软弱围岩大断面隧道掘进爆破方案优化

2022-07-26谢超群李启月陈元勇吴晓梦

工程爆破 2022年3期

谢超群，李启月，陈元勇，张想，吴晓梦

(1.中交一公局西南工程有限公司，成都 610091；2．中南大学资源与安全工程学院，长沙 410083；3．江西交通职业技术学院，南昌 330013；4．湖南金聚能科技有限公司，长沙 410014)

软弱围岩大断面隧道由于其地质条件与大跨度等因素的影响，在使用钻爆法进行隧道爆破开挖时，对围岩扰动极大，降低了围岩的稳定性，易引发支护成本增加、爆破性能降低、延缓工期等问题；还会造成围岩失稳、易引起垮塌、变形等事故，给工程造成严重的影响。如何在软弱围岩大断面隧道的条件下控制围岩损伤与超欠挖成了一大难题[1-8]。

针对软弱围岩条件下的隧道爆破开挖，国内外学者开展了大量的研究工作，提出了多种理论方法与优化措施。刘敦文等[9]针对节理裂隙发育、穿越破碎带断层的某山岭隧道，优化了其周边孔的爆破参数、起爆网路、装药结构，提出了一种适用于该复杂地质条件下隧道光面爆破方案。郭建等[10]以月直山隧道为工程背景，针对不同的围岩条件与岩石特性，分别采用全断面、2台阶、3台阶开挖方案，降低了平均线性超欠挖，改善了隧道成型质量。万利等[11]在超大断面破碎围岩隧道的工程背景下，开展了CRD法和双侧壁导洞法2种开挖方法下的数值模拟与现场试验，研究了超大断面隧道软弱围岩控制机制。袁红所等[12]优化了鹧鸪山隧道V级围岩段爆破方案与装药参数，结合掏槽式光面爆破技术，采用低密度、低爆速乳化炸药，有效地减少了爆破对围岩的损伤和超挖量。黄维科等[13]以龙昌公路隧道Ⅳ级围岩段施工为工程背景，提出“9+N”大断面施工技术，提高了隧道施工的机械化程度、工作效率和安全性。李启月等[14]针对某特长隧道Ⅳ级围岩，分析了隧道爆破中导致超欠挖的主要因素，基于现场试验结果对爆破参数进行了优化，讨论了优化后隧道轮廓控制及降振效果。朱永学等[15]针对上软下硬岩体隧道爆破超欠挖和岩石块度大的问题，基于现场分析与实验，提出了优化隧道掏槽爆破技术。徐帮树等[16]开展了现场爆破试验，对层状岩体破坏机理进行了分析，针对超欠挖与围岩变形现象，优化了隧道开挖的光面爆破参数、炮孔集中系数和掏槽孔布设方式。文献[17-18]利用人工神经网络(ANN)、粒子群优化算法(PSO)和自适应神经模糊推理系统(ANFIS)等方法对隧道爆破参数进行了智能优化，并建立了超欠挖预测模型，具有较好的预测能力与精度。

本文以东天山特长隧道工程为工程背景，针对软弱围岩隧道爆破开挖引起的拱顶超挖、掌子面欠挖等问题，结合现场试验与爆后围岩损伤分析，调整与优化了爆破方案，通过对优化后的爆后围岩特征、超欠挖、爆破振动进行分析，对提出的爆破优化方案进行了验证，说明优化方案是合理可行的。

1 工程概况

新疆东天山高速公路隧道为双洞分离式特长隧道，单洞平均长度为11 780 m，隧道开挖断面面积达92 m2，为大断面隧道。东天山隧道Ⅳ级围岩占比为29.7%，约7 500 m；Ⅴ级围岩占比18.4%，约4 300 m。其中Ⅴ级围岩段使用3台阶爆破开挖法设计并施工，施工的要点与难点是维持围岩的稳定性与控制超欠挖，保证安全高效施工。

