隧道工程超前深孔真空降水技术研究论文

2024-08-09

隧道工程超前深孔真空降水技术研究论文（通用5篇）

篇1：隧道工程超前深孔真空降水技术研究论文

摘要：程儿山隧道穿越成岩作用差的第三系富水砂岩地层，砂岩含水率较大，开挖支护时坍塌严重，初支易变形开裂，严重影响施工安全、质量和进度.经多次摸索优化及论证，在坡度较大的1#斜井采用超前深孔真空降水技术，能有效地降低砂岩含水率，使砂岩处于基本稳定状态，通过降水有效地控制了第三系富水砂岩的涌水涌砂影响，降低了施工难度，使得开挖及支护作业正常化、常态化，有效地确保了施工安全、质量，大大提高了工程施工进度，并将为类似地质隧道施工提供借鉴与参考.关键词：隧道斜井；富水砂岩；超前深孔真空降水

程儿山隧道穿越成岩作用差的第三系富水砂岩地层时，砂岩含水率较大，局部存在股状水带砂涌出，开挖扰动后围岩易软化失稳，初支易变形坍塌，处理不当甚至会发生工程事故.在其他类似地质隧道中一般采用真空轻型井点降水技术[1]，因受降水管材、设备、布管参数等局限性影响，在程儿山隧道富水砂岩应用效果不理想，且降水和开挖工序相互干扰较大.经过多次对降水管材、布管参数摸索优化及论证，最终形成了超前深孔真空降水技术，有效降低了砂岩含水率，降水后砂岩处于基本稳定状态，有效保证了施工安全、质量和进度要求.1工程概况

程儿山隧道位于宁夏固原市郊，是中铝宁夏能源集团有限公司投资建设的原州区至王洼铁路运煤专线控制性工程，设计技术标准为地方铁路I级，单线隧道，建设单位为宁夏六盘山铁路有限公司.程儿山隧道地处黄土梁峁区，进口位于清石河右岸，出口位于大庄沟边，隧道正洞起讫里程为DK5+345～DK11+788，全长6443m（6m明洞），进出口埋深较小，最小埋深为9m，平均埋深130~140m，最大埋深290m.隧道设2座斜井辅助施工，1#斜井长1038m，2#斜井长1036m，斜井综合纵向坡度为10.6%，最大坡度为12%，隧道正洞及斜井均穿越第三系富水砂岩地层，斜井进入正洞后形成4个掌子面向前掘进，斜井及时穿越第三系富水砂岩地层进入正洞Ⅳ级围岩施工，是保障隧道按计划工期贯通的关键所在.程儿山隧道斜井围岩主要为第四系上更新统风积砂质黄土、第三系富水砂岩.地下水为裂（孔）隙水，大气降水通过沟谷及第四系孔隙垂向渗入补给深层基岩裂（孔）隙或沿基岩面径流，季节性变化较明显，局部砂岩胶结不均，地下水从胶结较差的砂岩处涌出，水路无规律性，常出现较大的集中涌水涌砂情况.第三系富水砂岩在含水率低或无地下水地层，围岩稳定性较好，开挖支护顺利，当砂岩含水率增大，原状砂岩迅速恶化，呈流砂状外涌，开挖扰动后砂岩结构迅速破坏，工程性质迅速恶化，砂岩呈饱和的细砂状，围岩稳定性迅速变差，开挖支护困难.1#斜井斜4+64～斜1+90段为第三系富水砂岩区，由于斜井为12%反坡，砂岩整体含泥量低，渗透性强，四周地下水汇集到掌子面，砂岩随渗涌水被带出，形成较大的空洞，拱部及边墙易变形及坍塌，且危及施工人员及设备的安全.根据现场水表测水量得出：砂岩最大涌水量为1570m3/d，平均涌水量为800~1000m3/d.2降水设计方案

