JP6018977B2 - Evaluation method of bedrock - Google Patents
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Description
本発明は、油圧式パーカッションドリルを用いて岩盤を評価する岩盤の評価方法に関する。 The present invention relates to a rock mass evaluation method for evaluating a rock mass using a hydraulic percussion drill.
従来、このような分野の技術として特許文献１と特許文献２がある。特許文献１には、迅速かつ的確に岩盤評価及び切羽前方地質の予測を行うことができる方法が開示されている。この方法では、確率・統計的手法により岩盤等級と単位孔長さ当たりの平均破壊エネルギーとを対応付けた後に、この対応付けを利用して破壊エネルギーをパラメータとして岩盤評価を行う。
Conventionally, there are
また、特許文献２には、切羽前方の地質状況を高精度に予測できる地山の地質評価方法が開示されている。この方法では、切羽前方の複数種類の削孔データを取得し、削孔データを多変量解析により分析して地質予測式を作成する。そして、地質予測式と地山の未掘削部において取得した削孔データとを用いて、地山の未掘削部における地質情報を予測する。 Patent Document 2 discloses a geological evaluation method for a natural ground that can predict the geological situation ahead of the face with high accuracy. In this method, a plurality of types of drilling data in front of the face are acquired, and the drilling data is analyzed by multivariate analysis to create a geological prediction formula. And the geological information in the unexcavated part of the natural ground is predicted using the geological prediction formula and the drilling data acquired in the unexcavated part of the natural ground.
削孔により得られるデータと岩盤強度等の地山性状を示す指標との相関関係を解析的に得ることは困難である。従って、従来は、特許文献１や特許文献２のように、多量のデータを統計的に処理して、削孔により得られるデータと岩盤強度等の地山性状を示す指標との相関関係を得ている。しかし、統計的処理を用いる場合において、相関関係の信頼性は処理するデータ数の大きさにより変化するため一般には多量のデータが必要になる。
It is difficult to analytically obtain the correlation between the data obtained by drilling and the indices indicating ground conditions such as rock mass strength. Therefore, conventionally, as in
そこで、本発明は、岩盤の評価に利用するデータ数の低減を可能にした岩盤の評価方法を提供することを目的とする。 Therefore, an object of the present invention is to provide a method for evaluating a rock mass that can reduce the number of data used for the evaluation of the rock mass.
本発明は、所定の削孔断面積（Ａ）を有する油圧ビットを所定の削孔速度（Ｖ）で岩盤中を掘進させる油圧式パーカッションドリルを用いて岩盤を評価する岩盤の評価方法において、
により算出される岩盤強度（σＣ）により岩盤を評価するものであり、Ｅは油圧ビットの一打撃あたりの打撃エネルギー、１／Ｅ０は傾き係数、Ｓは油圧ビットが単位体積当たりの岩盤を破壊するために要するエネルギーである破壊エネルギー係数、Ｓ０は限界破壊エネルギー係数であり、この条件下において、油圧式パーカッションドリルを用いて岩盤を削孔して、定数決定用打撃エネルギー（Ｅ）と定数決定用打撃回数（Ｎ）とを取得した後に、定数決定用打撃エネルギー（Ｅ）と定数決定用打撃回数（Ｎ）と削孔速度（Ｖ）と削孔断面積（Ａ）とを利用して定数決定用破壊エネルギー係数（Ｓ）を取得すると共に、定数決定用破壊エネルギー係数（Ｓ）を取得した位置における定数決定用岩盤強度（σＣ）を取得する定数決定用データ取得ステップと、定数決定用破壊エネルギー係数（Ｓ）と定数決定用岩盤強度（σＣ）とを利用して上記式（１）の限界破壊エネルギー係数（Ｓ０）を決定した後に、定数決定用打撃エネルギー（Ｅ）と定数決定用破壊エネルギー係数（Ｓ）と限界破壊エネルギー係数（Ｓ０）と定数決定用岩盤強度（σＣ）とを利用して上記式（１）の傾き定数（１／Ｅ０）を決定する定数決定ステップと、油圧式パーカッションドリルを用いて岩盤を削孔して、強度算出用打撃エネルギー（Ｅ）と強度算出用打撃回数（Ｎ）とを取得した後に、強度算出用打撃エネルギー（Ｅ）と強度算出用打撃回数（Ｎ）と削孔速度（Ｖ）と削孔断面積（Ａ）とを利用して強度算出用破壊エネルギー係数（Ｓ）を取得する強度算出用データ取得ステップと、定数決定ステップで決定した限界破壊エネルギー係数（Ｓ０）と傾き定数（１／Ｅ０）と、強度算出用データ取得ステップで取得した強度算出用打撃エネルギー（Ｅ）と強度算出用破壊エネルギー係数（Ｓ）とを上記式（１）に代入して、岩盤強度（σＣ）を算出する強度算出ステップと、を有する。
The present invention relates to a rock mass evaluation method for evaluating a rock mass using a hydraulic percussion drill for excavating a hydraulic bit having a predetermined drilling cross-sectional area (A) in a rock mass at a predetermined drilling speed (V).
The rock mass is evaluated based on the rock mass strength (σ C ) calculated by: E is the impact energy per impact of the hydraulic bit, 1 / E 0 is the slope coefficient, and S is the rock mass per unit volume of the hydraulic bit. The fracture energy coefficient, S 0 , which is the energy required for fracture, is the critical fracture energy coefficient. Under this condition, the rock mass is drilled using a hydraulic percussion drill, and the constant determining impact energy (E) After obtaining the constant determination impact number (N), the constant determination impact energy (E), the constant determination impact number (N), the drilling speed (V), and the drilling cross-sectional area (A) are used. The constant determination data for acquiring the constant determining rock mass strength (σ C ) at the position where the constant determining fracture energy coefficient (S) is acquired. After determining the critical fracture energy coefficient (S 0 ) of the above equation (1) using the data acquisition step, the constant determination fracture energy coefficient (S) and the constant determination rock mass strength (σ C ), the constant determination is performed. The slope constant (1) of the above equation (1) using the impact energy (E) for the constant, the fracture energy coefficient for determining the constant (S), the critical fracture energy coefficient (S 0 ), and the rock strength for constant determination (σ C ) / E 0 ), a constant determination step, and drilling the rock using a hydraulic percussion drill to obtain the strength calculation impact energy (E) and the strength calculation impact count (N). Strength calculation for obtaining a fracture energy coefficient (S) for strength calculation using the calculation impact energy (E), the number of impacts for strength calculation (N), the drilling speed (V), and the drilling cross-sectional area (A). Data acquisition step and constants A constant inclination and limit fracture energy coefficients determined in a constant step (S 0) (1 / E 0), the obtained intensity calculation striking energy intensity calculation data obtaining step (E) and strength calculation breaking energy factor (S ) Is substituted into the above formula (1) to calculate the rock mass strength (σ C ).
