预裂爆破技术论文汇总十篇

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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;

中图分类号：TB41文献标识码：A 文章编号：2095-2104（2013）

1 引言

露天深孔爆破由于施工进度快，一次爆破工程量大，施工成本低而在石方开挖工程中得到了广泛应用，近年来随着水利水电建设步伐的加快，露天深孔爆破在石方开挖中的应用也越来越广，但如何保证开挖边坡的稳定、如何减少露天深孔爆破对边坡稳定的危害，是爆破施工必须要面对的课题。本文根据爆破施工的理论和实践经验，结合边坡稳定，论证了预裂爆破技术在高边坡开挖中的作用。

2 工程概况

王快水库溢洪道石方扩挖96.2万m3，最大开挖深度75m ,每10m预留1.5m宽马道，爆破施工工期18个月，工程量大，施工强度高。但溢洪道边坡下游段表层为全风化花岗片麻岩外，下部呈弱风化，岩石节理、裂隙、断层及软弱结构面发育，岩层和断层的走向对边坡稳定极为不利。

3 高边坡预裂爆破设计与施工

3.1 预裂爆破概述

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四周的岩体，使得周围的岩体破碎或开裂，为了使爆破开挖的边界尽量与设计的轮廓线相符合，不出现超挖和欠挖现象，同时也使开挖边界上的岩体能尽量保持完整无损，保持其强度和稳定性，降低爆破震动的危害范围和破坏程度，在爆破施工中，常采用预裂爆破的方法保护边坡，有的还在主炮孔和预裂孔之间布设缓冲孔。

所谓预裂爆破就是沿开挖边线布置密集炮孔，采取不耦合装药或装填低威力炸药，在主爆区爆破之前，预先沿着设计轮廓线爆破出一条具有一定宽度的裂缝，以减弱主爆破对保留岩体的破坏并形成平整轮廓面的爆破作业。进行预裂爆破时，为使岩体开裂而又不致使岩壁遭受破坏，希望爆炸冲击波作用于孔壁上的径向压力要低于岩体的极限抗压强度，而由此派生的切向拉应力则要超过岩体的抗拉强度，而岩石的抗拉强度比抗压强度要低得多，这就为实施预裂爆破提供了有利条件。实践表明，预裂爆破具有明显的降震作用，是减小露天深孔爆破对边坡稳定性影响的最有效措施之一。

3.2 预裂爆破参数设计

3.2.1钻孔孔径

预裂爆破的钻孔直径与台阶高度有关，一般3~5m的台阶，可选择40~50mm的孔径；6~15m的台阶，可选择70~100mm的孔径；15~30m的台阶，可选择100~150mm的孔径；超过30m的台阶，可根据具体钻孔设备采用大孔径预裂孔。钻孔直径与台阶高度基本成正比关系，即台阶越高，孔径越大，但过大的孔径是不经济的。通过大量的工程实践总结和分析，有如下经验公式：D=30+4H

式中：D为钻孔直径（mm）；H为台阶高度（m）。

施工中所选钻孔直径与计算值越接近，经济性越佳，技术性越合理。本工程根据上式、台阶高度及现有设备选用的孔径为90mm。

3.2.2 钻孔间距

钻孔间距与钻孔直径的比值称为孔径比E，E值是一个重要的技术经济指标，它的大小决定了钻孔数量和预裂爆破的质量。从施工经济指标出发，E值取大一些好，E值越大钻孔数越少；从技术质量指标出发，E值小一些好。E值取的大一些，钻孔虽然少了，但边坡坡面质量和平整度降低了。爆破理论证明，分散装药远比集中装药爆破对边坡的破坏小，E值小时，炮孔数多，药量相对分散，预裂爆破形成的坡面质量和平整度好。一般E值在8~12之间选取，岩石坚硬，完整性好，E值可取大一些；岩石风化，节理裂隙发育，E值应取小一些。本工程E值取10，即钻孔间距a为90cm。