2.1超前深孔真空降水

超前深孔真空降水断面布置见图1和图2.（1）上台阶拱部降水管布置：沿拱部开挖线布孔，管长12m，环向间距0.3m，沿开挖线外插角15°~30°，每4m设置1环.（2）上台阶核心土降水管布置：管长12m，横向间距0.5m，向上倾角15°~30°，每4m设置1环.（3）上台阶底部降水管布置：管长12m，横向间距0.5m，向下倾角15°，每4m设置1环.（4）下台阶边墙降水管布置：沿上台阶拱脚两侧斜竖向各设1排，管长9m，纵向间距0.5m，向外倾角30°，向前倾角30°，每4m设置1环.（5）断面截断降水管布置：垂直下台阶边墙两侧横向布控，管长6m，间距1m，每隔20m设置1排.（6）降水管连接方法：主管采用准75mm钢管，按间距0.2~0.5m沿管身设置支管连接口，支管（准32mm）和主管之间采用32mm钢丝软管连接，采用10#铅丝绑扎牢固，密封胶布缠紧，并在连接部位加设阀门，控制井管降水，主管每1.5m一节，管一端采用8mm钢板密封焊接牢固，一端采用准75mm钢丝软管和真空泵连接，真空泵悬挂于距操作面高度1.5m左右的两侧边墙上，并整齐摆放固定好.（7）降水管加工：降水管每根长6~12m，采用每节长1.5m的准32高频焊管分段包扎焊接连接而成.降水管壁钻8mm透水孔，间距10cm梅花形布置（管端1.5m不设透水孔），并包双层过滤层，即土工布包裹一层，再包100目滤网一层，降低砂岩的流失率，包完后每间隔20cm采用扎丝绑紧.准32mm降水钢管采用准25mm钢管作为每节管接头，焊接连接.管头底端采用3mm钢板封底，并焊接准8mm圆钢（图3）.（8）降水要求：①降水前应进行试抽水试验，确认无漏水和漏气异常现象，降水过程中，真空负压控制在-0.06MPa以下，真空泵压力控制在55kPa以上，为保证连续不断抽降水，应备用双电源，以防断电[1]；②降水必须根据掌子面开挖及时推进，降水班组与开挖班组必须做好配合工作；③在隧道开挖过程中，将隧道底部潜水位降至隧道底以下不少于1m的深度，防止仰拱开挖涌砂涌水；④加强对隧道内水位的观测，每天观测水位，及时掌握水位变化情况，以指导降水运行及隧道的开挖；⑤当砂岩渗透系数变大，涌水量增加时，宜将真空管间距适当加密；⑥集水总管标高宜尽量接近地下水位线，水泵轴心与总管齐平.2.2掌子面后方截排水

斜井为12%反坡，如果掌子面后方渗涌水汇集到掌子面，会破坏围岩稳定性，影响降水效果，因此需对后方自流水经横纵向截排水沟汇集到集水井，再由泵站排出洞外，横纵向截排水沟及集水井尺寸按汇水量大小确定（图4）.3降水成果

3.1未采取降水措施前施工情况

第三系富水砂岩含水率高，开挖扰动后呈淤砂状态（图5），砂岩在水的作用下工程性质迅速变差，基本无自稳性，开挖时涌水涌砂现象严重，初支易变形、背后易形成空洞，仰拱底部淤沙厚，承载力降低，存在很大的安全质量风险.施工过程中采取了旋喷桩、帷幕注浆、轻型井点真空降水等施工方案措施均未达到预期效果，现场基本处于半施工半停工状态.3.2采取降水措施后施工情况

经过各参建单位不断摸索优化，采取了超前深孔真空降水措施后（图6），将富水砂岩含水率控制在砂岩塑性变形含水率10%以下，使围岩基本处于稳定状态（图7），初支变形减小，降水后采用常规隧道施工技术就可以正常掘进，每月进尺由原来5m提高至15~20m.4结论（1）在第三系富水砂岩地层施工中，地下水处理是重中之重，只有采用合理的降水措施才能保证正常开挖掘进，避免因地下水造成围岩结构破坏、围岩软化变形，甚至发生工程事故[2].（2）超前深孔真空降水措施解决了第三系富水砂岩地层施工难题，有效降低了砂岩含水率，保持围岩处于基本稳定状态，降水后砂岩基本达到潮湿状态，易于开挖支护，施工安全系数高，并有效保证了施工安全、质量和进度要求.（3）超前深孔真空降水技术打破了常规的真空轻型井点降水施工工艺的思路，沿两侧已支护拱墙及底部布孔，大大降低了开挖过程中降水管的影响，确保了边开挖、边降水的效果，工序相互影响小.（4）在坡度较大的斜井施工中，掌子面后方汇集水严重影响掌子面砂岩稳定性及降水效果，利用横纵向截排水系统很好地解决了此问题.（5）超前深孔真空降水技术效果理想，很好地解决了程儿山隧道第三系富水砂岩开挖支护困难等技术难题，1#斜井成功穿越富水砂岩地层，于2015年1月份进入正洞Ⅳ级围岩施工.参考文献：

[1]李志军，王光伟，王建军.真空轻型井点降水技术在富水粉细砂岩隧道施工中的应用[J].施工技术，2014（增刊1）：410-413.[2]祁卫华.第三系富水砂岩铁路隧道施工技术[J].现代隧道技术，2015，52（1）：176-183.[3]中铁隧道集团有限公司.TZ331—2009：铁路隧道防排水施工技术指南[S].北京：中国铁道出版社，2009.[4]吴林高.工程降水设计施工与基坑渗流理论[M].北京：人民交通出版社，2003.

