンベヤベルトリフト装置３ｄを操作して延伸部分のベルト４ｃを持ち上げておき、ベルト支持機構を構築してベルト４ｃを載せる。次に、図７を用いて説明したようにして支持部材４ｂをトンネルＴの幅方向に対して水平な状態で装着し、当該支持部材４ｂ上に、既設の一対の中間フレーム４ａと接続して、新たな一対の中間フレーム４ａを設置する。そして、新たに設置された中間フレーム４ａにキャリアローラＲｃとリターンローラＲｒとを取り付け、再びコンベヤベルトリフト装置３ｄを操作して、持ち上げた延伸部分のベルト４ｃを下降させ、キャリアローラＲｃ上にキャリア側ベルト４ｃａを、リターンローラＲｒ上にリターン側ベルト４ｃｂを載せる。その後、ベルト４ｃの蛇行等といったベルトコンベア４の微調整を行う。

さて、ステップＳｔ０９において、今回切羽進行長ＭＴ２が中間フレーム長Ｓ以上であった場合、このようなステップＳｔ１４（クラッシャ２およびテールピース台車３の前進とベルトコンベア４のベルト４ｃの延伸）と並行して、コンクリートの吹付けを行う（ステップＳｔ１５）。このステップＳｔ１５でのコンクリートの吹付けは、既に説明したステップＳｔ１０でのコンクリートの吹付けと同様の作業であり、吹付け機を使用して、トンネルＴの掘削箇所の内壁面（図２３の掘削長Ｍｅに示す箇所の内壁面）に被覆材としてコンクリートを所定の厚みに吹き付ける。

ここで、ステップＳｔ１４（クラッシャ２およびテールピース台車３の前進とベルトコンベア４のベルト４ｃの延伸）とステップＳｔ１５（コンクリートの吹付け）とを並行して行うのは、次のような理由による。

すなわち、ベルト４ｃの延伸作業は３０分程度かかるのに対して、コンクリートの吹付け作業は６０分程度かかる。また、トンネル施工における各作業工程において、コンクリートの吹付け作業では吹付け機のオペレータと監視員の２人程度いれば対応可能であるが、他の作業工程では５～６人の作業員が必要である。このように、ベルト４ｃの延伸作業は２～３人で対応可能であるので、当該延伸作業に伴う余剰の作業員でコンクリートの吹付け作業を行うことで、つまり、ベルト４ｃの延伸作業とコンクリートの吹付け作業とを並行して行うようにすることで、トンネル掘削作業を効率的に進めることができるからである。

さて、ステップＳｔ１４とステップＳｔ１５との並行作業が終了したならば、切羽進行長の更新を行う（ステップＳｔ１６）。ここでの切羽進行長の更新とは、新たな前回切羽進行長ＭＴ１に、今回切羽進行長ＭＴ２から中間フレーム長Ｓを引いた値（ＭＴ２－Ｓ）を代入することである。すなわち、「ＭＴ１＝ＭＴ２－Ｓ」にて算出される切羽進行長である。ここで、前述のように、今回切羽進行長ＭＴ２は３．６ｍであり、中間フレーム長Ｓも３．６ｍであるので、新たな前回切羽進行長ＭＴ１は「３．６－３．６」ｍで０ｍとなる。

その後、前述したステップＳｔ１５においてトンネルＴの掘削箇所の内壁面に吹き付けたコンクリートが硬化したならば、ロックボルトＢの打設を行う（ステップＳｔ１２）。トンネルＴの掘削箇所（図２３における掘削長Ｍｅの箇所）の内壁面にコンクリートの吹付けを行い、ロックボルトＢを打設した状態を図２４および図２５に示す。

そして、作業が完了したか否かを判断し（ステップＳｔ１３）、完了したならば一連の工程を終了する。また、作業が完了していないと判断したならば、前述したステップＳｔ０１に戻り、発破による岩盤の掘削作業やずりＺａの運搬作業等を順次繰り返す。

なお、トンネルＴの施工では、以上に説明した岩盤の掘削からロックボルトの打設までの作業とは別に、トンネルＴ内への漏水を防ぐために防水シートを貼り、覆工コンクリートを打設するか半円筒形の型枠（セントル）を嵌め込んで、コンクリートの壁を仕上げる作業が行われる。このような仕上げ作業は、例えば１日おきに実行される。

