水平成层隧道施工超欠挖控制及爆破参数优化.doc

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资源描述

1、水平成层隧道施工超欠挖控制及爆破参数优化摘要为了研究水平岩层当中隧道光面爆破的效果,以太古高速西山隧道工程(右线)为依托项目,采用了施工现场调查和现场爆破漏斗试验的方法,对水平成层围岩中隧道超挖、欠挖的原因进行了深入分析,进而对爆破的设计参数进行了优化。最后采用缩小周边眼间距、降低周边眼装药量,采用间隔装药结构的同时又对钻爆施工过程采用了强化管理、优化工序的措施,最终达到了理想的光面爆破效果,证明了所采用手段有效地控制了光爆超欠挖的不利现象,加快了施工进度,提高了施工的安全性,降低了工程造价。 关键词水平岩层光面爆破超欠挖控制参数优化 中图分类号 U451,U455;文献标识码:A 1 引言

2、在我国目前的隧道施工过程中,开挖工序通常采用光面爆破的方法,该法虽然在破岩效率与断面控制上有诸多优点,但却又受到诸多因素的制约,尤其是地质条件和施工精度管理方面。因围岩本身存在有大量的裂隙、节理、夹层,加之部分地区存在有大量的水平层状围岩,如本文所述吕梁山脉石千峰北缘地区。其水平方向节理十分发育,极易导致拱部成层坍塌掉块,再加上施工管理不到位,易导致光爆过程中超欠挖现象严重,给隧道工程的建设带来了极大困难。 本文通过太原至古交高速公路的西山隧道右线施工现场调查,现场又采用爆破漏斗试验手段,对水平层状围岩条件下隧道钻爆法施工的超欠挖控制技术进行了深入研究分析,制订了相应的控制手段;采用了工程经验

3、法对爆破参数进行了多次计算,最终对光面爆破参数进行了多方面的调整与优化,在加快施工进度、降低工程造价的同时亦有效保证了隧道支护结构的安全与稳定。 2 依托工程爆破现场调查 2.1 工程概况 西山特长公路隧道工程是我国第二长公路隧道,位于吕梁山脉石千峰北缘区域。该区构造上位于吕梁-太行断层的中西部,太原断陷盆地西侧,山体多由石炭系、二叠系砂岩、页岩和第四系新黄土组成,隧道右线所经处多为石灰岩夹白云质灰岩与泥灰岩互层,中厚层状,水平或接近水平分布1。 隧道右线长 13.580km(YK1+010YK14+590) ,采用+0.4%(10930m) 、-0.715%(2640m)的人字坡,隧道底板最

4、大埋深 445.85m,距左线最大间距 55m。隧道穿越采空区,施工中极有可能发生突水、涌水现象。同时由于隧道长度大,辅助导坑的设置方式、快速施工以及隧道施工通风、运营通风和防灾难度都非常大。隧道采用复合式衬砌,隧道开挖半径为6.13m,采用全断面开挖法施工。隧道支护参数为:喷射 C25 混凝土,厚25cm;6 钢筋网,1515cm;I14 型钢拱架;22 药卷式径向锚杆,长度 3.5m,纵向间距 100100cm,个别围岩较差出按具体情况进行加密;二次衬砌为 C25 模筑混凝土,厚 45cm。 2.2 依托工程爆破现场概况 (1)爆破眼痕残留情况 通过对西山隧道右线爆破过程的现场分析,发现在

5、目前的爆破设计参数条件下,全断面爆破后炮孔的炮痕残留率不是很理想,在级围岩条件下小于 75%,在级围岩条件下小于 45%,无法得到平顺圆滑的破岩面,超欠挖较严重,且周边有大量的爆生裂隙。 (2)超欠挖情况 西山隧道右线在实际爆破过程中,水平岩层地段超挖大多发生在拱部,炮痕残留率极低,爆破后岩体沿拱部层理面整体脱落、离层,形成状如天花板的平顶现象(如图 1 所示) 。且层理多被构造切割为斜向 X 状剪切裂隙,导致拱部超挖现象失分严重(如图 2 所示) 。 图 1 隧道拱顶局部超欠挖严重情况图 2 拱肩爆破成型情况超欠挖严重情况 从图 1、2 中可以看出,在既有的爆破参数之下,隧道开挖过程中超欠挖

