預裂爆破技術論文匯總十篇

序論：好文章的創作是一個不斷探索和完善的過程，我們為您推薦十篇預裂爆破技術論文范例，希望它們能助您一臂之力，提升您的閱讀品質，帶來更深刻的閱讀感受。

篇（1）

Abstract: through the engineering practice in high side slope excavation of pre split blasting Wangkuai reservoir, from construction technology, the blasting parameters, blasting effect aspects of the pre-splitting blasting technology to ensure the stability of slope, the excavation of high slope in as far as possible to reduce the damage of blasting vibration on the slope of the role, to ensure the smooth and slope stability keep the slope.

Keywords: presplitting blasting; high slope；blasting vibration; stability;

中圖分類號：TB41文獻標識碼：A 文章編號：2095-2104（2013）

1 引言

露天深孔爆破由于施工進度快，一次爆破工程量大，施工成本低而在石方開挖工程中得到了廣泛應用，近年來隨著水利水電建設步伐的加快，露天深孔爆破在石方開挖中的應用也越來越廣，但如何保證開挖邊坡的穩定、如何減少露天深孔爆破對邊坡穩定的危害，是爆破施工必須要面對的課題。本文根據爆破施工的理論和實踐經驗，結合邊坡穩定，論證了預裂爆破技術在高邊坡開挖中的作用。

2 工程概況

王快水庫溢洪道石方擴挖96.2萬m3，最大開挖深度75m ,每10m預留1.5m寬馬道，爆破施工工期18個月，工程量大，施工強度高。但溢洪道邊坡下游段表層為全風化花崗片麻巖外，下部呈弱風化，巖石節理、裂隙、斷層及軟弱結構面發育，巖層和斷層的走向對邊坡穩定極為不利。

3 高邊坡預裂爆破設計與施工

3.1 預裂爆破概述

炸藥在炮孔內爆炸時，產生強大的沖擊波和高壓氣體并猛烈沖擊炮孔四周的巖體，使得周圍的巖體破碎或開裂，為了使爆破開挖的邊界盡量與設計的輪廓線相符合，不出現超挖和欠挖現象，同時也使開挖邊界上的巖體能盡量保持完整無損，保持其強度和穩定性，降低爆破震動的危害范圍和破壞程度，在爆破施工中，常采用預裂爆破的方法保護邊坡，有的還在主炮孔和預裂孔之間布設緩沖孔。

所謂預裂爆破就是沿開挖邊線布置密集炮孔，采取不耦合裝藥或裝填低威力炸藥，在主爆區爆破之前，預先沿著設計輪廓線爆破出一條具有一定寬度的裂縫，以減弱主爆破對保留巖體的破壞并形成平整輪廓面的爆破作業。進行預裂爆破時，為使巖體開裂而又不致使巖壁遭受破壞，希望爆炸沖擊波作用于孔壁上的徑向壓力要低于巖體的極限抗壓強度，而由此派生的切向拉應力則要超過巖體的抗拉強度，而巖石的抗拉強度比抗壓強度要低得多，這就為實施預裂爆破提供了有利條件。實踐表明，預裂爆破具有明顯的降震作用，是減小露天深孔爆破對邊坡穩定性影響的最有效措施之一。

3.2 預裂爆破參數設計

3.2.1鉆孔孔徑

預裂爆破的鉆孔直徑與臺階高度有關，一般3~5m的臺階，可選擇40~50mm的孔徑；6~15m的臺階，可選擇70~100mm的孔徑；15~30m的臺階，可選擇100~150mm的孔徑；超過30m的臺階，可根據具體鉆孔設備采用大孔徑預裂孔。鉆孔直徑與臺階高度基本成正比關系，即臺階越高，孔徑越大，但過大的孔徑是不經濟的。通過大量的工程實踐總結和分析，有如下經驗公式：D=30+4H

式中：D為鉆孔直徑（mm）；H為臺階高度（m）。

施工中所選鉆孔直徑與計算值越接近，經濟性越佳，技術性越合理。本工程根據上式、臺階高度及現有設備選用的孔徑為90mm。

3.2.2 鉆孔間距

鉆孔間距與鉆孔直徑的比值稱為孔徑比E，E值是一個重要的技術經濟指標，它的大小決定了鉆孔數量和預裂爆破的質量。從施工經濟指標出發，E值取大一些好，E值越大鉆孔數越少；從技術質量指標出發，E值小一些好。E值取的大一些，鉆孔雖然少了，但邊坡坡面質量和平整度降低了。爆破理論證明，分散裝藥遠比集中裝藥爆破對邊坡的破壞小，E值小時，炮孔數多，藥量相對分散，預裂爆破形成的坡面質量和平整度好。一般E值在8~12之間選取，巖石堅硬，完整性好，E值可取大一些；巖石風化，節理裂隙發育，E值應取小一些。本工程E值取10，即鉆孔間距a為90cm。

3.2.3 鉆孔深度

炮孔深度根據臺階高度及設計坡比加超深確定，本工程臺階高度H為10m，設計坡比為1:0.3，超深取0.3m。則孔深為：

L=（H+h）/sina=（10+0.3）/sin74°=10.75m

式中：L為孔深，H為臺階高度，h為超深。

3.2.4 預裂孔與緩沖孔排距

為獲得良好的開挖邊坡，在緊鄰預裂孔外側布置一排緩沖孔，采用不耦合裝藥結構，爆破時在主爆孔后隔一定時間間隔起爆，以減輕爆破時對預留邊坡的沖擊作用，達到保護邊坡的目的。預裂孔與緩沖孔之間的距離一般為正常炮孔的一半，主要是控制空地距離不得大于1.5~2.5m，本工程取排距為1.8m。

3.2.5 炸藥

炸藥采用2#巖石硝銨炸藥，若孔內有積水，則采用乳化炸藥，藥卷直徑32mm。

3.2.6 不耦合系數

經工程實踐證明，不耦合系數η=D/D0（D為炮孔直徑；D0為藥卷直徑）在滿足η=2~5時，才能形成質量良好的預裂縫。當D＞100mm時，η取3~5；當D＜100mm時，η取2~3。本工程采用藥卷直徑為32mm，不耦合系數η=90/32=2.8。

3.2.7 裝藥結構與線裝藥密度

預裂爆破既要保證預裂縫的貫通，又要保護炮孔孔壁不受破壞，盡可能提高半孔率，達到坡面平整，邊坡穩定要求。在裝藥結構上盡可能使藥卷和炸藥能量得到均勻分布。采用不耦合裝藥結構。按照設計的藥卷直徑、數量和間隔距離連同單根導爆索一起綁扎在竹片上，構成藥串，然后將加工好的炸藥串送入炮孔內，使竹片貼在保留邊坡側。

預裂孔的線裝藥密度一般為0.1~1.5kg/m，由于孔底巖石夾制作用，為確保裂縫貫通到孔底，在孔底1~2m范圍內增加2~3倍藥量。本工程采用武漢水利水電學院經驗公式計算。

q線=0.127*[σ壓]0.5*[a]0.84*[D/2]0.24

式中：q線為線裝藥密度（kg/m）；σ壓為巖石的極限抗壓強度(MPa),根據地質資料70 MPa；a為炮孔間距（m）；D為炮孔直徑(m)。經計算本工程線裝藥密度q線為0.46kg/m。

3.2.8 堵塞

孔口堵塞時，先用炸藥的包裝袋或草把團成一團送入炮孔，并于炸藥最上端接觸，然后用略微潮濕的粘土分段夯實堵塞。堵塞長度為1.5m。

3.2.9 起爆網絡

起爆網絡采用導爆索起爆網絡，用1根主導爆索將各預裂孔的導爆索串聯起來，然后在主導爆索上綁扎2發非電毫秒導爆雷管實現微差間隔起爆。邊坡預裂孔應先于其它炮孔75ms以上起爆，以便首先形成連續貫通的預裂縫，以阻隔后續爆破時對保留邊坡的擾動破壞。

當預裂爆破規模較大時，為減輕預裂爆破過程中對保留巖體的影響，可分段進行微差爆破，每段之間連接2發2段非電毫秒導爆雷管起爆。

3.3 爆破效果

石渣清理后，經過現場察看，邊坡超欠挖基本控制在15cm之內，平整度符合規范要求，坡面巖石無擾動現象，預裂炮孔半孔率在80%以上。說明以上爆破參數是比較合適的，保證了邊坡的穩定。

4 預裂爆破施工中應注意事項

（1）鉆孔時應經常檢查鉆孔的傾角和方位角，鉆孔偏斜誤差應控制在1°之內，確保預裂孔在同一個平面上。

（2）為了克服炮孔底部巖石的夾制作用，炮孔底部應適當增加裝藥量，當孔深為3~5m時，線裝藥密度增大為2~3倍；孔深超過10m時，線裝藥密度增大為3~5倍；底部增加藥量的范圍為孔底起約0.5~1.5m。

（3）預裂孔在同一平面時，宜采用導爆索連接并同時起爆。

（4）預裂爆破分段起爆長度不宜小于10m，這是因為長度過短，會使預裂線兩端所受夾制作用過大，影響預裂爆破效果。

（5）預裂炮孔和主炮孔之間應布置一排緩沖孔，以減少預裂線附近大塊石集中現象，保證爆破效果。

5預裂爆破的特點

（1）預裂邊坡平整，穩定性好，利于施工期及水庫運行后永久邊坡安全。

（2）開挖時不用預留保護層，預裂縫之外都可以采用深孔爆破，簡化了施工程序，加快了施工進度。

（3）所形成的預裂縫能有效削減爆破應力波對永久邊坡的危害。

（4）減少了邊坡整修工程量和超欠挖現象，節省了混凝土的回填工作量。

（5）減少了巖基固結灌漿處理工程量。

6結語

邊坡的穩定性既受地質地形條件、氣候條件的影響，又受爆破方法、爆破技術的制約，所以，在爆破施工中如何保護邊坡穩定是一個較為關鍵的問題。本工程采用預裂爆破技術取得了較好的效果，可以說預裂爆破技術是解決高邊坡開挖穩定問題的有力措施之一。

參考文獻：

[1]李彬峰.預裂爆破技術在大連港礦石專用碼頭中的應用.北京.第三屆北京工程爆破學術會議論文集.2003.

[2]劉衛東，于亞倫，王德勝等.高臺階靠幫預裂減震爆破的實驗研究.工程爆破，1997，1：18~23.

[3]周志剛.預裂爆破在實際施工中的幾大問題分析.四川水力發電.2003（9）：77~78.