以上説明したように、本実施の形態のトンネルＴの施工方法によれば、今回切羽進行長ＭＴ２が中間フレーム長Ｓ以上となったときに、クラッシャ２およびテールピース台車３の前進とベルト４ｃの延伸との工程と、コンクリートの吹付けの工程とを並行して行うようにしている。このように、ベルト４ｃの延伸作業とコンクリートの吹付け作業とを並行して行うことで、ベルト４ｃの延伸作業に伴う余剰の作業員でコンクリートの吹付け作業が行われることになり、トンネル掘削作業を効率的に進めることができる。

よって、トンネル施工において、作業手順が増えず、施工速度が低下することがなく、さらに設備費を抑制することが可能になる。

以上、本発明者によってなされた発明を実施の形態に基づき具体的に説明したが、本明細書で開示された実施の形態はすべての点で例示であって、開示された技術に限定されるものではない。すなわち、本発明の技術的な範囲は、前記の実施の形態における説明に基づいて制限的に解釈されるものでなく、あくまでも特許請求の範囲の記載に従って解釈されるべきであり、特許請求の範囲の記載技術と均等な技術および特許請求の範囲の要旨を逸脱しない限りにおけるすべての変更が含まれる。

例えば、本実施の形態においては、今回切羽進行長ＭＴ２が中間フレーム長Ｓの１本分以上となったときに、クラッシャ２およびテールピース台車３の前進とベルト４ｃの延伸との工程と、コンクリートの吹付けの工程とを並行して行うようにしているが、今回切羽進行長ＭＴ２が中間フレーム長Ｓの２本分以上となったときにこれらの工程を並行して行うようにしてもよい。つまり、中間フレーム長Ｓの少なくとも１本分以上となったときにこれらの工程を並行して行えばよい。

また、図９のフローチャートにおいて、鋼製支保工設置に関するステップＳｔ０５～ステップＳｔ０７はステップＳｔ０４（ずり運搬）の後であってステップＳｔ０８（切羽進行長の計算）の前に実行されるようになっているが、ステップＳｔ０４（ずり運搬）の後であってステップＳｔ１０，ステップＳｔ１５（コンクリート吹付け）の前であればいつでもよい。

また、図９のフローチャートにおいて、ステップＳｔ１０（コンクリート吹付け）、ならびにステップＳｔ１４（クラッシャ２およびテールピース台車３の前進およびベルト４ｃの延伸）とステップＳｔ１５（コンクリート吹付け）との並行処理は、それぞれステップＳｔ０９（ＭＴ２≧Ｓか否か）の後であってステップＳｔ１１，ステップＳｔ１６（切羽進行長の更新）の前に実行されるようになっているが、鋼製支保工を設置しない場合にはステップＳｔ０４（ずり運搬）の後であれば、鋼製支保工を設置する場合には鋼製支保工を設置する工程を実行した後であれば、いつでもよい。

また、ステップＳｔ０８（切羽進行長の計算）は、ステップＳｔ０４（ずり運搬）の実行中に（つまり、ずりの運搬中に）行うことができる。

さらに、上記の説明においては、１回の掘削長Ｍｅが１．２ｍ、中間フレーム長Ｓが３．６ｍとなっているが、本発明は、これらの数値に限定されるものではないのは言うまでもない。ここで、１回の掘削長Ｍｅが１．２ｍ、中間フレーム長Ｓが３．６ｍとなっている本実施の形態では、３回の掘削で切羽進行長が３．６ｍとなり、中間フレーム長Ｓの３．６ｍと一致して繰越長は発生しないが、例えば、１回の掘削長Ｍｅが１．２ｍ、中間フレーム長Ｓが３．０ｍの場合には、３回の掘削で切羽進行長が３．６ｍとなり、中間フレーム長Ｓの３．０ｍに対して０．６ｍの繰越長が発生する。あるいは、例えば、１回の掘削長Ｍｅが１．０ｍ、中間フレーム長Ｓが３．６ｍの場合には、４回の掘削で切羽進行長が４．０ｍとなり、中間フレーム長Ｓの３．６ｍに対して０．４ｍの繰越長が発生する。