本発明に係る岩盤の評価方法では、岩盤強度（σＣ）と破壊エネルギー係数（Ｓ）との関係が上記式（１）で示されている。上記式（１）の定数である限界破壊エネルギー係数（Ｓ０）と傾き係数（１／Ｅ０）は、定数決定用データ取得ステップと定数決定ステップにより取得される。そして、打撃エネルギー（Ｅ）と破壊エネルギー係数（Ｓ）は強度算出用データ取得ステップにより取得され、強度算出ステップにおいて上記式（１）へ代入することにより、岩盤強度（σＣ）が代数的なデータ処理で得られる。
ここで、上記式（１）の限界破壊エネルギー係数（Ｓ０）は、定数決定用破壊エネルギー係数（Ｓ）と定数決定用岩盤強度（σＣ）とにより決定され、略一定の値を取り得る。さらに、傾き係数（１／Ｅ０）は、油圧式パーカッションドリルの打撃仕様に基づく定数決定用打撃エネルギー（Ｅ）と、定数決定用破壊エネルギー係数（Ｓ）と、限界破壊エネルギー係数（Ｓ０）とにより決定される。
従って、これら限界破壊エネルギー係数（Ｓ０）と傾き係数（１／Ｅ０）の決定には信頼性を高めるために多量のデータを必要としないので、岩盤の評価に利用するデータ数の低減することができる。
In the rock mass evaluation method according to the present invention, the relationship between the rock mass strength (σ C ) and the fracture energy coefficient (S) is represented by the above formula (1). The critical fracture energy coefficient (S 0 ) and the slope coefficient (1 / E 0 ), which are constants of the above formula (1), are acquired by the constant determination data acquisition step and the constant determination step. Further, the impact energy (E) and the fracture energy coefficient (S) are acquired by the strength calculation data acquisition step, and the rock strength (σ C ) is algebraic by substituting into the above formula (1) in the strength calculation step. Obtained by data processing.
Here, the critical fracture energy coefficient (S 0 ) of the above formula (1) is determined by the constant determining fracture energy coefficient (S) and the constant determining rock strength (σ C ), and can take a substantially constant value. . Further, the slope coefficient (1 / E 0 ) is a constant-determined impact energy (E), a constant-determined fracture energy coefficient (S), and a critical fracture energy coefficient (S 0 ) based on the impact specifications of the hydraulic percussion drill. And determined by
Therefore, the determination of these critical fracture energy coefficients (S 0 ) and slope coefficients (1 / E 0 ) does not require a large amount of data in order to increase the reliability, so the number of data used for rock mass evaluation is reduced. be able to.
本発明によれば、岩盤の評価に利用するデータ数の低減を可能にした岩盤の評価方法が提供される。 ADVANTAGE OF THE INVENTION According to this invention, the evaluation method of the rock mass which enabled reduction of the number of data utilized for the rock mass evaluation is provided.
以下、本発明に係る岩盤の評価方法の好適な実施形態について、図面を参照して詳細に説明する。 DESCRIPTION OF EXEMPLARY EMBODIMENTS Hereinafter, preferred embodiments of a rock mass evaluation method according to the invention will be described in detail with reference to the drawings.
図１に示されるように、本発明に係る岩盤の評価方法を実施するための削孔検層システム１は、油圧ビットＢを用いて岩盤Ｇを削孔して取得したデータを利用して、切羽前方の地質状況を予測するシステムである。削孔検層システム１は、油圧ビットＢを用いて岩盤Ｇを削孔する油圧式パーカッションドリル２と、油圧ビットＢの孔曲りを抑制する削孔ツールス３と、各種データを取得するセンサ４と、センサ４から出力されるデータを収集し記録媒体に記録する収録装置５と、情報処理装置６とを備えている。
As shown in FIG. 1, the
油圧式パーカッションドリル２は、油圧ビットＢの挿入深度と、油圧ビットＢの回転トルクと、油圧ビットＢの打撃圧と、フィード圧とを測定するセンサ４を有している。センサ４で取得されたデータは、収録装置５においてＳＤメモリカードなどの記録媒体に記録され、記録媒体を介して情報処理装置６に入力された後に処理される。
The hydraulic percussion drill 2 has a
本発明に係る岩盤Ｇの評価方法は、削孔データである破壊エネルギー係数（Ｓ）を利用して切羽前方の地質状態を予測する方法であり、より詳細には、岩盤強度（σＣ）を取得し、この岩盤強度（σＣ）を利用して岩盤Ｇにおける地山等級等を評価するものである。従って、本発明の実施に当たっては、破壊エネルギー係数（Ｓ）から岩盤強度（σＣ）を得るための相関関係が明らかになっている必要がある。そこで、まず、破壊エネルギー係数（Ｓ）と岩盤強度（σＣ）との相関関係について説明する。 The evaluation method of the rock mass G according to the present invention is a method for predicting the geological state in front of the face using the fracture energy coefficient (S) which is drilling data, and more specifically, the rock mass strength (σ C ) is calculated. Acquired, and this rock mass strength (σ C ) is used to evaluate the ground grade in the rock mass G. Therefore, in carrying out the present invention, it is necessary to clarify the correlation for obtaining the rock mass strength (σ C ) from the fracture energy coefficient (S). First, the correlation between the fracture energy coefficient (S) and the rock mass strength (σ C ) will be described.
まず、破壊エネルギー係数（Ｓ）について説明する。破壊エネルギー係数（Ｓ）は、油圧ビットＢが単位体積あたりの岩盤Ｇを破壊するのに要するエネルギーであり、一般に、硬岩の場合は大きく、軟岩の場合には小さい値となる。破壊エネルギー係数（Ｓ）は、下記式（２）で定義されている。
ここで、Ｓは破壊エネルギー係数、Ｅは１打撃あたりの打撃エネルギー、Ｎは打撃回数、Ｖは削孔速度、Ａは削孔断面積である。すなわち、上記式（２）の分母は破砕した岩盤Ｇの体積を示し、分子は油圧ビットの総仕事量を示す。なお、上記式（２）には、所定の補正係数（α）を含んでいてもよい。
First, the fracture energy coefficient (S) will be described. The fracture energy coefficient (S) is the energy required for the hydraulic bit B to break the rock mass G per unit volume, and is generally large for hard rocks and small for soft rocks. The fracture energy coefficient (S) is defined by the following formula (2).
Here, S is a fracture energy coefficient, E is impact energy per impact, N is the number of impacts, V is a drilling speed, and A is a drilling cross-sectional area. That is, the denominator of the above formula (2) indicates the volume of the crushed rock G, and the numerator indicates the total work of the hydraulic bit. The equation (2) may include a predetermined correction coefficient (α).
発明者らは、打撃削孔時の岩盤Ｇの破壊挙動に着目し、岩盤Ｇの不均質性や破壊挙動を再現できる個別要素法を用いてシミュレーションを行い、破壊エネルギー係数（Ｓ）と岩盤強度（σＣ）との相関関係について検討を行った。 The inventors pay attention to the fracture behavior of the rock mass G in the drilling hole, perform a simulation using the individual element method that can reproduce the inhomogeneity and fracture behavior of the rock mass G, the fracture energy coefficient (S) and the rock strength The correlation with (σ C ) was examined.
