分区控制爆破技术在复杂地质条件公路隧道改造中的应用

王刚

（安徽江南爆破工程有限公司）

近年来，我国高速铁路发展迅猛，高速铁路网的形成对地区性经济增长刺激作用凸显，部分隧道因为规模较小，无法满足实际交通需求，须进行拓宽改造，但部分隧道由于使用年限较长，围岩稳定性较差，岩溶裂隙发育，溶洞内部泥水充填，甚至可能存在暗河问题，极大增加了隧道掘进扩挖难度，如何有效控制爆破规模、优化爆破工艺、控制爆破有害效应、保障围岩稳定、降低安全风险是现今隧道扩挖改造的一大难点［1-3］。

在隧道爆破扩挖研究方面，李源源［4］探究了微差光面爆破技术在既有隧道扩建中的应用情况；林涛［5］提出了城市隧道拓宽改造中爆破控制措施；岳永青［6］针对隧道改造衬砌拆除爆破问题提出了相应措施；吕瑞虎［7］对水平砂泥岩隧道爆破成型控制技术进行了现场应用。

本文基于G5011 芜合高速既有试刀山隧道爆破扩挖改造工况，通过精心设计爆破掘进过程中的掏槽方式、装药结构，合理布置钻孔，通过理论公式和现场实际情况计算各项爆破参数，分区块进行爆破施工作业并校核爆破有害效应阈值，顺利完成了隧道扩挖爆破作业，为类似工程提供借鉴。

1 工程概况

1.1 项目概况

G5011 芜合高速既有试刀山隧道建成于1996 年6 月，因林头至陇西立交段改扩建工程建设需要，对其进行改造和加固。本项目施工全部处在4 条试刀山隧道内，加固主要为隧道病害整治，包含裂缝治理、渗漏水治理、衬砌脱空治理。项目中涉及爆破的主要工程：①通行方向的新旧隧道之间分别设置4条互通的行车横洞；②行车横洞相应的位置设置4处紧急停车带；③在新旧隧道之间东西两端各设置2条行人横洞。

1.2 地质条件

沿芜合高速自东向西工程及地质条件：

（1）东侧1#人行横洞段，主要为泥质灰岩、局部泥岩和页岩、硅质岩，岩溶裂隙发育，Ⅳ级围岩，岩石硬度f=5～8。

（2）中间行车横洞及紧急停车带区段，主要为灰白—浅肉红色及绿灰色泥质灰岩，夹页岩，Ⅳ级围岩，岩石硬度f=6～9；地质构造上为向斜的轴部，F4断层上盘；灰岩构造岩溶发育，溶洞内多为泥水充填。

（3）西侧2#人行横洞段，主要为黄绿色的泥质砂岩和粉砂质泥岩、泥质页岩等，易风化，赋存基本稳定，岩石硬度f=4～6，水文及工程地质条件相当复杂。

1.3 具体施工内容

（1）紧急停车带和行车横洞：①紧急停车带，断面为马蹄洞形，所处位置的净宽度为13.5 m（原有隧道净宽10.5 m），掘进宽度为14.04 m，需增加爆破宽度为3.54 m，面积约为21.3 m²，爆破工程量为8 732 m³；②行车横洞，断面为城门洞形，净断面规格尺寸为4.5 m×6.2 m（宽×高），掘进断面约为28.7 m²，爆破工程量为1341.5 m³；2项工程量合计约为10 073.5 m³。