3.2.3 钻孔深度

炮孔深度根据台阶高度及设计坡比加超深确定，本工程台阶高度H为10m，设计坡比为1:0.3，超深取0.3m。则孔深为：

L=（H+h）/sina=（10+0.3）/sin74°=10.75m

式中：L为孔深，H为台阶高度，h为超深。

3.2.4 预裂孔与缓冲孔排距

为获得良好的开挖边坡，在紧邻预裂孔外侧布置一排缓冲孔，采用不耦合装药结构，爆破时在主爆孔后隔一定时间间隔起爆，以减轻爆破时对预留边坡的冲击作用，达到保护边坡的目的。预裂孔与缓冲孔之间的距离一般为正常炮孔的一半，主要是控制空地距离不得大于1.5~2.5m，本工程取排距为1.8m。

3.2.5 炸药

炸药采用2#岩石硝铵炸药，若孔内有积水，则采用乳化炸药，药卷直径32mm。

3.2.6 不耦合系数

经工程实践证明，不耦合系数η=D/D0（D为炮孔直径；D0为药卷直径）在满足η=2~5时，才能形成质量良好的预裂缝。当D＞100mm时，η取3~5；当D＜100mm时，η取2~3。本工程采用药卷直径为32mm，不耦合系数η=90/32=2.8。

3.2.7 装药结构与线装药密度

预裂爆破既要保证预裂缝的贯通，又要保护炮孔孔壁不受破坏，尽可能提高半孔率，达到坡面平整，边坡稳定要求。在装药结构上尽可能使药卷和炸药能量得到均匀分布。采用不耦合装药结构。按照设计的药卷直径、数量和间隔距离连同单根导爆索一起绑扎在竹片上，构成药串，然后将加工好的炸药串送入炮孔内，使竹片贴在保留边坡侧。

预裂孔的线装药密度一般为0.1~1.5kg/m，由于孔底岩石夹制作用，为确保裂缝贯通到孔底，在孔底1~2m范围内增加2~3倍药量。本工程采用武汉水利水电学院经验公式计算。

q线=0.127*[σ压]0.5*[a]0.84*[D/2]0.24

式中：q线为线装药密度（kg/m）；σ压为岩石的极限抗压强度(MPa),根据地质资料70 MPa；a为炮孔间距（m）；D为炮孔直径(m)。经计算本工程线装药密度q线为0.46kg/m。

3.2.8 堵塞

孔口堵塞时，先用炸药的包装袋或草把团成一团送入炮孔，并于炸药最上端接触，然后用略微潮湿的粘土分段夯实堵塞。堵塞长度为1.5m。

3.2.9 起爆网络

起爆网络采用导爆索起爆网络，用1根主导爆索将各预裂孔的导爆索串联起来，然后在主导爆索上绑扎2发非电毫秒导爆雷管实现微差间隔起爆。边坡预裂孔应先于其它炮孔75ms以上起爆，以便首先形成连续贯通的预裂缝，以阻隔后续爆破时对保留边坡的扰动破坏。

当预裂爆破规模较大时，为减轻预裂爆破过程中对保留岩体的影响，可分段进行微差爆破，每段之间连接2发2段非电毫秒导爆雷管起爆。

3.3 爆破效果

石渣清理后，经过现场察看，边坡超欠挖基本控制在15cm之内，平整度符合规范要求，坡面岩石无扰动现象，预裂炮孔半孔率在80%以上。说明以上爆破参数是比较合适的，保证了边坡的稳定。

4 预裂爆破施工中应注意事项

（1）钻孔时应经常检查钻孔的倾角和方位角，钻孔偏斜误差应控制在1°之内，确保预裂孔在同一个平面上。

（2）为了克服炮孔底部岩石的夹制作用，炮孔底部应适当增加装药量，当孔深为3~5m时，线装药密度增大为2~3倍；孔深超过10m时，线装药密度增大为3~5倍；底部增加药量的范围为孔底起约0.5~1.5m。