篇2：隧道工程超前深孔真空降水技术研究论文

关键词：隧道斜井；富水砂岩；超前深孔真空降水

1工程概况

程儿山隧道位于宁夏固原市郊，是中铝宁夏能源集团有限公司投资建设的原州区至王洼铁路运煤专线控制性工程，设计技术标准为地方铁路I级，单线隧道，建设单位为宁夏六盘山铁路有限公司.程儿山隧道地处黄土梁峁区，进口位于清石河右岸，出口位于大庄沟边，隧道正洞起讫里程为DK5+345～DK11+788，全长6443m（6m明洞），进出口埋深较小，最小埋深为9m，平均埋深130~140m，最大埋深290m.隧道设2座斜井辅助施工，1#斜井长1038m，2#斜井长1036m，斜井综合纵向坡度为10.6%，最大坡度为12%，隧道正洞及斜井均穿越第三系富水砂岩地层，斜井进入正洞后形成4个掌子面向前掘进，斜井及时穿越第三系富水砂岩地层进入正洞Ⅳ级围岩施工，是保障隧道按计划工期贯通的关键所在.程儿山隧道斜井围岩主要为第四系上更新统风积砂质黄土、第三系富水砂岩.地下水为裂（孔）隙水，大气降水通过沟谷及第四系孔隙垂向渗入补给深层基岩裂（孔）隙或沿基岩面径流，季节性变化较明显，局部砂岩胶结不均，地下水从胶结较差的砂岩处涌出，水路无规律性，常出现较大的集中涌水涌砂情况.第三系富水砂岩在含水率低或无地下水地层，围岩稳定性较好，开挖支护顺利，当砂岩含水率增大，原状砂岩迅速恶化，呈流砂状外涌，开挖扰动后砂岩结构迅速破坏，工程性质迅速恶化，砂岩呈饱和的细砂状，围岩稳定性迅速变差，开挖支护困难.1#斜井斜4+64～斜1+90段为第三系富水砂岩区，由于斜井为12%反坡，砂岩整体含泥量低，渗透性强，四周地下水汇集到掌子面，砂岩随渗涌水被带出，形成较大的空洞，拱部及边墙易变形及坍塌，且危及施工人员及设备的`安全.根据现场水表测水量得出：砂岩最大涌水量为1570m3/d，平均涌水量为800~1000m3/d.

2降水设计方案

2.1超前深孔真空降水

2.2掌子面后方截排水

斜井为12%反坡，如果掌子面后方渗涌水汇集到掌子面，会破坏围岩稳定性，影响降水效果，因此需对后方自流水经横纵向截排水沟汇集到集水井，再由泵站排出洞外，横纵向截排水沟及集水井尺寸按汇水量大小确定（图4）.

3降水成果

3.1未采取降水措施前施工情况

3.2采取降水措施后施工情况

参考文献：

[1]李志军，王光伟，王建军.真空轻型井点降水技术在富水粉细砂岩隧道施工中的应用[J].施工技术，（增刊1）：410-413.

[2]祁卫华.第三系富水砂岩铁路隧道施工技术[J].现代隧道技术，，52（1）：176-183.

[3]中铁隧道集团有限公司.TZ331—：铁路隧道防排水施工技术指南[S].北京：中国铁道出版社，2009.

篇3：隧道工程超前深孔真空降水技术研究论文

关键词：坚硬顶板,深孔爆破,爆破参数,工作阻力

0 引言

坚硬顶板是指顶板岩石强度和弹性模拟数高、节理裂隙不发育、厚度大、整体性强、煤层开采后在采空区可大面积悬露、短期内不易自然冒落的顶板[1]。如不及时处理, 可能会给回采工作面初次来压及周期来压阶段造成压死或压坏支架事故, 同时悬顶瞬间垮落时, 还会涌出大量有毒有害气体, 造成人员伤亡和经济损失[2]。利用爆破方法使顶板发生破断, 减小顶板冒落面积, 减弱顶板冒落对采场的冲击是目前煤矿作业中常见的弱化顶板方式[3,4,5]。

1 工作面概况

顾北矿1312 (1) 工作面为南一采区11- 2 煤层首采面。南侧为1322 (1) 工作面;西侧为11- 2 煤风氧化带;北侧为F104- 1~FD104- 1 断层组;东侧为南翼11- 2 矸石胶带机巷、轨道巷、胶带机巷、回风巷及矿井边界。

11- 2 煤层平均厚3.4 m, 平均倾角5°, 普氏硬度在1.0~1.5 之间, 密度1.40 t/m3。工作面走向长度640 m, 倾斜长度200 m。

在1312 (1) 工作面两巷及切眼内, 每隔50 m施工1 个顶板岩性探测取芯孔, 孔深25 m。根据直接顶岩性将工作面划分为4 个区域, 即1#砂岩区域、2#泥岩 (砂质泥岩) 区域、3#砂岩区域、4#砂岩区域, 如图1 所示。其中1#砂岩区域位于切眼中部, 直接顶砂岩厚度0~14 m, 平均11.5 m, 局部有薄层状泥岩、砂质泥岩, 老顶为泥岩、砂质泥岩;4#砂岩区域位于工作面东北角, 直接顶砂岩厚度13 m, 老顶为泥岩、砂质泥岩。在距切眼200 m左右两顺槽顶板每隔5 m取一段岩芯, 按照MT173- 87《煤和岩石物理力学性质测定方法》, 进行试验测定。采用德国WPM1000 k N的万能试验机, 经测定, 工作面上方存在坚硬顶板, 影响工作面推进过程中顶板正常垮落。同时, 通过坚硬顶板采场理论分析与计算可知:工作面回采后顶板初次跨落步距在40 m以上, 采空区悬顶面积巨大, 顶板垮落时必然会引起强冲击风暴, 并可能夹杂高浓度瓦斯, 因而需要对工作面顶板进行处理。相比注水弱化而言, 爆破效果更为明显和适应性更强, 因此, 采用爆破技术弱化坚硬顶板强度。