（2）行人横洞：断面为城门洞型，净断面规格尺寸为2.5 m×3.1 m（宽×高），掘进断面约为9.4 m²，则爆破工程量为318.8 m³。

2 爆破方案的选择

根据隧道掘进爆破的地质概况和岩层赋存条件，参考前期主隧洞掘进爆破施工的特点以及施工机械设备的现有条件，拟确定采用如下掘进爆破工艺施工。

2.1 设计和施工原则

依据隧道围岩的赋存条件，科学设计与施工，遵循“弱爆破、短开挖、强支护、早闭合、勤量测、衬砌紧跟”的原则，根据钻爆施工效果及时优化调整设计参数。

2.2 紧急停车带爆破方案

（1）人工切割和机械拆除原有的隧道衬砌，然后进行爆破扩挖；每次拆除的纵向长度不得超过1.5 m，分步拆除并扩挖，必须及时进行临时支护。

（2）根据岩层赋存稳定性条件，确定爆破工艺、循环进尺和爆破参数。①如果围岩较为稳定，无地质构造和破碎带等，可进行1.5 m 及以上孔深开挖施工，采用松动爆破和周边光面（或预裂）爆破技术，全断面一次爆破。②如果遇到软岩及断层破碎带或岩溶等，则根据围岩的软弱实际情况，酌情采用减弱松动爆破，或分台阶、分步骤进行“多循环、短进尺”爆破施工，循环进尺不大于1.0 m。

2.3 行车、行人横洞爆破方案

（1）对于东侧1#人行横洞和中部行车横洞，围岩赋存条件相对较好，Ⅲ级围岩可采用全断面一次爆破法施工，炮孔深度为1.5 m，掏槽眼深度为1.8 m，循环进尺小于1.5 m；周边孔采用光面爆破法施工。

（2）对于Ⅳ级围岩段和西侧2#人行横洞，则采用“多循环、短进尺”减弱松动爆破法进行施工。炮孔深度为1.0～1.5 m，循环进尺为0.8～1.2 m，周边孔采用光面爆破法进行施工。

3 爆破技术及参数设计

3.1 紧急停车带爆破设计

破除原隧道衬砌后进行爆破扩挖。首先垂直隧道轮廓面挖缺口，然后平行于主隧道轴线方向打眼，以主隧道的侧边轮廓作为爆破的自由面，由里向外依次顺序起爆。

（1）钻眼直径和适用药卷直径：采用YT27 型或ZY24型风动凿岩机钻眼，钻孔直径D=42 mm，适用的炸药卷直径为32 mm。

（2）钻眼间距和排（圈）距：①崩落眼间距，Ⅲ级围岩a=0.8～1.0 m，Ⅳ级围岩a=1.0～1.5 m；②周边眼间距，Ⅲ级围岩E=0.5～0.8 m，Ⅳ级围岩E=0.4～0.6 m；③炮孔排距（圈间距），Ⅲ级围岩b=0.6～0.8 m，Ⅳ级围岩b=0.7～0.9 m。

（3）周边眼距E与光爆层厚度W的比值为0.65～0.8。

（4）炮眼深度：Ⅲ级围岩隧道采用中深孔掘进，炮孔深度L=1.5 m，Ⅳ级围岩或破碎带炮孔深度L=

1.0 m。

（5）装药系数、炸药单耗和装药量：①装药系数ξ，临近自由面炮眼ξ=0.3～0.5，其他崩落眼和底眼ξ=0.4～0.6，周边眼ξ=0.15～0.35；②炸药单耗q，Ⅲ级围岩q=（0.5～0.75）kg∕m³，Ⅳ级围岩q=（0.4～0.6）kg∕m³；③单孔装药量Q=ξL或Q=q·a·b·L。紧急停车带掘进爆破周边眼装药结构见图1。

（6）紧急停车带掘进爆破的炮眼布置图详见图2。紧急停车带掘进爆破设计参数详见表1。

（7）起爆网路：采用先簇联后串联的起爆网路，每簇捆扎16～18根导爆管，共分2簇；2个捆扎点用4发雷管，然后用四通连接元件接母线导爆管通往起爆站；采用起爆针连接发爆器激发。

（8）循环进尺和爆破效率：平均循环进尺按1.4 m计，爆破效率为93.33%；每循环爆破量为29.8 m³，每循环炸药使用量为21.4 kg，则紧急停车带爆破的炸药单耗为0.72 kg/m³，雷管（含起爆网）单耗为1.27发/m³。