このシミュレーションでは、異なる一軸圧縮強度を有する岩盤Ｇに対して油圧ビットの初期運動エネルギー（Ｅｍ）を変化させた。初期運動エネルギー（Ｅｍ）は、打撃エネルギー（Ｅ）に相当するパラメータである。図２は、このシミュレーションにより得られた結果を、破壊エネルギー係数（Ｓ）をＸ軸とし、岩盤強度（σＣ）をＹ軸として表示したものである。 In this simulation, the initial kinetic energy (Em) of the hydraulic bit was changed for the rock mass G having different uniaxial compressive strengths. The initial kinetic energy (Em) is a parameter corresponding to the impact energy (E). FIG. 2 shows the results obtained by this simulation with the fracture energy coefficient (S) as the X axis and the rock mass strength (σ C ) as the Y axis.
点Ｐ１は、初期運動エネルギー（Ｅｍ）を４ｋＪに設定した場合の結果であり、グラフＬ１は、点Ｐ１の近似直線である。点Ｐ２は、初期運動エネルギー（Ｅｍ）を８ｋＪに設定した場合の結果であり、グラフＬ２は、点Ｐ２の近似直線である。点Ｐ３は、初期運動エネルギー（Ｅｍ）を９ｋＪに設定した場合の結果であり、グラフＬ３は、点Ｐ３の近似直線である。点Ｐ４は、初期運動エネルギー（Ｅｍ）を１２ｋＪに設定した場合の結果であり、グラフＬ４は、点Ｐ４ａの近似直線である。点Ｐ５は、初期運動エネルギー（Ｅｍ）を１６ｋＪに設定した場合の結果であり、グラフＬ５は、点Ｐ５の近似直線である。 The point P1 is a result when the initial kinetic energy (Em) is set to 4 kJ, and the graph L1 is an approximate straight line of the point P1. The point P2 is a result when the initial kinetic energy (Em) is set to 8 kJ, and the graph L2 is an approximate straight line of the point P2. The point P3 is a result when the initial kinetic energy (Em) is set to 9 kJ, and the graph L3 is an approximate straight line of the point P3. The point P4 is a result when the initial kinetic energy (Em) is set to 12 kJ, and the graph L4 is an approximate straight line of the point P4a. Point P5 is the result when the initial kinetic energy (Em) is set to 16 kJ, and graph L5 is an approximate straight line of point P5.
なお、初期運動エネルギー（Ｅｍ）とはシミュレーション時に設定される油圧ビットＢの打撃エネルギー（Ｅ）であって、破壊エネルギー係数（Ｓ）と岩盤強度（σＣ）との相関を求めるために使用される。 The initial kinetic energy (Em) is the impact energy (E) of the hydraulic bit B set during the simulation, and is used to obtain the correlation between the fracture energy coefficient (S) and the rock mass strength (σ C ). The
図２のグラフＬ１〜Ｌ５を確認すると、いずれの初期運動エネルギー（Ｅｍ）においても破壊エネルギー係数（Ｓ）と岩盤強度（σＣ）の間に正の相関が認められた。また、ある初期運動エネルギー（Ｅｍ）において、岩盤強度（σＣ）が増加するにしたがって破壊エネルギー係数（Ｓ）も増加していた。この結果は、これまでの知見と矛盾していない。また、初期運動エネルギー（Ｅｍ）が増加するにつれてグラフＬ１〜Ｌ５の傾きが増加していた。この現象が、破壊エネルギー係数（Ｓ）による地山性状の一般的評価を困難にしている。 When the graphs L1 to L5 in FIG. 2 were confirmed, a positive correlation was observed between the fracture energy coefficient (S) and the rock mass strength (σ C ) at any initial kinetic energy (Em). In addition, at a certain initial kinetic energy (Em), the fracture energy coefficient (S) increased as the rock mass strength (σ C ) increased. This result is consistent with previous findings. Further, as the initial kinetic energy (Em) increases, the slopes of the graphs L1 to L5 increase. This phenomenon makes it difficult to generally evaluate the natural ground properties by the fracture energy coefficient (S).
また、各初期運動エネルギー（Ｅｍ）におけるグラフＬ１〜Ｌ５がＸ軸（σＣ＝０）と交わる点（Ｓ０）は略一定の範囲に収束することがわかった。岩盤強度（σＣ）が負の値になることはないため、点Ｓ０は初期運動エネルギー（Ｅｍ）の影響を受けない値である。 A graph L1~L5 the X-axis in each initial kinetic energy (Em) (σ C = 0 ) and intersects the point (S 0) was found to converge to a substantially constant range. Since the rock mass strength (σ C ) never becomes a negative value, the point S 0 is a value that is not affected by the initial kinetic energy (Em).
以上の検討から、発明者らは、初期運動エネルギー（Ｅｍ）の条件や岩盤強度（σＣ）に左右されないパラメータを発見した。そして発明者らは、このパラメータを限界破壊エネルギー係数（Ｓ０）と定義した。 From the above studies, the inventors have discovered parameters that are not affected by the initial kinetic energy (Em) conditions and the rock mass strength (σ C ). The inventors defined this parameter as the critical fracture energy coefficient (S 0 ).
さらに、限界破壊エネルギー係数（Ｓ０）について、その物理的意味を検討した。岩盤強度（σＣ）が極めて小さい地山に対し打撃削孔を行うことを想定すると、その際得られる削孔速度（Ｖ）は大きな値となり、破壊エネルギー係数（Ｓ）は小さくなる。しかし、岩盤強度（σＣ）が極めて小さい岩盤Ｇにおいても一定の質量があり、それを動かす（削孔する）際には必ずエネルギーが消費されると考えられる。すなわち、限界破壊エネルギー係数（Ｓ０）とは、一定の質量を有する岩盤Ｇを単位体積分だけ削孔する際に必要となる最小限のエネルギーであるといえる。従って、限界破壊エネルギー係数（Ｓ０）は、打撃条件や岩盤強度（σＣ）によらず油圧ビットＢの仕様（孔径や質量）によって決定されると考えられる。 Further, the physical meaning of the critical fracture energy coefficient (S 0 ) was examined. When it is assumed that a rock drilling strength is made in a ground where the rock mass strength (σ C ) is extremely small, the drilling speed (V) obtained at that time is a large value and the fracture energy coefficient (S) is small. However, even in the rock G having a very small rock strength (σ C ), there is a certain mass, and it is considered that energy is always consumed when moving (drilling) it. That is, it can be said that the critical fracture energy coefficient (S 0 ) is the minimum energy required when drilling the rock G having a constant mass by the unit volume. Therefore, it is considered that the critical fracture energy coefficient (S 0 ) is determined by the specifications (hole diameter and mass) of the hydraulic bit B regardless of the striking conditions and the rock mass strength (σ C ).
図２に示されたグラフＬ１〜Ｌ５は、打撃条件ごとに異なった傾きを有している。従って、図２の結果を利用した破壊エネルギー係数（Ｓ）と岩盤強度（σＣ）との相関関係によれば、打撃条件ごとに関係式を算出する必要がある。 The graphs L1 to L5 shown in FIG. 2 have different slopes for each hitting condition. Therefore, according to the correlation between the fracture energy coefficient (S) and the rock mass strength (σ C ) using the result of FIG. 2, it is necessary to calculate a relational expression for each striking condition.
