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隧道施工中超欠挖的有效控制
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隧道施工中,超欠挖控制一直是施工作业中的难点,它的产生直接影响了隧道的经济、工期效益。现以隧道施工控制为例,讲述原因和方法,望同行各位予以点评指正。谢谢!
(关键词:内外插角起爆顺序装药结构)
1、要点:超欠挖原因
超欠挖原因分析
E/W的分析
炮眼布置
钻爆设计
起爆顺序
预防超欠挖的措施
影响因素分析结果引导校正
2、论述:
开挖过程中,由于地质情况及工人操作不规范,不按设计用药量作业等原因,造成的超欠挖现象是常常出现的,经常出现的断面形式如下:
一、通过对本隧道500个断面测量分析,造成超欠挖的原因有以下几点:
钻孔精度
爆破技术
组织管理
测量放样
地质条件
二、原因分析
1、改变宁超勿欠的观念,将施工规范应用到施工中。每一循环考核,每一断面比较、分析。
2、提高钻孔技术水平
钻孔技术的高低影响超欠挖,周边炮孔的内、外插角θ、开口e和钻孔深度L,预留变形量M,超欠挖高度h有如下关系:
h=e+L*tg(θ/2)+M
随着外插角θ和钻孔深度L、预留变形量M的增加,h增大。L可以根据围岩类别适当控制,深孔爆破的装药量大,对周边围岩损伤也较大。
θ和L主要取决于司钻工的操作水平和钻具性能,开挖中应根据钻机的外缘高度,即超挖控制下限。
θθ放样线e=0
a)
eθθ放样线e0超挖
b)
eθθ放样线e0欠挖
e/tgθc)
e为开口位置;θ钻机仰角
铁路隧道的容许超挖一般为15cm。
L=3-3.5m时,外插角θ=4.5°
L=4.5-5m时,外插角θ=2.6°
一般的司钻工很难做到,只能是靠及时引导指正,测斜仪辅助定向,尽量用凿岩台车来钻孔。
爆破方法的比较
爆破方法
平均超挖(cm)
欠挖(cm)
比较(%)
备注
普通爆破
36.14
无
99.5
最大62
控制爆破
22
无
50
最大30
爆破方式效果比较
爆破方式
超挖值(cm)
欠挖值(cm)
炮孔保存率(%)
备注
全断面一次爆破
10-17
9-21
60
不同地质不同试验
预留光面层
11.93
3-5
72
导洞先行扩大
6-9.7
1-3
80-85
三、E/W的分析
周边孔的布置,在其它因素一定时,超挖高度h随着周边眼间距的增大而增加,而最小抵抗线W也与超挖高度h有近似抛物线的关系。
较小的有助于减少超挖,W是控制的关键,要想彻底控制就必须使相对间距E/W处于合理的范围内。
E、W一定,L=3-3.5M、g=0.27kg/m时关系如图,E/W=0.7-1.0,周边孔间距45-80cm,最小抵抗线W=50-80cm。
6
K%
90
80
70
60
50
40
40
0h(cm)
50
40
30
20
10
0
0.60.81.01.2
E/W
四、炮眼布置原则
楔形掏槽、环形布置
楔眼掏槽、线形布置
直眼掏槽、环形布置
直眼掏槽、线形布置
大孔距小抵抗线炮眼布置
五、钻爆设计
爆破计算
1、炮眼数量确定
N=k*s*L-Qg/(n*r*L)(个)
N—全断面炮眼数
k—单位岩石体积耗药量kg/m3
s—开挖断面积
r—线装药密度kg/m,从实际中获得
L—炮眼深度
Qg—周边光爆药量
n—装药系数
2、允许用药量确定
Qm=R3*(Vrp/k)3/a
Qm—一般允许量
Vrp—振速安全控制标准,查表
R—爆源中心到振速控制点的距离(m)
k—爆破介质系数,查表
a—衰减指数,查表
3、总药量确定
Q=k*s*L
Q—一次爆破装药量
s—开挖断面积
L—炮眼深度
k—较性岩石爆破意单耗(kg/m3)
五、起爆顺序
掏槽扩槽掘进眼二台眼内围眼底板眼周边眼
本隧道炮眼深4.5m,平均循环进尺4m,炮眼利用率90%,炮眼痕迹保存率80%,20m2断面月进尺200m(单口)。
六、预防超欠挖的措施
从实践中获取经验
从不同地质条件采取不同的钻爆参数
排除开眼误差
避免眼底偏差
放样精确,用五寸台坐标法放出开挖轮廓
炸药品种选用正确
线装药密度不可大于0.04Kg/m3
改善装药结构
七、影响因素分析结果引导校正
90
83
50
39.7
1、钻孔2、爆破技术3、施工管理4、测量放样5、地质变化6、其它
因素比例分析图
超欠挖的控制方法,在实际施工中有不同的施工观念和不同的控制方法.本文以3670m的长大隧道为基础,进行全过程动态化比较分析,望各位同行予以批评指正,谢谢!
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-全文完-
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