隧道工程掘进爆破技术探讨与研究28620

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1、 102 隧道工程掘进爆破技术探讨与研究 隧道与地下工程掘进的施工方法主要有两种，即综合机械化施工法和钻眼爆破法。综合机械化施工方法具有安全、作业连续、均匀、自动化程度高等优点，但由于机械设备重量大、刃具寿命短、使用范围小、成本高等限制，目前在我国的岩石隧道和井巷掘进中很少使用。钻眼爆破法虽然具有工序不连续、作业配套设备多、组织管理复杂等缺点，但目前它是岩石隧道和井巷工程施工的基本方法，而且在中坚硬岩石中是一种经济合理的方法。掘进爆破技术在很大程度上依赖于爆破技术和凿岩设备的进展。从经济、安全和环境方面出发，要求掘进爆破能够保持准确的断面、改善炸药使用的安全性、提高炮眼利用率和在不同地质条件下

2、的适应性。掘进爆破技术的发展主要体现是在掏槽爆破技术、全断面微差爆破技术、周边控制爆破技术等方面。在掘进爆破机械化施工方面，1950 年代采用手持凿岩机钻眼，全断面分次装药爆破，人工装岩，人力推矿车出碴；1960 年代采用气腿式凿岩机湿式钻眼，斜眼浅孔爆破，斗式装岩机装岩，电力绞车调车出碴；1970 年代开始研制高效掘进设备、全断面微差爆破和中深孔光面爆破技术，使掘进爆破技术接近国际先进水平；1980年代初引进消化了一批技术水平较高的掘进设备，采用凿岩台车钻眼实现中深孔光面爆破，高效的立爪式、蟹爪式或耙斗式装载机装岩，大型转载设备出碴，形成比较完善的钻、装、运机械化作业线，在施工机械化程度上达

3、到当时国际先进水平。进入 20 世纪 90 年代，在光面爆破的基础上研发了中深孔周边定向断裂控制爆破技术，但因大型凿岩台车的高故障率和维修保养的高成本等原因，掘进机械化配套技术未能得到广泛推广，目前钻眼爆破作业仍以人工为主。因此，钻、爆、装、运的机械化与一体化仍是今后掘进爆破发展的主要趋势。1 掏槽爆破 钻眼爆破在掘进循环作业中是一个先行和主要的工序，其它后续工序都要围绕它来安排，爆破的质量和效果都将影响装岩、支护的效果和质量，也直接关系到掘进施工的安全。爆破后要求能够保持准确的断面、尽可能不损坏围岩、且岩石块度和爆堆有利于装载。为此，需在工作面上合理布置一定数量的炮眼，采用合理的爆破参数和起

4、爆顺序等。按用途不同，掘进工作面的炮眼可分为三种，如图 6.1 所示。(1)掏槽眼。用于爆出新的自由面，为其它后爆炮眼创造有利的爆破条件。(2)崩落眼。又称掘进眼，崩落眼是在掏槽眼和周边眼间的大量平行或大致平行的炮眼，有时还包含几个辅助眼用来进一步扩大掏槽眼爆破形成的槽腔，是破碎岩石的主要炮眼。崩落眼利用掏槽眼爆破后创造的平行于炮眼的自由面，爆破条件大大改善，故能在该自由面方向上形成较大体积的破碎漏斗。(3)周边眼。周边眼又称轮廓眼，主要用途是使爆破后的掘进断面、形状和方向符合设计要求。周边眼包括顶眼、帮眼和底眼，都要向外侧倾斜一个角度，一般为 35，使孔底超出开挖线，以便下循环为钻眼设备提供

5、操作空间。炮眼的爆破顺序一般是掏槽眼先响，辅助眼、崩落眼次之，周边眼最后响。周边眼的爆破次序一般为顶眼、帮眼、底眼。有时为避免拉底现象，底眼间距应适当减小，药量要适当图 6.1 掘进爆破炮孔布置及名称 1-顶眼；2-崩落眼；3-帮眼；4-掏槽眼；5-底眼 103 加大，可同时起到“翻碴”作用。掘进爆破与一般的台阶爆破不同，它只有一个可供岩石移动的自由面，所以爆破岩石所受的夹制作用更大，这就要求必须开创一个可供岩石破碎并能使它从岩体中抛出的移动空间，即第二自由面，这通常通过掏槽爆破来获取。掏槽爆破是在掘进过程中，首先在工作面上钻少量炮眼，装药起爆后，形成一个适当的空腔，作为新的临空面，使周围其余

6、部分的岩石都顺序向这个空腔方向崩落，以获得较好的爆破效果。爆破形成的空腔，通常称为掏槽。掏槽眼爆破时，由于只有一个自由面，破碎岩石的条件非常困难，而掏槽的好坏又直接影响了其它炮眼的爆破效果，它是掘进爆破的关键。因此，必须合理选择掏槽形式和装药量，使岩石完全破碎形成槽腔和达到较高的槽眼利用率。掏槽眼应根据掘进岩体的条件和断面大小进行布置，通常布置在断面中央偏下，并尽量选择有弱面的地方。掏槽爆破炮眼布置有许多不同的形式，归纳起来可分为斜眼掏槽、直眼掏槽和混合掏槽。1.1 斜眼掏槽 斜眼掏槽是掘进爆破中最常见的掏槽方法，其特点是炮眼与工作面斜交，适用于各类岩层的掏槽爆破。通常根据掘进断面大小和岩层性

7、质来确定炮眼角度和数目，一般为 68 个炮眼呈对称布置，与工作面夹角为 5570，装药系数（装药长度与炮眼长度之比）为 0.60.7。斜眼掏槽又分多种形式，通常有单向掏槽（扇形掏槽）、楔形掏槽和锥形掏槽三大类，掏槽形式的选择主要决定于掘进断面和地层条件。(1)单向掏槽 掏槽布置在节理或者夹层中，由数个炮眼向同一方向倾斜组成。可根据自然弱面赋存条件分别采用顶部、底部和侧部掏槽。适用于 f4 的中硬以下、具有层节理或软夹层的岩层中。掏槽眼的角度可根据岩石的可爆性，取 4565，间距约在 3060cm 范围内，掏槽眼应尽量同时起爆。单向掏槽也可以布置成各槽眼的角度和深度不同的扇形掏槽形式，见图 6.