篇（2）

隨著人類社會的發展，地下工程將越來越多地應用在國民經濟基本建設各個領域，在水利水電、公路、鐵路、油庫等工程建設中，越來越多地采用了地下洞室。對于地下洞室群在開挖爆破施工中的安全、相鄰洞室及交叉洞室的施工、廠房巖壁吊車梁基礎的爆破施工工藝、以及如何實現快速光爆等，本人在幾十年的地下工程施工中，積累和探索了一定的經驗，在此與同行分享和探討。

一、水利工程地下主要洞室開挖方法概述

（1）主廠房。Ⅰ～Ⅶ層邊墻預裂、中部梯段爆破拉槽開挖、邊墻保護層開挖、支護跟進。巖錨梁部位精確測量造孔、密孔、小藥量開挖，開挖前錨桿上、下鎖口。Ⅷ～Ⅹ層通過與尾水支洞間豎井溜渣槽（井）開挖，支護跟進。配置多臂鑿巖臺車，潛孔鉆等設備，總用時30個月。

（2）主變室。從上、下二層開挖，底板預留保護層；邊墻預裂、中部梯段爆破拉槽開挖、邊墻保護層開挖、支護跟進。

（3）尾調室。上層連通洞以上部位反導井掘進至穹頂，然后由上而下擴挖至連通洞底板高程；再向下通過反井鉆機形成與底部貫通的1.4 m導井，擴挖導井至6m的溜渣井，再通過手風鉆造孔、小型反鏟扒渣自上而下擴挖形成，平均月擴挖僅5m[1]。

（4）尾閘室。通過施工支洞分二層完成巖錨梁及其以上部位開挖后，以反井鉆機形成與底部尾水支洞貫通的溜渣導井（1.4 m），再通過手風鉆造孔、人工扒渣自上而下擴挖形成。

（5）壓力管道豎井。以反井鉆進形成貫通上、下平段的溜渣導井（1.4 m），再通過手風鉆造孔，人工扒渣自上而下擴挖形成，每日平均擴挖1-1.5 m。

（6）尾水支洞、尾水隧洞。分3層開挖，邊墻預裂，左、右半幅相繼梯段爆破開挖，邊墻保護層開挖，支護跟進，平均月進百米。

（7）導流洞。通過多工作面分 3 層開挖，邊墻預裂，左、右半幅相繼梯段爆破開挖，邊墻保護層開挖，支護跟進。 配置多臂鑿巖臺車，潛孔鉆等設備。 平均月進百米。

（8）抗力體置換洞。分2層開挖，采用光面爆破，手風鉆造孔，小型反鏟、裝載機、運輸車出渣，豎井溜渣后再通過大型設備裝運渣月。進度 40～60m。

（9）泄洪洞有壓段、無壓段。分3層開挖，邊墻預裂，左、右半幅相繼梯段爆破開挖，邊墻與底板保護層開挖，支護跟進[2]。 配置多臂鑿巖臺車，潛孔鉆等大型設備，平均月進百米。

（10）泄洪洞工作閘室。通過施工支洞分 2 層完成交通洞底板以上開挖，通過正、反井作業形成與泄洪洞溝通的溜渣豎井，以潛孔鉆、反鏟進行自上而下的擴挖、扒渣、支護。早期爆破時對設備予以覆蓋保護，后期通過渣堆使設備移向泄洪洞躲炮，安全效果優異。

（11）泄洪洞龍抬頭段。通過正、反井作業形成約 70＃5m）的溜渣斜井，以潛孔鉆、反鏟自上而下分層擴挖形成。

二、水利工程地下洞室爆破施工過程分析

（1）施工準備

施工準備工作包括場地平整、測量放樣，以及其它常規準備工作。由于預裂面一般就是最終的邊界開挖面，因此，預裂縫的位置必須準確，當采用垂直的預裂孔時，放樣工作沒有什么困難，只要按設計的孔位精確的測量就可以了。對于傾斜的孔，特別是預裂面呈某種曲折面的斜孔，放樣工作就要復雜得多，這是因為斜孔的孔口與孔底并不在同一個坐標位置上，而是隨該孔的傾斜度以及地面的起伏而變化。此時，采用整體樣架放樣就要方便得多。

（2）鉆孔

鉆孔的機具根據炮孔的直徑和孔深來選用，一般情況下，直徑小于50mm，深度在6m以內的孔，多采用手風鉆，孔徑在70mm以上的深孔，則要采用潛孔鉆。鉆孔時，必須嚴格控制質量，允許的偏斜度應控制在1度以內[3]。由于巖面的不平整或鉆進的方向不是垂直，往往容易引起孔口的偏離，此時，可以采用人工撬鑿或用鉆機沖擊的方法，鑿出孔口位置，經檢測無誤后，才開始鉆進。

（3）藥包加工

用于預裂爆破的藥包，最好能在鉆孔內均勻地連續分布。在實際施工中，大多須在現場加工制備，通常采用兩種方法：一是將炸藥裝填于一定直徑的硬質塑料管內連續裝藥，為了順利地引爆和傳爆，在整個管內貫穿一根導爆索。另一種是采用問隔裝藥，即按照設計的裝藥量和各段的藥量分配，將藥卷綁扎在導爆索上，形成一個斷續的炸藥串。由于每個孔的深度不一致，裝藥量也不同，因此，對于每一個孔應當分別準備各自的藥串，編上該孔的孔號，不能混淆，然后包扎好待用。

（4）裝藥、堵塞和起爆

為使炸藥爆炸時能夠獲得良好的不藕合效應，藥柱（或藥卷串）應置于炮孔的中心。為達此目的，可采用一種塑料制的膨脹聯結套將藥柱固定在炮孔中央。在我國的預裂爆破中，多半將藥卷串綁在竹片上，再插人孔中。對于垂直孔，竹片應置于保留區的一側，對于傾斜的孔，竹片應置于孔的下側面。

炸藥裝填好以后，堵塞之前先要用紙團等松軟的物質蓋在炸藥柱上，堵塞過程中，應注意使藥卷串保持在孔中央的位置上，不要因堵塞而將藥卷串推向孔邊。堵塞應密實，以防止爆炸氣體沖出，影響預裂效果。在預裂爆破中，一般都采用導爆索起爆，效果較好。也可采用電雷管或非電雷管起爆。預裂爆破最好能一次同時起爆，但當預裂規模大時，為了減輕預裂爆破過程中的振動影響，也可以分段起爆。

三、水利工程地下洞室爆破安全防護技術措施

我們要根據爆破安全規程的要求，結合本地的實際情況，制定好安全防護措施和做好安全警戒工作：

（一）參加爆破工作的人員應有公安部門頒發的爆破安全作業證，要持證上崗。

（二）爆破作業人員必須樹立安全第一的思想，嚴格按爆破安全規程規定的安全事項和要求操作。

（三）現場爆炸物品都由炸藥庫統一配送。爆炸物品的使用必須按照當地公安部門的要求，在爆炸物品到達工地后應放到指定地點存放，并由專人負責看守。領發時必須指定爆破工專人領取并做好登記，不得隨意發放。

（四）從裝藥時開始，場地四周應放出警戒，根據本工地的周圍環境，確定爆破的警戒范圍為200m，并要按照警戒位置固定專人布置哨位，在附近特別加強了警戒。參加施工的爆破人員，都佩戴明顯的標志，其他無關人員一律禁止入內。

（五）爆破裝藥、連線完成后，應由爆破指揮長按照爆破安全規程規定的起爆順序，在各警戒點到位后預警-起爆-解除警戒的信號[4]。

（六）爆破結束后，爆破人員對現場又做了進一步檢查，尤其要對爆后形成的浮石和危石認真進行排除，處理時周圍也要警戒，防止發生意外事故。組織有爆破經驗的專職隊伍進行爆破作業，關注爆破先進技術的推廣，嚴格組織和管理爆破隊伍，將大大提高我國地下洞室開挖爆破的安全生產水平。

參考文獻：

[1] 陳志剛，劉殿魁.SH波沖擊下淺埋任意形孔洞的動力分析[J].地震工程與工程振動. 2004（04）

[2] 馬宏偉.引水隧道在地震波入射時的動力響應解析解[D].北京交通大學 2013

篇（3）

中圖分類號：TD85文獻標識碼：A 文章編號：

1總論

1.1前言

柿竹園礦距郴州市區15km，交通便捷。回采方法為連續階段崩落法。階段高度96m。每個采場可回采礦量36.83萬t。礦石損失率為 25% （損失礦量可以在下階段回采時回收），貧化率為3.76%。單個采場最大生產能力為1200t/d，同時回采的采場有三個。

1.2進行采空區處理的現實意義

（1）提高資源的回收率

490m～558m水平之間315m×313m范圍內殘余大量礦柱，品位高，儲量大，此外，該范圍周圍也有品位較高儲量很大的礦段，若不對采空區進行處理，這些礦量的回采都會受到很大影響，所以要必須對采空區進行處理。

（2）提高礦山安全系數

隨著礦房礦石的采出和空區的形成，礦山開采工作的延深，或礦柱的回采，空區面積不斷擴大，礦巖將出現裂縫，發生片幫，出現巷道、礦柱垮塌，巖層整體移動，頂板大面積冒落，地面大范圍開裂、下沉和坍塌，出現大規模的地壓活動[1]。為了礦山的安全，必須對采空區進行可靠的技術可行經濟合理的處理。

1．3空區處理的范圍

礦山現開采的區段為490m～558m水平之間。礦區其余礦段均未回采。現在已經完成了這一區域的礦房回采，且在空場條件下抽采了 K3-4～K3-5間的房間柱 Z3-4/5。下一步將開始490m～558m水平315m×313m范圍內礦柱；558m～610m水平之間頂板以及其他富礦段的回采。現在開采區域內累計頂板暴露面積已達到3.5萬m2，最大連續暴露面積達8100m2。累計空區260萬m3，且在回采區域西北部已經有三個房間柱和一個盤間柱發生垮塌，周圍礦柱已經有明顯的變形破壞，必須對這一空區進行處理。

本次空區處理的范圍為490m～558m范圍內的空區。

2空區處理的方案選擇

要回采礦柱，就必須現對采空區進行處理，采礦方法的選擇是和空區處理方案結合在一起的[2]。確定如下初選方案：

Ⅰ尾砂膠結充填礦后回采礦柱；

Ⅱ“隔二采一”抽采礦柱事后崩落頂板圍巖充填采空區；

Ⅲ 連續階段崩落法。

表1 各方案技術經濟指標對照表

比較可知，Ⅲ是最優方案，本次設計的最終方案選為Ⅲ方案。

3空區處理

3．1 空區處理工藝

回采開始前，首先在采區西北角首采區域形成卸壓天窗，用以緩沖頂板大面積冒落時產生的巨大的空氣沖擊波對井下人員、設備、巷道等的影響，保證礦山安全正常的生產。

回采初期，采區頂板暴露面積小于18000m2 ，采區頂板很難自然崩落，所以要在回采區域首采區位置強制放頂。強制放頂面積為18750m2。

回采礦柱時，房間柱、對應盤間柱與558m～586m水平的富礦段一次性小微差爆破。利用原有的礦房底部結構出礦，當出礦至剩余礦石厚度為20m左右時停止防礦。留下的約20m厚的礦石層作為采場頂板強制崩落時的緩沖覆蓋層。

在頂板自然崩落前，要在采場內保留至少20m厚的礦石墊層。并且在采場內實施強制放頂，崩落586m水平以上部分低品位礦石，補充采場內的礦石覆蓋層，使采場內的礦石覆蓋層的厚度達到40m。然后，才能采取自然崩落法處理采空區和補充覆蓋層。

為了使頂板能夠自然崩落，要在586m、610m、620m水平開鑿削弱平巷，并在削弱平巷內鑿上向孔，進行預裂爆破，以削弱待崩落部分和周圍礦巖的聯系。

回采全部完成后，封閉聯絡崩落區的通道，在地表移動范圍用帶有明顯標志的鐵絲網圍圈。在塌落區范圍外設置排水溝。

至此，研究范圍內的礦柱回采與空區處理全部完成。進入其他礦段開采。

3．2空區處理所需要進行的工程

為了安全、順利地完成開采范圍內的礦柱回采以及空區處理，需要進行一如下工程。

卸壓天窗

為了消除采空區頂板大面積冒落和大爆破沖擊波對井下作業人員、設備和地下工程設施的危害，維持礦山的安全生產，必須預先形成卸壓天窗。

①位置

本研究的首采區段選在開采范圍的西北角，地面標高為630m～650m。可采礦體頂部賦存標高為625m，礦體品位較高。目前該處已經回采到586m水平，計劃回采到610m水平。現在已經在610m水平形成了部分回風和強制放頂巷。所以，選擇該處開鑿卸壓天窗。

②斷面

卸壓天窗的斷面積大小，由待處理的采空區規模，礦巖穩固程度，欲保護的地下工程的重要程度等因素決定。本次研究中，卸壓天窗的斷面積選為55m×30m=1650m2。

③施工及工程量

首先在K1-1～K1-2西邊對應礦柱上面掘進兩口通地表天井，天井斷面2.2m×2.2m。

在這兩口鑿巖天井中，開鑿鑿巖硐室（2.9m×2.9m），在鑿巖硐室內，用QZJ-100B型潛孔鉆機鉆鑿φ100-110mm的水平深孔，孔底距為4～5m，排距3～3.5m。用BOF-100型裝藥器裝粒狀銨油炸藥，非電微差雷管起爆。與586m～610m間的礦塊一次爆破形成天窗。

表2 卸壓天窗施工工程量表

強制放頂

礦區礦體和圍巖主要是矽卡巖、大理巖以及花崗巖和花崗斑巖，多由比較穩固而且不容易風化的礦物組成，結構緊密。根據柿竹園礦巖體力學研究成果，當頂板暴露面積小于8000m2時不會自然崩落，8000～18000m2是屬于自然冒落的過渡區，大于18000m2時，會自然冒落。

