基于隧道工程地质分析的爆破方案设计

杜虎明,申铁军

（1.山西路桥桥隧工程有限公司,山西 朔州 036000;2.山西路桥建设集团有限公司,山西 太原 030006）

0 引言

从监控量测、爆破开挖到支护衬砌，从现场施工班组人员到管理人员，施工安全管控点多面广。为保证隧道安全施工必须全方位、多层次、宽领域的做到宣传到位、交底到人、监督到人、落实到人，故为难点工程。根据实际情况结合多种检测技术，在不同仪器的优缺点上取长补短。可以有效地提高超前地质预报的精度，给出精准的检测数据从而保障隧道工程的施工安全。

1 隧道工程地质分析

为褶皱的单翼构造，岩层倾角22°，结构稳定，对隧道工程无特殊影响。经地质调查及物探结果，隧址区主要发育地质构造为裙皱，节理垂直发育，与所处地貌单元直接相关，一般在1～35 m之间。见表1。

表1 隧道工程主洞规模表

1.1 工程地质及水文

该地层在进洞口有出露。主要为红黏土，分布于地面35～50 m以下，基岩岩层面以上；局部沟底中和石灰岩山顶局部和灰岩山体冲沟的坡脚有零星出露，为地表岩溶风化残留：呈褐红色，黏性较大，失水干裂呈瓣状剥落，俗称“小瓣红士”，剥落土体表面覆盖铁锰质薄膜，吸水收缩，具弱膨胀性。该地层在出洞口有出露。层块状或厚层状分布，呈碎裂镶嵌状或巨厚层状赋存，岩溶发育，为该隧道围岩的主要组成体。该段处于断层破碎带以及其影响带，岩体糜棱岩化，强度低，极破碎，围岩稳定性差。且上盘为透水性灰岩，下盘为相对隔水层花岗片麻岩，施工时可能有较大涌水。建议采取相应的堵水与排水措施。洞口围岩主要由上太古界昌梁山群赤坚岭组全一强风化花岗片麻岩组成。岩体结构较松散：岩体围若破碎，结构面发育，呈镇嵌碎裂散体结构。

1.2 隧道出口、进口地质分析

1.2.1 进口端洞口

进口端洞口位于山脚下一冲沟边，自然边坡基本稳定。洞口边坡及仰坡均由第四系全新统残坡积物及奥陶系灰岩、泥灰岩组成。根据钻探及物探成果，第四系全新统残坡积物厚约45 m，稳定性较差。奥陶系岩层产状为320°∠10°，视倾角近似平缓，属稳定组合，边仰坡较稳定。但风化强烈，进口边沟谷中无常年性水流，但雨季时有洪水流出，其对拟建隧道进口有一定影响。总体评价：小里程端洞口边坡稳定性一般。

1.2.2 出口端洞口

出口洞口位于一冲沟沟岸坡上，自然边坡基本稳定。洞口边坡及仰坡均由第四系全新统残坡积物及奥陶系灰岩、泥灰岩组成。根据钻探及物探成果，第四系全新统残坡积物厚约5～6 m，稳定性较差。奥陶系岩层产状为290°∠15°，视倾角近似平缓，边坡较稳定，仰坡稳定性较差，且风化强烈，地表水对隧道出口影响较小。总体评价：大里程端洞口边坡稳定性较差。

1.3 围岩分级依据

（1）为主要储水空间，富水性较强但不均匀，经调查附近水井水位埋深远远低于路线标高，因此地下水对线路不构成威胁；施工中需注意淋头水现象。

（2）洞室内地下水分布较不均匀，地下水相对富水段主要集中分布在冲沟与裂隙发育段洞身，正常条件下洞体内相对富水带的出水状态表现为灰岩裂隙中滴水，贫水段则表现为灰岩裂隙中可能有少量或微量滴渗水现象。特殊工程条件下，洞体内在最大出水量状态下相对富水的洞身出水状态可能为淋雨状出水，相对贫水段则表现为大量滴水。围岩级别、相应长度及所占比例见表2。

表2 围岩级别、相应长度及所占比例

2 主要技术标准及参数

2.1 洞口设计参数

隧道右线进口里程K47+729，右线出口里程K48+878；隧道左线进口里程ZK47+690，左线出口里程ZK48+862，隧道进口洞门均采用台阶端墙，结合周围绿化，与山体浑然一体，协调美观。

