基于隧道工程地質分析的爆破方案設計

杜虎明,申鐵軍

（1.山西路橋橋隧工程有限公司,山西 朔州 036000;2.山西路橋建設集團有限公司,山西 太原 030006）

0 引言

從監控量測、爆破開挖到支護襯砌，從現場施工班組人員到管理人員，施工安全管控點多面廣。為保證隧道安全施工必須全方位、多層次、寬領域的做到宣傳到位、交底到人、監督到人、落實到人，故為難點工程。根據實際情況結合多種檢測技術，在不同儀器的優缺點上取長補短。可以有效地提高超前地質預報的精度，給出精準的檢測數據從而保障隧道工程的施工安全。

1 隧道工程地質分析

為褶皺的單翼構造，巖層傾角22°，結構穩定，對隧道工程無特殊影響。經地質調查及物探結果，隧址區主要發育地質構造為裙皺，節理垂直發育，與所處地貌單元直接相關，一般在1～35 m之間。見表1。

表1 隧道工程主洞規模表

1.1 工程地質及水文

該地層在進洞口有出露。主要為紅黏土，分布于地面35～50 m以下，基巖巖層面以上；局部溝底中和石灰巖山頂局部和灰巖山體沖溝的坡腳有零星出露，為地表巖溶風化殘留：呈褐紅色，黏性較大，失水干裂呈瓣狀剝落，俗稱“小瓣紅士”，剝落土體表面覆蓋鐵錳質薄膜，吸水收縮，具弱膨脹性。該地層在出洞口有出露。層塊狀或厚層狀分布，呈碎裂鑲嵌狀或巨厚層狀賦存，巖溶發育，為該隧道圍巖的主要組成體。該段處于斷層破碎帶以及其影響帶，巖體糜棱巖化，強度低，極破碎，圍巖穩定性差。且上盤為透水性灰巖，下盤為相對隔水層花崗片麻巖，施工時可能有較大涌水。建議采取相應的堵水與排水措施。洞口圍巖主要由上太古界昌梁山群赤堅嶺組全一強風化花崗片麻巖組成。巖體結構較松散：巖體圍若破碎，結構面發育，呈鎮嵌碎裂散體結構。

1.2 隧道出口、進口地質分析

1.2.1 進口端洞口

進口端洞口位于山腳下一沖溝邊，自然邊坡基本穩定。洞口邊坡及仰坡均由第四系全新統殘坡積物及奧陶系灰巖、泥灰巖組成。根據鉆探及物探成果，第四系全新統殘坡積物厚約45 m，穩定性較差。奧陶系巖層產狀為320°∠10°，視傾角近似平緩，屬穩定組合，邊仰坡較穩定。但風化強烈，進口邊溝谷中無常年性水流，但雨季時有洪水流出，其對擬建隧道進口有一定影響。總體評價：小里程端洞口邊坡穩定性一般。

1.2.2 出口端洞口

出口洞口位于一沖溝溝岸坡上，自然邊坡基本穩定。洞口邊坡及仰坡均由第四系全新統殘坡積物及奧陶系灰巖、泥灰巖組成。根據鉆探及物探成果，第四系全新統殘坡積物厚約5～6 m，穩定性較差。奧陶系巖層產狀為290°∠15°，視傾角近似平緩，邊坡較穩定，仰坡穩定性較差，且風化強烈，地表水對隧道出口影響較小。總體評價：大里程端洞口邊坡穩定性較差。

1.3 圍巖分級依據

（1）為主要儲水空間，富水性較強但不均勻，經調查附近水井水位埋深遠遠低于路線標高，因此地下水對線路不構成威脅；施工中需注意淋頭水現象。

（2）洞室內地下水分布較不均勻，地下水相對富水段主要集中分布在沖溝與裂隙發育段洞身，正常條件下洞體內相對富水帶的出水狀態表現為灰巖裂隙中滴水，貧水段則表現為灰巖裂隙中可能有少量或微量滴滲水現象。特殊工程條件下，洞體內在最大出水量狀態下相對富水的洞身出水狀態可能為淋雨狀出水，相對貧水段則表現為大量滴水。圍巖級別、相應長度及所占比例見表2。

表2 圍巖級別、相應長度及所占比例

2 主要技術標準及參數

2.1 洞口設計參數

隧道右線進口里程K47+729，右線出口里程K48+878；隧道左線進口里程ZK47+690，左線出口里程ZK48+862，隧道進口洞門均采用臺階端墻，結合周圍綠化，與山體渾然一體，協調美觀。