试验段位于ZK11+100～ZK11+200，该段为Ⅴ级围岩，处于F2断裂带(巴里坤断裂带)及影响带，围岩以微、中风化凝灰质粉砂岩为主。受F2断裂带影响，试验段岩体破碎程度大，节理裂隙极发育，以0°～30°∠55～65°、310°～350°∠70°～80°最发育。围岩自稳性较差，成型困难，隧道开挖时拱部必须进行超前支护，否则易产生坍塌，侧壁同样容易发生垮塌。

2 优化前爆破方案及效果分析

2.1 原爆破方案及爆破参数

对照段隧道里程为ZK11+100～ZK11+150，采用3台阶法施工，上台阶高度4.0 m，中台阶高度3.0 m，下台阶高度3.6 m，每台阶开挖长度控制在6～8 m。上台阶采用超前小导管支护，岩面完成喷锚支护后立即进行仰拱施工，隧道全断面开挖完成15～20 m后进行2次衬砌施工。

2.1.1 炮孔布置及设计参数

原方案设计循环进尺为3.0 m，周边孔孔距0.6 m，从外向里辅助孔孔距分别为1.0、1.2 m，从里向外掏槽孔、辅助孔排距分别为1.0、1.25、0.7、0.7、0.7、0.5 m，孔距分别为0.85、0.45、1.0、0.8 m；周边孔、辅助孔孔深3.0 m，掏槽孔孔深3.5 m。炸药选用2号岩石乳化炸药，药卷规格为32 mm×300 mm(直径×长度)，药卷重量为300 g。原方案爆破设计参数如表1所示，炮孔布置如图1所示。

图1 炮孔布置Fig.1 Layout of blast holes

2.1.2 装药结构

原爆破方案掏槽孔、辅助孔采用连续不耦合装药；周边孔使用导爆索传爆，采用3段式非连续不耦合装药，3卷药卷间隔长度为70 cm。所有炮孔填塞长度均为20 cm。

2.1.3 起爆网路

采用非电毫秒延时导爆管雷管起爆，雷管最高段位为MS15段。起爆顺序为掏槽孔～辅助孔～周边孔，由里向外逐层起爆，其中上台阶掏槽孔采用MS1～MS3段雷管，辅助孔采用MS5～MS13段雷管，周边孔采用MS15段雷管；中台阶辅助孔采用MS1～MS7段雷管，周边孔采用MS9段雷管；下台阶辅助孔采用MS1～MS5段雷管，周边孔采用MS7段雷管。

2.2 开挖方法对爆破效果的影响分析

使用钻爆法进行隧道开挖时，必须考虑岩体质量和节理对开挖效果的影响。为了达到优化爆破效果的目标，在设计爆破方案时，应该提前考虑岩体质量和节理这些特性对爆破效果的影响。除了隧道周围环境与工程地质条件之外，隧道开挖方法的选择还要考虑工期、施工设备的尺寸、开挖断面的尺寸与轮廓等因素，不同类别岩体开挖方法如表2所示[19]。

表2 不同类别岩体隧道典型开挖方法

东天山隧道左洞采用3台阶爆破开挖法，这种开挖方法存在施工速度慢、爆破次数多、初期支护时间长等问题。3台阶开挖法台阶断面面积小，大型施工设备无法进入，无法发挥大型设备施工速度快的优势。每开挖一级台阶都要进行爆破施工，对围岩频繁扰动，易造成沉降变形，特别是对于11 000余米的超长隧道，沉降累计就会变得十分巨大，不利于对隧道沉降的控制。

大断面开挖方法就很好地避免了这些缺点，它具有以下特点：①降低了爆破次数与爆破规模，减轻了对围岩的扰动；②施工空间大，方便大型设备进入，不同平台作业可以同时进行，有利于提高开挖效率；③利用临时仰拱对围岩的保护作用，初期支护能快速封闭，能有效控制隧道轮廓的变形；④缩短了单次循环时间，提高了作业效率，加快了施工进度。

2.3 优化前爆后效果分析

对照段隧道爆后效果分析如下：

1)根据《公路隧道施工技术规范》(JTG/T 3660-2020)[20]：炮孔深度不大于3.0 m时，拱顶部最大允许超挖250 mm。优化前爆破后局部最大超挖1 200 mm，不符合该技术规范的要求。局部存在超前小导管变形情况，上围岩破坏严重，严重影响其支护效果(见图2a)。