2 爆破方案设计

2.1 爆破高度计算

1312 (1) 工作面采高Hc按平均3.4 m计算, 设顶板崩落厚度为Hx, 岩石碎胀系数 ξ 为1.3。为保证冒落顶板能完全充填采空区, 有如下公式成立:

因此, 初步确定1312 (1) 工作面顶板岩层处理范围为沿工作面顶板至上方11.3 m的垂直区域, 考虑到有些区域中紧邻煤层上方的砂质泥岩 (厚1.5 m) 能够随采随冒, 且留有一定富余系数, 确定顶板弱化处理高度为15 m。顶板弱化处理后垮落充填情况如图2 所示。

2.2 爆破参数选择

根据1312 (1) 工作面基本参数及顶板弱化处理高度, 确定超前深孔爆破的参数有炮孔直径、深度、间距、排距、倾角、装药不耦合系数、装药长度、钻孔与爆破超前工作面距离、封泥长度、一次起爆药量、爆破时间等。

2.2.1 炮孔直径

采用深孔爆破弱化顶板, 一般炮孔直径在50~80 mm之间。该爆破炮孔直径定为75 mm, 炸药直径为63 mm。

2.2.2 炮孔间距

通过计算得出爆破后形成的压碎区直径为254 mm, 裂隙区直径为2 326 mm。确定炮孔间距为2 300 mm。

2.2.3 炮孔排距

每间隔25 m做一组炮孔, 炮孔排距定为25 m, 以减少周期来压步距。

2.2.4 装药不耦合系数

根据理论分析及矿井爆破经验, 一般坚硬煤层爆破装药不耦合系数控制在1.20~1.45 之间最为合适。本次爆破采用炮孔直经为75 mm, 炸药直径为63 mm, 不耦合系数为1.2。

2.2.5 炮孔深度和倾角

根据确定的顶板弱化处理高度, 考虑应力释放、顶板爆破前后应力变化、切眼取芯孔情况、顶板泥岩、炮孔角度等因素, 确定炮孔深度为20 m, 工作面上、下端头炮孔倾角确定为46°和52°。

2.2.6 封孔长度

爆破点应控制在煤层顶板上方4 m以上, 根据开切眼顶板条件, 确定封孔长度为6 m。

2.2.7 爆破超前工作面距离

工作面超前支护影响范围一般是20~50 m, 因此, 深孔预裂爆破需要超前工作面至少40 m。

2.2.8 一次起爆药量

根据GB6722- 86《爆破安全规程》, 围岩中等稳定, 有良好支护的巷道安全振动速度取20 cm/s, 计算结果为一次起爆最大药量655 kg。为减少对两巷的破坏, 考虑一定的安全系数, 一次起爆药量要小于500 kg。

2.3 爆破方案确定

根据岩芯钻孔数据, 设计初采期间切眼拉槽爆破方案如图3 所示, 具体爆破参数如表1 所示。

3 爆破效果分析

3.1 顶板垮落形态观察

顾北矿1312 (1) 工作面切眼超前深孔爆破后, 当工作面回采至22 m时, 中部24~73 支架后方顶板开始冒落, 下部0~24 支架顶板也在次日发生冒落, 采空区充填较充分。经爆破弱化后, 支架后方顶板冒落情况较好, 冒落矸石能够接顶, 采空区基本充填满。

3.2 支架工作阻力观测分析

支架工作阻力观测的目的是为了配合坚硬顶板爆破治理, 及时监测顶板动态变化, 预测顶板来压情况, 以便在压力连续增大时提出治理方案, 保证工作面安全生产。监测采用在线压力监测系统, 安装支架压力分机, 建立通讯分站, 由电话线 (或光纤) 将数据传到地面监测系统主机, 进行数据管理, 经计算机进行数据处理和显示。工作面从第5#~130#支架开始, 每隔5 架布置1 个监测压力表, 共布置26 块压力表, 每2 块压力表共用1 组监测分站, 共布置13 组监测分站。

