爆破技术在钻孔灌注桩中的应用
来源:公文范文 发布时间:2022-11-09 19:00:35 点击:
摘要:南凌大桥北接319国道,直通漳龙高速漳州西出口,南接南凌新区,直通草坂货运站,南凌大桥为南凌新区南凌大道的重要组成部分。在基础施工中,发现0#台、1#墩存在球型风化体(孤石),并且球型风化体出现较多,分布不均,层厚差异较大,风化界面较为复杂。因此项目部为了缩短成孔周期,保证后续工作顺利开展,将隧道爆破(定向断裂控制爆破)应用于钻孔桩的孤石群,辅助钻孔,提高成孔率。将炸药爆炸后的能量有方向性的集中释放。使孤石产生一定可控范围内的裂隙,提高钻孔效率。
关键字:钻孔灌注桩、孤石、隧道爆破、定向断裂控制爆破、应力冲击波
1 工程概况及地质情况:
1.1 工程概况
南凌大桥桥梁主线长543m,桥梁分为主桥和南引桥两部分,其中主桥孔跨布置为(38+3×60+38)m,南引桥孔跨布置为(4×35+4×35)m。桥上最大纵坡2.5%,最小竖曲线半径6000m。主桥上部结构采用预应力混凝土变截面连续箱梁,南引桥上部结构采用预应力混凝土等截面连续箱梁。桥墩桥台均采用钻孔灌注桩基础。
2 施工方案选定
漳州市南凌大桥桥址处于厦门—南靖东西向构造带的南侧,受构造影响,场地基岩起伏较大,且风化较不均匀,局部分布有未完全风化的球状体孤石,在施工中发现0#台、1#墩存在球型风化体(孤石),并且球型风化体出现较多,分布不均,层厚差异较大,风化界面较为复杂。平均孤石有3层,最厚孤石为4.4m。如采用常规的钻孔方法(冲击钻),由于孤石的存在,尤其是桩位处于孤石较厚或孤石群时,即会造成成孔周期长,成孔成本高等特点。为满足施工工期及施工成本,项目部决定在0#台、1#墩采用爆破辅助方法,在确保不破坏端承桩岩面的情况下,采用隧道爆破技术。对孤石进行爆破。使孤石产生裂隙, 岩石有了裂隙钻孔施工保证了进尺。以提高钻孔的进度及降低成孔成本。
2.1 0#台、1#墩地质岩样分析及工程量统计
通过地质勘探资料分析得出,在0#、1#墩平均孤石有3层,最厚孤石为4.4m。存在球型风化体(孤石),并且球型风化体出现较多,分布不均,层厚差异较大,风化界面较为复杂。
表1;南凌大桥0#、1#墩桩位孤石工程量统计
桩号工程量(m)桩号工程量(m)
0#-17.40#-116.2
0#-27.10#-127
0#-310.21#-111.9
0#-43.41#-215.1
0#-56.51#-39.4
0#-671#-46.9
0#-781#-58.75
0#-851#-67.4
0#-97.21#-78.5
0#-106.31#-88.85
合计:158.1m
图1:南凌大桥及接线工程1#-2#桩地质孔岩样
3 爆破方式的选定
定向断裂控制爆破时指利用普通工业炸药或者烈性炸药,通过合理确定炮孔孔网参数、装药结构、炮孔形状及起爆方法来控制爆破过程中爆炸产物的作用方向、地震效应及爆后飞石距离、破坏范围、破坏程度和岩石运动方向的爆破技术。
隧道爆破中在比较风化、破碎的地质条件下,采用光面爆破或预留光面层光面爆破;在地层虽然软弱,但岩体的整体性较好的地质条件下,采用预裂爆破效果较好。
3.1 计算依据:
3.1.1、内部爆破所产生的裂隙区半径确定
对于深孔不耦合装药结构的内部爆破,其产生的初始裂隙区半径计算如下:
Rl [1]
式中Pe-冲击波作用在孔壁岩石上的初始冲击压力,Mpa;
rb-炮孔半径,mm;
St-岩石抗拉强度,Mpa;
λ-岩石特性系数,λ=v/(1-v),v为岩石泊松比;
a-应力波衰减指数,a=2-λ
炸药参数:炸药类别:煤矿许用乳化炸药;炸药密度:рo=910Kg/m³;
炸药爆速:V=3200m/s;压力增大系数:n=9;
装药不偶合系数:k=9/6=1.5;
初始冲击压力:Pc=15725Mpa;
炮孔半径:rb=45mm;
岩石抗拉强度:St=30Mpa;
岩石特性系数:λ=0.32;
岩石泊松比:v=0.24;
压力波衰减指数:a=1.68
裂隙区半径:
由计算及炸药参数计算得裂隙区半径:
Rl=1208mm
3.1.2 炸药包药量计算
根据地质类别、钻孔深度,并参考隧道爆破药包计算公式,采取经验和试验相结合的方法,决定药包用药量的多少。隧道爆破药包用药计算公式
式中:
Q——为一次爆破总装药量,kg;
K——为单位岩石爆破炸药消耗量,kg/m;根据基岩类型取K为50;
L——为炮眼深度,m。本次为2.75m; S——为断面积,㎡。S为0.0064㎡,
Q=0.87kg。现场采用0.9kg。
3.2 炮眼布设:
隧道爆破,炮眼所在部位不同,所起的作用是不同的。而钻孔桩炮眼采用2台XY-1型液压工程钻来钻进,钻穿整段孤石,钻3~5个孔。孔的布设如图2