8、2，主要适用于半煤岩或有软夹层的岩层中，此时需要多段延期雷管顺序起爆各掏槽眼。(2)楔形掏槽 楔形掏槽由 24 对对称的相向倾斜的炮眼组成，爆破后形成楔形的槽腔。楔形掏槽根据掏槽眼的排列方向分为垂直楔形和水平楔形二种，垂直楔形掏槽的炮眼排列成垂直两列，掏槽眼对称于断面垂直中线布置，见图 6.3(a)；水平楔形掏槽眼排成水平两列，掏槽眼对称于断面水平中线布置，见图 6.3(b)。水平楔形打眼比较困难，除非是在岩层的层节理比较发育时才使用。这种掏槽方法，爆力比较集中，爆破效果较好，槽腔体积较大，适应于掘进断面大于 4m2的中硬以上岩层。掏槽炮眼底部两眼相距 0.20.3m，炮眼与工作面相交角度通常

9、为 6075，掏槽眼深度一般小于 2.5m，装药系数为 0.600.65。岩石特别坚硬，难爆或眼深超过 2m 时，可增加 23 对初始掏槽眼，形成双楔形，见图 6.3(c)。图 6.2 扇形掏槽 图 6.3 楔形掏槽 104(3)锥形掏槽 掏槽眼布置于断面的中央，由数个共同向中心倾斜的炮眼组成，见图 6.4(a)。爆破后槽腔呈角锥形。各掏槽眼均向中心倾斜，眼底的延长线相交于一点，眼底相距 1020cm；锥形掏槽眼的斜度与岩石的强度成反比，一般在70o50o之间。锥形掏槽适用于中硬以上岩石，其掏槽效果较好，但钻眼困难，隧道和巷道中很少采用，多用于井筒掘进，见图 6.4(b)。斜眼掏槽的主要优点是

10、：适用于各种岩层并能获得较好的掏槽效果；所需掏槽眼数目较少，单位耗药量小于直眼掏槽；槽眼位置和倾角的精确度对掏槽效果的影响较小。斜眼掏槽具有以下缺点：钻眼方向难以掌握，要求钻眼工人具有熟练的技术水平；炮眼深度受掘进断面的限制，尤其在小断面中更为突出；爆破下岩石的抛掷距离较大，爆堆分散，容易损坏设备和支护。1.2 直眼掏槽 直眼掏槽的特点是所有炮眼都垂直于工作面且相互平行，距离较近。其中有一个或几个不装药的空眼；空眼的作用是给装药眼创造自由面和作为破碎岩石的膨胀空间。直眼掏槽主要有以下几种形式：(1)角柱状掏槽 掏槽眼按各种几何形状布置，使形成的槽腔呈角柱体或圆柱体，所以又称为桶状掏槽，常用的形

11、式有菱形掏槽、五星掏槽、角柱掏槽等，如表 6.1 所示。装药眼和空眼数目及其相互位置与间距是根据岩石性质和掘进断面来确定的。空眼直径可以采用等于或大于装药眼的直径。大直径空眼可以形成较大的人工自由面和膨胀空间，眼间距可以扩大。(2)螺旋掏槽 所有装药眼围绕中心空眼呈螺旋状布置，并从距空眼最近的炮眼开始顺序起爆，使槽腔逐步扩大，见表 6.1 所示。此种掏槽方法在实践中取得了较好的效果。其优点是可以用较少的炮眼和炸药获得较大体积的槽腔，各后续起爆的装药眼，易于将碎石从腔内抛出。但是，若延期雷管段数不够，就会限制这种掏槽的应用。直眼掏槽的深度虽然不受掘进断面限制，但如果破碎岩石的膨胀空间不够或炮眼过

12、深，槽腔深部的岩石不能被抛出，就会降低掏槽效果和炮眼利用率。直眼掏槽的优点是：炮眼垂直于工作面布置，方式简单，易于掌握和实现多台钻机同时作业和钻眼机械化；炮眼深度不受掘进断面限制，可以实现中深孔爆破；当炮眼深度改变时，掏槽布置可不变，只需调整装药量即可；有较高的炮眼利用率；岩石的抛掷距离较近，爆堆集中，不易崩坏设备和支架。直眼掏槽的缺点是：需要较多的炮眼数目和较多的炸药；炮眼间距和平行度的误差对掏槽效果影响较大，必须具备熟练的钻眼操作技术。1.3 混合掏槽 混合掏槽是指两种以上的掏槽方式混合使用。混合掏槽的炮眼布置形式很多，一般均为直眼与斜眼的混合形式，弥补斜眼掏槽深度不够与直眼掏槽槽腔体积较

13、小的不足。一般直眼布置在槽腔内部，斜眼作垂直楔形布置，与工作面的夹角为 7585为宜；斜眼眼底与直眼眼底距离大约 0.2m，斜眼装药系数为 0.50.7；直眼装药系数为 0.7 左右。图 6.4 锥形掏槽 105 表 6.1 掘进爆破直眼掏槽方式、特点及适用条件 菱 形 掏 槽 ba12543 单空孔 34521abc6 双空孔 1.眼距：f=46 单空孔型 a=150mm，b=200mm。f=48 单空孔型 a=100130mm，b=170200mm。f 8 双空孔型 a=100130mm，b=170200mm，c=100mm。2.眼深宜小于 2.5m，装药系数 0.60.7 3.分 2 段

14、起爆，单孔型也可以同时起爆。4.适用于中硬以下的较小断面巷道；巷道断面大和岩石较硬时,可采用双空孔型。5.为加强底部岩石破碎和抛出,可考虑空孔底部少量装药后起爆。五星掏槽 ab21456789 1.眼距：软岩 a=200mm，b=250300mm。中硬岩 a=160mm，b=250mm。2.分两段起爆，1#眼为第一段，25#眼为第二段。3.空眼较多，有利于槽腔岩石破碎和抛出，掏槽效果好。4.装药系数 0.65 左右。5.适用于中硬以上岩石的中深孔爆破。三角柱掏槽 a143 四眼三角柱 a325641 六眼三角柱 1.软岩采用四眼三角柱状布置形式:1#眼为空眼，24#眼为装药眼，a=200mm

15、2.中硬岩层采用六眼三角柱状布置形式:13#眼装药，46#眼为空眼，a=280300mm 3.炮眼深度不大于 3.0m。4.装药系数 0.650.7。5.适应各类岩层的中深孔爆破。螺旋 掏槽 4521abcd3 1.中心空孔直径为 70100mm，或者采用小直径双空孔 2.眼距：f 2.5m)，其底部加强装药应保持炮眼全长的 1/3 长度，前部装药集中度可以减为底部的 4050%或换成威力较低的炸药，炮泥装填长不少于 40cm；楔形掏槽眼每级均应尽量同时起爆，级间间隔时差以 2550ms 较合适，以保证前段爆破的岩石破碎与抛掷。(b)在地下工程的爆破施工过程中，选择合理的掏槽形式应考虑以下几方

16、面的因素：地质条件的适应性、施工技术的可行性、爆破效果的可靠性和经济合理性等，要根据具体情况进行具体分析，并结合爆破实践不断进行调整，选择最优的掏槽形式和掏槽眼爆破参数，从而获得最好的掏槽效果。6.1.4 全断面深孔直眼掏槽爆破技术 20 世纪 80 年代以来，由于长大隧道的修建，促进了隧道全断面深孔爆破技术的发展。1981 年，隧道深眼掏槽爆破技术和硬岩双线铁路隧道深孔全断面一次爆破成型技术首先在雷公尖隧道试验成功。后来在张滩隧道、大瑶山隧道得到了完善，继而 1986 年又在花果山隧道得到了推广。全断面深眼爆破技术，主要应用的是大直径中空孔掏槽，实际上是直眼掏槽的一种。大直径中空直眼掏槽是在