通过对1312 (1) 采空区直接顶的现场观察及数据监测分析可得, 直接顶的垮落步距为:机巷17~20 m, 风巷16~19 m, 平均18 m;在爆破弱化作用下, 老顶初次来压步距平均为23.8 m, 最大来压强度为36.5 MPa, 平均32.2 MPa;第一次周期来压步距平均为10.3 m, 最大来压强度为36.0 MPa, 平均32.0 MPa;第二次周期来压步距为12.7 m, 最大来压强度为37 MPa, 平均31.7 MPa;工作面的周期来压规律性强, 老顶总是在达到极限跨距之后有规律地断裂, 顶板垮落之后形成的砌体梁起到了保护工作面支架的作用。1312 (1) 工作面老顶初次来压及周期来压的规律如表2 所示。

3.3 支架适应性分析

来压期间支架工作阻力的分布频率如图4 所示。

通过比较2 次来压期间支架工作阻力分布频率, 可以得出:①第1 次周期来压支架压力小于25 MPa所占的时间比率为63.13%, 在25~38.5 MPa之间为36.87%, 大于38.5 MPa的为0。由此可知, 第1 次周期来压期间工作面支架多处于25 MPa以下。②第2 次周期来压支架压力小于25 MPa所占的时间比率为75.13%, 在25~38.5 MPa之间为24.87%, 大于38.5 MPa的为0。③工作面支架工作阻力能够适应来压期间的阻力需要, 仍具有一定的富裕系数。

4 结论

(1) 利用顶板岩性探测取芯孔, 初步掌握顾北矿南一采区11- 2 煤层1312 (1) 首采面顶板岩性特征, 再通过试验测定和理论计算判定, 工作面上方存在坚硬顶板, 回采后顶板初次跨落步距在40 m以上。

(2) 理论计算得出顶板弱化处理高度, 结合顾北矿1312 (1) 工作面基本参数确定超前深孔爆破参数, 根据切眼顶板取芯钻孔数据, 设计出初采期间切眼拉槽爆破方案。

(3) 对顾北矿1312 (1) 工作面切眼实施超前深孔爆破后, 通过现场观察及支架工作阻力观测分析, 爆破效果良好:直接顶垮落步距平均为18 m;老顶初次来压步距平均为23.8 m, 第1 次周期来压步距平均为10.3 m, 第2 次周期来压步距为12.7 m, 工作面的周期来压规律性较强。表明1312 (1) 工作面坚硬顶板的治理取得了较好的效果, 实现了坚硬顶板工作面的安全高效生产。

参考文献

[1]郭德勇, 商登莹, 吕鹏飞, 等.深孔聚能爆破坚硬顶板弱化试验研究[J].煤炭学报, 2013, 38 (7) :1150-1153.

[2]赵文.超前深孔预裂爆破弱化采煤工作面坚硬顶板技术研究[J].煤矿开采, 2012, 17 (5) :88-90.

[3]陈苏社.特殊地质条件下综采工作面顶板控制技术[J].煤炭科学技术, 2014, 42 (2) :124-128.

[4]李春睿.坚硬顶板深孔预裂爆破新技术及其应用[J].煤炭学报, 2014, 45 (6) :76-78.

篇4：隧道工程超前深孔真空降水技术研究论文

关键词:浅埋偏压隧道施工软弱围岩注浆

中图分类号:TB21 文献标识码:A 文章编号:1674-098X(2011)03(c)-0070-02

1 偏压隧道的工程特性

1.1 偏压隧道的定义

由于各种原因使对称的隧道结构左右两侧所受荷载不同而使结构内力左右不对称的现象称为偏压现象,出现偏压现象的隧道称为偏压隧道。围岩级别高,围岩自身强度就低,隧道开挖引起的荷载全部或大部由隧道结构承担,由于各种原因引起的不对称荷载也就全部施加在隧道支护结构上。按照普氏和太沙基理论,隧道开挖后,其上方围岩将形成天然平衡拱,而天然拱的形成与隧道埋深有关,埋深小时,无法形成天然拱,隧道承受的竖向荷载与地形便密切相关,因此偏压隧道多数处于软岩、浅埋且有较大地形横坡的地段。

1.2 隧道偏压的影响因素

影响隧道偏压的因素有以下几个方面:地形因素、地质因素和工程因素,其中前两种属于内在因素,第三种属于外在因素。

(1)地形因素。

软岩浅埋隧道隧址区地层中构造应力一般不易积累,地应力以自重应力为主。随深度的变化,基本按静水压力状态的形式存在。对于浅埋隧道,隧道结构承受的围岩压力为松动土压力,即为隧道上部覆盖岩土的自重减去岩土体假设破裂滑动面上的阻力。隧道结构四周荷载随地表横坡增大而增大,当地表横坡较大,隧道支护结构内靠山一侧受弯拉应力、靠沟侧受压应力作用,超过隧道结构承载极限时,就会出现偏压破坏现象。

山体横坡越大,软质岩、岩堆、构造线附近的变质岩类地段山体易出现滑坡或滑动趋势增大,滑面在隧道断面内或隧道下方时,靠山侧隧道结构会受很大的弯剪应力,外侧拱腰及拱顶承受很大的压应力。隧道有向外向上抬起趋势,甚至整体旋转而破坏。