2.2 襯砌的支護參數。

施工輔助措施：洞口超前支護采用大管棚，大管棚采用Φ108大管棚，設置范圍為拱部120°，環向的間距為0.4 m，長30 m，根數35根；無長管棚支護的Ⅴ圍巖、Ⅴ圍巖緊急停車帶[1-3]，襯砌的支護參數見表3。

表3 某隧道圍巖復合式襯砌支護設計參數表

2.3 隧道凈空斷面

內輪廓設計采用三心圓斷面，組成為：0.75+0.5+2×3.75+0.75+0.75=10.25；凈高：5 m。

3 爆破設計方案分析

3.1 不利于隧道爆破的不良地質現象

3.1.1 溶洞

根據地勘資料發現，隧道洞身穿越灰巖沖蝕形成溶洞區。在暗洞開挖時，特別是在爆破開挖過程中，應加強地質探查工作，綜合利用鉆探、物探等多種手段進行綜合預測，并根據探查結果及時采取措施[4-6]。

3.1.2 滑坡

根據地勘資料發現，隧道進出口段地層上部為（Q3m）粉土，土層透水性高，如施工不當可能造成人為滑坡現場，施工中及施工完成后，防止地層滑動面蓄水等造成的順層滑動[7-9]。

3.1.3 落水洞

根據地勘資料發現，隧道洞身上方存在多處地表水下滲、沖蝕形成的落水洞，暗洞開挖前，須根據落水洞調查情況進行回填處理[10-12]。

3.2 爆破方案設計

3.2.1 炮眼布置

根據爆破經驗，其炮眼布置如圖1。

圖1 炮眼布置圖

（1）炮眼參數：

1）掏槽眼傾角α角為20°。

2）炮眼的深度H≥0.80 m，炮眼直徑為30.0 mm。

3）最大抵抗線（爆破斷面）：

Wmax≤0.540H=0.540×0.800=0.432 m

4）最小抵抗線（實際）W：當H≤5.0 m時，

W=Wmax-0.05H=0.432-0.050×0.80=0.392 m

5）炮眼底部超鉆：

h1=（0.2～0.3）Wmax=0.25×0.432=0.108 m

6）堵塞長度：

h0=（0.7～1.0）W=0.85×0.392=0.333 2 m

7）炮眼間距：

a=（1.0-1.25）W=1.125×0.392=0.441 m

（2）實際炮眼為周邊眼8個，輔助眼為4個，掏槽眼為2～3個。每個爆破斷面炮眼控制在15個炮眼內。

3.2.2 藥包參數的選擇和計算

（1）炸藥消耗量計算：

1）根據巖石節理裂隙發育情況查表選用用藥系數K為1.6。控制裝藥系數C考慮到公路較近選用0.6。

2）每個炮眼裝藥量為：Q=qaWHKC=1.23 kg/m3×0.441×0.392×0.8×1.6×0.6=0.16 kg。實際采用1管炸藥0.15 kg。

3）每次循環計算使用炸藥消耗總量為：

Q標總=qSιη=1.23×2.544×0.8×0.9=2.25 kg。

4）每次實際使用炸藥總量為：

Q實總=nQ=15×150=2 250 g=2.25 kg。計算實際相符。

式中，Q標總——炸藥每次循環計算消耗的總量（kg）；q——單位炸藥消耗量，根據斷面選用1.23 kg/m3；S——斷面積，2.544 m2；

ι——平均炮眼的深度，0.8 m；

η——炮眼的利用率，90%；

Q實總——炸藥每次循環實際消耗的總量（kg）；

n——實際炮眼數量15個以內；

Q——單個炮眼的裝藥量（kg）；

3.2.3 控制爆破振動速度的計算

V=30×(2.251/3/12.408)1.5=1.029 cm/s

式中，Q——隧道爆破藥包的重量（kg）；

R——計算點到爆源的距離（m）；

K、α——K取30，α取1.5。

3.2.4 布眼與鉆眼

周圈眼按1.8×3.141 59÷0.441=12個眼調整為8個，輔助眼調整為4個，掏槽眼為2～3個。

4 結束語

鉆眼時要根據要求確保方向、孔位、孔深、傾斜角，增大抵抗線的目的是保證孔內不拋出飛石。但在鉆眼過程中，同一斷面石質有較硬和較軟同時存在，施工人員要在較硬的石質段將炮眼距離拉近，較軟的石質將炮眼距離加大，但保持周邊眼、輔助眼總數不變。所以在隧道施工時，通過技術方法實施超前地質預報，預測隧道掘進方向地質狀況并進行評價，提早進行貫通面的選擇，及時地使用有效的開挖與支護方式從而達到安全施工的目的。