17、掌子面中下部用大直径钻机钻凿一个或几个中空炮眼，通常采用大于 100mm 的炮眼作为掏槽炮眼的临空面，在大直径炮眼的周围配合一些小炮眼以逐渐增大的距离布置掏槽炮眼进行掏槽。一般有菱形掏槽、螺旋形掏槽、对称掏槽等。采用这种掏槽，只要钻眼精确，按设计的装药量和起爆顺序装药起爆，一般掏槽效果是有保证的，炮眼利用率比小直径炮眼掏槽高。一般适用于中硬、硬岩的大断面深孔爆破。大直径中空直眼掏槽其空眼的作用首先是空眼周围产生应力集中，因此最先也最容易从此发生破裂，其次是作为容纳破碎岩石的空间，所以空眼与装药眼的直径比例大一些比较有利。眼间距太大可能发生炮眼与空眼之间的岩石虽已破裂，却仍然固结在炮眼中无法抛出

18、，如果再增大则可能留下炮窝，而空眼眼壁岩石却未受到破碎。（1）大直径中空直眼掏槽的设计 掏槽就是使掏槽眼按照一定的爆破顺序起爆，最初几个炮眼爆破后形成一个槽口，使其余炮眼能向这个槽口顺利地爆破。槽口能否形成是掏槽设计和施工的技术关键。直眼掏槽是以空眼作为自由面，并作为破碎岩石的膨胀空间，因此，空眼直径大小、数量和位置对掏槽效果起着重要作用。掏槽设计应考虑以下因素：了解岩石的特性。影响直眼掏槽的最重要的因素为岩石的特性，这可从隧道设计的地质纵断面图及现场勘探及有关资料上了解到。首先判明所爆岩石是属于塑性岩石还是脆性岩石，其次要了解岩石的结构，岩石的结构也是设计空眼掏槽时必须考虑的因素，脆性岩石且

19、完整性好有利于大直径中空直眼掏槽的成功。空眼的直径与数量。各种不同的直眼掏槽方法的差别在于使空眼与装药眼之间的岩石破碎与自由地膨胀到空眼的容易性，空眼愈大，破碎与膨胀愈容易。空眼的直径和数量需要考虑各类岩石的岩石膨胀系数，至少满足膨胀余量的要求，应根据设备情况，钻眼技术水平、施工进度及经济效益综合考虑选定。我国采用的空眼直径为 75100mm，空眼个数 24 个。图 6.5 复式楔形掏槽 107 掏槽眼与空眼的距离。眼距是影响掏槽效果最敏感的参数，偏离最优眼距，可能就会出现掏槽失败。眼距过大，爆破后岩石仅产生塑性变形而出现“冲炮”现象。眼距过小，会将邻近炮眼内的炸药“挤死”，使之拒爆，或使岩石

20、“再生”。设计眼间距时必须考虑的因素之一是装药眼与空眼之间的岩石破碎类型，如图 6.6 所示。理想的大直径中空眼掏槽的眼距必须在“完全抛出”带，这样就不仅使岩石破碎，并且抛出槽腔之外。在“破碎带”内的岩石将被破碎，但大部份仍然残留或挂在槽腔中。当发生塑性变形时，眼间岩石将剪切到空眼中，但并不增加槽口，大部份岩石都密实地固结或挤压在空眼的位置中，这种现象称为“冻结”。实践证明：空眼直径 102mm，装药眼直径40mm，取空眼到装药眼眼壁的设计间距为180200mm。装药眼直径与空眼直径为 3540mm时，装药炮眼距空眼距离为：软岩取 150170mm；硬岩取 100150mm。炸药性能与装药量。

21、直眼掏槽的装药量，应当保证掏槽范围内的岩石充分破碎并有足够的能量将破碎后的岩石尽可能地抛掷到槽腔以外。为使岩石从槽腔抛出而不固结，以选用与岩石性质相适宜的炸药。其次由于孔底部的抵抗线增大，夹制作用大，孔底部应采取加强装药措施，如耦合装药，或是选用高威力炸药等。掏槽眼装药量应结合眼间距与空眼直径来考虑。兰格福斯提出的掏槽装药集中度计算公式如下：2105.1233AAq (6.1)式中 q 直眼掏槽炮眼装药集中度，kg/m；A 装药炮眼距空眼的间距，mm；空眼直径，mm。该式的缺点是未考虑不同类型岩石与炸药的性质，故不能适用于所有条件。在中硬岩及硬岩中，使用硝铵类炸药进行掏槽爆破时，炸药单耗通常为

22、 1.42.0 kg/m3。起爆顺序与段间隔时差。布置平行直眼掏槽炮眼时，除考虑装药眼与空眼的间距外，还应注意起爆次序和装药量。掏槽眼的起爆次序是，距空眼最近的炮眼最先起爆，一段起爆眼数视掏槽方式及空眼直径和个数而定，同时受现有雷管总段数的限制，一般先起爆 14个炮眼。段间隔时差为 50100ms，掏槽效果比较好。要想破碎效果好，应采取反向起爆，以便于破碎岩石、并将碎石抛出槽外。在合理设计的基础上，保证深孔掏槽技术的关键技术是确保钻眼的准确性和合理的精确起爆顺序和延期时间，现代计算机控制的凿岩台车和 EDD 雷管技术的应用，为大断面深孔爆破技术的发展提供了保证。（2）大直径中空直眼掏槽的典型形

23、式 大直径中空直眼掏槽的基本类型，一般有菱形，螺旋形及对称形，如图 6.7 所示。(a)菱形掏槽 L1=(11.5)D,L2=(1.51.8)D (b)螺旋掏槽 L1=(11.5)D,L2=(1.52.0)D,L3=(2.53.0)D,L4=(3.54.5)D(c)对称掏槽 W=1.2D(一个空眼)W=1.22D(两个空眼)b=0.7a 本类型适用于中硬岩石，图中 D 为大直径空眼的直径，大直径空眼可以是 1 个，也可以是 23 个，根据具体情况设定。装药系数一般取 0.850.9，起爆顺序如图中数字所示。（3）大瑶山隧道直眼掏槽全断面深孔爆破 大瑶山隧道进口为砂岩夹板岩，局部板岩夹砂岩，构造

24、发育，属类围岩，个别地段 图 6.6 眼间距随空眼直径不同的破碎情况 0 50 105 4 3 1 2 抛掷 破碎 塑性变形50 1015202530空眼直径 d/mm 眼间距E/mm 孔相连 108 为类围岩；震旦系长石英砂岩及砂岩与板岩互层，节理较发育，岩体较完整，为类围岩。开挖断面为 85m2，炮眼深度 5.15m。出口地质情况为震旦系之灰绿色板岩夹砂岩，中厚层夹薄层状节理发育，呈背斜褶曲，围岩为类，开挖断面为 91.897.4m2，炮眼深度 5.15m。掏槽炮眼布置及起爆顺序见图 6.8。图(a)与(d)由于雷管总段数不足，起爆顺序有所改变，即前面 15 段跳段使用，后面连续使用。大瑶