6、情况比较严重,这很大程度上制约了现场需快速掘进的要求,误时、误工、不经济。为了解决这种不利情况,下面着重分析水平层状围岩隧道光爆的超欠挖原因,并在此处对光爆的设计参数重新进行理论计算,最后提出相应的优化方案与控制措施。 3 水平层状围岩隧道超欠挖原因分析及优化措施 3.1 超欠挖产生的原因 (1)地质原因 掌子面围岩节理较发育,岩面较破碎,受爆破震动后,在拱部范围内易出现塌落掉块现象,超挖严重。另外由于围岩呈水平层理状,爆轰波除了直接压缩破碎炮孔附近的岩层外,当遇有裂隙、节理时应力波还会被反射,形成反射拉伸波。由于岩体抗拉强度很低,故位于两水平层理之间的岩体会被该反射波“拉”下来,结果就形成了

7、平顶超挖现象2。(2)施工原因 周边眼间距过大,最大达到 85cm,导致炮眼数量不足,光爆效果不理想;E/W 较大,辅助眼爆破时对周边围岩扰动较大; 单孔装药量偏大,且炸药大部分集中在孔底。爆破产生的应力波对围岩的扰动大,很可能造成局部坍塌掉块; 施工精度低,司钻人员水平不高,钻杆不能保持严格平行和一定外插角度,远远超过误差不应大于 5cm 和 2的要求。 3.2 爆破参数优化及措施控制 3.2.1 爆破参数计算3 (1)掏槽方式:鉴于隧道围岩多为水平层状结构,故改用垂直楔形掏槽的方式。 (2)单位岩体炸药消耗量: 此处采用经验公式、查找定额、工程类比等方法综合确定的方法。 采用经验公式 各参

8、数意义如下: f普氏岩石坚固系数;L1平均凿岩深度;K1炮孔装药量充填系数;K2等效炸药换算系数;K3岩体裂隙率的修正系数;S平洞断面面积;FS自由面数量系数。 式中各参数经查相关表格取值如下: f=12 L1=3.3K1=0.9K2=1 K3=0.95 FS=1 S=82.88 则计算得 q=1.68kg/m3 按定额取值:查相关表得 q=1.62 kg/m3 综合以上计算,选取每循环的单位岩体炸药消耗量 q=1.65 kg/m3。 (3)每循环炸药消耗量: 按体积公式算得 Q=3.20.982.881.65=393.85kg (4)炮眼数目 药卷规格:一般炮眼:32mm200mm150g;

9、光爆孔:25mm200100g 炮孔数目:N=a1+a2S,其中 a1 取 37.6,a2 取 1.364。 上式为译波尔建议公式,在国内使用小炮孔的 2 号岩石炸药时,系数 a1 偏小,应提高 12 倍方能 使用,此处提高 1.7 倍。 N=37.61.7+1.3682.88=176.6,故取 177 个孔。 (5)炮眼布置 掏槽眼 采用四对垂直楔形掏槽布置,共(2+4+4+5)2=30 个。布置形式及孔口距离见图 4 所示。 周边眼和底板眼 周边眼共布置 69 个,深度为 3.2m,其中边眼共 45 个,间距为0.50m;底板眼共 24 个,间距为 0.5m。 辅助眼 共布置 82 个,光面层厚度为 0.6m,辅助眼的间距 1.0m。则炮孔密集系数 K 为: K=E/W=(500550)/600=0.830.92,符合要求。 (6)各炮眼装药量的分配 周边眼采用 25mm 长 200mm 药卷,单药卷重 0.10kg,装药系数取0.65;掏槽眼、辅助眼、底板眼均采用 32mm 长 200mm 药卷,单药卷重0.15kg,装药系数取 0.7。根据设计计算结果,以下给出级围岩下全断面光爆炮眼装药量分配表,见表 1 所示。

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