按照該礦的回采順序和采礦方法，采區頂板暴露面積是逐步擴大的。卸壓天窗形成時，暴露面積為1650m2。采礦初期，一定時間內，采區頂板暴露面積也小于18000m2。為了保證安全生產，在采場內形成40m厚的墊層，必須采取強制放頂。

①強制放頂位置

強制放頂區的位置主要與回采順序、卸壓天窗的位置以及回采現場的具體情況有關。

本研究中，卸壓天窗位于采區西北角K1-1～K1-2對應頂板的上部。

回采順序：490m～558m水平之間，315m×313m范圍內間柱，和558m水平以上頂板富礦段的回采，從采區西北角開始，呈北東向斜線向東南方向推進。在采的相鄰礦柱間基本保持在一條直線上，各盤區之間超前兩個房間柱，強制放頂區選在首采區無底柱采場的 K1、K2、K3、K4范圍。

②強制放頂面積

強制放頂區域的面積主要與礦巖的物理力學性質，以及采場現場的具體情況有關。本研究中，強制放頂的面積要在18000m2以上。結合現場的具體情況，強制放頂面積確定為18750m2。

③強制放頂施工

在實施強制放頂工程時，首先要在西北角610m水平首采區段邊緣布置強制放頂平巷。在強制放頂平巷內，每隔40m布置一個鑿巖硐室。在鑿巖硐室內用QZJ-100B型潛孔鉆機鉆鑿上相深孔。孔徑φ100～110mm，孔底距4～6m。用BQF-100型裝藥器裝粒狀銨油炸藥，非電微差雷管起爆。在強制放頂前，采場內應至少保留20m厚的礦石墊層。

表3強制放頂工程量

削弱平巷

為了有步驟有計劃地自然崩落頂板低品位礦石，處理采空區，要在586m、610m和620m水平沿可采礦塊外緣布置削弱平巷，并在削弱平巷內向上鑿深孔，進行預裂爆破，減弱待崩落頂板與周邊礦巖地聯系，以利于其自然崩落。

削弱平巷超前采礦工作面一定距離進行，隨著采礦工作面的推進逐步形成。斷面為2.7m×2.7m。

在610m和620m水平的鑿削弱平巷內鑿上向平行中深孔，進行預裂爆破。孔距為1.5m，孔深為9m。

在586m的削弱平巷內鑿上向束狀中深孔，強制放頂

表4 削弱平巷工程量

自然崩落

卸壓天窗形成后，通過首采區的強制放頂，采區頂板外露部分失去支撐，已經成為懸臂梁狀態，再通過爆破振動，產生了新的裂紋裂隙，穩定性減弱。為頂板自然崩落創造了條件。隨著采礦的進行，采空區頂板暴露面積越來越大，當達到破壞極限時（連續暴露面積大于18000m2），就會開始自然崩落。故采空區處理采用自然崩落法。

為了有計劃有步驟地自然崩落頂班，處理采空區，在586m、610m、620m水平沿可采礦塊外緣布置削弱平巷。削弱平巷超前采礦工作面一定距離，隨著采礦工作面的推進逐段形成。

其它工程

①安全檢測巷道

在630m和650m水平采區移動界限外布置安全檢測巷道，用來檢測頂班塌落情況、厚度、應力變化以及位移情況等，以便及時預報，采取措施。檢測巷道的斷面可取為2.5m×2.5m。

②封閉工程

全部回采工作結束后，要封閉連通崩落區的通道。并在地表移動范圍用有明顯標志的鐵絲網圍圈起來。

③排水工程及其他

在塌落區范圍外，布置排水溝，將降雨排到塌落區外部，將厚度較小容易產生泥石流的表土和泥石剝離，以免進入塌落區。

4 需要說明的問題

1：由于本礦區礦巖硬度大，穩固性好，可崩性差，在進行自然崩落時要進行一定的削弱工程，如削弱平巷、強制放頂，割幫爆破 、預裂爆破等。在進行割幫爆破和預裂爆破時，要爆破多大的深度才能最有效的起到誘導崩落的作用，需要進行一定的現場試驗。

2：本論文中，考慮到采區目前已經有了260萬m3的空區存在，頂板自然崩落的連續暴露面積下限較大（為18000m2），為了防止頂板大面積突然冒落產生的空氣沖擊波對井下人員、設備等可能造成的傷害和破壞，本設計中將卸壓天窗面積取得較大。

3：回采工程中，礦主的回采和采空區處理的相關工程是同時進行的，因此，要對施工工序和施工時間進行合理的安排，并根據回采的進行情況不斷的調整，以取得最佳的效果。

篇（4）

1地鐵風井爆破開挖中震動控制

1.1具體原理

當前，國內外降低爆破震動、控制爆破震動影響范圍的方法主要包括以下兩種Ⅲ：

（1）控制單響藥量。單響藥量的大小直接決定了爆破震源的能量大小，通過對單響藥量的控制，能夠減弱爆破震源的爆炸能量，是降低爆破震動效應的最佳途徑。

（2）阻斷爆破震動波的傳播，將爆破與被保護的建筑物形成隔離，通過天然原有的破碎層或者通過預裂爆破形成預裂縫，又或者通過挖減震溝槽的方式對爆破地震波形成阻隔，避免地震波向被保護的建筑物傳播。

1.2地鐵風井爆破開挖減震控制技術

下面以廣州地鐵某線為例進行研究，廣州地鐵某線中間風井位于樓群與學校等重要設施之間，風井開挖面積1630m？，開挖深度18m，距離地表24m，開挖區周圍環境非常復雜，需要進行爆破開挖施工，不僅要求保證施工進度和爆破效果，同時還需要保證爆破安全，尤其是需要將爆破振速控制在2.5cm/s以內，施工難度長大。

（1）爆破質點震動速度控制

在爆破設計中，無論是施工方案的選擇，還是爆破參數的設計，都采用了微震動方法目，采用質點震動速度標準為：

施工方案：首先通過手風鉆鉆孔，淺孔臺階爆破，小型挖掘機挖裝，吊車垂直運輸到井外。利用分層分布開挖的方法，首先在風井中選擇距離火車東站站房c地鐵一號線相對較遠的地方進行掏槽爆破，然后沿掏槽四周進行淺孔臺階爆破，最后進行光面爆破。該施工方案實際上是通過對每次爆破的藥量進行控制，從而實現降震的效果。

爆破參數設計：本工程的爆破參數設計均以前面確定的質點震動速度標準作為依據進行設計，具體如表1所示。

（2）爆破施工過程中的震動控制

首先，采用微差起爆網路對單響藥量進行嚴格的控制，根據爆破點與建筑物之間的距離確定最大單響藥量。在進行起爆網路設計時，通過微差網路，對爆破孔進行合理的組合，有目的的降低單響藥量，從而使其控制在設計要求之內，實現減震的效果。

其次，在確保爆破效果的前提下，選擇合理的微差間隔時間，將爆破分為若干段，確保周圍建筑物的安全。微差間隔時間的選擇需要考慮巖石性質、孔網參數、裝藥量、爆破目的以及爆破網路的安全性。在本工程中，爆破孔中裝有13段雷管，微差間隔時間設置為50ms，最終取得了較好的減震效果。

另外，注意爆破的順序和方式，避免形成悶炮，減少震動帶來的影響，一般可以通過掏槽首先創造良好的自有空間，然后沿著自由面順序起爆，能夠減少對后排炮孔產生的阻擋。

2爆破安全與環境保護

2.1飛石防護

地鐵中間風井爆破產生的飛石對外部環境產生的影響主要由爆破點在井內深度以及防護工作質量決定。為了保證爆破安全，應該采取嚴密的防護措施，常用的措施主要有以下幾種：

（1）井邊遮棚式防護。在井壁邊緣，尤其是臨建筑物一側，搭設用腳手架作支架的防護棚架，片面利用建筑尼龍網以及雙層竹芭進行搭接，不留空檔。

（2）井口鋼筋網蓋板防護。通過鋼筋網制作井口蓋板，在爆破前將鋼筋網吊放到井口上，然后在其上面鋪設竹排。

（3）井內爆破防護。在風井內所有爆破孔裝填完炸藥之后，首先在爆破巖石面鋪設一層砂包，然后再砂包頂面通過鋼筋網交錯密鋪，最后再鋪設一層砂包。

2.2爆破安全警戒距離

風井爆破經過防護之后，爆破飛石的警戒距離應該設置在50m以上，爆破過程中，應該暫時周邊交通，并讓行人退到安全警戒范圍之外。

2.3爆破管理

首先，在進行強噪聲作業時，應該對作業時間進行嚴格的控制，在每天22：00至第二天7：00之間應該停止強噪聲作業。如果有特殊情況需要在夜間施工，應該盡量降低噪聲，并與建設單位溝共同到建委審批，經批準之后才能進行施工，同時需要找到當地居民協調，求得群眾諒解。

其次，在進行地鐵風井爆破施工的過程中，如果發生安全事故，應該立即啟動相應的應急處置方案。

篇（5）

一、前言

大型隧道工程的施工工程量巨大且又復雜，在進行開發前許多問題需要進一步解決探討。隧道工程施工前，需進行風險監測和評估；大型隧道工程中隧道錨的施工及支護優化問題也不容忽視。

二、大型隧道工程地質環境條件

1.地質條件復雜，施工技術難度大，現場施工條件差，對工程周邊環境和市政設施影響范圍的控制要求高，風險因素和風險事件多，發生的概率較大。

2.盾構推進施工風險大，損失后果嚴重。隧道工程項目周邊都是重要筑物和市政公用設施，加上越江隧道建設本身投資比較大，一旦發生事故，往往造成比較嚴重的損失后果

3.評價指標權重的確定

根據大型泥水盾構進出洞施工各風險事件的權重大小，可以用層次分析法（AHP） 把一個施工工況中同級各個因子兩兩相互比較（包括因子自身的比較），按重要性大小進行權重標度。上海復興東路越江隧道工程大型泥水盾構進出洞施工各因子權模糊綜合評價模型概述模糊綜合評價通過構造等級模糊子集，把反映評價對象的模糊指標進行量化（即確定隸屬度），然后，利用模糊變換原理對各指標進行綜合運算，得出評價結果。

三、施工監測

1.監測內容

施工期間共設置7項監測內容：圍護墻體水平位移（測斜）；圍護墻頂垂直沉降及水平位移監測；坑外地下水位監測；支撐軸力監測；立柱點監測；周邊建（構）筑物垂直位移及傾斜監測；周邊土體地表沉降監測。重要是對圍護墻移及地表沉降進行監測。

2.信息化施工

（一）在工作井第5層土開挖時，工作井南側圍護墻有局部滲漏水的現象，且出水量較大，同時監測數據顯示坑外地下水位日下降量達30 cm，于是立即要求挖機停止繼續向下開挖土方，并在墻身內外采用堵漏補救措施（在滲漏部分的墻身內鑿槽，埋設開孔型PE泡沫條和注漿管；用早強水泥封縫，然后壓注水溶性聚氨酯堵漏。墻外采用工程鉆機鉆孔，鉆孔深度達到地下連續墻的滲漏處，然后下鉆桿實施雙液注漿堵漏，注漿范圍為滲漏處左右各放寬3 m。雙液注漿的配合比為水泥：水玻璃=1：0.5；注漿壓力小于0.2 MPa），等監測數據都在報警值范圍內。

（二）工作井施工至第6層土，開挖Ⅱ區時，監測Et報顯示東側圍護墻體變形明顯，El最大位移量達一2.91 mm，最大位移點位于墻頂以下25 m處。針對這種情況，立即組織力量，同步抽槽開挖Ⅳ區的土方，隨挖隨撐，抓緊安裝東西向直撐并施加預應力，同時要求監測單位1天測2次，以便隨時掌握基坑變形情況。隨著第6道支撐全部安裝完畢，墻移趨向于穩定日變化量小于1 mm。經分析是由于Ⅱ區斜撐數量較多，鋼牛腿制作焊接間延長，導致基坑曝露時間較長，從而引起該時間段內圍護墻移變化量較大，但整個過程其最大累計量及變化速率都在允許范圍內。隨著中國城市化進程的加快，越來越多的城市投入到地下軌道交通的規劃建設當中。地下隧道越來越多，不可避免伴隨著重疊交叉隧道的產生，群洞隧道施工的關鍵技術研究關系著軌道交通的安全問題，因此群洞隧道研究已經成為現代地下工程研究的熱點。