25、山隧道绝大部分均采用三中空孔和四中空孔的掏槽形式。深眼掏槽爆破装药参数见表 6.2。从进口爆破统计来看，57个循环进尺271.32m，平均循环进尺4.76m，炮眼利用率92.5%。出口爆破 80 个循环，进尺 374.2m，平均循环进尺 4.68m，炮眼利用率 91%，均取得了满意效果。图 6.7 大直径中空直眼掏槽的基本类型 图 6.8 大瑶山隧道直眼掏槽形式 表 6.2 隧道深眼掏槽装药参数表 掏槽形式 钻孔深度(m)临空孔数(个)装药眼数(个)单孔药量(kg)装药密度(kg/m)单位装药量(kg/m3)毫秒雷管段数 单中空孔 3.50 1 16 4.00 1.14 15.1 112 双中

26、空孔 3.50,5.15 2 14 5.85 1.14 13.1 17 三中空孔 5.15 3 18 5.85 1.14 16.9 17 四中空孔 3.50 4 18 4.00 1.14 17.0 112 109 同样的掏槽爆破技术也应用在雷公尖隧道。雷公尖隧道为灰黑色层夹中厚层隐晶质灰岩，层理近似直立，属 V 类围岩。隧道开挖断面为 97100.7m2，钻眼深度为 5.15m。据统计，进行了 95 个循环，进尺为 467.58m，平均每循环进尺为 4.92m，炮眼利用率为 95.6%。通过试验得到如下结论；对于钻眼深度在 3m 以下时，则可采用单中空孔的型式；对于钻眼深度为 3.03.5m

27、的中深眼爆破可采用双中空孔型式；对于钻眼深度为 3.55.15m 的深眼爆破可采用三中空孔或者四中空孔的型式。装药眼直径为 48mm，空眼直径为 102mm，装药直径为 42mm，线装药密度为 0.9kg/m 的高威力乳化炸药。（4）秦岭隧道直眼掏槽深孔爆破 秦岭隧道是我国 20 世纪 90 年代施工的最长铁路隧道，线采用 TBM 双向掘进，线采用钻爆法先行掘进，在隧道中线位置开挖了 2630m2大断面平导贯通，待线建成后，再扩建成型。秦岭隧道的主要困难在于：地质构造和地层岩性十分复杂，以花岗岩和混合片麻岩为主，抗压强度 82325MPa；独头掘进 9km，且大部分处于埋深 600m 以下，最

28、大埋深1600m，地热、高地应力和岩爆问题严重；在钻爆法快速掘进方面，采用高威力炸药、4 大空孔掏槽、长药卷装药、炮泥填塞和合理爆破参数，配合机械化配套和网络信息化管理模式，进口平均月掘进速度达到了 264m/月，出口 236m/月，最高 456m/月的高速度。掏槽采用了 4 大孔掏槽模式，如图 6.9 所示，装药参数见表 6.3。采用该掏槽方式，炮眼利用率达 90%，其特点是中心大孔装药，超深 1015cm，掏槽面积 1.44m2，单耗 15.1kg/m3。针对特硬岩，采用了 K5型水胶炸药，爆速 4400m/s，炸药中加入了待销毁的军用发射药，有毒气体含量少；光面爆破采用了 SJ-Y-K6

29、型光爆专用炸药，规格 20300mm，爆速 31003400m/s，该炸药具有高传爆性、低沟槽效应、低成本等优点。在全断面一次爆破中，炸药单耗为 2.62.8kg/m3，单位面积钻孔数 2.54 个/m2，炮泥填塞大于 40cm。光爆参数：a=7080cm，W=7080cm，m=0.91，q=0.39kg/m。表 6.3 秦岭隧道掏槽装药参数表 炮孔 编号 炮孔直径/mm 炮孔深度 L/m 炮眼 个数 装药规格 l-卷 单孔药量 Kg 雷管段别 单段药量 kg 中空眼 100 4.7 4-掏槽 1 100 4.7 1 40320-52 23.4 1 23.4 掏槽 3 50 4.5 4 403

30、20-12 5.4 3 21.6 扩槽 5,6,7 50 4.5 43 40320-12 5.4 5,6,7 21.6 合计 21 109.8 针对高地应力，采取了以下措施释放应力：多空眼掏槽技术，沿周边壁面钻放射性炮孔，孔内装微量炸药在主体爆破前进行弱爆破，在掏槽爆破区，钻 35 个深炮眼，超过掏槽眼 2m 以上，内装微量炸药在掏槽爆破后、主体爆破前进行弱爆破。2 掘进爆破设计与施工技术 2.1 掘进爆破参数 钻眼爆破参数的选取对掘进爆破的效果和质量起着决定性的影响作用。钻眼爆破参数主要有：掏槽方式及其参数、单位炸药消耗量、炮眼深度、炮眼直径、装药直径、炮眼间距、炮眼数目等。在选取这些爆破参

31、数时，不仅要考虑岩石性质、地质状况和断面尺寸等因素，而且还要考虑到这些参数间的相互关系及其对爆破效果和爆破质量的影响。（1）单位炸药消耗量 单位炸药消耗量即爆破每立方米原岩所消耗的炸药量，通常以 q（kg/m3）表示。单位炸药消耗量不仅影响岩石破碎的块度、岩块飞散距离和爆堆形状，而且影响着凿岩和装岩的图 6.9 秦岭隧道掏槽形式(cm)110 工作量、炮眼利用率、轮廓成形质量及围岩的稳定性等。单位炸药消耗量偏低时，则可能使掘进断面达不到设计要求，岩石破碎不均匀，甚至岩石崩落不下来。当单位炸药消耗量偏高时，不仅会增加炸药的用量，而且可能造成围岩超挖，降低围岩的稳定性，甚至损坏隧道中的设备。因此，

32、合理确定单位炸药消耗量具有十分重要的意义。单位炸药消耗量取决于多种因素，这些因素主要有：炸药的类型和炸药的性质（密度、爆力、猛度、爆速等）、地质条件、岩石性质、断面尺寸、装药直径和炮眼直径、炮眼深度等。因此，要精确计算单位炸药消耗量 q 是比较困难的。在实际施工中，选定 q 值可以根据经验公式或参考相关的定额标准来确定，但所得出的 q 值还需在实践中作适当调整。常用修正的普氏公式进行计算 q 值，该公式具有下列简单的形式：Sfkq01.1 (6.2)式中 q单位炸药消耗量，kg/m3；f岩石坚固性系数，或称普氏系数；S断面大小，m2；k0炸药爆力校正系数，k0=525/p；p 为选用炸药的爆力

33、，mL。确定了单位炸药消耗量后，根据每一掘进循环爆破的岩石体积 V，按下式计算出每循环所使用的总药量：qSLqVQ (6.3)式中 L 为炮眼深度；为炮眼利用率，一般取 0.850.9。将上式计算出的总药量，按炮眼数目和各炮眼所起作用与作用范围加以分配。掏槽眼爆破条件最困难，分配较多，崩落眼分配较少。在周边眼中，底眼分配药量最多，帮眼次之，顶眼最少。炮眼装药量也可以根据炮眼装药系数来计算，装药系数可以参考表 6.4 选取。表 6.4 装药系数表 抗压强度/MPa 1020 3040 5060 80 100 150200 掏槽眼 崩落眼 周边眼 0.50 0.40 0.40 0.55 0.45