2)围岩等级高且节理发育，而掏槽孔、辅助孔装药过多，引起的爆破振动大，致使围岩岩体严重松动，导致拱腰超挖严重，使得超前小导管支护效果差，极有可能出现拱腰崩塌(见图2b)。

3)掌子面中底部出现“鼓肚”现象(见图2c)。爆后岩石块度较大，掌子面掉渣严重，在施工时易造成人员受伤与设备受损，延缓工程进度。

图2 爆后围岩特征Fig.2 Surrounding rock characteristics after blast

3 隧道爆破方案优化

试验段隧道里程为ZK11+150～ZK11+200，原方案采用3台阶爆破开挖法，综合考虑到施工技术、围岩等级以及节理发育等情况，对原爆破方案进行优化。

3.1 台阶爆破法改为两台阶大断面爆破法

现采用两台阶大断面爆破开挖法，设计循环进尺调整为2.0 m，优化爆破参数，减轻爆破对围岩的损伤，降低对围岩的扰动次数。上断面高度主要由操作台架确定，操作台架尺寸应满足正常通行机械、架设拱架空间高度、预留安装量等，经计算确定上断面高度为7.0 m，下断面高度3.6 m，宽度为13.6 m，上断面总开挖面积约为64 m2。

3.2 光面爆破与预裂爆破综合布置

优化前隧道拱腰部分轮廓控制不佳，易发生掉渣现象，不利于后续喷射混凝土与支护。为了进一步降低大断面爆破对围岩及衬砌的扰动，拱腰部分采用预裂爆破，降低了爆炸应力波的叠加作用，能够有效控制下断面爆破对围岩造成的扰动，可对保护围岩稳定起到积极作用，故采取光面爆破结合预裂爆破的综合爆破方案。预裂孔与光爆孔的布置如图3所示。

图3 预裂孔与光爆孔布置Fig.3 Layout of presplit holes and smooth blasting holes

3.3 炮孔参数及装药结构优化

根据控制爆破破岩相关理论[21-23]可知，影响爆破效果的主要参数有：周边孔间距E、线装药密度q、最小抵抗线W、周边孔密集系数m、不耦合系数D。只有各个参数都在一个合适的范围内，才能得到良好的爆破效果。由于光面爆破和预裂爆破的爆破机理还没有完全明了，各种理论与方法层出不穷，在实践中首先采取工程类比法获得大概的爆破参数，然后再根据经验公式加以修正，并通过多个循环的试爆效果对爆破参数进行相应的调整与优化，最终得到合适的爆破参数。得到光面爆破及预裂爆破参数如表3所示。炸药选用与原方案相同规格的药卷，爆破炮孔参数及装药量参数如表4所示。

表3 爆破参数

表4 隧道爆破参数

周边孔炮孔采用不耦合非连续装药结构，掏槽孔和辅助孔的起爆药包前2卷药卷进行一定长度的耦合装药，孔底加强装药，能有效降低出现掌子面根底现象。周边孔在装药时，可以将一卷药切成几段后再进行装药，该方法可以有效防止部分炮孔壁装药量过于集中，从而导致该部分区域围岩破坏较其他区域严重，有利于光面爆破与预裂爆破的爆破效果。

由于围岩为Ⅴ级围岩，波阻抗较低，爆生气体在破坏岩石过程中起到主要作用，所以炮孔要进行填塞，炮泥的有效填塞长度为20 cm。周边孔、辅助孔、掏槽孔的装药结构如图4所示。