3.2 行车横洞掘进爆破设计

对于行车横洞掘进爆破而言，同样根据围岩的稳定性和岩石硬度条件进行设计，这里主要对岩石赋存稳定的石灰岩或泥质灰岩（Ⅲ级围岩）洞挖设计。

3.2.1 掏槽方式

采用4～6 眼的复式楔形掏槽，掏槽方式详见图3。

3.2.2 爆破技术参数

（1）钻眼直径和适用药卷直径：采用YT24 型气腿式风动凿岩机钻眼，钻孔直径D=42 mm，适用的炸药卷直径为32 mm。

（2）钻眼间距和排（圈）距：①崩落眼间距a=0.6～0.8 m；②周边眼间距E=0.4～0.6 m；③炮孔排距（圈间距）b=0.5～0.7 m。

（3）周边眼距E与光爆层厚度W的比值为0.7～0.8。

（4）炮眼深度：炮孔深度L=1.5 m，如果遇断层破碎带或岩溶时，炮孔深度L=1.0 m。

（5）装药系数、炸药单耗和装药量：①装药系数ξ，掏槽眼ξ=0.6～0.7，崩落眼和底眼ξ=0.5～0.6，周边眼ξ=0.15～0.35；②炸药单耗q，Ⅲ级围岩q=（0.6～0.8）kg/m³，Ⅳ级围岩q=（0.5～0.65）kg∕m³；③单孔装药量Q=ξL或Q=q·a·b·L。

行车横洞掘进爆破的炮眼布置详见图4。行车横洞掘进爆破参数详见表2。

3.2.3 起爆网路设计

采用先簇联后串联的起爆网路，每簇捆扎15～16 根导爆管，共分4 簇；每个捆扎点用2 发雷管，然后将6簇的雷管脚线另作一簇捆扎，则传爆雷管共为10发；最后用四通连接元件接母线导爆管通往起爆站；采用起爆针连接发爆器激发。

3.2.4 循环进尺和爆破效率

循环进尺为1.3～1.4 m，平均按1.35 m 计，爆破效率为90.0%；每循环爆破量为28.7 m³，每循环炸药使用量为46.5 kg，则炸药单耗为1.16 kg/m³；雷管（含起爆网）单耗为1.82发/m³。

3.3 行人横洞的掘进爆破设计

对于东侧的1#行人横洞掘进爆破而言，地质条件和掘进方法与行车横洞基本相同。这里主要对岩石赋存条件较差的西侧2#行人横洞（Ⅳ级围岩）掘进爆破设计。

3.3.1 掏槽方式

采用4个眼的楔形掏槽，掏槽方式详见图5。

3.3.2 爆破技术参数

（1）钻眼直径和适用药卷直径：采用YT24 型气腿式风动凿岩机钻眼，钻孔直径D=42 mm，适用的炸药卷直径为32 mm。

（2）钻眼间距和排（圈）距：①崩落眼间距a=0.8～1.0 m；②周边眼间距E=0.4～0.6 m；③炮孔排距（圈间距）b=0.6～0.8 m。

（3）周边眼距E与光爆层厚度W的比值为0.65～0.8。

（4）炮眼深度：炮孔深度L=1.0 m，槽眼垂深Lc=1.2 m。

（5）装药系数、炸药单耗和装药量：①装药系数ξ，掏槽眼ξ=0.5～0.6，崩落眼和底眼ξ=0.4～0.5，周边眼ξ=0.15～0.30；②炸药单耗q=（0.4～0.6）kg/m³；③单孔装药量Q=ξL或Q=q·a·b·L。

行人横洞掘进爆破的炮眼布置详见图6。行人横洞掘进的爆破参数详见表3。

3.3.3 起爆网路设计

采用先簇联后串联的起爆网路，每簇捆扎19～20 根导爆管，共分2 簇；每个捆扎点用2 发雷管，然后用四通连接元件接母线导爆管通往起爆站；采用起爆针连接发爆器激发。