34、0.45 0.60 0.50 0.55 0.65 0.55 0.60 0.70 0.60 0.65 0.80 0.70 0.75 注：穿过有瓦斯与煤尘爆炸危险的地层时，装药长度系数应遵循爆破安全规程的规定。周边眼的有关数据不适用于光面爆破。（2）炮眼直径和装药直径 炮眼直径对凿岩速度、眼数和装药参数等都有影响。直径过小会影响装药的稳定爆轰；过大则影响凿眼速度。因此，在选择炮眼直径时，根据断面大小，破碎块度要求，凿岩设备的能力及炸药性能等进行综合分析。一般根据药卷直径和标准钻头直径来确定炮眼直径。当采用耦合装药时，装药直径即为炮眼直径；不耦合装药时，装药直径一般指药卷直径。工业炸药的最小直径不应

35、小于 25mm，否则爆炸不稳定或发生拒爆，因此钻孔直径不宜太小。在矿山平巷和隧道掘进爆破中，一般都采用药卷装药，标准药卷直径为 32mm 或 35mm，为确保装药顺利，炮眼直径一般为 3842mm。在大断面隧道和立井掘进爆破中，为减少炮眼数目，用大功率凿岩台车和伞钻打眼时，多采用炮眼直径为 4860mm，药卷直径 4045mm。（3）炮眼深度 从钻眼爆破综合工作效果的角度来看，炮眼深度在各爆破参数中居重要地位。它不仅影响每一个掘进循环中各工序的工作量、完成的时间和掘进速度，而且影响爆破效果和材料消耗；另外，炮眼深度决定着掘进循环次数。目前常采用浅眼多循环和深眼少循环两种工艺，111 究竟采用那

36、种工艺要视具体条件而定。以掘进每米隧道所需劳动量最少或工时最小、成本最低的炮眼深度为最优炮眼深度，通常根据任务要求、循环组织或断面宽度来确定炮眼深度。在我国目前所具备的掘进设备和技术条件下，矿山巷道和隧道掘进中常用的炮眼深度为23m，随着新型、高效凿岩机和先进装运设备的应用、爆破器材质量、施工工艺水平以及施工组织、管理水平的提高，炮眼深度应向 35m 深眼发展。另外，炮眼深度还与岩层条件有关，岩石越坚硬、越稳定，炮眼深度越深；岩石越软和不稳定，炮眼深度越浅。（4）炮眼数目 根据岩石性质、断面尺寸和炸药性质等，按炮眼的不同作用对炮眼进行合理布置，最终排列出的炮眼数即为一次爆破的总炮眼数。炮眼数目

37、的多少，直接影响着凿岩工作量和爆破效果。炮眼数目过少，易出现大块，不利于装岩，同时周边轮廓成型差；炮眼数目过多，会导致钻眼工时和成本增加。合理的炮眼数目应当保证有较高的爆破效率，即炮眼利用率在90%以上，爆下的岩块和爆破后的轮廓，均能符合施工和设计要求。炮眼数目的选定主要取决于掘进断面、岩石性质及炸药性能等因素，确定炮眼数目的基本原则是在保证爆破效果的前提下，尽可能地减少炮眼数目。通常可以按下式估算：323.3fSN (6.4)式中 N 为炮眼数目。其余符号意义同前。该式没有考虑炸药性质、装药直径、炮眼深度等因素对炮眼数目的影响。（5）炮眼利用率 炮眼利用率是合理选择钻眼爆破参数的一个重要准则

38、。炮眼利用率定义为每掘进循环的工作面进度与炮眼长度之比。影响炮眼利用率的主要因素有单位炸药消耗量、装药直径、炮眼数目、装药系数和炮眼深度等。炮眼利用率一般为 0.850.95。2.2 炮眼布置 除选择合理的掏槽方式和爆破参数外，为保证安全，提高爆破效率和爆破质量，还需要合理布置工作面上的炮眼。合理的炮眼布置应能达到以下要求：有较高的炮眼利用率；先爆炮眼不会破坏后爆炮眼，或影响其装药爆轰的稳定性；爆破块度均匀，大块率少；爆堆集中，爆渣飞散距离小，不会损坏支架或其它设备；爆破后断面和轮廓符合设计要求，壁面平整并能保持围岩本身的强度和稳定性。炮眼布置的方法和原则：(1)工作面上各类炮眼布置的原则是“

39、抓两头、带中间”。即首先选择适当的掏槽方式和掏槽位置，其次是布置好周边眼，最后根据断面大小布置崩落眼。(2)掏槽眼的位置会影响岩石的抛掷距离和破碎块度，通常布置在断面的中下部，并考虑较均匀地布置崩落眼。在岩层层理明显时，炮眼方向应尽量垂直于岩层的层理面。掏槽眼深度应比其它炮眼深 10%。(3)周边眼布置在断面轮廓线上，按光面爆破要求，各炮眼要相互平行，眼底落在同一平面上。但为了打眼方便，通常向外（或向上）偏斜一定角度，一般为 35。底眼眼口一般在底板线上 150200mm，眼底低于底板线 100200mm；底眼向下倾斜，以利于钻眼，保证爆破后不留“硬坎”。周边眼的深度不应大于崩落眼。(4)崩落

40、眼以掏槽眼形成的槽洞为中心，分层均匀布置在掏槽眼和周边眼之间。布置时应根据断面大小和形状调整抵抗线和眼距，以求炮眼数目少且能均匀。有时可适当调整掏槽眼位置或在掏槽眼旁增加辅助眼，以使崩落眼布置合理。并根据断面大小和形状调整好最小抵抗线和邻近系数。崩落眼的抵抗线和眼距应根据装药直径、岩层可爆性和块度要求确定。112 崩落眼最小抵抗线 W 可按下式计算：mqrWc0 （6.5）式中 装药系数；cr装药半径，mm；0炸药密度，kg/m3；q 单位耗药量，kg/m3；炮眼利用率；m 炮眼邻近系数，在 0.81.0 之间。同层内崩落眼间距为mWE，W 一般为 600800mm。立井工作面炮眼参数选择和布

41、置基本上与平巷相同。在圆形井筒中，最常采用的是圆锥掏槽和筒形掏槽，见图 6.10。前者的炮眼利用率高，但岩石的抛掷高度也高，容易损坏井内设备，而且对打眼要求较高，要求各炮眼的倾斜角度相同且对称；后者是应用最广泛的掏槽形式。当炮眼深度较大时，可采用二级或三级筒形掏槽，每级逐渐加深，通常后级深度为前级深度的 1.51.6 倍。立井工作面上的炮眼，包括掏槽眼、崩落眼和周边眼，均布置在以井筒中心为圆心的圆周上，周边眼爆破参数应按光面爆破设计，见图 6.11。崩落眼的圈数和各圈内炮眼间距，根据崩落眼最小抵抗和邻近系数的关系来调整。2.3 装药结构和间隙效应 装药结构是指炸药在炮眼内的装填情况。装药结构形