图4 装药结构Fig.4 Charge structure

3.4 起爆顺序及爆破网路优化

炸药起爆采用非电毫秒导爆管雷管进行分段爆破，在实际爆破过程，非电毫秒导爆管雷管的段位越高其精度越差，而周边孔起爆段位为MS15且数量众多，故不能保证周边孔同时起爆，将会严重影响光爆效果。为降低雷管起爆延时误差，提高起爆延时精度，故降低光爆孔雷管段位，设置预裂孔与掏槽孔同时起爆，雷管总段别从MS15降为MS13。MS1、MS3底板孔排间距调整为0.7 m，上台阶底部MS3段、MS5段、MS7段、MS9段炮孔排间距、孔间距分别为0.5、0.8 m；辅助孔孔距为1.5 m，周边孔孔距为0.45 m。试验段爆破炮孔布置及雷管段别如图5所示。

图5 炮孔布置Fig.5 Layout of blast holes

4 优化效果分析及评价

4.1 优化后爆破围岩特征分析

试验段ZK11+150～ZK11+200采用优化后的爆破方案进行爆破开挖，进行8次循环开挖，得到优化后的爆后围岩特征如图6所示。对比分析图2、图6可以看出，采用优化后的爆破方案进行爆破开挖，隧道轮廓、拱顶岩体控制较好，超前小导管未出现优化前完全裸露甚至被炸弯的现象，超前小导管以上围岩控制效果较好，可以对围岩进行有效支护；左、右拱腰位置岩石块度大现象得到控制，岩体表面整洁，未出现掉渣情况，也未出现明显的“台阶状现象”；掌子面平整，未出现“鼓肚”现象，减少了清理掌子面的工作时间，有利于下一阶段工作的进行。

图6 优化方案下爆后围岩特征Fig.6 Tunnel surrounding rock characteristics under optimized blasting scheme

4.2 超欠挖效果分析

统计爆破方案优化前后8个循环的超欠挖，结果如图7所示。根据《公路隧道施工技术规范》(JTG/T 3660-2020)[20]规定：炮孔深度不大于3.0 m时，拱顶部最大允许超挖250 mm。优化前、后8个循环的平均线性超挖量分别为1.006、0.102 5 m，超挖量平均减少89.8%，优化前、后超挖现象得到了极大的控制，符合有关规定的要求。

图7 优化前后平均线性超挖值Fig.7 Average linear overcut value before and after optimization

选取某次典型的优化后的爆破断面超欠挖情况(见图8)进行分析，根据测量结果，拱顶的最大线性超挖为61 mm，左拱腰、右拱腰的最大线性超挖分别为220 mm和55 mm，均小于最大允许超挖值。根据文献[21-23]，左拱腰超挖值远大于右拱腰的原因可能是当爆炸应力波通过岩体节理时，会产生透射与反射现象，使应力波的振幅产生衰减，且当节理方向与应力波传播方向垂直时，波的振幅的衰减率最小，而试验段多为70°～80°倾斜节理，左拱腰方向的爆炸应力波衰减程度最小，故超挖相比右拱腰严重。掌子面中部的平均线性欠挖分别为106、59 mm，均值较原方案减少了68%。

图8 优化后断面超欠挖情况Fig.8 Tunnel overbreak and underbreak under optimized blasting scheme

4.3 爆破振动结果分析

采用NUBOX-8016智能爆破测振仪对优化后爆破进行了8次振动监测，汇总实测波形，选取具有典型时频特征的波形如图9所示。

图9 爆破振动监测结果Fig.9 Monitoring results of blasting vibration

爆破测振仪测点距离掌子面25 m，由振动监测结果可得，爆破峰值振速发生在MS1段，即掏槽孔与预裂孔爆破段，最大振速为0.643 cm/s。《爆破安全规程》(GB 6722-2014)[24]规定：爆破主振频率大于100 Hz的交通隧道，其质点峰值振动速度不超过15～20 cm/s，故优化后的爆破振动符合该标准。高段位雷管的使用将掏槽孔、辅助孔内的炸药爆炸时间分隔开来，能适当减小其产生的峰值爆破振动，减小了爆破扰动，减轻了围岩损伤，说明了起爆顺序以及起爆网路优化的降振效果明显。MS13段爆炸时间为0.902 s，振速为0.105 cm/s，可以看出MS13段爆炸比较集中，高段位雷管漂移现象控制情况较好，可以有效提高光面爆破的爆破效果。