2.2 衬砌的支护参数。

施工辅助措施：洞口超前支护采用大管棚，大管棚采用Φ108大管棚，设置范围为拱部120°，环向的间距为0.4 m，长30 m，根数35根；无长管棚支护的Ⅴ围岩、Ⅴ围岩紧急停车带[1-3]，衬砌的支护参数见表3。

表3 某隧道围岩复合式衬砌支护设计参数表

2.3 隧道净空断面

内轮廓设计采用三心圆断面，组成为：0.75+0.5+2×3.75+0.75+0.75=10.25；净高：5 m。

3 爆破设计方案分析

3.1 不利于隧道爆破的不良地质现象

3.1.1 溶洞

根据地勘资料发现，隧道洞身穿越灰岩冲蚀形成溶洞区。在暗洞开挖时，特别是在爆破开挖过程中，应加强地质探查工作，综合利用钻探、物探等多种手段进行综合预测，并根据探查结果及时采取措施[4-6]。

3.1.2 滑坡

根据地勘资料发现，隧道进出口段地层上部为（Q3m）粉土，土层透水性高，如施工不当可能造成人为滑坡现场，施工中及施工完成后，防止地层滑动面蓄水等造成的顺层滑动[7-9]。

3.1.3 落水洞

根据地勘资料发现，隧道洞身上方存在多处地表水下渗、冲蚀形成的落水洞，暗洞开挖前，须根据落水洞调查情况进行回填处理[10-12]。

3.2 爆破方案设计

3.2.1 炮眼布置

根据爆破经验，其炮眼布置如图1。

图1 炮眼布置图

（1）炮眼参数：

1）掏槽眼倾角α角为20°。

2）炮眼的深度H≥0.80 m，炮眼直径为30.0 mm。

3）最大抵抗线（爆破断面）：

Wmax≤0.540H=0.540×0.800=0.432 m

4）最小抵抗线（实际）W：当H≤5.0 m时，

W=Wmax-0.05H=0.432-0.050×0.80=0.392 m

5）炮眼底部超钻：

h1=（0.2～0.3）Wmax=0.25×0.432=0.108 m

6）堵塞长度：

h0=（0.7～1.0）W=0.85×0.392=0.333 2 m

7）炮眼间距：

a=（1.0-1.25）W=1.125×0.392=0.441 m

（2）实际炮眼为周边眼8个，辅助眼为4个，掏槽眼为2～3个。每个爆破断面炮眼控制在15个炮眼内。

3.2.2 药包参数的选择和计算

（1）炸药消耗量计算：

1）根据岩石节理裂隙发育情况查表选用用药系数K为1.6。控制装药系数C考虑到公路较近选用0.6。

2）每个炮眼装药量为：Q=qaWHKC=1.23 kg/m3×0.441×0.392×0.8×1.6×0.6=0.16 kg。实际采用1管炸药0.15 kg。

3）每次循环计算使用炸药消耗总量为：

Q标总=qSιη=1.23×2.544×0.8×0.9=2.25 kg。

4）每次实际使用炸药总量为：

Q实总=nQ=15×150=2 250 g=2.25 kg。计算实际相符。

式中，Q标总——炸药每次循环计算消耗的总量（kg）；q——单位炸药消耗量，根据断面选用1.23 kg/m3；S——断面积，2.544 m2；

ι——平均炮眼的深度，0.8 m；

η——炮眼的利用率，90%；

Q实总——炸药每次循环实际消耗的总量（kg）；

n——实际炮眼数量15个以内；

Q——单个炮眼的装药量（kg）；

3.2.3 控制爆破振动速度的计算

V=30×(2.251/3/12.408)1.5=1.029 cm/s

式中，Q——隧道爆破药包的重量（kg）；

R——计算点到爆源的距离（m）；

K、α——K取30，α取1.5。

3.2.4 布眼与钻眼

周圈眼按1.8×3.141 59÷0.441=12个眼调整为8个，辅助眼调整为4个，掏槽眼为2～3个。

4 结束语

钻眼时要根据要求确保方向、孔位、孔深、倾斜角，增大抵抗线的目的是保证孔内不抛出飞石。但在钻眼过程中，同一断面石质有较硬和较软同时存在，施工人员要在较硬的石质段将炮眼距离拉近，较软的石质将炮眼距离加大，但保持周边眼、辅助眼总数不变。所以在隧道施工时，通过技术方法实施超前地质预报，预测隧道掘进方向地质状况并进行评价，提早进行贯通面的选择，及时地使用有效的开挖与支护方式从而达到安全施工的目的。