42、式根据装药连续与否可分为连续装药和间隔装药；根据药卷和炮孔的耦合情况可分为耦合装药和不耦合装药；根据起爆方向不同可以分为正向起爆装药、反向起爆装药，另外，还有堵塞装药结构和无堵塞装药结构等多种形式。一般掘进炮眼较浅，多采用连续、不耦合、反向起爆装药结构。深孔爆破时，为提高炮眼利用率和块度均匀性，可采用间隔装药结构。试验表明，在较图.10 立井掘进的掏槽形式 a-圆锥掏槽；b、c、d 一级、二级、三级筒形掏槽 113 深的炮眼中采用间隔装药可以使炸药在炮眼全长上更均匀地分布，从而使岩石破碎块度均匀。采用空气柱间隔装药，可以增加用于破碎和抛掷岩石的爆炸能量，提高炸药有效能量的利用率，降低炸药消耗量

43、。采用间隔装药时，一般可分为 23 段，若空气柱较长，不能保证各段炸药的正常殉爆，要采用导爆索连接起爆。在光面爆破中，若没有专用的光爆炸药时，可以在装药与炮泥之间设置空气柱，以取得良好的爆破效果。大量试验结果表明，对于混合炸药，特别是硝铵类混合炸药，在细长连续装药时，如果不耦合系数选取不当，就会发生爆轰中断，在炮眼内的装药会有一部分不爆炸，这种现象称为间隙效应，或管道效应。间隙效应不仅降低了爆破效果，而且在瓦斯工作面进行爆破作业时，若炸药发生燃烧，还会有引起瓦斯爆炸的危险。对于炸药传爆过程中产生间隙效应的机理是，装药在一端起爆后，爆轰波开始传播，与此同时，爆炸反应形成的高温高压气体迅速膨胀，使

44、径向间隙中与其相邻的空气受强烈压缩，如图6.11 所示。当药柱爆轰时，在空气间隙内产生超前于爆轰波传播的空气冲击波，空气冲击波的传播速度 Da。在冲击波压力作用下，炸药内产生自药柱表面向内部传播的压缩波，使药柱发生变形，压缩药柱表面形成锥形压缩区。药柱直径的初始直径为 dc，压缩区的最大压缩深度为 b，压缩波的作用距离为。伴随着爆轰波沿药柱的传播，在径向间隙中便形成一空气冲击波，其传播速度大于沿药柱传播的爆轰波的传播速度，因此，径向间隙中空气冲击波超前压缩炸药，减小了药卷直径和爆速，降低了爆炸化学反应释放出的能量，当药卷直径被压缩到临界直径以下时，导致爆轰中断。另一方面，炸药受到强烈冲击压缩，

45、密度将增大，当密度超过极限密度时，也将导致爆速下降；混合炸药密度愈大，其临界直径也愈大，这也是造成不稳定传爆的主要原因。间隙效应的产生与炸药性能、不耦合系数值和岩石性质有关。根据实验，2 号硝铵炸药在不耦合系数为 1.121.76 之间时，传播长度在 600800mm 左右。超过此长度的装药易产生拒爆。而水胶炸药就没有明显的间隙效应。在实际爆破中，应注意避免和消除间隙效应。其方法主要有：采用散装药，即采用耦合装药；在连续装药的全长上，每隔一定距离放上一个硬纸板做成的档圈，档圈外径和炮眼直径相同，以阻止间隙内空气冲击波的传播，削弱其强度；采用临界直径小，爆轰性能好的炸药；减小炮眼直径或增大装药直

46、径，避开产生间隙效应的不耦合系数值范围。2.4 爆破说明书和爆破图表 爆破说明书和爆破图表是隧道和井巷施工组织设计的一个重要组成部分，是指导、检查和总结爆破工作的技术性文件。编制爆破说明书和爆破图表时，应根据岩石性质、地质条件、设备能力和施工队伍的技术水平等，合理选择爆破参数，尽量采用先进的爆破技术。爆破说明书的主要内容包括：(1)爆破工程的原始资料。包括隧道名称、用途、位置、断面形状和尺寸，穿过岩层的性质、地质条件及瓦斯情况等。(2)选用的钻眼爆破器材。包括凿岩机具的型号和性能，炸药、雷管的品种。(3)爆破参数的计算。包括掏槽方式和掏槽爆破参数，光面爆破参数，崩落眼爆破参数。(4)爆破网路的

47、计算和设计。(5)爆破安全技术措施。根据爆破说明书绘出爆破图表。在爆破图表中应有炮眼布置图和装药结构图；炮眼布置图 6.11 间隙效应产生机理 1-扩散阵面；2-管壁；3-空气冲击波；4-爆轰产物5-爆轰波头；6-炸药；7-间隙；8-被压缩炸药 114 参数和装药参数的表格；预期的爆破效果和经济指标等。2.5 隧道掘进爆破实例 渝怀铁路圆梁山深埋特长隧道是渝怀线的关键性控制工程，隧道全长 11068m。隧道地貌形态明显受构造和岩性控制，具带状展布特征，以褶皱构造为骨架，形成北东向山脉和纵向河谷相间，主要发育毛坝向斜、桐麻岭背斜及伴生断裂，向斜区内发育较多横张断裂，地形与地质条件异常复杂，岩溶涌

48、（突）水等工程地质问题十分严重。该隧道断面为 40m2左右的单线隧道，一般采用全断面法开挖；开挖断面达 90100m2的双线隧道，如果具有超前平导且岩层较为稳定，可采用下导超前后续扩挖法施工。超前下导设计成常见的直墙半圆拱形式，开挖断面尺寸一般为 6.55.5m，位于双线隧道下部。隧道开挖施工工序为：测量打眼装药起爆、通风找顶初喷出碴设置锚杆、挂网复喷下一循环。该隧道的开挖施工方法采用开挖台架、风钻钻孔打眼，光面爆破、楔形掏槽，装载机装碴，15t 电瓶车牵引 16m3梭式矿车运输至洞口碴场。全断面施工中，采用多功能台架配合1416 台 YT28 风动凿岩机凿岩，下导超前施工台架配合 79 台风

49、钻钻凿炮眼，洞内移动式空压机或洞外固定式空压机供风，多功能台架设计成轨行式，台架的移动和就位使用装载机托行，即方便又快捷，它具有轮胎式或轨行式台架的优点。台架各层两侧及前方均设有活页式工作平台，以方便钻凿周边眼及保证掏槽眼的钻凿角度。（1）楔形掏槽技术 采用二级楔形掏槽方式，在施工中根据爆破效果适当调整掏槽眼布置形式，适当加深掏槽眼深度，二级槽眼比其它眼深约 20cm，以保证掏槽效果。（2）炮眼布置及爆破参数 合理分布崩落眼，以达到炮眼数量最少、材料最省；同时碴块又不致过大，便于装卸，炮眼间距取 0.81.0m，炮眼临近系数 0.91.0。合理选择循环进尺：根据工期要求及机械能力等因素综合考虑

50、，对于超前下导的循环进尺取 2m 左右，炮眼深度 2.22.3m；正洞单线循环进尺取 3m 左右，炮眼深度 3.33.5m。炮眼利用率取 90%。（3）光面爆破设计 根据围岩特点合理选择周边眼间距 E 及周边眼的最小抵抗线 W，辅助炮眼交错均匀布置，周边炮眼与辅助炮眼眼底在同一垂直面上。严格控制周边眼的装药量，宜采用小直径低爆速炸药，并尽可能将药量沿炮眼全长均匀分布，实施时可借助导爆索进行间隔装药，以确保隧洞周边成型良好，并减少对围岩的扰动。光面爆破参数如表 6.7 所示。（4）爆破材料的选择 采用安全性能好的塑料导爆管，防水乳化炸药。周边眼采用 25mm 专用光爆药卷，或者采用 32 大药卷