以上のように、本発明に係るトンネルの施工方法は、地山の掘削により生じた掘削物をトンネルの坑外に運搬する工程を有するトンネルの施工方法に適用して有効である。

１ 連続ベルトコンベアシステム
２ クラッシャ
２ａ 走行部
２ｂ 投入部
２ｂａ フィーダ
２ｂｂ ホッパ
２ｃ 破砕部
２ｄ ベルトコンベア部
３ テールピース台車
３ａ 移動装置
３ｂ 前傾フレーム
３ｂａ ベルト受けローラ
３ｃ リターンプーリ
３ｄ コンベヤベルトリフト装置
３ｄａ フレーム
３ｄｂ フリーローラ
３ｄｃ ウィンチ
３ｅ ジブクレーン装置
３ｅａ 主柱
３ｅｂ 水平アーム
３ｅｃ ウィンチ
３ｆ 作業ステージ
３ｇ アウトリガ
４ ベルトコンベア
４ａ 中間フレーム
４ｂ 支持部材
４ｃ ベルト
４ｃａ キャリア側ベルト
４ｃｂ リターン側ベルト
４ｃｒ ベルトロール
４ｃｓ 余長ベルト
４ｆ 作業ステージ
５ ベルトストレージ
５ａ ストレージ用プーリ
５ｓ ベルト接合架台
６ ヘッドプーリ
７ サイドダンプ
７ａ ショベル
８ａ 吊りワイヤ
８ｂ コンクリートアンカ
８ｃ 吊金具
８ｄ アンカ
８ｅ 固定金具
Ｂ ロックボルト
Ｄ 退避長
ＤＰ 退避位置
Ｆ 補強ロッド
Ｋ，Ｋ１，Ｋ２，Ｋ３，Ｋ４ 切羽
Ｌ 前進長、延伸長
ＭＴ１ 前回切羽進行長
ＭＴ２ 今回切羽進行長
Ｍｅ 掘削長
Ｒｃ キャリアローラ
Ｒｃａ サイドローラ
Ｒｃｂ センタローラ
Ｒｆ ローラフレーム
Ｒｒ リターンローラ
Ｓ 中間フレーム長
Ｔ トンネル
ＴＷ トンネル壁
Ｚａ ずり（破砕前）
Ｚｂ ずり（破砕後）

Claims (3)

1. （ａ）切羽から坑口に向かって順に縦列配置されたクラッシャ、テールピース台車およびベルトコンベアを備えて、トンネル掘削の進行に合わせてベルトが延伸可能とされて掘削物を切羽から坑口へ連続的に搬送する連続ベルトコンベアシステムの前記クラッシャの先端部が前記切羽から所定の退避長だけ離れている状態で、前記切羽を発破掘削する工程と、
   （ｂ）前記（ａ）工程の後、掘削されたずりを前記クラッシャで破砕した後に前記テールピース台車を介して前記ベルトに積載する工程と、
   （ｃ）前記（ｂ）工程の後、前記（ａ）工程で掘削して形成されたトンネル壁面にコンクリートを吹き付ける工程と、
   （ｄ）前記（ｃ）工程の後、コンクリートから地山内部へ向けてロックボルトを打設する工程と、
   （ｅ）前回切羽進行長に前記（ａ）工程で掘削した掘削長を加算した今回切羽進行長が前記ベルトコンベアにおいて前記ベルトを支持するキャリアローラが掛け渡される中間フレームの長さである中間フレーム長の少なくとも１本分以上となったならば、前記（ｂ）工程の後であって前記（ｄ）工程の前に、前記（ｃ）工程で実行するコンクリートの吹き付け場所とは前記退避長以上に離隔した場所で前記クラッシャおよび前記テールピース台車を前進させるとともに新たに前記中間フレームを設置して前記ベルトを延伸させる工程、ならびに前記（ｃ）工程を並行して実行する工程と、
   を実行することを特徴とするトンネルの施工方法。
2. 前記（ｂ）工程の後であって前記（ｃ）工程の前に、前記（ａ）工程で切羽を掘削した箇所に鋼製支保工を設置する工程を実行することを特徴とする請求項１記載のトンネルの施工方法。
3. 前記（ａ）工程の前記切羽を発破掘削する工程は、
   前記切羽に装薬孔を穿孔する工程と、
   前記装薬孔内に爆薬を装填する工程と、
   前記爆薬を爆発させることで前記切羽を掘削する工程と、
   を有することを特徴とする請求項１または２記載のトンネルの施工方法。

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