3.3.4 循环进尺和爆破效率

循环进尺平均为0.95 m，爆破效率为95.0%；循环爆破量为9.4 m³，每循环炸药使用量为13.7kg，则炸药单耗为1.53 kg/m³；雷管（含起爆网）单耗为4.2发/m³。

4 爆破安全技术校核

4.1 地震效应

根据萨道夫斯基经验公式：

式中，V为地震波的传播速度，cm/s，根据《爆破安全规程》的规定，对于新建隧道所允许的振动速度按5 cm/s；K，α分别为与地震波的传播介质和爆破区地形地质条件有关的衰减系数，根据《爆破安全规程》的相关规定以及岩石软硬程度和振动频率综合考虑，取K=150，α=1.60；Q为最大段装药量，kg；R为爆破中心至被保护建筑物或构筑物之间的安全距离，新旧隧道之间的距离为35 m。

计算得出最大段装药量Q=93 kg，故每循环爆破用药量均小于93 kg。

4.2 爆破冲击波

根据经验公式：

式中，Rc为爆破冲击波距离，m；K2为与装药条件和破坏程度有关的系数，取5.5；Qc为循环总装药量，取46.5 kg。

计算得出Rc=85.25 m。参考该数据可知，防止爆破飞石的安全距离一般都会大于该数值。

4.3 爆破飞石

深孔台阶爆破个别飞石安全距离借鉴经验公式：

式中，Rf为爆破时个别飞石的最大飞散距离，m；K为与爆破区地形和风向有关的系数，一般为1.0～1.5，取1.5；n为爆破作用指数，对于掏槽爆破来说，约为1.5；W为最小抵抗线，掏槽眼（装药中心）为1.5 m。

计算得出Rf=101.0 m。取150 m 的安全警戒距离是完全可行的。故人员的爆破警戒距离为200 m。

4.4 爆破有毒气体

每次爆破人员全部撤出隧道，避开洞口的方向，爆破后等待15 min，同时进行通风约20 min。

5 现场爆破效果

根据爆破方案进行现场爆破作业，爆破后爆堆效果和进尺如图7所示。

由图7 中可以看出，行人、行车通道爆破后岩石块度均匀，爆破进尺达到设计要求；停车带掌子面较为平整，围岩稳定，各分区边孔光爆效果较好，半孔率较高，孔痕连续性较好。

在新隧道附近设置一测振点，观测各分区爆破振动变化，如表4和图8所示。

图8中由上到下分别对应X、Y、Z三方向，可以看出，测点处爆破峰值振动速度为0.25 cm/s 和0.736 cm/s，远小于新隧道爆破振动速度安全允许标准5 cm/s，爆破振动不会对新隧道产生有害效应。

6 结论

（1）针对紧急停车带隧洞扩挖工况，在稳定围岩处可采用1.5 m大循环开挖施工，全断面一次爆破，遇软岩及断层破碎带，酌情采用减弱松动爆破，或分台阶、分步骤进行“多循环、短进尺”爆破施工，由现场爆破效果来看，爆破扩挖效果较为良好。

（2）针对行车、行人横洞掘进爆破作业工况，在围岩条件较好区域设计炮孔深度1.5 m，掏槽眼深度1.8 m，循环进尺不超过1.5 m；围岩软弱区域炮孔深度为1.0～1.5 m，循环进尺为0.8～1.2 m，周边孔均采用光面爆破法施工。爆破后岩石块度均匀，爆破进尺达到设计值，围岩稳定，为类似隧道爆破扩挖工程提供了参考。

（3）根据现场爆破测试结果来看，采用先簇联后串联的起爆网路，毫秒微差起爆，合理控制最大单响药量，可有效降低爆破振动峰值速度，从而减小对周边隧洞、围岩的振动危害。