隧道施工中超欠挖的有效控制

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： 1. 钻孔精度 2. 爆破技术 3. 组织管理 4. 测量放样 5. 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。

θ θ 放样线e=0

a)

e θ θ 放样线e>0 超挖

b)

e θ θ 放样线e<0 欠挖 e/tgθ c)

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 不同地质预留光面层 11.93 3-5 72 不同试验 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 0 h(cm)

50 40 30 20 10 0

0.6 0.8 1.0 1.2 E/W

四、炮眼布置原则 1.

楔形掏槽、环形布置 2.

楔眼掏槽、线形布置 3.

直眼掏槽、环形布置 4.

直眼掏槽、线形布置 5.

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/m 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=R*（Vrp/k）/a Qm—一般允许量

Vrp—振速安全控制标准，查表

3

3

3

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/m) 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%，20m断面月进尺200m（单口）。

六、预防超欠挖的措施 1.

从实践中获取经验 2.

从不同地质条件采取不同的钻爆参数 3.

排除开眼误差

2

3

4.

避免眼底偏差 5.

放样精确，用五寸台坐标法放出开挖轮廓 6.

炸药品种选用正确 7.

线装药密度不可大于0.04Kg/m 8.

改善装药结构

七、影响因素分析结果引导校正

3

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!