そこで、発明者らは、図２の初期運動エネルギー（Ｅｍ）の点Ｐ１〜Ｐ５を１個の近似直線で表現することにより一般化することを試みた。図３は、各初期運動エネルギー（Ｅｍ）のグラフＬ１〜Ｌ５はすべて（Ｓ，σＣ）＝（Ｓ０，０）を通るとみなし、Ｘ軸の値を下記式（３）により換算したものである。
図３のグラフＬ６を確認すると、初期運動エネルギー（Ｅｍ）と破壊エネルギー係数（Ｓ）と限界破壊エネルギー係数（Ｓ０）とを含む値と、岩盤強度（σＣ）との間には、比例関係が成り立つことがわかった。そして、この比例関係を示し、グラフＬ６の傾きを表すパラメータとして傾き定数（１／Ｅ０）を定義した。 When the graph L6 in FIG. 3 is confirmed, the value including the initial kinetic energy (Em), the fracture energy coefficient (S), and the critical fracture energy coefficient (S 0 ) is proportional to the rock mass strength (σ C ). I found the relationship to hold. Then, this proportional relationship was shown, and a slope constant (1 / E 0 ) was defined as a parameter representing the slope of the graph L6.
傾き定数（１／Ｅ０）は打撃機構の仕様によって決定されると考えられるため、油圧ビットＢ毎に異なる値をとると考えられる。また、岩盤強度（σＣ）は油圧ビットＢの初期運動エネルギー（Ｅｍ）と破壊エネルギー係数（Ｓ）により算出できることがわかった。従って、発明者らは、任意の削孔条件と打撃条件において破壊エネルギー係数（Ｓ）から岩盤強度（σＣ）を定量的に求めることが可能な上記式（１）を見出した。 Since the slope constant (1 / E 0 ) is considered to be determined by the specifications of the striking mechanism, the slope constant (1 / E 0 ) is considered to take a different value for each hydraulic bit B. It was also found that the rock mass strength (σ C ) can be calculated from the initial kinetic energy (Em) and the fracture energy coefficient (S) of the hydraulic bit B. Accordingly, the inventors have found the above formula (1) that enables the rock mass strength (σ C ) to be quantitatively determined from the fracture energy coefficient (S) under arbitrary drilling conditions and striking conditions.
続いて、上記式（１）を利用した岩盤の評価方法をトンネル工事に適用した場合を例に説明する。 Subsequently, a case where the rock mass evaluation method using the above formula (1) is applied to tunnel construction will be described as an example.
図４に示されるように、削孔検層システム１の仕様を決定する（ステップＳ１）。このステップＳ１では、油圧式パーカッションドリル２の打撃条件に関する仕様を決定する。このステップＳ１において、油圧ビットＢの削孔断面積（Ａ）に関するビット径や削孔ツールス３の質量などが決定される。従って、ステップＳ１では、ビット径から削孔断面積（Ａ）が決定される。
As shown in FIG. 4, the specifications of the
続いて、トンネルの切羽前方において試験探査を実施して、上記式（１）の限界破壊エネルギー係数（Ｓ０）と傾き係数（１／Ｅ０）を決定するための定数決定用データを取得する（ステップＳ２）。 Subsequently, test exploration is performed in front of the face of the tunnel, and constant determination data for determining the critical fracture energy coefficient (S 0 ) and the slope coefficient (1 / E 0 ) of the above equation (1) is acquired. (Step S2).
より詳細には、このステップＳ２では、油圧式パーカッションドリル２を操作して既存の調査ボーリングを実施した位置の近傍で岩盤Ｇを削孔し定数決定用データを取得する。定数決定用データとして、挿入深度と、深度打撃圧（Ｐ）と、打撃回数（Ｎ）と、削孔速度（Ｖ）とを、取得する。そして、打撃圧（Ｐ）を図５に示されるグラフＬ７を用いて打撃エネルギー（Ｅ）に変換する。例えば、打撃圧（Ｐ）がＰ１である場合には、打撃エネルギー（Ｅ）はＥ１に換算される。 More specifically, in this step S2, the rock perforation G is drilled in the vicinity of the position where the existing survey boring is carried out by operating the hydraulic percussion drill 2, and data for determining the constant is obtained. The insertion depth, depth impact pressure (P), number of impacts (N), and drilling speed (V) are acquired as constant determination data. Then, the impact pressure (P) is converted into impact energy (E) using a graph L7 shown in FIG. For example, when the impact pressure (P) is P1, the impact energy (E) is converted to E1.
続いて、打撃エネルギー（Ｅ）と、打撃回数（Ｎ）と、削孔断面積（Ａ）と削孔速度（Ｖ）とを上記式（２）に代入して、所定の挿入深度における破壊エネルギー係数（Ｓ）を算出する。また、シュミット式ハンマー試験等により所定の挿入深度における岩盤Ｇの岩盤強度（σＣ）である一軸圧縮強度を測定する。 Subsequently, the impact energy (E), the number of impacts (N), the drilling cross-sectional area (A), and the drilling speed (V) are substituted into the above formula (2), and the fracture energy at a predetermined insertion depth is obtained. A coefficient (S) is calculated. Moreover, the uniaxial compressive strength which is the rock mass strength ((sigma) C ) of the rock mass G in predetermined insertion depth is measured by Schmidt type | mold hammer test etc. FIG.
以上のステップＳ２により、所定の進入深度における破壊エネルギー係数（Ｓ）と、岩盤強度（σＣ）の組合せデータＤ（Ｓ，σＣ）が取得される。組合せデータＤ（Ｓ，σＣ）は、岩盤強度（σＣ）が異なる少なくとも２か所の組合せデータＤ１（Ｓ１，σＣ１）及びＤ２（Ｓ２，σＣ２）があればよい。なお、必要に応じて複数の組合せデータＤ１（Ｓ１，σＣ１）〜Ｄｎ（Ｓｎ，σＣｎ）（ｎは２以上の整数）を取得してもよい。その際には、削孔孔の位置を変えてデータを取得してもよいし、打撃圧（Ｐ）を変えてデータを取得してもよい。 Through the above step S2, the combination data D (S, σ C ) of the fracture energy coefficient (S) and the rock mass strength (σ C ) at a predetermined approach depth is acquired. The combination data D (S, σ C ) only needs to include combination data D1 (S 1 , σ C1 ) and D2 (S 2 , σ C2 ) of at least two places having different rock mass strengths (σ C ). Note that a plurality of combination data D1 (S 1 , σ C1 ) to Dn (S n , σ Cn ) (n is an integer of 2 or more) may be acquired as necessary. In that case, the data may be acquired by changing the position of the hole, or the data may be acquired by changing the impact pressure (P).
