黑石岭公路隧道岩爆防治关键技术

2014-11-20翟玉华

交通运输研究 2014年11期

翟玉华

（张石高速公路张家口管理处，河北张家口 075100）

0 引言

岩爆是地下工程开挖过程中常见的动力破坏现象，是在高地应力条件下，硬脆性围岩因开挖卸载导致洞壁应力分异，储存于岩体中的弹性应变能突然释放，而产生爆破松脱、剥落、弹射甚至抛掷现象的一种动力破坏地质灾害[1-3]。

黑石岭隧道地处张家口蔚县、保定涞源县的交界处，隧道分左、右线，左线长3 720m，右线长3 870m。隧道左、右线在Ⅲ级围岩开挖施工过程中，在LK73+630～LK73+755和RK73+610～RK73+739区间时常发生岩爆。岩爆发生部位均在拱顶6m的局部范围内。岩爆发生时，有爆裂声，并伴随着岩块的坠落，爆落的岩块呈板状、片状及碎屑状，板状岩块尺寸较大，厚达几十厘米，严重处甚至达1.0m左右，由此形成的岩爆坑横断面形状呈“A”字形或锅底形，边缘多呈阶梯状，爆落的岩石曾砸坏挖掘机和钻孔台车，严重威胁到施工人员安全，影响施工进度。

结合现场岩爆特点，本文提出在隧道掘进过程中采用沿掌子面上边线密集打孔爆破技术、围岩加固的自锁锚杆技术、分层多次高压注浆预应力锚固技术等岩爆发生综合控制技术。监测表明，在隧道开挖过程中，其成功地遏制了岩爆频繁发生的施工难题。

1 隧道爆破卸压作用机理

爆破卸压是通过爆炸作用弱化围岩的结构，使设计部位小部分岩体的刚度降低。爆破影响范围内，岩体变为弱的传力介质，变形加大，能量释放，使整个围岩内的能量分布状态重新调整，支撑压力峰值向深部转移，应力场得到改善，从而达到防止岩爆的目的[4-6]。

当在隧道掌子面布置多个水平炮孔实施爆破卸压时，所产生的爆炸动应力与静态地层应力之间的关系如图1（a）所示，其A-A视图为爆破后形成的卸压区（如图1（b）所示。对于单个炮孔来讲，当装药在隧道岩体内部爆炸时，将形成以爆点为中心的由近及远的压缩区、裂隙区和弹性振动区，如图1（c）所示。

图1 爆破卸压结构与参数图

1.1 压缩区

装药爆炸产生的冲击波作用到炮孔壁上，从而使周围岩石被压缩成致密、坚固的硬壳。同时爆炸瞬间产生的高温、高压气体的绝热膨胀作用会在岩体中形成空腔。爆扩空腔的最终半径R1（见图1（b））为：

式中：rb为炮孔半径；P0为膨胀开始时的爆生气体压力，耦合装药时 P0=0.5ρ0D2/(1+λ)，其中 ρ0为装药密度，D为炸药的爆速；λ为侧向压力系数，λ=，在工程爆破加载范围内，μ=0.8μ0，μ0为岩石的静态泊松比；Pk为爆生气体等熵绝热膨胀时的临界压力；Ps为爆扩过程中的围岩压力，Ps=Patm+σs+γmW，Patm为大气压力，σs=为多向应力条件下岩石极限抗压强度（ρm为岩石密度）；CP为岩石中的声速；γm为岩石的重度；W为抵抗线。

1.2 破裂区

冲击波通过压缩区后，向外层岩石传播，衰减为应力波，其强度已低于岩石的动态抗压强度。此时，压缩区外层的岩石因遭到强烈的径向压缩而产生径向扩张和切向拉伸应变，形成径向裂隙。裂隙区半径R2（见图1（b））为：

式中：α、β分别为冲击波压力和应力波压力衰减指数，α=3，或 α=2+，β=2-；σcd、σ1d分别为岩石的单轴动态抗压强度和单轴动态抗拉强度；A为与岩石性质有关的常数，Pd为耦合装药时柱状药包爆炸后投射入孔壁岩石的冲击波初始压力，其算式为：

式中：γ为爆轰产物的膨胀绝热指数，一般取γ=3。

1.3 弹性振动区

裂隙区以外的岩体中，因应力波引起的应力状态和爆生气体建立的准静态应力场只能引起岩石质点做弹性振动，从而形成弹性振动区。

从爆破卸压作用过程可知，爆扩空腔和裂隙区，形成深度为R、长度为实施爆破段隧道长度的卸压区域，使高地应力转移到距隧道断面更远的围岩深部（见图1（b））。由图1（b）和图1（c）可知，卸压区的深度为R=H+R2，H为炮孔深度。

2 爆破卸压方案与参数确定

黑石岭隧道在岩爆发生段预先采用了常规的卸压孔设计方案，即将卸压孔布置在掌子面范围内，但现场开挖后仍有岩爆发生，可见采用常规的卸压孔设计方案不能达到卸压效果。为此，结合现场实际情况，对常规卸压孔设计方案进行了改进，即在掌子面边缘外侧以一定角度布设卸压孔，同时为了更好地改善掌子面应力状态，在掌子面底部中间位置布设楔形掏槽孔。

2.1 爆破卸压孔设计参数的确定

爆破卸压孔设计参数主要由压缩区和破裂区半径控制，因此根据隧道爆破卸压机理，结合黑石岭隧道实际情况选取压缩区和破裂区所需基础参数，如表1所示。

将表1所列基础数据代入式（1）～式（3），计算得出压缩区半径为8.3cm，破裂区半径为38cm。

结合爆破卸压影响因素分析，最终确定爆破卸压方案参数为：卸压孔直径8cm，长10.7m，间距1m；掏槽孔直径4.2cm，长3m。

2.2 爆破卸压设计方案

2.2.1 爆破卸压孔设计

黑石岭隧道岩爆高发区段爆破进尺为3m，为保证掌子面掘进方向始终保持不小于5m的爆破卸压区，设计取10m，卸压孔在掌子面边缘外侧以20°角度布设，因此卸压孔长10.7m。设计参数如图2所示。