四、隧道錨施工關鍵技術

施工過程中必須采取措施減少對巖體的擾動，保護巖層的完整性，出碴運輸系統必須適應洞內大坡道及頻繁變坡，減少工序的干擾。

1.掘進施工

首先在錨洞洞口進行工作坑開挖，根據現場地質和巖石強度采用預裂爆破和挖掘機大掘進、人工修整邊坡、明槽施工，為保證邊坡穩定，邊坡坡度根據實地情況確定。

2.掘進方案

在錨洞進洞施工中，優先采用機械掘進，選擇YT-28型風動支腿式鑿巖設備，兩座隧道錨的施工順序問題，采取左右洞錯位掘進施工，左洞為先掘進洞，右洞為后掘進洞，待先掘進洞到底后，再掘進后掘進洞，左側隧道錨采用上下臺階法分3層掘進方式，上下臺階之間的間距為8--10 m。為了減少對圍巖的擾動和減少超挖，采用了控制爆破技術，拱部采用了光面爆破技術，邊墻適當進行預裂爆破。

3.爆破控制

爆破掘進時，把爆破振動對相鄰室的影響作為控制的重要內容。為最大限度地減少爆破對圍巖的擾動破壞，隧道錨的鉆爆施工采用了小間距、低爆速設計，炮眼按淺密原則布設，嚴格控制周邊眼的裝藥量，周邊眼間距為40cm并適當布設空眼。

4.噴錨及襯砌施工

隧道錨的噴錨及襯砌主要分為前錨室段、錨塞體和后錨室兩個階段：1）前錨室段：前錨室段的圍巖級別為Ⅲ級，初期支護采用?25先錨后灌式中空錨桿，L=3.0m，環縱向間距1 m，梅花形布置，洞壁設E6鋼筋焊接網，設置間距為1米的鋼格柵拱架。

五、支護技術的優化

1.支護技術存在的問題

在總結分析前人研究成果的基礎上，結合大量的現場工程實踐，研究認為常規錨桿支護技術主要存在以下幾個方面的問題：

（一）常規支護用直徑20mm、長2.0m錨桿的長度和剛度不足，從而發揮不出錨桿的支護作用。頂板圍巖的松動圈半徑一般在2～2.3m，2.0m長的錨桿其不能錨固到圍巖的塑性硬化區內，導致錨桿失效不起作用；經常會出現錨桿被拉斷的現象，說明錨桿的剛度不夠，不能滿足巷道開掘初期變形速度快、變形量大的特點。

（二）圍巖表面約束能力差。由于高應力或構造應力的影響，使得支護體首先在較為薄弱的地方出現過量變形、巖石松動和破壞，進而形成破碎區，破碎區的發展導致圍巖自承圈破壞。如不能及時將破碎區形成一個較為完整的整體，就不能發揮頂板巖石的自穩能力，從而不能有效地遏制圍巖的局部破壞和破碎區向縱深發展，進而導致巷道圍巖遭到更嚴重的破壞。

2. 常規支護技術優化

通過以上常規支護技術存在的問題，經本人對工作地點的實際情況了解，我率先提出了新的支護方式，使用直徑為22mm、長2.4m取代原有普通錨桿的支護，得到了老工程技術的批準及大力支持。

采用新型直徑為22mm、長2.4m的全程錨桿取代直徑20mm、長2.0m錨桿，進行巷道頂板支護，使巷道開掘后頂板松動圈形成了一個整體，增大圍巖的強度，提高圍巖自承能力，控制了頂板的下沉量。采用強度大、長度較長的錨桿能錨固在穩定的巖層內，并適時在巷道關鍵部位進行錨索加固支護（由于錨索長度較大，能夠深入到深部較穩定的巖層中，錨索對被加固巖體施加的預緊力高達200kN，限制圍巖有害變形的發展，改善了圍巖的受力狀態，增加圍巖自承圈厚度，實現厚壁支護），很好的解決了巷道頂板下沉、破碎的問題，隨著支護強度的增大，有效的控制了頂板巖層的變形，施工的安全也得到了保證，同時一直困擾的進尺問題也迎刃而解。

六、結束語

隧道施工的完成，對于人們的生活具有著重要意義。當今，在修建大型隧道過程中，隧道錨施工還存在著許多技術上的不足，大型隧道工程中隧道錨的施工及支護優化問題必須提上日程，認真嚴謹的對待與研究。

參考文獻：

[1]黃宏偉 越江隧道工程大型泥水進出洞施工風險綜合評價 地下空間與工程學報 2012年，23頁

篇（6）

引言：

光面爆破是運用巖石掘進、巖石力學、工程爆破等諸多科學理論的綜合性技術，它從根本上解決了普通開挖造成的超欠挖問題，尤其是大大降低了爆破對洞室圍巖的穩定性影響。

光面爆破在地下工程中已得到廣泛應用， 特別是深孔光面爆破，是巖石爆破技術的一項重大技術成果，對提高掘進速度，減少圍巖爆裂深度，均有重要的經濟價值和技術價值

1 工程概況

由十天高速ST03標承建的西秦嶺隧道天水端，隧道總長5893.1米，圍巖級別主要有Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ等三級，其中Ⅲ級圍巖總長1710米。Ⅲ級圍巖采用光面爆破，邊墻、拱部局部掛網支護，光面爆破效果如何，對后續的初支平整度有較大的影響，同時初支表面凸凹不平，將造成噴射砼方量增加，直接造成費用的增加。根據合同要求，十天高速西秦嶺隧道必須于2015年6月底貫通，依據項目管理辦法的要求，初期支護除檢測凈空斷面和密實度外，還要嚴格控制其平整度。平整度要求采用三米靠尺量測，最大錯臺不允許超過5cm。在該段圍巖的爆破施工中，由于圍巖的自身特性，以及爆破人員對爆破參數的確定不盡合理等原因，造成爆破后光面爆破效果差，半孔率低，光爆面不整齊，超挖嚴重，平均超挖12cm，局部最大超挖達50cm，掛網噴錨工作量大，初支表面平整度差，噴射用量增加，初支費用增加，并嚴重影響開挖掘進速度。

如何有效地提高光面爆破半孔率，確保初支表面平整，控制超欠挖是爆破質量控制的方向和研究目的。現主要以Ⅲ級圍巖施工為例進行簡要論述，本項目隧道Ⅲ級圍巖巖性主要為灰質頁巖和碳質板巖，洞室凈空2-10.25×5m，在施工采用臺階法開挖。提高隧道光面爆破半孔率對提高隧道初期支護質量，減少隧道噴射砼損失量，降低初支費用，具有很強的實際意義。

2 光面爆破特點及原理

根據公路隧道“新奧法”施工的需要和工程地質條件，結合施工現場實際情況，決定采用光面爆破施工。光面爆破施工，可以減少對圍巖的擾動，增強圍巖的自承能力，特別是在不良地質條件下效果更為顯著，不僅可以減少危石和支護的工程量，而且保證了施工的安全。由于光面爆破使開挖面平整，巖石無破碎，減少了裂隙，這樣可以大大減少超欠挖量。據有關資料統計，光面爆破與普通爆破相比，超挖量由原來的15%～20%降低到4%～7%，不但減少出碴量，而且還很大程度的減少了支護的工作量，從而降低的成本，加快了施工進度。

光面爆破的破巖機理是一個十分復雜的問題，目前仍在探索之中，盡管在理論上還不甚成熟，但在定性分析方面已有共識。一般認為，炸藥起爆時，對巖體產生兩種效應；二是爆炸氣體膨脹做功所起的作用。光面爆破是周邊眼同時起爆，各炮眼的沖擊波向其四周作徑向傳播，相鄰炮眼的沖擊相遇，則產生應力波的疊加，并產生切向拉力，拉力的最大值發生在相鄰炮眼中心連線的中點，當巖體的極限抗拉強度小于此拉力時，巖體便被拉裂，在炮眼中心連線上形成裂縫，隨后，爆炸氣的膨脹合裂縫進一步擴展，形成平整的爆裂面。

3 現狀調查

為了有效提高隧道光面爆破半孔率，駐地辦會同項目部成立領導小組，積極組織人員進行原因分析，根據隧道爆破的炮眼間距、裝藥量、鉆孔深度、鉆孔角度、圍巖地質情況等特征進行分析，于2013年4月8日至2013年5月28日對隧道爆破施工進行現狀調查，共調查爆破斷面30個，通過對比理論爆破參數與實際爆破參數的差別，并根據現場實際及時調整，從而達到最佳爆破效果。

以下為III級圍巖爆破半孔率頻率調查表，根據爆破后炮眼半孔率分類統計，共抽查30個斷面分六個區間如下表：

從以上圖示統計可以看到，炮眼半孔率大于90%的為10%，大于80%的為23.3%，介于70%和80%的為33.3%，炮眼半孔率可提高的空間較大。

針對炮眼半孔率較低的問題，領導小組對爆破參數進行多次調整改進，并最終確定了適合該標段巖層的爆破參數，爆破參數調整前后如下表所示，

同時得出結論為：

1、周邊眼間距過大、外插角過大是造成爆破效果差的主要原因。

2、 掏槽眼個數及間距布置、裝藥集中度是影響爆破的次要原因。

3、周邊眼及掏槽眼深度對開挖爆破進尺影響較大。

4 鉆爆設計及操作要點

4.1 器材選型

根據隧道所穿越圍巖的類別以及巖石強度性能等，選用威力適中、匹配性好的2#巖石硝銨炸藥，引爆器材則選用國產Ⅱ系列15段非電毫秒微差雷管。

4.2.掏槽眼形式

Ⅲ、Ⅳ級圍巖掏槽眼形式采用楔形斜眼掏槽，不同的圍巖類別、不同的開挖方法，掏槽眼的深度也不同。

4.3 光爆參數選擇

光面爆破參數選擇主要與地質條件有關，其次是炸藥的品種與性能。隧道開挖斷面的形狀與尺寸，裝藥結構與起爆方法，嚴格控制周邊眼的裝藥量，采用合理的裝藥結構，盡可能的使炸藥沿炮眼長均勻分布，這是實現光面爆破的重要條件。影響光面爆破效果的因素有很多，主要因素有：地質條件、周邊眼的間距、光爆層的厚度以及周邊眼裝藥量的多少等。在光面爆破中，炮眼間距E、最小抵抗線W、炮眼密集系數K、裝藥密度q是相互制約的。

1）光爆層厚度（B）

光爆層厚度就是周邊眼最小抵抗線，它與開挖的隧道斷面大小有關。在斷面跨度大，光爆眼所受到的夾制作用小，巖石比較容易崩落，光爆層厚度可以大些，斷面小，光爆眼所受到的夾制作用大，光爆層厚度可以小些，光爆層厚度與巖石的性質和地質構造也有關，堅硬巖石光爆層可小些，松軟破碎的巖石光爆層可大些。西秦嶺隧道確定光爆層厚度（B）為0.50～0.80。

2）周邊眼密集系數

周邊眼密集系數是周邊眼間距（a）與光爆層厚度（B）的比值，是影響爆破效果的重要因素。

A=（12～16）d K=a/B

式中，a為周邊炮眼間距，cm；

d為炮眼直徑，mm。

K值總是小于1當d=38～46mm，a=30～60cm，

B=75～80cm時，K=0.6～0.8。

3）裝藥量計算：

光面爆破裝藥量的計算，主要是確定周邊眼光爆層炮眼裝藥集中度，即以kg/m表示，一般采用實驗方法求得或從同類工程中選取。

q=QaB

式中q―裝藥集中度，kg/m；

Q―單位體積耗藥量，g/m3；

a―周邊眼間距，m；

B―光爆層厚度，m；

通過現場試驗和施工經驗數據，用計算法進行校核，確定q=0.2～0.35kg/m。

4）周邊眼裝藥結構

周邊炮眼采用φ20mm小藥卷間隔裝藥，導爆管、導爆索、竹片用電工膠布與炸藥卷綁在一起，如圖3所示。

圖3 周邊眼裝藥結構

5）起爆順序，如下圖。

圖4 起爆順序圖

6）炮眼布置和裝藥參數

根據本工程隧道地質及圍巖情況，對隧道不同類別圍巖按開挖支護施工方案進行相應隧道爆破施工設計。Ⅲ級圍巖臺階法施工光面爆破參數見下表，施工中根據實際情況在此基礎上作適當調整。