図４に示されるように、上記式（１）の定数を決定する（ステップＳ３）。まず、限界破壊エネルギー係数（Ｓ０）を決定する（ステップＳ３ａ）。図６（ａ）に示されるように、破壊エネルギー係数（Ｓ）をＸ軸とし、岩盤強度（σＣ）をＹ軸とした座標系に、破壊エネルギー係数（Ｓ）と、岩盤強度（σＣ）の組合せデータＤ（Ｓ，σＣ）を表示する。図６（ａ）には、異なる岩盤強度（σＣ１，σＣ２）を有する箇所において、３個の打撃条件を設定して取得した６個の組合せデータＤ１（Ｓ１，σＣ２）、Ｄ２（Ｓ３，σＣ１）、Ｄ３（Ｓ２，σＣ２）、Ｄ４（Ｓ４，σＣ１）、Ｄ５（Ｓ５，σＣ２）、Ｄ６（Ｓ６，σＣ１）が表示されている。続いて、組み合わせデータＤ１とＤ２から近似直線であるグラフＬ８を算出し、組み合わせデータＤ３とＤ４から近似直線であるグラフＬ９を算出し、組み合わせデータＤ５とＤ６から近似直線であるグラフＬ１０を算出し、それぞれのグラフＬ８〜Ｌ１０を表示する。続いて、グラフＬ８〜Ｌ１０がＸ軸と交差する点を算出することにより限界破壊エネルギー（Ｓ０）が決定される。限界破壊エネルギー係数（Ｓ０）は、例えば５０ＭＪ／ｍ３〜１００ＭＪ／ｍ３である。
As shown in FIG. 4, the constant of the above formula (1) is determined (step S3). First, a critical fracture energy coefficient (S 0 ) is determined (step S3a). As shown in FIG. 6 (a), fracture energy coefficient (S) and X-axis, rock strength (sigma C) to the coordinate system with the Y axis, and fracture energy coefficient (S), rock strength (sigma C ) Combination data D (S, σ C ) is displayed. FIG. 6A shows six pieces of combination data D1 (S 1 , σ C2 ), D2 () obtained by setting three striking conditions at locations having different rock mass strengths (σ C1 , σ C2 ). S 3, σ C1), D3 (S 2, σ C2), D4 (
続いて、傾き係数（１／Ｅ０）を決定する（ステップＳ３ｂ）。図６（ａ）のＸ軸の値を、打撃エネルギー（Ｅ１，Ｅ２，Ｅ３）と限界破壊エネルギー（Ｓ０）と破壊エネルギー係数（Ｓ）とを上記式（３）に代入することにより換算する。そうすると、６個の組合せデータＤ１〜Ｄ６が打撃エネルギー（Ｅ）により規格化される。そして、規格化された組合せデータＤ１ａ〜Ｄ６ａから近似直線であるグラフＬ１１を算出し表示する。このグラフＬ１１の傾きが、傾き係数（１／Ｅ０）である。 Subsequently, an inclination coefficient (1 / E 0 ) is determined (step S3b). Substituting the value of the X axis in FIG. 6A for the impact energy (E 1 , E 2 , E 3 ), the critical fracture energy (S 0 ), and the fracture energy coefficient (S) into the above formula (3). Convert by Then, the six combination data D1 to D6 are normalized by the impact energy (E). Then, a graph L11, which is an approximate line, is calculated from the normalized combination data D1a to D6a and displayed. The slope of this graph L11 is the slope coefficient (1 / E 0 ).
以上のステップＳ３により、上記式（１）の定数である限界破壊エネルギー係数（Ｓ０）と、傾き係数（１／Ｅ０）とが決定される。 By the above step S3, the critical fracture energy coefficient (S 0 ) and the slope coefficient (1 / E 0 ), which are constants of the above formula (1), are determined.
図４に示されるように、岩盤Ｇの評価をしたい位置の近傍を、油圧式パーカッションドリル２を用いて削孔し、岩盤Ｇの評価に必要な強度算出用データを取得する（ステップＳ４）。このステップＳ４では、強度算出用データとして、挿入深度と、打撃圧（Ｐ）と、打撃回数（Ｎ）と、削孔速度（Ｖ）とを、取得する。そして、打撃圧（Ｐ）を図５に示されるグラフＬ７を用いて打撃エネルギー（Ｅ）に変換する。続いて、打撃エネルギー（Ｅ）と打撃回数（Ｎ）と削孔断面積（Ａ）と削孔速度（Ｖ）とを上記式（２）に代入して、所定の挿入深度における破壊エネルギー係数（Ｓ）を算出する。 As shown in FIG. 4, the vicinity of the position where the rock mass G is to be evaluated is drilled using the hydraulic percussion drill 2, and strength calculation data necessary for the rock mass G evaluation is acquired (step S <b> 4). In step S4, the insertion depth, the striking pressure (P), the striking frequency (N), and the drilling speed (V) are acquired as the strength calculation data. Then, the impact pressure (P) is converted into impact energy (E) using a graph L7 shown in FIG. Subsequently, the impact energy (E), the number of impacts (N), the drilling cross-sectional area (A), and the drilling speed (V) are substituted into the above formula (2), and the fracture energy coefficient at a predetermined insertion depth ( S) is calculated.
続いて、上記式（１）を用いて破壊エネルギー係数（Ｓ）から岩盤強度（σＣ）を算出する（ステップＳ５）。上記式（１）において、定数である限界破壊エネルギー係数（Ｓ０）と傾き係数（１／Ｅ０）とは定数決定ステップＳ３で既に決定されている。そして、岩盤Ｇを評価する位置における打撃エネルギー（Ｅ）と破壊エネルギー係数（Ｓ）とは強度算出用データ取得ステップＳ４で既に取得されている。従って、これらの値を上記式（１）に代入することにより、岩盤強度（σＣ）が算出される。 Subsequently, the rock mass strength (σ C ) is calculated from the fracture energy coefficient (S) using the above formula (1) (step S5). In the above formula (1), the constant fracture energy coefficient (S 0 ) and the slope coefficient (1 / E 0 ), which are constants, have already been determined in the constant determination step S3. The striking energy (E) and the fracture energy coefficient (S) at the position where the rock mass G is evaluated have already been acquired in the strength calculation data acquisition step S4. Therefore, the rock mass strength (σ C ) is calculated by substituting these values into the above equation (1).
そして、岩盤強度（σＣ）を利用して岩盤Ｇの評価を実施する（ステップ６）。このステップＳ６では、岩盤強度（σＣ）を利用して、トンネル工事に適用される支保パターンを決定する。例えば、トンネル工事における支保パターンの決定には、岩盤強度（σＣ）と岩盤Ｇの風化による変化と、岩盤Ｇの割目間隔と、割目の状態と、割目が走る傾斜角度とが総合的に評価される。 Then, the rock mass G is evaluated using the rock mass strength (σ C ) (step 6). In this step S6, the support pattern applied to the tunnel construction is determined using the rock mass strength (σ C ). For example, to determine the support pattern in tunnel construction, the rock mass strength (σ C ), changes due to weathering of the rock mass G, the interval between the rock mass G splits, the condition of the splits, and the inclination angle at which the split runs are comprehensive. Evaluated.
この評価において、岩盤強度（σＣ）は、その数値に対応した６個の評価区分に分類される。 In this evaluation, the rock mass strength (σ C ) is classified into six evaluation categories corresponding to the numerical values.
例えば、岩盤強度（σＣ）が１００Ｎ／ｍｍ２である場合には、岩片を地面に置きハンマーで強打しても割れにくいものとして第１評価区分に分類される。また、岩盤強度（σＣ）が５０Ｎ／ｍｍ２〜１００Ｎ／ｍｍ２である場合には、岩片を地面に置きハンマーで強打すれば割れるものとして第２評価区分に分類される。また、岩盤強度（σＣ）が２５Ｎ／ｍｍ２〜５０Ｎ／ｍｍ２である場合には、岩片を手に持ってハンマーで叩いて割ることができるものとして第３評価区分に分類される。 For example, when the rock mass strength (σ C ) is 100 N / mm 2, it is classified into the first evaluation category as being hard to break even if a rock piece is placed on the ground and struck with a hammer. In addition, when rock strength (sigma C) is 50N / mm 2 ~100N / mm 2 are classified into the second evaluation category as crack if bang a hammer placed on the ground rock fragments. Further, if the rock strength (sigma C) is 25N / mm 2 ~50N / mm 2 are classified to the third evaluation category as being capable of dividing by striking with a hammer in his hand the rock fragments.