(2)地质因素。

地质因素可分为围岩的完整状态、围岩结构面性质、结构面组合状态以及岩石单体强度等。围岩结构状态的完整程度受节理和裂隙发育程度来确定,节理裂隙愈发育,受节理裂隙的切割分裂,围岩岩块愈小,围岩的φ值愈小,偏压愈严重,同时围岩完整性差,围岩抗剪强度低,洞壁岩体不能承受由于隧道开挖而产生的较大的应力,松动圈较大。由于节理裂隙影响,松动圈不均匀性大,围岩对支护结构产生的偏压愈大;围岩结构面性质是在各种不同的地质作用下形成的。

2 浅埋隧道特性研究

浅埋隧道与深埋隧道相比,主要是难以形成承载拱。浅埋隧道多数有地形偏压、表层软弱堆积物、风化带、软弱围岩等对隧道开挖有很大影响的特殊地形、地质问题。在开挖过程中和开挖完成后会出现拱顶下沉急剧增大、隧道净空收缩、地表开裂等,有时也会出现掌子面失稳。

所以,在这种情况下,要采取掌子面稳定措施和控制地表下沉措施。地表下沉与埋深有密切关系。埋深大时,在隧道横断面内形成了承載拱,开挖引起的下沉局限在隧道周边,而埋深浅时,没有形成承载拱,开挖下沉会直接达到地表面。在这种情况下,埋深小的隧道,因不能期待形成承载拱,故为防止支护下沉、增强支撑力而应采取必要的措施,并研究采用药液压注、垂直锚杆等辅助施工方法。浅埋隧道掌子面前方的先行下沉很大,会造成很大的地表下沉,因此,研究前方地层的改善、管棚、水平高压旋喷等辅助方法是必要的。在浅埋偏压软弱围岩隧道施工时,为了保证安全及工程质量,节约投资、加快进度和保证运营期间的安全,必须采用一定的技术措施,包括正确的施工方法,合理的支护形式等。因此浅埋偏压软弱围岩隧道施工一直是隧道施工过程中需要面临和解决的重要课题之一。

3 超前支护

对于围岩的自稳能力较差时,为了预防坍方,必须采用超前支护体系,主要的内容有超前锚杆、小导管注浆、管棚、全断面预注浆、深孔注浆、帷幕注浆以及在洞口浅埋段采用的地表注浆等。

在软弱破碎地质隧道施工中,虽然采用深孔注浆达到了止水固结的目的,但固结范围有限,加上地质及注浆有些不确定因素,为保障施工万无一失,一般在开挖前均采取超前支护,超前支护一般采用超前锚杆或超前小导管。对于地下水压较大的隧道,开挖前一般还要采取排水降压措施,主要采取钻孔排水,钻孔深度应超出注浆范围。

浅埋偏压软弱围岩隧道施工需要解决的问题是掌子面的稳定性和合理化施工(安全而快速的施工)两大问题。对掌子面稳定性起重要作用的超前支护,是确保掌子面前方稳定不可缺少的手段。

3.1 超前锚杆

在隧道周边,未开挖前先施作超前锚杆,起到预先加固的作用,其主要参数为:全苗杆的直径φ=20～30mm;长度=3.0～5.0m;间距d=0.3～0.5m;外插角α=10＂～15＂。

锚杆一般采用普通砂浆锚杆,特殊情况下可采用药包锚杆或迈式锚杆。

3.2 小导管注桨

小导管超前注浆,是在地基灌浆法基础上发展起来的一项围岩加固止水技术,它同时具有超前支护作用,是不良地质隧道与地下工程施工常用的一种开挖辅助措施。在隧道开挖掌子面上,沿设计开挖轮廓线以外0.2～0.3m,钻孔安装小的钢花管,然后进行高压注浆加固,等浆液达到一定强度后再进行开挖。其主要参数为:小导管的直径φ=40～60mm; 长度1=3.0～5.0m; 间距d =0.3～1.0m。

3.2.1 技术特点

超前支护体系,提高了岩体的稳定性,控制了围岩松弛变形,增强了施工的安全性。加固效果好,注浆质量易于控制。采用常规小型机械,无需配备专用设备,工艺操作简便。

3.2.2 适用范围

适用于风化很严重、节理很发育和碎石土、砾石土等各种软弱围岩条件下

的隧道及地下工程地层加固,也可用于处理坍方主体。

3.2.3 主要技术措施

小导管水泥一水玻璃双液预注浆止水加固松散围岩。

3.3 管棚

当围岩十分软弱、破碎、变形量很大时,一般在V、VI级大变形的条件下,可采用长管棚的超前加固措施,其主要参数为:管棚的直径φ＝108～180llun。

长度1=10～40m;间距d=0.5～1.0m;注浆压力F=1.5～3.0MPao。

管棚法的基本原理就是在开挖之前将一个伞形的金属保护棚架预先安放在隧道开挖轮廓线的外弧线上,该棚架由一定间距排列的大惯性矩的钢管构成,起到保护下部地层开挖的作用,一般超前长度在5～30m,有短管棚、长管棚。先用钻机打一定深度的钻孔,然后插入金属钢管,再用注浆机压入水泥砂浆或混合浆液,待其凝固后就可以开挖。在法国马赛地铁2号工程、日本第一福田尾隧道、成渝高速公路中梁山隧道工程、北京第三使馆区的供热管线工程的暗挖隧道等都使用了该工法。