5 分析、設定目標：

通過查閱相關光面爆破的技術資料，對隧道爆破參數的各項數據收集整理，對爆破后的實際效果進行查看并及時總結調整，得出結論，只要控制好周邊眼間距及外插角、掏槽眼個數及其間距以及單孔裝藥量等問題，就能達到預期目標。如III級圍巖中硬巖層按照兩臺階開挖：上臺階32個周邊眼，只要將炮孔殘留率控制在不少于26個，就能達到：（32-6）÷32×100%=81.3%≥80%的目標。

6 現場試驗，總結不同圍巖的炸藥耗用量。

根據圍巖的軟硬程度，及時調整周邊眼、輔助眼及掏槽眼孔內的藥卷數量，通過在不同圍巖中的驗證，得到了一定的試驗數據如下表：

光面爆破周邊眼一般參考數值

每次開挖爆破對周邊眼間距、輔助眼間距以及掏槽眼間距進行記錄，爆破排險后及時現場觀察，并做好效果分析，可以采取逐項對比，通過反復試驗、對比分析結果，得到了較為合適的爆破間距，爆破間距根據巖層的不同適當調整即可。

通過現場測算發現，周邊眼外插角普遍大于7度，如果位置偏斜還可能達到9度左右，所以要控制超前挖必須對外插角嚴格控制在3到5度左右，最有效的辦法是每次根據鉆孔深度現場測算，通過偏移量測的辦法測出對應長度的偏移量應介于規定（0.05L與0.09L）之間。

掏槽眼的角度經測算原為75度，且孔底外叉寬度接近為0，由于開挖深度相同，由于掏槽眼水平間距相差較大，由此造成的爆破臨空面差別很大，造成炸藥利用率偏低，經調整后掏槽眼水平間距有最初的1.8米調整為3.48米，掏槽眼角度約為65度，調整后雖然輔助眼數量減少，但整體爆破效果卻得到了提高。

由于隧道地質情況變化較大，在具體的施工中會出現很多意想不到的情況發生，為此就必須及時的掌握掌子面圍巖的整體情況，并根據不同的情況采取相應的對策：根據圍巖的變化及時調整爆破參數

1）、在局部軟弱巖層地段，需要在其受影響的部位少放藥卷或不放藥卷，避免造成局部坍塌現象。

2）、根據掌子面的巖層硬度不同要采取不同的爆破參數，不能死搬硬套，在施工中經常發現掌子面左右側巖層，巖層差別較大，就需要根據經驗適當的調整孔內藥卷數量，保證爆破面整體一致，不然就需要二次補炮，造成窩工現象。

3）、項目部要督促第三方及時做好地質超前預報監測，發現前方有可能出現溶洞、煤層等不良現象，要及時與爆破人員聯系，并采取短進尺、若爆破的方式，確保不良地段的施工安全。

7 總體效果檢查：

經過近一個月的施工調整，經驗總結，于2013年4月20日～2013年5月20日對隧道光面爆破的各項指標進行了一次全面的檢查，其中檢查爆破斷面25個，III級硬巖（SIIIb）測算16個斷面，周邊眼共計512個，存在炮

眼殘留的有476個，炮眼殘留率為93%，III級圍巖中硬巖（SIIIa）測算9個斷面，炮眼個數為288個，其中炮眼殘留有245個，炮眼殘留率為85%。同時巖面開挖輪廓圓順、平整、規則成型，平均線形超挖

參照十天高速隧道工程量清單單價，通過提高光面爆破的質量，取得兩個方面的直接效果：

1）減少隧道超挖，提高了初支平整度。

2）節約初支噴射砼損耗。

采取措施后預算費用計算：按每循環開挖減少超挖5cm計算，隧道開挖輪廓按照只考慮上導周長24米計算，則每延米減少損耗為24m×0.05m×1m=1.2立方，隧道左右洞III級圍巖總長為1710米，則減少損耗為1710×1.2=2052立方，噴射砼單價為968元/方，則減少損耗總計為2052×968=1986336元。

同時石方開挖單價為98元/方，則減少超挖費用為：

2052×98=201096元。

兩項費用合計為：1986336+201096=2187432元。

8 施工結論

通過西秦嶺隧道光面爆破施工技術的實施和應用，總結以下幾點：

1）爆破設計是隧道開挖的關鍵技術，在進行爆破設計時應根據隧道斷面大小、圍巖級別、機械設備、人員等進行綜合考慮。對不同級圍巖，應根據其巖石構造、破碎程度等不同情況，選取不同的光爆參數，方可獲得較好的爆破效果。

2）提高布眼精度，控制好外插角角度，周邊眼、掏槽眼的個數及間距是保證光爆質量的一項重要措施。合理選用炸藥品種及優化裝藥結構是保證光爆質量的重要因素，加強對起爆順序和光爆孔起爆時差的控制，為光爆提供良好的爆破條件。

3）實施光面爆破，有效的控制了隧道的超欠挖，使超欠挖量降至5%左右，爆破后巖面平整，為后續噴射混凝土初期支護、防水板鋪設等工序創造了有利條件，提高了施工質量，加快了施工進度，降低了工程成本，取得了較好的經濟效益。

參考文獻：

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[2]吳煥通 崔永軍，隧道施工及組織管理指南，北京：人民交通出版社，2004

[3] JTJ F60―2009公路隧道施工技術規范，北京：人民交通出版社，2009

[4]JTJ/T F60―2009公路隧道施工技術細則，北京：人民交通出版社，2009

[5] 李寧軍 曹文貴 劉生，隧道設計與施工百問，北京：人民交通出版社，2006

篇（7）

中圖分類號：U45文獻標識碼： A

隨著新奧法(NATM)在隧道施工中的廣泛運用，作為新奧法的靈魂，現場監控量測也越來越得到了廣泛的重視。如何加強監控量測技術在隧道施工中的應用是隧道施工的關鍵。現以洞塘隧道為例對監控量測技術在隧道施工中作用進行闡述。

1、工程概況

渝湘高速公路洞塘隧道位于重慶市黔江區，為上下分離的四車道高速公路隧道，隧道全長1709m。隧道處于低山區，洞口山體表層覆蓋殘坡積土層，洞口谷底有薄層沖洪積亞粘土，地下水主要為風化層裂隙水且多處于隧道拱頂之上，地下水較貧乏，受降水影響。隧道進口屬淺埋段，并承受偏壓。設計采用復合襯砌，在進口、出口段均設仰拱襯砌，初期支護為l榀／0．5m工字鋼型鋼拱架+智能中空注漿錨桿+噴射鋼纖維砼。根據地質情況和施工經驗，經認真研究確定以下施工方法：Ⅲ、Ⅳ類圍巖段均采用全斷面法開挖，其中Ⅳ類圍巖可視具體情況預留核心土，Ⅴ類圍巖采用臺階法或分部法開挖。開挖采用光面爆破或預裂爆破技術。初期支護緊跟工作面，實施監控量測穩定后，進行二次襯砌施工。

2.監控量測的目的

（1）及時掌握、反饋圍巖應力狀態及圍巖的位移和支護、襯砌的可靠性等信息，預測可能出現的施工隱患，防患于未然，保障圍巖穩定和施工安全；

（2）根據“新奧法”原理，通過圍巖量測，確定初期支護和二次襯砌的合理施作時間；

（3）通過對圍巖和支護結構的變形、應力量測,了解支護構件的作用與效果，及時修改支護參數，優化施工方案；

（4）積累第一手資料，為施工中調整圍巖級別、修改支護系統設計、變更施工方法、為今后的設計和施工提供參考依據。

（5）對隧道圍巖和襯砌應力場異常狀態進行及時的預測預報。

總之，對隧道施工進行監控量測使隧道的設計和施工運作納入科學的動態的管理中，使隧道工程始終處于良好的運行狀態，實現安全、合理和經濟性等目標。

3、監控量測流程如下圖

量測及信息反饋框圖

4．量測項目選定及布設、安裝

（1） 量測項目選定

根據有關規范和設計施工圖的要求和洞塘隧道施工的需要，將本次監控量測內容分為常規量測和地質預報兩部分內容。

表1 洞塘隧道常規監控量測項目表

（2） 量測儀器設備

位移收斂采用JSS30A型數顯式收斂計，拱頂下沉及地表沉降采用水準儀、塔尺、鋼尺，地質素描采用地質羅盤、鋼尺。

（3） 量測人員組成

量測人員由項目技術負責人(1人)主管，技術員2人負責周邊收斂量測，精測隊3人負責拱頂下沉、地表沉降，地質預報員1人負責地質素描。

（4） 量測點布設及安裝

周邊收斂位移及拱頂下沉量測斷面布設測點應在避免爆破作業破壞的前提下，距開挖面2m范圍內安設。周邊收斂、拱頂下沉在開挖后馬上埋設，并且在24小時內和下次爆破前讀得初讀數，地表下沉在開挖前埋設并讀得初讀數。量測點安設要及時牢固，同時拱頂下沉測點與周邊收斂測點必須是在一個斷面上。

監控量測點布置圖

5． 量測數據收集及量測數據分析處理

（1） 量測數據收集

量測數據的收集要及時，并要保證原始數據的真實性，同時采集數據要保證儀器的精確性。收集數據應該在施工過程中，準確記錄量測斷面的地質情況、量測數據以及工程日志，使復雜的數據收集簡單化、規范化，防止遺漏，減少錯誤。以JSS30A型收斂計為例，在收斂量測讀數時，要觀測三次取中值，三次讀數之間的允許誤差為0．30。若三次觀測值超過允許范圍應松弛后，重新觀測保證三次讀數在允許范圍內。在拱頂下沉的讀數過程中，由于鋼尺精確度影響，在讀數時量測人員要進行換讀取中值，以免由于讀數誤差影響準確性。在進行數據收集時，量測人員應責任心強、細心，要緊跟工作面，詳細記錄爆破后開挖面圍巖以及噴層面的變化情況。在數據收集后，要對各種數據整理分類，以備分析時使用。同時，量測人員要詳細讀圖，將施工圖紙讀透，熟悉施工方法，只有這樣才能將量測技術運用得當。

（2） 量測數據分析處理

數據分析處理時要求得最終收斂值，必須在得到大量量測數據的基礎上才能進行回歸分析，即只有在量測的后期方可進行回歸分析，但是這樣就無法滿足工程施工的需要。故在量測的同時必須要及時整理出從現場獲取的數據，繪制時間的變化曲線，觀察變化趨勢，確定判斷施工安全性，借此來指導施工。這就要求當天的數據不能積壓，必須當天整理處理，防止因偶然因素而導致判斷錯誤影響施工。量測人員在分析數據時，要經過詳細匯總計算，結合收集的各種數據、記錄確保最終結果的正確。

（3） 量測數據分析計算

量測收斂值計算：Y=R0+R差R差＝R修i－R修（i－1）R修＝R均＋R溫

R溫＝t×A×0.000012

收斂位移速率： Vj=［R（i＋1）－Ri］／T差

Y：收斂值，V：收斂位移速率，R0：初次觀測值，R差：收斂差值。R修：收斂修正值，R均：量測平均值，R溫：溫度修正值，t：溫差，

A：鋼尺孔位讀數。

現以洞塘隧道左線ZK38+470斷面為例進行對原始收斂值進行回歸分析處理計算，收斂位移、拱頂下沉位移采用以下函數作為回歸函數：

y=A+Bln(x)、y=Ae-B/x、y=x/(A+Bx)、y=A（e-Bx0- e-Bx）、y=Alg{(x+B)/ (x0+B)}

式中y―變形值（mm）；A,B―回歸系數；x―量測時間（d）；x0―測點初讀數時距開挖時的時間（d）；預測可能出現的最大值和變化速度。本工程經過對比試驗采用y=A+Bln(x)。