さらに、岩盤強度（σＣ）が１０Ｎ／ｍｍ２〜２５Ｎ／ｍｍ２である場合には、岩片同士を叩き合わせて割ることができるものとして第４評価区分に分類される。また、岩盤強度（σＣ）が３Ｎ／ｍｍ２〜１０Ｎ／ｍｍ２である場合には、両手で岩片を部分的に割ることができるものとして第５評価区分に分類される。また、岩盤強度（σＣ）が３Ｎ／ｍｍ２以下である場合には、力を込めれば小さな岩片を指先で潰すことができるものとして第５評価区分に分類される。 Further, if the rock strength (sigma C) is 10N / mm 2 ~25N / mm 2 are classified to the fourth evaluation category as being capable of dividing the combined beating together lithic fragments. Further, rock strength (sigma C) is in the case of 3N / mm 2 ~10N / mm 2 may be classified into the fifth evaluation category as being able to divide the rock fragments partially with both hands. Further, when the rock mass strength (σ C ) is 3 N / mm 2 or less, it is classified into the fifth evaluation category as a small rock fragment can be crushed with a fingertip if force is applied.
本発明に係る岩盤の評価方法では、岩盤強度（σＣ）と破壊エネルギー係数（Ｓ）との関係が上記式（１）で示されている。上記式（１）の定数である限界破壊エネルギー係数（Ｓ０）と傾き係数（１／Ｅ０）は、定数決定用データ取得ステップＳ２と定数決定ステップＳ３により決定される。そして、打撃エネルギー（Ｅ）と破壊エネルギー係数（Ｓ）は強度算出用データ取得ステップＳ４により取得され、強度算出ステップＳ５において上記式（１）へ代入することにより、岩盤強度（σＣ）が代数的なデータ処理で得られる。 In the rock mass evaluation method according to the present invention, the relationship between the rock mass strength (σ C ) and the fracture energy coefficient (S) is represented by the above formula (1). The critical fracture energy coefficient (S 0 ) and the slope coefficient (1 / E 0 ), which are constants of the above formula (1), are determined by the constant determination data acquisition step S2 and the constant determination step S3. The striking energy (E) and the fracture energy coefficient (S) are acquired in the strength calculation data acquisition step S4, and are substituted into the above formula (1) in the strength calculation step S5, whereby the rock mass strength (σ C ) is algebraic. Obtained by typical data processing.
ここで、上記式（１）の限界破壊エネルギー係数（Ｓ０）は、定数決定用破壊エネルギー係数（Ｓ）と定数決定用岩盤強度（σＣ）とにより決定され、略一定の値を取り得る。さらに、傾き係数（１／Ｅ０）は、油圧式パーカッションドリル２の打撃仕様に基づく定数決定用打撃エネルギー（Ｅ）と、定数決定用破壊エネルギー係数（Ｓ）と、限界破壊エネルギー係数（Ｓ０）とにより決定される。従って、これら限界破壊エネルギー係数（Ｓ０）と傾き係数（１／Ｅ０）の決定には信頼性を高めるために多量のデータを必要としないので、岩盤Ｇの評価に利用するデータ数の低減することができる。 Here, the critical fracture energy coefficient (S 0 ) of the above formula (1) is determined by the constant determining fracture energy coefficient (S) and the constant determining rock strength (σ C ), and can take a substantially constant value. . Further, the inclination coefficient (1 / E 0 ) is determined by the constant determination impact energy (E) based on the impact specification of the hydraulic percussion drill 2, the constant determination fracture energy coefficient (S), and the critical fracture energy coefficient (S 0). ). Therefore, since a large amount of data is not required to increase the reliability in determining the critical fracture energy coefficient (S 0 ) and the slope coefficient (1 / E 0 ), the number of data used for evaluating the rock mass G is reduced. can do.
ところで、従来の岩盤の評価方法では、ある削孔検層での破壊エネルギー係数（Ｓ）と同位置の一軸圧縮強さ（σＣ）を測定し、両者の相関関係を統計処理によって求めるという処理が行われることがある。この場合には、統計処理によって求められる相関関係の信頼性が処理するデータ数（母集団）の大きさによって変化するため、一般的評価方法が確立されているとは言い難い。 By the way, in the conventional rock mass evaluation method, the fracture energy coefficient (S) and the uniaxial compressive strength (σ C ) at the same position in a borehole log are measured, and the correlation between the two is obtained by statistical processing. May be performed. In this case, it is difficult to say that a general evaluation method has been established because the reliability of the correlation obtained by statistical processing changes depending on the size of the number of data to be processed (population).
一方、本発明に係る岩盤の評価方法に用いられる限界破壊エネルギー係数（Ｓ０）は、一定の質量を有する岩盤Ｇを単位体積分だけ削孔する際に必要となる最小限のエネルギーであると言え、かつ、岩盤Ｇの単位体積重量は地質によらず大きく変わらないことから、限界破壊エネルギー係数（Ｓ０）は、どの現場においても一定の値を示すといえる。 On the other hand, the critical fracture energy coefficient (S 0 ) used in the rock mass evaluation method according to the present invention is the minimum energy required when drilling a rock mass G having a constant mass by a unit volume. In addition, since the unit volume weight of the rock mass G does not change greatly regardless of the geology, it can be said that the critical fracture energy coefficient (S 0 ) shows a constant value at any site.
さらに、本発明に係る岩盤の評価方法に用いられる傾き係数（１／Ｅ０）は、打撃エネルギー（Ｅ）及び破壊エネルギー係数（Ｓ）の関数Ｅ（Ｓ−Ｓ０）と、岩盤強度（σＣ）の関係から得られるために、油圧式パーカッションドリル２の打撃機構の仕様によって決定されると考えられる。従って、油圧式パーカッションドリル２の種類や油圧ビットＢのロッド等の仕様が変わらなければ一定値を示すといえる。 Furthermore, the slope coefficient (1 / E 0 ) used in the rock mass evaluation method according to the present invention is the function E (S−S 0 ) of the impact energy (E) and the fracture energy coefficient (S), and the rock mass strength (σ It can be considered that it is determined by the specifications of the striking mechanism of the hydraulic percussion drill 2 because it is obtained from the relationship C ). Therefore, it can be said that a constant value is shown if the specifications of the type of the hydraulic percussion drill 2 and the specifications of the hydraulic bit B rod and the like do not change.
従って、本発明に係る岩盤の評価方法は、上記式（１）を有することにより一般的評価手法が確立できている。 Therefore, the evaluation method of the rock according to the present invention has established a general evaluation method by having the above formula (1).
また、従来の岩盤の評価方法では、情報化設計施工に必要な岩盤Ｇの力学的物性値を求められないという問題点があった。 In addition, the conventional method for evaluating rock mass has a problem that the mechanical properties of the rock mass G necessary for information design and construction cannot be obtained.