51、剖开后使用，导爆索传爆。引爆器材选用国产 15 段非电毫秒微差导爆管，起爆采用火雷管、导火线。（5）装药结构及填塞方式 周边眼采用不耦合间隔装药，导爆索传爆，将炸药和导爆索用胶带固定在竹片上，非电毫秒雷管固定在顺数的第 2 节炸药上，用竹杆送入炮孔内；其他眼采用 32mm 药卷集中装药，非电毫秒雷管固定在倒数的第 2 节炸药上。所有的装药炮眼采用炮泥填塞，堵塞长度不小于 25cm。级围岩正洞超前下导钻爆设计如图 6.12，其掏槽爆破参数见表 6.8。主要的爆破技术指标为：每循环进尺 2.0m，每循环钻孔总长度 153.6m；每循环开挖量 64.42m3；级围岩单位体积耗药量 0.89kg，级围

52、岩单位体积耗药量 0.81kg。115 表 6.7 隧道光面爆破参数 岩石种类 眼间距 E/cm 最小抵抗线 W/cm 相对距离 E/W 线装药密度/kg/m 硬岩 6070 6080 0.91.0 0.250.3 中硬岩 5065 6080 0.81.0 0.20.3 软岩 4560 6080 0.60.8 0.10.15 表 6.8 二级楔形掏槽爆破参数表 序 号 炮眼 名称 雷管 段别 炮眼 个数 炮眼直 径/mm 眼深/m 每孔装药量kg 级/级 单段装药量 kg 级/级 装药 结构 1 掏槽眼 1 6 48 1.04 0.54/0.49 3.24/2.94 连续 2 3 10 48

53、2.3 1.07/0.97 10.7/9.70 连续 3 崩落眼 5 26 48 2.0 0.86/0.78 22.36/20.28 连续 4 周边眼 7 22 48 2.0 0.53/0.48 11.66/10.56 间隔 5 底 眼 9 9 48 2.0 1.07/0.97 9.63/8.73 连续 合 计 53 153.6 57.59/52.21 图 6.12 正洞超前下导炮眼布置及掏槽示意图 3 光面爆破 炸药在炮孔内爆炸时，产生强大的冲击波和高压气体并猛烈冲击炮孔周围岩体，使得周围岩体破碎或开裂。当在有限的轮廓范围内进行开挖爆破时，如隧道及地下工程、矿山井巷的掘进等，一方面要求爆破开

54、挖的边界尽量与设计的轮廓线相符合，不要出现超挖和欠挖，同时也要求开挖边界上的岩体能尽量保持完整无损。光面和预裂爆破，就是为达到上述目标而采用的一种控制爆破技术。控制开挖轮廓的爆破作业，可以在设计开挖断面内的岩体爆破之前进行，也可以在它之后进行。前一种情况，就是预先沿设计轮廓线用爆破方法形成一条裂缝，这种方法称为预裂爆破；后一种情况则是在设计断面内的岩体爆破塌落以后才爆破轮廓炮孔，通常称为光面爆破。显然，两者的爆破条件是不完全相同的，预裂爆破时，药包在受夹制的状态下爆破，只有一个自由面，而光面爆破则有两个自由面。由于有各种不同条件的限制，在隧道和巷道中不常用预裂爆破技术，因为爆炸冲击能量在直接作

55、用于孔间并形成控制裂隙面的同时，也会影响围岩，但是预裂爆破在大断面的隧道和洞室中也有成功的实例。116 光面爆破是沿着设计轮廓线布置一排平行的炮孔，孔内采用不耦合装药，使每个炮孔既是爆破孔，又是邻近孔的导向孔，不耦合装药可以减小作用在孔壁上的爆炸压力，目的是使爆破后留下的围岩具有光滑表面，符合设计要求，并尽量不受损伤，提高了围岩的稳定性和自身的承载能力。光面爆破技术主要用于掘进断面周边的一圈岩石，重点是顶部炮眼和邦眼，所以又称轮廓爆破或周边爆破。采用光面爆破既可以沿设计轮廓线爆破出规整的断面轮廓，同时对周围岩体的损伤很小，因此得到了广泛的应用。3.1 光面爆破原理 光面爆破的实质，是在掘进设计

56、断面的轮廓线上布置间距较小、相互平行的炮眼，控制每个炮眼的装药量，选用低密度和低爆速的炸药，采用不耦合装药，同时起爆，使炸药的爆炸作用刚好能够在炮眼连线上产生贯穿裂缝，并沿各炮眼的连线将岩石崩落下来。但是，由于岩石爆破过程本身的复杂性和爆破理论研究的不成熟，各家观点并不一致，对于其成缝机理代表性的理论主要有：(1)应力波叠加原理 该理论认为，当相邻两炮孔同时起爆时，各炮孔爆炸产生的压缩应力波，以柱面波的形式向四周传播，并在两孔连心线的中点相遇，产生应力波的叠加。在叠加处，应力波合力的方向垂直于连心线，并产生拉伸应力。当合成应力超过岩石的抗拉强度时，便会在两炮孔的中间点首先产生裂缝，然后，沿着连

57、心线向两炮孔方向发展，最后形成一条断裂面。应力波干涉作用理论指出了两个物理现象。一是相邻两孔应同时起爆，以保证应力波在两孔连线的中点产生叠加；二是应力波叠加后，相邻两孔中点产生的拉应力成倍增加，当叠加值超过岩石的极限抗拉强度时，裂缝因此从中点首先产生，并向两孔方向发展。没有考虑到爆炸产生的高压气体在岩体成缝中的作用。该成缝理论，必须保证相邻两炮孔同时起爆，才能使相邻炮孔的爆炸应力波在其连心线中点相遇，这在生产实践中往往是很难做到的，即使采用瞬发雷管或导爆索起爆，仍然会存在着一些时差，因此也就难以保证上述应力波在连心线中点的叠加及其效应。(2)以高压气体为主要作用的理论 该理论认为应力波在成缝方

58、面的作用是微小的，裂缝的形成主要是爆炸生成的高压气体的准静态应力所致。该理论强调不耦合装药条件下的缓冲作用，由于空气间隙的存在，使得作用于孔壁的冲击波压力大大减小，压力与时间的关系曲线已不是冲击波的典型形式，而是呈台阶状，压力峰值下降，但压力的作用时间延长了，这主要是爆炸高压气体的准静态压力的作用，使爆破气体在炮孔内作用时间延长。此外，该理论还特别强调空孔的效应，炮孔爆破时，若附近有空孔存在，则沿爆破孔与空孔的连心线将产生应力集中。此时，首先在孔壁上应力集中最大的地方出现拉伸裂缝，然后，这些裂隙沿着炮孔连心线方向延伸，当孔距合适时，相向延伸的裂缝互相贯通，形成一个光滑的断裂面。该理论认为应力波