6． 量測數據反饋

在對數據分析處理后，要及時反饋到工程施工當中，以確定先行的施工方法、支護參數是否滿足施工需要。一般情況下，圍巖失穩的表觀與信息特征：圍巖不收斂或變形有加大趨勢，噴層開裂有發展趨勢；圍巖穩定特征是：周邊收斂小于0．2mm／d，拱頂下沉位移小于0．15mm／d；變化趨勢逐漸平緩；相對位移值達到計算總位移的80％ 。在洞塘隧道施工中，我們對監控量測的數據進行回歸分析后，作出如下結論：

（1） 在施工過程中的前7d，收斂曲線隨時間增大很快，說明圍巖在開挖后變形很大，很不穩定，這要求施工時要及時支護，及時將巖面封閉，并且減小開挖進尺，做到短進尺、及時支護，以約束圍巖變形。

（2） 在以后12d內變形量依然增大較快，沒有穩定趨勢，說明圍巖有一定時間依賴性。在曲線的變形增大較快時間內，應盡快控制開挖的進尺，并保證及時支護，而且盡量減小因爆破而造成對圍巖的擾動。

（3） 在開挖后20d，收斂變形曲線已變緩，變形漸趨穩定。

（4） 通過數據反饋、分析結果表明，施工中采用的方案是可行的，支護參數合理，能夠滿足施工需要。

（5） 曲線中拱頂下沉曲線與水平收斂曲線是成正比的，未出現突升或突降，說明隧道變形是均勻同步的。

（6） 下臺階施工過程中曲線未出現折線或突變曲線，說明下臺階施工跳馬口長度及支護是合理的。

7． 超前地質預報

（1）洞塘隧道我們委托重慶市交通規劃設計院進行超前地質預報，當開挖至里程ZK38+420處圍巖地質狀況發生變化，左側拱腰處出現圍巖變差。當開挖至里程為ZK38+400，圍巖地質逐漸由頁巖鈣質膠結轉變為泥質膠結，同時圍巖強度變弱，掌子面節理裂隙發育，有滴狀滲水。針對該圍巖地質狀況，我們邀請了重慶市交通規劃設計院采用地質雷達對掌子面作地質超前預報工作。

（2）通過現場的測試得到原始數據。經過專用軟件的數據處理并結合地質資料得到如下結論：

1)洞塘隧道ZK38+400－ZK38+370段圍巖整體性較差，層間錯動帶或裂隙發育帶，橫波反射較強，推斷該段具有含泥化夾層和含裂隙水的可能，屬于不良地質地帶，圍巖類別為Ⅴ類。

2) ZK38+370－ZK38+350段圍巖有所好轉，圍巖類別為Ⅳ類偏弱。

3）ZK38+350－ZK38+200段巖體新鮮，且相對完整，圍巖類別為Ⅳ類。

4)建議在對ZK38+400－ZK38+370段施工時，注意洞頂和洞壁局部坍塌，掉塊和構造裂隙水，注意安全，應采取必要的安全措施及時支護。

結論

（1）在比較危險的隧道入口處的周邊位移．拱頂及地表下沉量已成收斂趨勢，日變形率

（2）在里程為ZK38+400處的地質情況突變地段。采用地質雷達進行的超前地質預報說明下一步施工提出的開挖方案和支護措施是合理的，這一點在其后的施工中得到了驗證。

（3）監控量測結果必須及時提供，滯后的監控量測資料對于指導施工是無用的。

總之，監控量測在隧道新奧法施工中是必不可少的監控措施，給新奧法施工提供了變形資料，對評定支護方式，提出設計變更提供了依據。

參考文獻:

[1]渝湘高速公路洞塘隧道圖紙

[2] 中華人民共和國交通部. 公路隧道設計規范.人民交通出版社.

[3] 中華人民共和國交通部.公路隧道施工技術規范.人民交通出版社.

篇（8）

1.新奧法簡介

1.1新奧法的概念

所謂新奧法，就是奧地利隧道施工新方法的簡稱，英文為New Austrian Tunneling Method，簡寫NATM，是上世紀六十年代由L.V. 拉布西維茲、米勒-菲切爾等隧道專家提出的一套隧道施工理論和方法，它迅速為各國工程界所接受并獲得廣泛的應用。新奧法是應用巖體力學的的理論，充分利用巖體的自支撐能力，結合現代量測監控技術，采取柔性支護的手段來達到隧道或巷道的穩定。

1.2新奧法的發展

新奧法與傳統礦山法都屬于鉆爆法，它最早是應用于隧道工程。拉布西維茨1934年嘗試在地下工程中使用噴漿支護。在1942～1945年建造的洛伊布爾隧道中首次采用了雙層薄襯砌。1948年，他提出了量測工作的重要性。在1953～1955年修建普魯茨-伊姆斯特電站的有壓輸水隧洞時，按拉布西維茨的建議采用錨桿支護而獲得成功。1963年拉布西維茨將這種施工方法正式命名為新奧法。1964～1969年他又提出了在巖石壓力下隧道穩定性的理論分析，強調采用薄層支護，并及時修筑仰拱以閉合襯砌的重要性。經過20多年的實踐和推廣，新奧法日趨成熟，在山嶺隧道中被普遍使用，并已廣泛用于其它巖土類工程。中國從上世紀60年代初開始推廣噴錨支護，到80年代新奧法已被廣泛采用于礦山井巷、隧道等工程。

2.新奧法施工原理和技術

2.1新奧法的巖體力學原理

傳統礦山法依據的是“松弛載荷理論”，該理論是泰沙基和普羅托奇雅可諾夫于上世紀二十年代提出的。它認為，穩定的巖體有自穩能力，不產生載荷；不穩定的巖體則可能因松弛產生坍塌，需要用支護結構予以支承，作用于支護結構的載荷就是圍巖松弛范圍內可能坍塌的巖體的重力。而新奧法依據的是“巖承理論”，該理論認為，圍巖穩定是巖體自身有承載自穩能力；不穩定圍巖喪失穩定是有一個過程的，如果在這個過程中提供必要的幫助和限制，則圍巖仍然能夠進入穩定狀態[1]。可見，這種理論非常重視過程和對過程的有效控制，充分利用圍巖的自承載能力是其基點。

2.2新奧法的支護技術

與新奧法的力學原理相適應，新奧法擯棄了剛性支架的大量使用，如木支架、鋼筋混凝土預制構件支架、鋼支架、整體混凝土支護和砌石支護這些靠支架強行支撐松弛圍巖的傳統支護方法，而是采用柔性支護來加固圍巖，如噴射混凝土支護、錨桿支護、錨網支護、錨噴聯合支護、錨桿注漿支護、錨噴網聯合支護等，并且要恰當掌握支護時機，支護結構盡量形成閉合的薄壁圓桶結構，可以和圍巖一同產生有限的變形以釋放應力而獲得更高的自承能力。新奧法把巖體既看作產生載荷的原因也看作主要承載結構，支護結構和巖體要形成統一體并共同發揮承載作用。

2.3新奧法的量測技術

新奧法是掘進施工由經驗和定性走向定量分析的方法。根據工程的地質、規模和施工要求，要制定合理的量測計劃和確定量測項目。量測項目主要有位移、應力應變、接觸應力等三大類。可以采用水平儀量測圍巖表面垂直位移和地面沉陷，用伸長計量測圍巖在不同半徑處的變形，用收斂計量測收斂變形，用壓力盒測定接觸應力，等等。通過記錄、整理、分析這些數據，可以進行圍巖的穩定性分析，用于調整施工方案或指導施工，故而新奧法是設計和施工一體化方法。

3.新奧法施工

3.1新奧法施工原則

新奧法的施工原則可以概括為“少擾動、早噴錨、勤量測、緊封閉”。

“少擾動”就是在進行掘進時盡量減少對圍巖的擾動破壞。因此，要優先選用機械開挖，如單臂掘進機、全斷面掘進機、掘錨支綜掘機。采用鉆爆法時要用光面爆破或預裂爆破，控制循環進尺和及時支護。

“早噴錨”是指開挖后及時施作初期支護，使圍巖的變形進入受控狀態，既可防止圍巖松弛坍塌又允許適度變形以產生自承能力。若圍巖穩定性較差時可以采取超前支護。

“勤量測”指采用量測儀表來量測圍巖位移、應力應變和接觸應力等，通過數據來分析圍巖的穩定性或變化趨勢，以便調整開挖方法、支護方法等。

“緊封閉”是指盡量采用噴錨支護，避免圍巖暴露而致強度和穩定性降低，要適時對圍巖施作封閉性支護，使圍巖和支護結構處于良好的共同工作的狀態。

3.2新奧法施工程序

新奧法施工程序如下圖：

4.新奧法在各種工程中的應用

4.1新奧法在井巷工程中的應用

新奧法由傳統礦山法演化而來，是傳統礦山法的推陳出新。井巷掘進在礦山工程中占40～60%，對礦山的生產、安全和開采成本影響很大。在礦山井巷工程中，有些使用期很短，如礦塊天井、鑿巖巷道、拉底巷道、裝礦巷道等采切工程；有些使用期較長，如主副井、斜坡道、通風井、主溜井、主要硐室、石門和階段運輸平巷等開拓工程。對于采切工程，一般采用傳統礦山法施工就可。對于開拓工程，盡量采用新奧法施工，但要求明顯比隧道低。

礦山巷道除特殊情況下一般采用直墻拱頂，多數不設仰拱不閉合。除了主副井外，由于巷道斷面較小，很少采用再砌或再噴混凝土的復式支護。多采用鉆爆法開挖，有條件時可采用掘進機開挖，巖層極為松軟時可以人工開挖。鉆爆法施工時一般分掏槽眼、輔助眼和周邊眼，采用光面爆破技術，按照掏槽眼——輔助眼——邊幫眼——底板眼的順序進行微差爆破。根據圍巖的穩定性和地壓力的大小，用工程類比法確定初選支護方式和支護參數，一般用噴射混凝土支護、錨桿支護、錨網支護、錨噴聯合支護、錨噴網聯合支護等。在施工中，根據量測監控的數據來分析判斷初選支護方案是否恰當，用逼近法或抽稀法來調整以找到最佳支護方案。迄今為止，依據巖體力學理論計算而得出的錨噴支護方案僅供參考。大姚銅礦采用光面爆破技術、錨噴網聯合支護掘進階段運輸平巷，取得了良好的技術經濟效果。

4.2新奧法在采場中的應用

新奧法提出的巖承理論和柔性支護理論，在采場地壓管理中發揮著重要作用。無論是非金屬礦山還是金屬礦山，只要采取地下開采，都需要處理采場地壓問題。在地采礦山中，特別是采用空場法和采后充填法來開采水平和微傾斜礦床、緩傾斜礦床或傾斜礦床，都會面臨采場頂板控制問題。在頂板堅固性和穩定性差的時候，常常采用系統錨桿、錨網聯合、錨桿桁架、錨帶網等支護方法來處理頂板或局部不穩的地方，以保證回采期間頂板的穩定和采場安全。在露采時，常常采用噴射混凝土、錨桿、錨網、錨索等支護方法來加固邊坡或平臺。其實際效果往往遠勝木樁、擋土墻和砌石加固，且造價更低。

4.3新奧法在隧道工程中的應用

新奧法起源于傳統礦山法，成就于隧道工程。由于隧道工程斷面較大、長度較長、穿過的巖層較復雜、要求更高，是新奧法應用最徹底的領域。從開挖方式上，隧道掘進可以采用鉆爆法、全斷面掘進機、盾構法等多種手段。鉆爆法時可以采用全斷面法和臺階法施工，盡量減少開挖對圍巖的破壞。如圍巖穩定性較差，開挖前可以采用錨桿、小導管或管棚超前支護[2]。從支護手段上，隧道初期支護可以采用錨桿支護、噴射混凝土支護、錨噴聯合支護或錨噴網聯合支護，并且往往做成封閉的薄壁圓桶結構（設仰拱），并進行注漿封水或導管排水，還常常進行二次襯砌或復噴混凝土支護（起安全儲備和美觀作用）。如地壓過大時，可以采用鋼纖維、鋼拱架或鋼筋格柵混凝土支護。大箐隧道采用鉆爆法正臺階施工、錨噴初期支護、模筑鋼筋格柵混凝土二次支護的方案，取得了很大的成功。