一方、本発明に係る岩盤の評価方法は、上記式（１）を利用しているので、岩盤強度（σＣ）を求めることができる。従って、情報化設計施工に必要な岩盤Ｇの力学的物性値である岩盤強度（σＣ）を直接的に得ることができる。 On the other hand, since the rock mass evaluation method according to the present invention utilizes the above formula (1), the rock mass strength (σ C ) can be obtained. Therefore, the rock mass strength (σ C ), which is the mechanical property value of the rock mass G necessary for the information design and construction, can be obtained directly.
また、本発明に係る岩盤の評価方法によれば、岩盤強度（σＣ）である一軸圧縮強度が得られるため、トンネル工事であれば、切羽前方（これから掘削する方向）の地質状態の良し悪しの定性的評価のみならず、切羽前方の設計支保パターンの妥当性評価、妥当でない場合の適切な支保パターンへの変更など、情報化設計施工における定量的な検討を行うことができる。 Moreover, according to the rock mass evaluation method according to the present invention, since the uniaxial compressive strength which is the rock mass strength (σ C ) is obtained, in the case of tunnel construction, the geological condition in front of the face (the direction of excavation from now on) is good or bad. In addition to the qualitative evaluation, it is possible to conduct quantitative examinations in information design and construction, such as the validity evaluation of the design support pattern in front of the face and the change to an appropriate support pattern when it is not appropriate.
トンネル工事、例えばＮＡＴＭによるトンネル工事では、掘削した岩盤の強度、岩盤の割れ目、岩盤の風化変質の状況等により切羽を評価して支保パターンを決定する。支保パターンとはトンネルを掘削した後に掘削した断面を確保し、地山の崩壊や変形を防ぐために、鋼製支保工の要否や種類・吹付コンクリートの厚さ等の組合せを予め複数定めたものである。 In tunnel construction, for example, tunnel construction by NATM, the supporting pattern is determined by evaluating the face according to the strength of the excavated rock mass, the fracture of the rock mass, the condition of weathering alteration of the rock mass, and the like. The support pattern is a set of pre-determined combinations of necessity and type of steel support work, thickness of shotcrete, etc., in order to secure the cross section excavated after excavating the tunnel and prevent collapse and deformation of the natural ground. is there.
＜実施例＞
本実施例では、上記式（１）の妥当性を検証した。実施例で検証対象としたサイトは本坑（ＮＡＴＭ）に避難坑（ＴＢＭ工法）が付随するトンネルであり、ここではＡトンネルとする。掘削対象地質は花崗岩類で、破砕帯や断層が複数存在する。Ａトンネルでは延長約３．６ｋｍのうち、ほぼ全線のＴＢＭ機械データが蓄積されており（図７参照）、岩盤強度（σＣ）に準ずる物性値を求めることができる。
<Example>
In this example, the validity of the above formula (1) was verified. The site to be verified in the embodiment is a tunnel in which an evacuation mine (TBM method) is attached to a main mine (NATM), and is assumed to be an A tunnel here. The geology to be excavated is granite, and there are several crush zones and faults. In the tunnel A, TBM machine data of almost all lines of the extension of about 3.6 km is accumulated (see FIG. 7), and the physical property value equivalent to the rock mass strength (σ C ) can be obtained.
従来、ＴＢＭの掘削抵抗を示す貫入量（Ｐｅ）と推力（Ｆ）からＦｉｅｌｄ Ｐｅｎｅｔｒａｔｉｏｎ Ｉｎｄｅｘ（ＦＰＩ）という指標値を算出し、切羽周辺の岩盤Ｇの力学的特性を評価する方法が提案されている。しかし、ＦＰＩを用いた評価は、岩盤Ｇの性状やＴＢＭの寸法や機種に影響されるため、ＦＰＩを様々な現場に共通する指標値として用いることは困難である。 Conventionally, a method has been proposed in which an index value called Field Penetration Index (FPI) is calculated from the penetration amount (Pe) indicating the excavation resistance of the TBM and the thrust (F), and the mechanical characteristics of the rock G around the face are evaluated. . However, since the evaluation using FPI is affected by the properties of the rock mass G, the dimensions of the TBM, and the model, it is difficult to use the FPI as an index value common to various sites.
そこで、Ａトンネルで取得されたシュミット式ハンマー試験のハンマー反発度から推定される岩盤強度（σｃ）とＦＰＩが一致するように下記式（４）における定数（ＣＦ）を決定し、力学的特性の定量的な評価が可能な物性値としてＲｏｃｋ Ｓｔｒｅｎｇｔｈ Ｉｎｄｅｘ（ＲＳＩ）を求めた。ＲＳＩは岩盤強度（σＣ）に相当する値であり、単位がＭＰａである。
岩盤強度（σＣ）に相当する実測値（ＲＳＩ）と、図７に示されている削孔検層の削孔データから得られる値（Ｅ（Ｓ−Ｓ０））との相関関係を検証した。なお、限界破壊エネルギー係数（Ｓ０）は図７に示されたデータの解析結果から１００ＭＪ／ｍ３とした。 Verification of correlation between measured value (RSI) corresponding to rock mass strength (σ C ) and value (E (S−S 0 )) obtained from drilling data of drilling logging shown in FIG. did. The critical fracture energy coefficient (S 0 ) was set to 100 MJ / m 3 based on the analysis result of the data shown in FIG.
図８に示されるように、実測値Ｄｍにはばらつきが見られるものの、Ｅ（Ｓ−Ｓ０）とＲＳＩの間に正の相関関係（決定係数０．９０１）があることがわかった。これは図３に示されたシミュレーション結果の傾向とよく一致しているため、限界破壊エネルギー係数（Ｓ０）と傾き係数（１／Ｅ０）とを定数とする上記式（１）は妥当であることが確認された。従って、上記式（１）は実際の現場でも成立する可能性があり、各現場において傾き係数（１／Ｅ０）及び限界破壊エネルギー係数（Ｓ０）を適切に定めることによって岩盤強度（σＣ）を定量的に推定できる可能性があることがわかった。 As shown in FIG. 8, it was found that there is a positive correlation (determination coefficient 0.901) between E (S−S 0 ) and RSI, although the actual measurement value Dm varies. Since this agrees well with the trend of the simulation results shown in FIG. 3, the above equation (1) with the critical fracture energy coefficient (S 0 ) and the slope coefficient (1 / E 0 ) as constants is reasonable. It was confirmed that there was. Therefore, there is a possibility that the above formula (1) may be established even in an actual site, and the rock mass strength (σ C ) is determined by appropriately determining the slope coefficient (1 / E 0 ) and the critical fracture energy coefficient (S 0 ) at each site. ) Could be estimated quantitatively.
本実施例では、油圧式パーカッションドリル削孔時のデータを用いて算出した岩盤強度（σｃ）を用いて得られた支保パターンを採用して支保を行った。その結果、地山の崩壊・変形を防止できた。 In this example, support was performed by using a support pattern obtained using the rock mass strength (σc) calculated using the data obtained when drilling the hydraulic percussion drill. As a result, the collapse and deformation of the natural ground were prevented.