图2 卸压孔设计图（单位：cm）

根据现场调查，岩爆高发区域位于掌子面拱腰和侧墙处。因此，根据前文岩爆预测位置和区域，在两侧拱腰各布置5个卸压孔，两侧墙各布置3个卸压孔，孔间距1m。在距掌子面底部1m处布设6个掏槽孔。设计参数如图3所示，图中1、2、3为微差起爆顺序。

图3 爆破卸压设计图（单位：cm）

2.2.2 掏槽孔设计

掏槽眼采用垂直楔形掏槽方式，每对掏槽眼顶部间距为220cm，底部间距为20cm，掏槽眼与工作面的交角为70°，设计参数如图4所示。

图4 爆破卸压设计图（单位：cm）

2.2.3 装药量与起爆顺序

（1）装药量

掏槽眼每孔装药5卷（水胶炸药，药卷直径为35mm，每卷0.5kg，长0.4m），封泥长度1.0m。卸压孔每孔装药量为36捆，每捆2卷（水胶炸药，药卷直径为35mm，每卷0.5kg，长0.4m），封泥长度3.5m。

（2）起爆顺序

起爆顺序如上图3所示，微差起爆数序为：掏槽眼1→两侧墙卸压孔2→两拱腰卸压孔3。

（3）起爆方式

掏槽眼采用正向起爆方式，卸压孔采用反向起爆方式。

3 爆破卸压负面效果分析与措施研究

3.1 负面效果分析

卸压孔在充分改善围岩应力的同时，弱化了围岩。这虽然有效地控制了岩爆的发生，但随着掌子面的开挖，必将影响到围岩的稳定性，带来负面效果，如图5所示。

图5 爆破卸压负面效果图

3.2 控制措施研究

破裂区围岩因爆破作用造成裂隙发育，提高其围岩强度最有效地控制措施是压力注浆。因此，现场爆破卸压后，在岩石碎裂区域重新打孔埋设注浆管，进行压力注浆。此措施有效地控制了爆破卸压带来的负面效果。

4 隧道岩爆支护控制措施研究

4.1 支护方式

由于硬脆性岩体破坏前总变形量不大，为使较大范围内围岩的能量得以释放，需允许围岩发生一定程度的损伤。支护结构的作用是使围岩在控制的条件下逐步破坏，使其产生一定的塑性变形，从而消耗掉部分能量，进而降低岩爆发生的风险性，达到“以柔克刚”的目的。以锚杆、喷射混凝土和钢筋网为主的柔性支护系统是控制岩爆破坏最合适的支护类型。

4.2 支护参数选择

当围岩发生岩爆时，围岩表面位移量很大，为保证在较大位移量下支护的可靠性，摩擦式锚杆是较好的选择，其在位移量很大时仍有较大的承载能力。黑石岭隧道支护锚杆采用梅花型布置，其长度不宜过长，且应当大于岩石最大抛出深度。支护锚杆深度可根据计算得到的能量释放率最大处的围岩深度确定，一般为2.5～4m；纵横间距密度加大（密锚），一般为0.5m×1.5m～1.5m×2.0m，随着岩爆烈度的增加，纵横间距随之减小，密锚便于挂网，可以防止大块岩爆岩石剥离掉块和弹射等现象的发生，而且便于与喷网形成系统组合，起到充分加固围岩的作用。

喷射混凝土宜采用可明显提高喷层的抗拉和抗剪强度5～15cm厚的C30强度等级混凝土，也可采用柔性大且能承受较大变形而不使表面开裂的材料，如塑料纤维混凝土，泡沫混凝土、钢纤维混凝土、纳米材料混凝土等，其在岩爆的冲击载荷作用下仍能承受一定的外力。

钢筋网在打完系统锚杆后应立即安设，直径为6～8mm，间距为20cm×20cm，尽量用挂“整体网”的方法，紧贴周围岩石布置。这种方法有助于喷、锚、网形成浑然一体的整体组合作用，相辅相成，进而起到防止岩爆或降低岩爆发生的作用。

5 黑石岭隧道岩爆防治措施工程实践

张承高速公路黑石岭隧道开挖采用从南北两端向中部同时掘进的方式。隧道的岩爆主要发生在整体结构、块状结构等岩体中，以片状或块状剥落为主，局部伴有少量弹射。当埋深较大或受到隧道浅表生作用时，岩爆发生的部位主要分布在开挖掌子面和隧道拱墙及拱腰处；岩爆发生的活跃期通常在掘进后的几小时内，距掌子面1～2倍洞径范围内；随着掌子面的推进，岩爆的持续期一般在24h内，岩爆波及深度大小不一，大多数为5～30cm，规模较大的岩爆坑最深可达70～150cm。

为减小和抑制岩爆发生的频率和强度，经研究，采用在掌子面处打12个爆破卸压孔进行爆破卸压的防治措施。此措施有效地消除或减轻了掌子面岩爆烈度；在开挖爆破后，及时采用喷射混凝土封闭围岩，也在一定程度上抑制了开挖后围岩岩爆的范围；对一些发生过较大规模岩爆的部位采用挂“整体网”的措施，有效地防止了岩爆的进一步扩大。实践证明，防治措施已有效控制了黑石岭隧道的岩爆，避免和减小了岩爆对现场人员和机械安全的威胁。