4.4新奧法在公路工程中的應用

新奧法在公路工程中也有廣泛應用，在開挖深路塹、處理高陡邊坡、穩定路基方面都發揮作用。對穩定的石質邊坡，可以進行噴漿覆蓋以防止風化；對不穩定的石質邊坡，可以采用沙漿錨桿加固，可以用錨噴加固，可以用錨網加固并防止落石。還可以用位移量測和變形量測手段來分析高陡邊坡的穩定性，可以用長錨索來加固邊坡或填方路基。在昭待公路的修建過程中，用長錨索來加固邊坡或填方路基得到大量使用。

4.5新奧法在其它工程中的應用

此外，新奧法在國防工程、水利工程、水電工程、地下鐵道、地下建筑都有一定的應用。重要的地下彈藥庫和地下軍事基地都使用新奧法施工。蔓灣水電站左岸的高陡邊坡坍滑治理就大量采用錨噴支護和預應力錨索支護而取得成功。新奧法的二次支護方法在地下建筑和地下鐵道建設中也被大量采用。

5.新奧法施工的注意事項

當然，新奧法也非萬能和唯一的方法。相比于傳統礦山法，它的施工技術更復雜，設備要求更高，成本也更高，施工速度更低，而且，在一些地質條件較復雜或軟弱地層中，不適于新奧法施工。在下列情況下，不適于或需要采取適當的輔助措施才能進行新奧法施工：①涌水量過大的地層；②因涌水產生流沙現象的地層；③圍巖破碎使錨桿鉆孔和插入都極為困難的巖層；④工作面不能暫時穩定的巖層；⑤沙石、碎石、沙礫層[3]。

6.結論

新奧法將巖體力學理論和工程施工緊密結合，從開挖、支護和量測監控的系統的思維出發，確保設計和施工的一體化，從而保證工程質量和安全，有很廣很強的適用性。隨著錨桿材料、噴漿工藝技術、光爆技術、量測技術等的發展，新奧法將應用越來越廣泛。其施工成本會不斷降低，施工速度會不斷提高，而施工質量和安全卻越來越高。

【參考文獻】

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1 概述

瓦斯是我國煤礦的主要災害因素之一，瓦斯煤塵爆炸、煤與瓦斯突出等災害嚴重威脅著我國煤礦的安全生產。由于災害因素多、治理難度大，礦井瓦斯一直是我國煤礦安全工作的重點和難點。目前，我國所有煤礦均為瓦斯礦井，據統計，在100個國有重點煤炭生產企業的609處礦井中，高瓦斯礦井占26．8％，煤與瓦斯突出礦井占17．6％，低瓦斯礦井 占55．6％。國有地方和鄉鎮煤礦中，高瓦斯礦井和煤與瓦斯 突出礦井占15％左右。部分局礦的情況更為嚴重，如淮南礦業集團所屬11對礦井均為突出礦井，平頂山煤業集團所屬 的13對礦井也全部為高瓦斯或突出礦井。

瓦斯災害已成為制約煤礦安全生產和煤炭工業發展的重要因素，為此，國家煤礦安全監察局實施了“科技興安”戰略，并提出了“先抽后采、監測監控、以風定產”的瓦斯治理“十二字方針”，與此同時，我國的各類科技計劃也逐步加強了瓦斯災害治理技術研究開發的支持力度。“十五”以來，科研院所、高等院校及企業以產學研結合方式開展了攻關研究，在瓦斯煤塵爆炸、煤與瓦斯突出預測、保護層開采、順煤層瓦斯抽放及礦井通風系統監測、評價與決策控制等方面取得了重大進展，并獲得了一批重要的科技成果。

2 瓦斯治理技術研究的新成果

2．1 瓦斯煤塵爆炸危險性預測評價技術

瓦斯煤塵爆炸一直是困擾煤礦安全生產的重大災害之一。近年來，我國在煤塵著火機理及瓦斯煤塵爆炸機理研究方面，建立了粉塵云著火及燃燒過程簡化模型，得出了粉塵空氣混合物點火過程中慢速導熱燃料模式到快速輻射燃燒模式的轉變具有爆炸特征，試驗系統中點火誘導期與高溫固體顆粒燃料產物的質量分數和燃燒陣面中的熱輻射有關，在爆炸極限范圍內顆粒相濃度與顆粒點立溫度越低火焰加速效果越明顯，輻射熱損失可能導致燃燒區域的重構，粉塵空氣混合物火焰穩態結構發生明顯變化等重要結論；通過研究得出了瓦斯煤塵共存條件下煤塵云著火特征參數計算方法，揭示了瓦斯爆炸過程中爆炸波和火焰的變化特征。

在取得上述成果的基礎上，建立了礦井瓦斯煤塵爆炸危險性評價模型，用事故樹方法分析了掘進、采煤工作面瓦斯煤塵爆炸發生的影響因素擴權重、可能發生事故的模式和避免爆炸事故發生所要采取的途徑。確立了礦井采煤工作面、掘進工作面瓦斯煤塵爆炸危險性預測評價指標體系，并將指標分為爆炸易發性指標和爆炸后果嚴重性指標。前者包括自然因素、技術因素、管理因素和經濟因素四方面指標，后者包括煤塵爆炸指數、沉積煤狀況、隔抑爆方式、隔抑爆用水量、井下作業人員、以往事故損失及礦山救護能力等。開發出了瓦斯煤塵爆炸危險性預測評價技術和專家系統軟件，并建立了瓦斯煤塵爆炸的危險性評價和防治專家系統。

2．2 煤與瓦斯突出區域預測技術

采用瓦斯地質理論與物探技術相結合的方法進行突出區域預測，一直是國內外的研究方向。“十五”計劃以來，我國煤與瓦斯突出區域預測技術取得重要成果：

(1)我國采用瓦斯地質方法，建立了瓦斯地質理論與物探技術相結合的多技術(數字地震勘探、無線電波透視和構造軟煤測井曲線識別)集成的多尺度(礦井突出區和工作面突出帶)瓦斯突出區域預測瓦斯地質新方法；提出了以瓦斯地質單元基礎的由構造軟煤厚度(H)和煤層瓦斯壓力(P)相配套的突出區域預測瓦斯地質指標，初步確定構造軟煤厚度的突出臨界值為0．90m；

(2)開發了具有信息輸入、動態管理和空間分析功能的瓦斯突出區域預測WebGIS信息平臺，實現了瓦斯突出區域瓦斯地質方法的自動化和可視化；

采用地球物理探測技術，形成了一套礦井瓦斯富集部位地震探測技術與方法，建立了由3D3C地震技術、AVO技術、地震反演技術、地震屬性分析技術、地震波形分類技術、瓦斯地質技術等構成的瓦斯富集部位地質—地震預測模式，形成了瓦斯富集部位探測的核心技術；

(3)采用地質動力區劃的方法，確定了活動構造和巖體應力狀態對突出的影響，并劃分出應力升高區、應力降低區和應力梯度。為此開發了突出多因素模式識別概率預測計算機軟件，確定了活動斷裂、最大主應力、應力梯度等8個主要影響因素，并可方便地劃分突出的危險區、威脅區和安全區，開發出了突出區域預測決策分析系統軟件，實現了圖、文、聲和像的可視化；

(4)采用電磁波透視技術，成功研制出了探測煤層瓦斯災害易發區的技術和裝備，建立了電磁波反射和吸收特征數據庫和地質異常體的識別系統，得出了瓦斯災害易發區分布規律，提出了判定瓦斯災害易發區的敏感指標和臨界值，形成一套適于瓦斯災害易發區的判識方法。

這些技術成果的研究和應用，完善并發展了我國煤礦瓦斯突出區域預測技術體系，提高了突出預測的準確性，非突出危險區預測準確性達到100％，突出危險區預測準確性超過70％，最大限度地降低了掘進和回采過程中的瓦斯影響，顯著提高掘進速度和提高回采工作面產量。

2．3 煤與瓦斯突出動態預測技術

煤與瓦斯突出的非接觸式預測是通過對瓦斯或煤體本身的信號的實時監測而進行的連續動態預測技術。這種方法具有測試簡單、不與生產發生沖突、實時連續監測等優點。因此，非接觸式連續預測是目前突出預測的主要研究方向。在“九五”攻關成果的基礎上，針對掘進工作面煤與瓦斯突出非接觸動態預測預報的需要，分別研究出了基于動態瓦斯涌出規律原理、AE聲發射原理和電磁輻射原理的工作面突出危險性連續監測技術與裝備。

通過分析瓦斯涌出動態變化規律與突出危險性的關系、實時監測瓦斯動態涌出特征波形、提取與突出危險性相關的特征指標，建立了煤巷掘進炮后30分鐘的噸煤瓦斯動態涌出量指標、瓦斯涌出變異系數指標、炮后瓦斯涌出最大速率指標等連續預測指標，研究確定了這幾種指標與炮掘工作面突出危險性的關系及指標臨界值，以此綜合判斷工作面所處地點的安全狀況以及前方的潛在危險性，實現了炮掘工作面瓦斯動態涌出預測，為我國煤礦提供了一種新的瓦斯涌出量預測方法和煤與瓦斯突出預測工藝技術；

開發出了一套AE聲發射監測煤與瓦斯突出的技術裝備，提出了AE聲發射濾噪綜合處理技術和方法，通過阻噪、隔噪、抑噪、濾噪和有效AE信號提取等途徑，實現了有效濾噪的目的，取得了歷年來濾噪研究中最有突破性進展的研究成果，研究出了包括傳感器在內的AE聲發射預測工藝技術，分析和總結了煤巖破壞AE聲發射規律、AE聲發射與瓦斯動力災害的關系；

通過連續監測含瓦斯煤巖流變破壞過程中產生的電磁輻射信號強度和脈沖數及其變化的研究，實現了對煤與瓦斯突出等煤巖動力災害現象的預測預報，研究并揭示了電磁輻射與煤與瓦斯突出影響因素間的關系，提出了臨界值法與動態趨勢法相結合的煤巖動力災害預警方法，開發成功了煤巖動力災害非接觸電磁輻射連續監測儀，實現了煤巖動力災害的非接觸、連續動態監測及煤與瓦斯突出預警。

2．4 高產高效礦井瓦斯災害綜合治理技術

加強瓦斯災害的治理是防止煤礦重特大事故發生的重要保證。高瓦斯煤層群保護層開采、低透氣性煤層瓦斯強化抽放、巷道邊掘邊抽等技術是瓦斯治理的有效措施，也一直都是煤礦瓦斯治理的重點和難點。在煤層群保護層開采方面，通過開展了保護層作用機理的研究，利用三維離散單元法對淮南礦區保護層開采后，采空區頂、底板煤巖體應力重新分布的規律、頂底板變形和破壞特征進行了數值模擬研究，從理論上計算了保護層開采后卸壓范圍向頂、底板方向發展的深度，為確定被保護層的保護效果和卸壓范圍提供了可靠的理論依據。

針對首采保護層開采時，上下高瓦斯突出煤層的瓦斯集中向首采工作面涌出的特點，并考慮到確保和提高防突效果的要求，試驗成功了多種首采層瓦斯綜合治理技術措施：

保護層底板巷道+上向穿層鉆孔抽放瓦斯技術、被保護層頂板煤(巖)巷道+下向穿層鉆孔抽放技術、首采層(保護層)頂板巷道抽放技術、首采層(保護層)頂板走向鉆孔抽放技術、首采層(保護層)工作面采空區埋管抽放技術、首采層(保護層)掘進工作面邊掘邊抽技術。在試驗研究中還在實際層間距70m(相對層間距35倍)近水平煤層群的下保護層開采和80-90~急傾斜近距離煤層群的下保護層開采上取得了重大進展； 轉貼于

在順煤層強化抽放方面上，通過試驗和理論研究，形成了一套在順煤層鉆孔中運用高壓水射流擴孔和鉆擴一體化技術提高瓦斯抽放效果的成套技術和裝備，以及對石門揭煤抽、排瓦斯鉆孔擴孔的工藝技術和方法。擴孔后鉆孔直徑達到200-300mm，為擴孔前的4．5倍，最大擴孔直徑達619．9mm。擴一個鉆孔的時間相當于施工一個鉆孔時間的1／6，而一個擴孔鉆孔的抽排放瓦斯及防突效果相當于2個以上的鉆孔，明顯提高了瓦斯抽放的效果；