（3）预裂孔在同一平面时，宜采用导爆索连接并同时起爆。

（4）预裂爆破分段起爆长度不宜小于10m，这是因为长度过短，会使预裂线两端所受夹制作用过大，影响预裂爆破效果。

（5）预裂炮孔和主炮孔之间应布置一排缓冲孔，以减少预裂线附近大块石集中现象，保证爆破效果。

5预裂爆破的特点

（1）预裂边坡平整，稳定性好，利于施工期及水库运行后永久边坡安全。

（2）开挖时不用预留保护层，预裂缝之外都可以采用深孔爆破，简化了施工程序，加快了施工进度。

（3）所形成的预裂缝能有效削减爆破应力波对永久边坡的危害。

（4）减少了边坡整修工程量和超欠挖现象，节省了混凝土的回填工作量。

（5）减少了岩基固结灌浆处理工程量。

6结语

边坡的稳定性既受地质地形条件、气候条件的影响，又受爆破方法、爆破技术的制约，所以，在爆破施工中如何保护边坡稳定是一个较为关键的问题。本工程采用预裂爆破技术取得了较好的效果，可以说预裂爆破技术是解决高边坡开挖稳定问题的有力措施之一。

参考文献：

[1]李彬峰.预裂爆破技术在大连港矿石专用码头中的应用.北京.第三届北京工程爆破学术会议论文集.2003.

[2]刘卫东，于亚伦，王德胜等.高台阶靠帮预裂减震爆破的实验研究.工程爆破，1997，1：18~23.

[3]周志刚.预裂爆破在实际施工中的几大问题分析.四川水力发电.2003（9）：77~78.

篇（2）

随着人类社会的发展，地下工程将越来越多地应用在国民经济基本建设各个领域，在水利水电、公路、铁路、油库等工程建设中，越来越多地采用了地下洞室。对于地下洞室群在开挖爆破施工中的安全、相邻洞室及交叉洞室的施工、厂房岩壁吊车梁基础的爆破施工工艺、以及如何实现快速光爆等，本人在几十年的地下工程施工中，积累和探索了一定的经验，在此与同行分享和探讨。

一、水利工程地下主要洞室开挖方法概述

（1）主厂房。Ⅰ～Ⅶ层边墙预裂、中部梯段爆破拉槽开挖、边墙保护层开挖、支护跟进。岩锚梁部位精确测量造孔、密孔、小药量开挖，开挖前锚杆上、下锁口。Ⅷ～Ⅹ层通过与尾水支洞间竖井溜渣槽（井）开挖，支护跟进。配置多臂凿岩台车，潜孔钻等设备，总用时30个月。

（2）主变室。从上、下二层开挖，底板预留保护层；边墙预裂、中部梯段爆破拉槽开挖、边墙保护层开挖、支护跟进。

（3）尾调室。上层连通洞以上部位反导井掘进至穹顶，然后由上而下扩挖至连通洞底板高程；再向下通过反井钻机形成与底部贯通的1.4 m导井，扩挖导井至6m的溜渣井，再通过手风钻造孔、小型反铲扒渣自上而下扩挖形成，平均月扩挖仅5m[1]。

（4）尾闸室。通过施工支洞分二层完成岩锚梁及其以上部位开挖后，以反井钻机形成与底部尾水支洞贯通的溜渣导井（1.4 m），再通过手风钻造孔、人工扒渣自上而下扩挖形成。

（5）压力管道竖井。以反井钻进形成贯通上、下平段的溜渣导井（1.4 m），再通过手风钻造孔，人工扒渣自上而下扩挖形成，每日平均扩挖1-1.5 m。

（6）尾水支洞、尾水隧洞。分3层开挖，边墙预裂，左、右半幅相继梯段爆破开挖，边墙保护层开挖，支护跟进，平均月进百米。

（7）导流洞。通过多工作面分 3 层开挖，边墙预裂，左、右半幅相继梯段爆破开挖，边墙保护层开挖，支护跟进。 配置多臂凿岩台车，潜孔钻等设备。 平均月进百米。

（8）抗力体置换洞。分2层开挖，采用光面爆破，手风钻造孔，小型反铲、装载机、运输车出渣，竖井溜渣后再通过大型设备装运渣月。进度 40～60m。

（9）泄洪洞有压段、无压段。分3层开挖，边墙预裂，左、右半幅相继梯段爆破开挖，边墙与底板保护层开挖，支护跟进[2]。 配置多臂凿岩台车，潜孔钻等大型设备，平均月进百米。