3.4 超前支护辅助方法

下面就国内外各种超前支护辅助施工方法作详细介绍。

(1)压缩空气法或气压室法。

被开挖地层的稳定性往往取决于地层是否充分排水,在地层透水性差时水对开挖影响不大,但在地层透水性好时如砂层,水就会对开挖产生较大的影响,这时一般用排水井和压缩空气控制地下水。后者利用压缩空气的压力(0.1MPa左右)来抑制地下水不流出,并对开挖面产生支护作用,减小地面沉降,这是压缩空气法或气压室法的主要原理,在慕尼黑和维也纳的地铁工程已经取得了成功应用。

(2)冷冻法(冻结施工法)。

冷冻法一般适用于地下水比较丰富、或地下水压比较大的地层中,它是采用冷冻机和循环泵将氟利昂或低温液化气通过冷冻管注入隧道前方地层中使地层孔隙水冻结而得到强化,一般按30m一段进行土木工程施工,但要考虑解冻后的地面下沉。

(3)顶盖法。

其主要步骤是:明挖壕沟到隧道拱顶;利用切入隧道开挖轮廓的泥土作为建造隧道顶盖的土模板;浇注混凝土拱后回填壕沟;在顶盖保护下结合必要的临时支护来开挖隧道。优点是能有效控制地面沉降,工期短,但对地表环境破坏比较严重,在顶盖完成后应对地表植被进行恢复处理。德国波鸿市的韦斯特坦根特公路隧道曾应用本方法进行过施工。

4 深孔注浆

深孔注浆适用于断层破碎带、软弱破碎围岩,地下水特别发育,易形成涌水以及因地下水而造成特大坍方的隧道。深孔注浆分为深孔充填注浆和深孔劈裂注浆。

4.1 准备工作

主要是对工程地质进行分析,收集分析钻孔的排碴;记录分析钻孔的推进压力,钻速以及钻进不同长度时出水量的大小,推断开挖面前方的地质构造、岩性、水源位置及水量大小。

4.2 止浆墙

由于开挖面围岩软弱,注浆时有较高的压力,易引起开挖面垮坍,严重影响注浆效果和施工安全,因此开挖面必须设置止浆墙。对于未坍原始岩体,一般采用挂钢筋网、喷射混凝土作止浆墙。具体作法是:先在开挖面钻孔,埋设注浆用孔口管(孔口管一般用φ150～200mm,长1.5～2.0cm钢管制作),钢筋网焊在孔口管上,钢筋网网格间距30cm,再喷射15～20cm厚的C20级混凝土,这样网喷混凝土与开挖面岩体共同形成止浆岩盘。如在坍方地段,则应设置加厚混凝土止浆墙。一般灌注100～150cm厚C20级混凝土作止浆墙。

4.3 钻孔作业

孔口管作为钻孔导向管,在注浆设计中应加以布置,布置原则应根据注浆段长度、加固扩散范围等参数决定。钻机作业机具可采用液压凿岩车、地质钻机、锚杆钻机等。

4.4 注漿作业

将注浆混合器连接在孔口管上,试压洗孔,将孔眼内的石碴冲掉,保证注浆通道顺畅;注水约2～3min,使围岩孔隙畅通:然后进行注浆,对于软弱、断层带的围岩体,先注纯水泥浆,注入一定量或达到一定压力后,并持续5min,再注双液浆(CS),如注纯水泥浆大量漏浆时,可先注双液浆(CS),再注纯水泥浆,最后再注双液浆。注浆过程应作好记录,记录注浆时间、注浆量,注浆压力变化,围岩、止浆墙以及已支护或衬砌地段的窜浆情况。注浆结束后,拆卸注浆部件,清洗干净对注浆机械进行检修保养,保证下循环注浆使用。一般采用推进式注浆,即分段累进注浆。当有的部位钻孔过程中出水量很小时,可一次钻到设计深度,然后进行全孔一次注浆。如在钻孔中发现出水量较大时,应分段钻孔,比例sm,再加10m,15m,直到设计深度,注浆与钻孔一致,分次进行。注浆一般按由内向外,由下到上的顺序进行。

参考文献

[1]仇文革.地下工程近接施工力学原理与对策的研究.科技资讯.2003.

[2]曾桅栋.深圳地铁重叠隧道信息化施工技术研究.科技创新导报,2008.