在瓦斯抽放效果評價方面，研究了根據煤層的最小突出瓦斯壓力、瓦斯含量為依據，合理確定評價預抽防突措施有效性的預抽率指標和臨界值的方法。下向鉆孔及深孔預裂爆破是提高瓦斯抽放效果的另一重要技術途徑。通過試驗研究，解決了下向鉆孔施工中的排渣、排水等技術難題，取得了下向孔鉆探長度達到70．1m的良好效果。研究中完善了適合于高瓦斯低透氣性、有突出危險煤層深孔控制預裂爆破強化抽放瓦斯技術和石門快速揭煤技術；

對于單一低透氣性突出煤層巷道掘進的瓦斯抽放技術難題，通過理論分析和試驗研究，發現煤層巷道掘進工作面和巷道兩幫的煤體在松動和原始煤體之間存在的隨巷道向前掘進而向前移動的蠕變“u”形圈，在“u”形圈內煤層的透氣系數成百倍地增加；

分析了煤層賦存參數、瓦斯抽放參數對抽放鉆孔抽放瓦斯效果的影響，確定了有效抽放半徑與抽放時間的關系、抽放負壓和抽放量的關系，并據此合理布置邊抽邊掘鉆孔，其截流抽放瓦斯率可達到30％以上，并且煤體的強度有較大增加。

2．5 礦井通風系統安全可靠性評價與決策技術

礦井通風是保障煤礦安全生產的關鍵性環節，合理的通風是防止瓦斯積聚、抑制煤炭自燃和火災蔓延擴大的重要手段，通風系統布置不合理或管理不當，則是導致瓦斯積聚和自然發火及造成瓦斯、火災事故進一步擴大的主要原因。集約化生產的大型礦井實行一礦一面已成趨勢，要求通風系統具有更強的穩定性、可靠性和合理性，具有較強的抗災能力。

我國開展了礦井通風系統安全可靠性評價和決策技術的研究，建立了基于評價指標體系和網絡仿真技術的兩種礦井通風系統可靠性評價理論體系、評價方法和數學模型，開發了智能化、可視化通風系統可靠性評價和決策支持系統軟件。

在災變風流動態模擬及虛擬現實技術方面，研究并完善了一維動態模擬技術，開發了礦井災害風流流動模擬的GIS顯示系統，實現礦井災變動態模擬結果在礦井通風系統圖各巷道通風參數的動態顯示，提高模擬結果與各巷道的對應性，減少礦井災害防治及救災決策中應用災變狀態各參數的失誤率，提高決策效率。研究出了礦井火災區域內煙流流動的三維數值模擬研究和礦井巷道中火災煙流流動的虛擬現實技術。

在通風系統自動調控方面，研究成功了井下自動控制風門及遠程控制技術，研制出了帶有卸壓窗和撞桿自動開啟裝置的遠程自控風門，實現了井下人、車信號分離，采用控制命令分級管理的方法，徹底貫徹了“生產服從救災，行人服從行車”的風門管理理念，有效地提高了通風系統的穩定性和安全可靠性。

作為配套技術研究，將礦井通風系統安全可靠性評價和決策技術、礦井災變風流動態模擬及虛擬現實技術和井下風門遠程控制技術等有機整合成一體，開發了軟件平臺，初步實現了礦井通風系統從監測、分析、決策到控制等各環節的閉環運行。

3 存在的問題和急需開展的研究

煤炭是我國國民經濟發展的基礎能源，煤礦安全是煤炭工業走新型工業化道路、可持續發展的前提和保證。瓦斯災害治理是煤礦安全工作的重點。對煤礦瓦斯災害進行監測監控、預警防治等瓦斯綜合治理技術措施，是減少煤礦傷亡事故，提高安全生產水平的重要手段。目前，煤礦安全工作面臨兩大的挑戰：

一是產業結構的調整，生產高效集約化程度的提高，瓦斯涌出量倍增，產塵強度大幅度上升，通風壓力增大，瓦斯煤塵爆炸、煤與瓦斯突出等災害事故的預防難度增大；

二是礦井生產水平的逐年延伸，地應力增大，瓦斯涌出量也增大、煤與瓦斯突出和沖擊地壓危險性增加，惡化了煤礦生產條件，增大了生產中的不安全性。為此，煤礦安全技術也需從兩個方面開展攻關研究：

(1)根據礦區煤層條件不同、瓦斯賦特征不同、生產條件的變化，采用新的科技手段進一步完善提高現有瓦斯災害治理技術體系并進行適應性研究，如采用現代通訊技術、自控技術、計算機技術和傳感技術，解決我國現有煤礦安全監測系統相互不兼容、無法互聯互通的技術難題；

(2)不斷解決瓦斯治理技術研究中出現的新問題，如伴隨我國東部深井開采帶來了“三高”和深部礦井的延期突出問題，松軟低透氣性煤層長鉆孔瓦斯抽放技術難題。這些問題急需開展科技攻關加以解決。

4 結論

瓦斯災害治理新技術在淮南礦區進行了試驗和應用，取得了經濟、社會、安全環境的多重效益。這些研究成果對我國煤礦生產條件和瓦斯災害特點具有很強的針對性和適應性，具體成果表現為：

(1)瓦斯煤塵爆炸危險性預測評價技術在淮南潘三礦、張集礦應用表明，評價結果準確可靠，具有很強的操作性和實用性，為預防煤礦瓦斯煤塵爆炸提供了重要技術支撐。

(2)瓦斯地質、動力區劃和地球物理探測方法的煤與瓦斯突出預測技術是經實踐證明是有效的，是減小防突工程量、提高防突效果的保障技術措施。

篇（10）

在現階段的隧洞掘進施工中，為保證隧洞施工的安全性與穩定性，需要做好地質勘查工作，保證能在較短時間內發現影響安全施工的線管因素，切實保護施工人員的安全。但從現階段我國隧洞掘進施工的實際情況來看，其中存在許多亟需解決的問題，而不良地質段就是其中的代表。為能正確認識到不良地質段的處理方法，本文以實際案例入手，分析該案例的處理方式，以求為其他工程施工提供理論支撐。

1.工程概況

1.1基本資料

該工程位于我國南方某地區，屬于改造綜合項目的庫壩工程。在整個工程項目中，所涉及的施工項目主要包括回水壩、排水庫壩體、回水池等。按照施工要求，將整個工程項目劃分為3個階段，分別為：第1階段重點處理尾礦庫庫內的排水問題，以及元尾礦庫加固處理；第2階段施工主要為庫壩體加固；第3階段施工核心是公路改到、運礦公路處理等。從施工流程來看，不良地質段對整個工程質量產生重要影響，并得到相關技術人員的高度重視。

1.2不良地質段主要表現

在該工程中發現，不良地質段所對應的圍巖結構主要集中在Ⅳ-Ⅴ階段，并發現，該區域在圍巖結構穩定性、巖體結構特征等方面具有特殊性，統計該項目不良地址段的基本數據，具體資料見表1。

表1 施工地區不良地質段基本數據

圍巖類別 圍巖穩定性 巖體結構特征 結構面組合形式 基本力學參數

f（MPa） K（MPa）

Ⅳ-Ⅴ 整體結構不穩定 呈現出散體、碎裂的特點 層狀結構具有危害性 3.0±1.0 300.0-100.0

2.不良地質段處理思路與措施

2.1不良地質段基本處理思路

為保證處理方法具有良好的操作性，在隧洞掘進施工中，需要考慮隧洞掘進線路長與跨度較大等問題，通過采取積極有效的防治措施，避免塔防等不良地質顯現發生。因此，在施工過程中，需要做好不良地質段的綜合分析工作，通過明確不同的施工內容，保證處理措施具有良好的實用性。

而在該工程項目中，相關人員結合自身工作經驗，由塌方預防為主，明確了幾種具有針對性的處理思路，主要表現為以下幾點：

（1）針對出現塌方概率較小的地段，考慮到該區域兩側巖體結構十分穩定，且斷層破碎帶較為狹窄。一般在處理過程中可采取挑梁施工法，對于上述區域安裝高質量鋼支撐結構，并對涉及到錨噴作業區域，通過將木垛架設于挑梁區段的作業下，可實現對塌方洞穴的可靠填塞。

（2）對于出現中等塌方顯現的區域，考慮到該區域的塌方范圍主要集中在10.0O，并且常見于傾向斷層區的區域內。由于該區域頂板結構十分穩固，因此在施工過程中可綜合利用錨噴法、護頂法、管棚法等措施，就能有效控制塌方現象發生。

（3）對于大塌方地區，由于該塌方的范圍較大，并且面積主要集中在100.0O以上。考慮洞頂巖層厚度較低，在施工中出現冒頂事故的概率較高，因此在施工中需要針對不同不良地質段條件采取具有針對性的處理措施。例如，在水文條件較為復雜的區域，可采取灌漿法、導洞法等，通過建立綜合處理模塊，來有效解決塌方現象；對于水文條件較為簡單的區域，在處理中采取管棚法、錨噴法等，即可有效避免塌方發生。

總體而言，在該項目施工中，相關工作人員仔細分析了項目的質量控制要求，并提出具有針對性的處理措施。從該工程的后期實踐情況來看，相關措施具有良好的操作性。

2.2不良地質段處理方法

結合該項目中隧洞施工的基本情況，分析不良地質段處理思路，相關工作人員認為，為保證隧洞掘進施工的有效性，保證不良地址段安全，在做好掘進改進作業的同時，還要做好必要的防護措施，其基本措施主要分為：

（1）在隧洞掘進施工中，需要根據塌方區的水文條件及其所對應的工程地質，在實施掘進作業的同時采取木構架方式，對掘進隧洞區進行臨時性支護，以切實保護施工人員安全。

（2）針對工程中出現塌方現象概率較大的區段（主要指該項目中的0+413～0+452區域），在處理過程中，需要結合施工現場與延伸段情況，合理改變洞線，實現施工中的平面調整，保證在施工過程中能有效避開不良地質段。

（3）在工程地質較為穩定的前提下， 保持最大角度方式，對目標地區進行掘進施工，并繞過不良地質段，并最終與原洞線重合。

（4）為保證在改線之后，隧洞掘進施工作業具有安全性，需要在特定的位置采取鋼筋混凝土擋墻方式，保證能對施工地區進行有效的封堵。同時在該項目中，為保證圍巖結構與支護區段的完整性，保證該區域的防滲漏處理措施的可靠性，在施工結束之前，需要對其進行二次灌漿處理，以提高隧洞整體結構的穩定性。

2.3改線施工分析

改線施工時隧洞掘進施工中處理不良地質段的主要方法，一般在隧洞施工前期，主要根據塌方段的工程地質條件，采取邊挖掘、邊支護的方式。其中，當掘進到斷層延伸帶時，需要仔細分析延伸帶與隧洞的穩定性，考慮眼原洞線施工可能造成的不良影響，并分析原洞線施工中支護設施對總造價的影響，需要采取改線施工方法。在確定改線線路時，需要積極避開不良地質路段，并選擇工程地質條件良好的地段，保證兩者之間位置差最小。在改線起點處順弧線方向采用鋼筋混凝土擋墻封堵塌方段，擋墻兩端深嵌圍巖內；為提高支護部位與圍巖的完整性和防滲效果，支護后進行了回填灌漿和固結灌漿處理。

結論：

（1）不良地質路段是影響隧洞掘進施工質量的主要危險因素，加強對其處理措施的討論，在提高施工效果中句由重要意義；（2）從實際工程案例可知，在不良地質路段處理中，需要重視原始數據的積累，積極分析影響施工效果的相關因素，并結合本工程中升實際情況，確定改線處理方案；（3）改線處理方法屬于一種具有較高實用性的不良地質段處理方法， 通過開展改線施工，能有效避開不良地質段，能降低工程難度，避免不良事故發生。

對相關工作人員而言，除常規的處理方法外，新奧法施工理論等一大批優秀理論可以被應用在不良地質段處理中，通過不斷改善隧洞結構質量，也可有效避免塌方發生，應該在施工處理中得到更多技術員工的重視。

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