（10）泄洪洞工作闸室。通过施工支洞分 2 层完成交通洞底板以上开挖，通过正、反井作业形成与泄洪洞沟通的溜渣竖井，以潜孔钻、反铲进行自上而下的扩挖、扒渣、支护。早期爆破时对设备予以覆盖保护，后期通过渣堆使设备移向泄洪洞躲炮，安全效果优异。

（11）泄洪洞龙抬头段。通过正、反井作业形成约 70＃5m）的溜渣斜井，以潜孔钻、反铲自上而下分层扩挖形成。

二、水利工程地下洞室爆破施工过程分析

（1）施工准备

施工准备工作包括场地平整、测量放样，以及其它常规准备工作。由于预裂面一般就是最终的边界开挖面，因此，预裂缝的位置必须准确，当采用垂直的预裂孔时，放样工作没有什么困难，只要按设计的孔位精确的测量就可以了。对于倾斜的孔，特别是预裂面呈某种曲折面的斜孔，放样工作就要复杂得多，这是因为斜孔的孔口与孔底并不在同一个坐标位置上，而是随该孔的倾斜度以及地面的起伏而变化。此时，采用整体样架放样就要方便得多。

（2）钻孔

钻孔的机具根据炮孔的直径和孔深来选用，一般情况下，直径小于50mm，深度在6m以内的孔，多采用手风钻，孔径在70mm以上的深孔，则要采用潜孔钻。钻孔时，必须严格控制质量，允许的偏斜度应控制在1度以内[3]。由于岩面的不平整或钻进的方向不是垂直，往往容易引起孔口的偏离，此时，可以采用人工撬凿或用钻机冲击的方法，凿出孔口位置，经检测无误后，才开始钻进。

（3）药包加工

用于预裂爆破的药包，最好能在钻孔内均匀地连续分布。在实际施工中，大多须在现场加工制备，通常采用两种方法：一是将炸药装填于一定直径的硬质塑料管内连续装药，为了顺利地引爆和传爆，在整个管内贯穿一根导爆索。另一种是采用问隔装药，即按照设计的装药量和各段的药量分配，将药卷绑扎在导爆索上，形成一个断续的炸药串。由于每个孔的深度不一致，装药量也不同，因此，对于每一个孔应当分别准备各自的药串，编上该孔的孔号，不能混淆，然后包扎好待用。

（4）装药、堵塞和起爆

为使炸药爆炸时能够获得良好的不藕合效应，药柱（或药卷串）应置于炮孔的中心。为达此目的，可采用一种塑料制的膨胀联结套将药柱固定在炮孔中央。在我国的预裂爆破中，多半将药卷串绑在竹片上，再插人孔中。对于垂直孔，竹片应置于保留区的一侧，对于倾斜的孔，竹片应置于孔的下侧面。

炸药装填好以后，堵塞之前先要用纸团等松软的物质盖在炸药柱上，堵塞过程中，应注意使药卷串保持在孔中央的位置上，不要因堵塞而将药卷串推向孔边。堵塞应密实，以防止爆炸气体冲出，影响预裂效果。在预裂爆破中，一般都采用导爆索起爆，效果较好。也可采用电雷管或非电雷管起爆。预裂爆破最好能一次同时起爆，但当预裂规模大时，为了减轻预裂爆破过程中的振动影响，也可以分段起爆。

三、水利工程地下洞室爆破安全防护技术措施

我们要根据爆破安全规程的要求，结合本地的实际情况，制定好安全防护措施和做好安全警戒工作：

（一）参加爆破工作的人员应有公安部门颁发的爆破安全作业证，要持证上岗。

（二）爆破作业人员必须树立安全第一的思想，严格按爆破安全规程规定的安全事项和要求操作。

（三）现场爆炸物品都由炸药库统一配送。爆炸物品的使用必须按照当地公安部门的要求，在爆炸物品到达工地后应放到指定地点存放，并由专人负责看守。领发时必须指定爆破工专人领取并做好登记，不得随意发放。