59、不会形成孔间贯穿裂缝，仅能形成潜在的闭合裂缝。对于单孔而言，这些裂隙是无规则的；对于双孔而言更易形成裂缝，两孔连线方向的裂缝最长；裂缝的贯穿是在气体作用下完成的；裂缝是由孔壁向中间发展的。(3)应力波与爆炸气体共同作用理论 该理论将裂纹成缝机理分为两个过程，即应力波的作用过程和高压气体的作用过程，它们有先后，且是连续和不可分割的，裂缝面的形成是应力波和爆炸气体压力共同作用的结果。第一个过程是应力波的作用。当相邻的两个炮孔爆炸时，应力波从孔壁向四周传开后，产生的切向拉应力超过岩石的抗拉强度而使岩石破裂，由于应力集中的缘故，沿炮孔的连心线方向首先出现裂缝，并且发展也最快。如果应力波在两孔之间能够发

60、生叠加，那么，在此区段内，合成拉应力也可能使岩石产生裂缝。这些裂缝给预裂面的形成创造了有利的条件，于是炮孔连线方向出现较长裂缝的可能性较其他方向大得多。117 第二个过程是爆炸高压气体膨胀作用。爆炸高压气体紧接着应力波作用到孔壁上，它的作用时间比应力波要长得多，孔周围便形成类似于静态的应力场，使径向裂缝进一步扩展。在爆炸气体压力的作用下，炮孔连线方向产生很大的拉应力，孔壁两侧产生拉应力集中。由于最长的径向裂隙扩展所需的能量最小，所以该处的裂缝将首先得到扩展。因此，连心线方向也就成为裂缝继续扩展的最优方向，保证了裂缝沿着连心线将岩体裂开。如果应力波产生了初始裂缝，高压气体渗入使裂缝尖端产生气楔效

61、应。由于气体作用的时间比应力波长得多，其总能量也大得多。因此，爆炸气体的作用不仅能保证形成贯通裂缝，还可以使裂缝有一定的宽度，对裂缝最终形成起着主导作用。其发展过程如图 6.13 所示。图 6.13(a)表示两相邻装药炮孔，图 6.13(b)表示两炮孔爆炸后所形成的初始裂缝及向外扩展一定距离。由于岩石中的应力波在两炮孔连心线上叠加，则产生的切向应力使初始裂缝延长，即炮孔连心线上很容易出现长裂缝，为光面的形成提供了条件。图 6.13(c)为其后的爆炸气体准静压作用，即沿初始裂缝产生“气楔作用”，使裂缝沿连心线进一步扩展贯通，形成贯穿裂缝。图 6.13 光面爆破贯穿裂缝的形成过程(a)炮孔和装药；

62、(b)孔边初始裂纹；(c)贯穿裂缝形成 3.2 光面爆破参数 光面爆破参数即周边眼的爆破参数，它决定了光面爆破的质量，因此，光面爆破技术的核心就是合理设计周边眼的装药结构、崩落厚度、眼间距和装药量，并尽量使各周边眼同时起爆。目前，光面爆破参数设计一般以理论计算作参考，主要通过工程类比和现场试验来调整确定。(1)装药结构 为确保周边孔爆破后形成光面且对围岩不造成损伤，装药结构的设计是至关重要的。目前公认的是周边眼采用小直径、低猛度、爆轰稳定性好的低威力专用炸药，用不耦合装药或空气间隔装药结构来实现光爆。不耦合系数选取的原则是使作用在孔壁上的压力低于岩石的抗压强度，而高于抗拉强度。已知在不耦合装药

63、条件下，炮眼壁上产生的冲击压力为 62018cbDdpnd (6.6)令1bcpK，可求得装药不耦合系数：61208cbcbdKDnddK (6.7)式中 0、D炸药的密度和爆速；bd、cd炮孔直径和装药直径；n压力增大倍数，n=810；1 2 4 6 3 3 6 1 4 5 2 2 2 5 2 6 3 图 6.14 周边眼装药结构 1-25mm 药卷；2-32 mm 药卷；3-导爆索(或脚线)4-径向空气间隔；5-空气间隔；6-堵塞（a）（b）（c）118 c岩石单轴抗压强度；bK体积应力状态下岩石强度增大系数。国外已有为光爆而专门生产的炸药，我国还未生产此类炸药，但有 25mm 小直径药卷

64、，多采用不耦合装药来减小周边孔爆破对围岩的损伤。实践表明，不耦合系数的大小因炸药和岩层性质不同，一般取 1.52.5。在实际施工中，周边眼装药结构常采用几种不同的形式。图 6.17(a)为标准药径的空气间隔装药结构；图 6.17(b)为小直径药卷间隔装药结构；图 6.17(c)为小直径药卷连续装药结构，这是一种典型的光面爆破装药结构形式。(2)炮眼间距 合适的间距应使炮眼间形成贯穿裂缝。根据应力波干涉观点，得到合适的炮眼间距是以两眼在连线上叠加的切向应力大于岩石的抗拉强度为原则，若作用于炮眼壁上的初始应力峰值为1p，则在相邻装药连线中点上产生的最大拉应力为 12bpr (6.8)将bErd、t

65、代换后。由式(6.8)可求得炮眼间距 E：112btbpEd (6.9)式中 应力波衰减系数，2b。1b，为泊松比；t岩石抗拉强度 根据实践经验，E 一般为炮眼直径的 1020 倍。(3)邻近系数和最小抵抗线 光面爆破炮眼的最小抵抗线是指周边眼至邻近崩落眼的垂直距离，或称光爆层厚度。是光面爆破主要的设计参数。光爆层厚度的理论计算很难，实际中多以现场试验和工程类比来确定。最小抵抗线过大，光爆层的岩石将得不到适当破碎；反之，则在反射波作用下，围岩内将产生较多的裂缝，影响围岩稳定。光爆层厚度与周边眼间距有密切关系，通常一起综合考虑。将周边眼间距与光爆层厚的比值称为周边眼密集系数 m，该比值应控制在

66、0.81.0 之间，即周边眼间距不宜大于光爆层厚度，以确保先在周边孔间形成贯通裂缝。实际中根据岩层特性，光爆层厚度 W 以500700mm 为好。也可以采用下列经验公式来确定：bbqWCEl (6.10)式中 qb炮眼内的装药量；lb、E炮眼长度和间距；C爆破系数，相当于炸药单耗值。(4)装药量 周边眼合理的装药量应该是既能使孔间形成贯通裂缝，将光爆层岩石破坏，又不致造成 119 炮眼壁或围岩的破坏，即通过不耦合空隙的作用，药包对炮眼壁的冲击压力小于岩石的动态抗压强度。目前还缺乏实用的光面爆破装药量计算公式，一般参照掘进爆破的单位耗药量，周边爆破应适当减少装药量。实际应用中，周边眼常以单位炮眼长度的平均装药量，即线装药密度来表示，且采用线装药密度来控制爆炸作用对炮眼壁面的破坏程度。工程应用中，当岩石坚固性系数 f=46时，线装药密度为 100140g/m；f=810 时，线装药密度为 140250g/m。也可按下式计算：q=0.33ekW2 (6.11)式中：e炸药换算系数，e=320/P；P 为炸药的爆力，mL；k爆出标准漏斗时的单位体积耗药量，kg/m3；(5)起爆时差 在掘进光面