＜変形例＞
本発明は、前述した実施形態に限定されるものではない。例えば、本発明に係る岩盤の評価方法は、トンネル工事以外の土木工事に適用されてもよい。例えば、露天の状態で溝等を掘削する明かり掘削工事に適用してもよい。本発明に係る岩盤の評価方法を明かり掘削工事に適用した場合には、これから掘削する箇所に対する掘削工法の妥当性、たとえば、発破工法の場合は適切な火薬量かどうか、機械工法の場合は能力が適切かどうかを定量的に評価し判断することができる。
<Modification>
The present invention is not limited to the embodiment described above. For example, the rock evaluation method according to the present invention may be applied to civil works other than tunnel construction. For example, you may apply to the light excavation construction which excavates a groove | channel etc. in the state of an open-air. When the method for evaluating rock mass according to the present invention is applied to light excavation work, the appropriateness of the excavation method for the site to be excavated from now on, for example, whether it is an appropriate explosive amount in the case of the blasting method, capability in the case of the mechanical method It is possible to evaluate and judge quantitatively whether or not is appropriate.
また、本発明の岩盤の評価方法は、強度算出ステップＳ５において得られた岩盤強度（σＣ）と、実際に測定した岩盤強度（σＣ）とを比較することにより、上記式（１）の限界破壊エネルギー係数（Ｓ０）と傾き係数（１／Ｅ０）とを修正するステップを有していてもよい。 Moreover, the evaluation method of the rock mass of the present invention compares the rock mass strength (σ C ) obtained in the strength calculation step S5 with the actually measured rock mass strength (σ C ). coefficient slope and limit fracture energy coefficient (S 0) (1 / E 0) and may have a step of modifying.
また、定数決定用データ取得ステップＳ２では、岩盤Ｇの一軸圧縮強度を得る方法として、ボーリングにより採取したコアサンプルを用いて一軸圧縮試験を実施して取得してもよい。 In the constant determination data acquisition step S2, as a method for obtaining the uniaxial compressive strength of the rock G, a uniaxial compression test may be performed using a core sample collected by boring.
１…削孔検層システム、２…油圧式パーカッションドリル、３…削孔ツールス、４…センサ、５…収録装置、６…情報処理装置、Ｂ…油圧ビット、Ｇ…岩盤、Ａ…削孔断面積、Ｖ…削孔速度、Ｓ…破壊エネルギー係数、Ｓ０…限界破壊エネルギー係数、Ｅ…打撃エネルギー、Ｅｍ…初期運動エネルギー、１／Ｅ０…傾き係数、σＣ…岩盤強度、Ｓ２…定数決定用データ取得ステップ、Ｓ３…定数決定ステップ、Ｓ４…強度算出用データ取得ステップ、Ｓ５…強度算出ステップ。
DESCRIPTION OF
Claims (1)
により算出される岩盤強度（σＣ）により前記岩盤を評価するものであり、
Ｅは前記油圧ビットの一打撃あたりの打撃エネルギー、
１／Ｅ０は傾き係数、
Ｓは前記油圧ビットが単位体積当たりの前記岩盤を破壊するために要するエネルギーである破壊エネルギー係数、
Ｓ０は限界破壊エネルギー係数であり、
この条件下において、
前記油圧式パーカッションドリルを用いて前記岩盤を削孔して、定数決定用打撃エネルギー（Ｅ）と定数決定用打撃回数（Ｎ）とを取得した後に、前記定数決定用打撃エネルギー（Ｅ）と前記定数決定用打撃回数（Ｎ）と前記削孔速度（Ｖ）と前記削孔断面積（Ａ）とを利用して定数決定用破壊エネルギー係数（Ｓ）を取得すると共に、前記定数決定用破壊エネルギー係数（Ｓ）を取得した位置における定数決定用岩盤強度（σＣ）を取得する定数決定用データ取得ステップと、
前記定数決定用破壊エネルギー係数（Ｓ）と前記定数決定用岩盤強度（σＣ）とを利用して上記式（１）の限界破壊エネルギー係数（Ｓ０）を決定した後に、前記定数決定用打撃エネルギー（Ｅ）と前記定数決定用破壊エネルギー係数（Ｓ）と前記限界破壊エネルギー係数（Ｓ０）と前記定数決定用岩盤強度（σＣ）とを利用して上記式（１）の傾き定数（１／Ｅ０）を決定する定数決定ステップと、
前記油圧式パーカッションドリルを用いて前記岩盤を削孔して、強度算出用打撃エネルギー（Ｅ）と強度算出用打撃回数（Ｎ）とを取得した後に、前記強度算出用打撃エネルギー（Ｅ）と前記強度算出用打撃回数（Ｎ）と前記削孔速度（Ｖ）と前記削孔断面積（Ａ）とを利用して強度算出用破壊エネルギー係数（Ｓ）を取得する強度算出用データ取得ステップと、
前記定数決定ステップで決定した前記限界破壊エネルギー係数（Ｓ０）と前記傾き定数（１／Ｅ０）と、前記強度算出用データ取得ステップで取得した前記強度算出用打撃エネルギー（Ｅ）と前記強度算出用破壊エネルギー係数（Ｓ）とを上記式（１）に代入して、岩盤強度（σＣ）を算出する強度算出ステップと、を有することを特徴とする岩盤の評価方法。
In the rock mass evaluation method for evaluating the rock mass using a hydraulic percussion drill for excavating a hydraulic bit having a predetermined bore area (A) in the rock mass at a predetermined drilling speed (V),
The rock mass is evaluated by the rock mass strength (σ C ) calculated by
E is the impact energy per stroke of the hydraulic bit,
1 / E 0 is the slope coefficient,
S is a fracture energy coefficient which is energy required for the hydraulic bit to break the rock mass per unit volume,
S 0 is the critical fracture energy coefficient,
Under this condition,
After drilling the rock using the hydraulic percussion drill to obtain the constant determining impact energy (E) and the constant determining impact number (N), the constant determining impact energy (E) and the The constant determining fracture energy coefficient (S) is obtained using the constant determining impact frequency (N), the drilling speed (V), and the drilling cross-sectional area (A), and the constant determining fracture energy. A constant determination data acquisition step for acquiring the constant determination rock strength (σ C ) at the position where the coefficient (S) has been acquired;
After determining the critical fracture energy coefficient (S 0 ) of the above formula (1) using the constant determining fracture energy coefficient (S) and the constant determining rock mass strength (σ C ), the constant determining blow Using the energy (E), the constant determining fracture energy coefficient (S), the critical fracture energy coefficient (S 0 ), and the constant determining rock mass strength (σ C ), the slope constant ( A constant determining step for determining 1 / E 0 );
After drilling the rock using the hydraulic percussion drill to obtain the striking energy for strength calculation (E) and the number of striking strength calculations (N), the striking energy for strength calculation (E) and the Strength calculation data acquisition step for acquiring a strength calculation fracture energy coefficient (S) using the strength calculation impact number (N), the drilling speed (V), and the drilling cross-sectional area (A);
The critical fracture energy coefficient (S 0 ) determined in the constant determination step, the slope constant (1 / E 0 ), the strength calculation impact energy (E) acquired in the strength calculation data acquisition step, and the strength A rock mass evaluation method comprising: calculating a rock mass strength (σ C ) by substituting the fracture energy coefficient for calculation (S) into the above formula (1).
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