炮眼的布置根据围岩特点合理选择周边眼距的最小抵抗线,辅助炮眼交错均匀布置,周边炮眼于辅助炮眼眼底在同一垂直面上,掏槽炮眼加深10%~20%。1-6#桩在护筒上用钢板定位炮孔,工程钻整平按5~1号孔顺序布设,在有泥浆的状态下钻眼,因此主炮眼最后钻,以免泥浆沉淀在炮眼中。
为了保证爆破的可靠性和安全性,防止杂散电流、射频电流、雷雨天气等影响,雷管全部采用非延迟导爆管雷管,炸药选用乳化炸药。
爆破效果
通过精心组织、合理安排、严格的制度科学的工艺;孤石爆破基本按照预想一致,取得很好的效果。
4 安全距离:
爆破应力波对远区岩体的破坏范围和程度,主要取决于远区岩体原有节理裂隙、孔洞、裂纹的排列分布及这些损伤对岩体性能的劣化程度。描述岩体的损伤及其演化规律主要由损伤变量来实现,外加载荷对损伤岩体的力学行为则通过含损伤变量的本构方程来体现。要定量确定载荷对岩体的破坏,就必须确定岩体的初始损伤变量。目前,确定岩石损伤变量的方法很多,但合适的损伤变量应与研究涉及的宏观力学量联系紧密,既能真实的反映力学作用过程,又能易于获取和进行客观度量。
爆源远区岩体内总是存在着各种天然节理裂隙、孔洞、裂纹等原始“缺陷”,这可视为岩体原有的初始损伤,爆破破坏是在此基础上进行的。因此,爆破应力波作用后的岩体损伤由两部分组成:
(1) 岩体原有的初始损伤D0;
(2) 基于裂纹扩展的爆破损伤ΔD。
根据损伤定义,爆后岩体损伤变量D可表示为:
式中 为爆后损伤面积;A 为原始承载面积或基准损伤实际承载面积;A0 为原始损伤面积;ΔA为爆后裂纹扩展而增加的损伤面积。设受力面积为2L × h的单位岩体内,有长为2a的单个穿透初始裂纹(图1),裂纹在岩体中的分布满足统计意义特征。此时岩体的初始损伤D0,由损伤定义:
受爆破应力波作用后裂纹由初始2a 扩展了2r,
图3:假想面裂纹扩展示意图
即爆后裂纹长为2a+2r(图3)。爆后岩体损伤变量为
由:
因此,得到爆破损伤发展模型:
爆破应力波作用下的最大损伤变量为
式中rmax 为爆后裂纹的最大扩展量;其他符号意义
同前。
若有同样的多次重复作用,其累积损伤计算为:
, ,
得通式为
式中i 为反复作用次数, i = 1,2,…, n 。
计算示例
经估算和现场实测表明,1-8桩20 m孔下围岩松动圈内的平均最大贯穿初始裂纹长a =1.45 m,周边围岩未受回采爆破影响时的初始损伤均值D0 =0.28,单排炮孔爆破后对相邻桩基(桩间距为5.2 m)所产生的最大围岩松动圈扩展量为0.045 m,则爆后岩体损伤变量 增大为:
可见,在爆破作用下,炮孔围岩松动圈岩石损伤量增大了7 %。在上式[1]中裂隙区为1.208m,损伤量增加后裂隙区为1.29m。1#墩桩中心间距为5.2m,桩与桩净距3.4m。爆破应力冲击波对邻桩无影响,经过漳州市交通建设工程质量检测中心检测,全部为Ⅰ类桩。
`表2 常规钻孔施工与爆破技术应用辅助施工对照表
序号施工节点(1-6#)常规钻孔施工(1-8#)爆破技术应用辅助施工
1复测开孔5月6日5月6日
2回填土、沙层5月7日5月7日
3孤石(厚度2.75m)5月8日工程钻就位-钻炮眼
爆破产生裂隙
焊锤
5月13日
焊锤
5月18日
4砂土状强风化花岗岩5月19日5月11日
5孤石(厚度2.75m)5月20日工程钻就位-钻炮眼
爆破产生裂隙
焊锤
5月24日
焊锤
5月28日
6砂土状强风化花岗岩5月29日5月16日
7孤石(厚度4.40m)5月30日工程钻就位-钻炮眼
爆破产生裂隙
焊锤
6月02日
焊锤
6月06日
焊锤
6月09日
8中风化花岗岩(入岩)6月10日5月21日
9终孔判定6月11日5月25日
10合计37天20天
在现场爆破施工时安全均按隧道爆破要求进行,项目部成立专门安全小组,所以安全距离已满足要求。在爆破前对全体参加人员进行安全交底,将整个方案和过程演练一遍。确保安全,爆破时间选择在中午或者晚上人员少情况下,设立安全警戒线。疏散闲杂人员。
5 结 论
我们把这次尝试作为新课题来探索,成立爆破小组,制定爆破专项方案,精心组织安排。辅助钻孔施工,提高成孔率。通过实践操作,对复杂地质尤其是孤石群有很显著的效果。以上是两种施工方法的对比;通过对比,就可以看出在钻孔周期和时间节约上有很大的改进。
爆破技术的采用虽然在成本上有所增加,但是在工期紧,任务重的情况下,大大缩短了成桩周期。比常规施工每根桩平均缩短17天时间。给下一步施工争取了时间。现虽然没有成熟的工艺可以直接借鉴,但我们深受启迪、拓宽了思路,为了交流施工经验,特发表此文,与大家共勉。
参考文献:
[1] 刘启山。隧道爆破现代技术[M]。中国铁道出版社。1999。09
[2] 张志呈、肖正学、郭学彬等,裂隙岩体爆破技术[M]。四川;四川科学技术出版社。1999
[3] 王海亮。铁路工程爆破[M]。中国铁道出版社。2001.03.01
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