篇5：隧道工程超前深孔真空降水技术研究论文

关键词：北凹山隧道超前地质预报雷达图像围岩分级

引言

汾阳至邢台高速公路山西境内平遥至榆社段隧道工程众多，地质条件复杂，施工难度大，工期紧。断层破碎带、软弱夹层、富水带、溶洞等不良地质体给隧道施工造成极大的困难。因此在隧道施工过程中，提前探测隧道前方的地质变化，为施工提供相对准确的地质资料，及时调整施工工艺是非常重要的。

地质雷达凭借其具有速度快，成本低，分辨率高，无损伤性探测，经济方便等特点，在隧道工程的地质超前预报中具有广阔的应用前景。

1、工程概况

1.1概述

北凹山隧道位于榆社县河峪乡牛村和箕城镇桑家沟之间，左线全长1554米；右线全长1427米。地面海拔高程1168～1314米，相对高差146米，北凹山隧道洞身最大埋深157.8米[1]。北凹山隧道采用上下行分离4车道设计标准，设计行驶速度80公里/小时，有效净宽10.25m，净高5.00m。

1.2工程地质条件

北凹山隧道穿越构造剥蚀中山区，地形起伏较大，沟壑纵横；微地貌为基岩山梁、陡坎、冲沟缓坡；总体上具上陡下缓、局部有小型缓坡、平台分布的特征。隧址区基岩裸露，其出露地层为中生界三叠系中統铜川组（T2t）砂岩、泥岩，二马营组（T2e）砂岩、泥岩，第四系全新统（Q4）松散堆积层。

隧址区地层主要有砂泥岩互层组成，节理裂隙发育，层间粘结力差，潜水位埋藏深，含水层岩性为三叠系砂岩、砂质泥岩。

1.3不良地质问题

1.3.1断层破碎带

位于隧道里程K72+110处有发育断层，断层走向30°，倾向120°，倾角80°，宽度5米，断距10—20米，上下盘均为三叠系二马营组砂岩、泥岩。

1.3.2软弱夹层

北凹山隧道岩性以砂岩泥岩互层为主，中厚层构造，中风化，呈块～块碎状结构，受构造影响，节理、裂隙较发育，层理明显。

1.3.3富水带

在北凹山隧道个别地段，存在砂岩碎石夹土状结构，节理裂隙较发育，呈碎裂状结构；此地质条件易产生裂隙水渗漏，围岩含水量较高，形成富水带。

2、雷达测线布置及参数设置

2.1测线的布置

为详细了解掌子面前方岩层的分布状况，并结合雷达天线发射电磁波的特征，水平方向和垂直方向各布置2条测线[2]。具体布置情况如图1所示。

2.2参数的设置

探地雷达的参数设置主要有：（1）天线频率f，探测深度随着天线中心频率的减少而增大，取f为100MHz；（2）时窗W，时窗选择主要取决于最大探测深度与地层电磁波速度，取W为610ns；（3）采样率，采样率是记录反射波采样点之间的时间间隔，采样速度至少要达到无线中心频率的3倍，故为512samp/scan；（4）介电常数描述了介质的极化特性，该隧道岩性主要为砂岩泥岩互层，故定为6.8。

参数具体情况见表1：

3、不良地质体的探测结果

3.1断层破碎带

断层为当岩层受力破裂后，破裂两侧岩体发生了明显位移的断裂构造。在北凹山隧道里程为K72+110～K72+115段计5米，高度20多米的范围内，存在断层破碎带。由于断层破碎带引起的雷达图像震波，雷达波形图在该处的变化异常明显，呈同相轴断错的特征。具体情况见图2：

3.2软弱夹层

软弱夹层在雷达测试图像中的显现特征主要有：当雷达电磁波传播到软弱夹层时，会产生较强的界面反射波；在穿越软弱夹层的过程中会产生绕射、散射、波形杂乱、波幅变化大。具体情况见图3：

3.3富水带

在北凹山隧道个别地段，存在砂岩碎石夹土状结构，节理裂隙较发育，此地质条件易产生裂隙水渗漏，围岩含水量较高，易形成富水带。

富水带在雷达测试图像中的显现特征主要有：雷达反射波在该处出现强反射，波形紊乱，电磁波衰减速度加快，会产生一强反射面。具体情况见图4：

4、北凹山隧道的围岩分级

隧道围岩分级其主要依据是把握岩性和岩体结构，并结合施工中地质问题作为修正。岩性的判别上主要是判定岩石坚硬程度，并着重考虑岩石风化程度；岩体结构方面，主要观察其结构是否属于散体结构、碎裂结构、镶嵌结构、次块状结构、块状结构和整体结构。

根据北凹山隧道的实际工程特点，结合岩石的坚硬程度、完整性和声波纵波速度进行围岩基本分级，并考虑断裂破碎带、软弱夹层、富水带等因素进行修正。具体情况见表2：