（四）从装药时开始，场地四周应放出警戒，根据本工地的周围环境，确定爆破的警戒范围为200m，并要按照警戒位置固定专人布置哨位，在附近特别加强了警戒。参加施工的爆破人员，都佩戴明显的标志，其他无关人员一律禁止入内。

（五）爆破装药、连线完成后，应由爆破指挥长按照爆破安全规程规定的起爆顺序，在各警戒点到位后预警-起爆-解除警戒的信号[4]。

（六）爆破结束后，爆破人员对现场又做了进一步检查，尤其要对爆后形成的浮石和危石认真进行排除，处理时周围也要警戒，防止发生意外事故。组织有爆破经验的专职队伍进行爆破作业，关注爆破先进技术的推广，严格组织和管理爆破队伍，将大大提高我国地下洞室开挖爆破的安全生产水平。

参考文献：

[1] 陈志刚，刘殿魁.SH波冲击下浅埋任意形孔洞的动力分析[J].地震工程与工程振动. 2004（04）

[2] 马宏伟.引水隧道在地震波入射时的动力响应解析解[D].北京交通大学 2013

篇（3）

中图分类号：TD85文献标识码：A 文章编号：

1总论

1.1前言

柿竹园矿距郴州市区15km，交通便捷。回采方法为连续阶段崩落法。阶段高度96m。每个采场可回采矿量36.83万t。矿石损失率为 25% （损失矿量可以在下阶段回采时回收），贫化率为3.76%。单个采场最大生产能力为1200t/d，同时回采的采场有三个。

1.2进行采空区处理的现实意义

（1）提高资源的回收率

490m～558m水平之间315m×313m范围内残余大量矿柱，品位高，储量大，此外，该范围周围也有品位较高储量很大的矿段，若不对采空区进行处理，这些矿量的回采都会受到很大影响，所以要必须对采空区进行处理。

（2）提高矿山安全系数

随着矿房矿石的采出和空区的形成，矿山开采工作的延深，或矿柱的回采，空区面积不断扩大，矿岩将出现裂缝，发生片帮，出现巷道、矿柱垮塌，岩层整体移动，顶板大面积冒落，地面大范围开裂、下沉和坍塌，出现大规模的地压活动[1]。为了矿山的安全，必须对采空区进行可靠的技术可行经济合理的处理。

1．3空区处理的范围

矿山现开采的区段为490m～558m水平之间。矿区其余矿段均未回采。现在已经完成了这一区域的矿房回采，且在空场条件下抽采了 K3-4～K3-5间的房间柱 Z3-4/5。下一步将开始490m～558m水平315m×313m范围内矿柱；558m～610m水平之间顶板以及其他富矿段的回采。现在开采区域内累计顶板暴露面积已达到3.5万m2，最大连续暴露面积达8100m2。累计空区260万m3，且在回采区域西北部已经有三个房间柱和一个盘间柱发生垮塌，周围矿柱已经有明显的变形破坏，必须对这一空区进行处理。

本次空区处理的范围为490m～558m范围内的空区。

2空区处理的方案选择

要回采矿柱，就必须现对采空区进行处理，采矿方法的选择是和空区处理方案结合在一起的[2]。确定如下初选方案：

Ⅰ尾砂胶结充填矿后回采矿柱；

Ⅱ“隔二采一”抽采矿柱事后崩落顶板围岩充填采空区；

Ⅲ 连续阶段崩落法。

表1 各方案技术经济指标对照表

比较可知，Ⅲ是最优方案，本次设计的最终方案选为Ⅲ方案。

3空区处理

3．1 空区处理工艺

回采开始前，首先在采区西北角首采区域形成卸压天窗，用以缓冲顶板大面积冒落时产生的巨大的空气冲击波对井下人员、设备、巷道等的影响，保证矿山安全正常的生产。

回采初期，采区顶板暴露面积小于18000m2 ，采区顶板很难自然崩落，所以要在回采区域首采区位置强制放顶。强制放顶面积为18750m2。

回采矿柱时，房间柱、对应盘间柱与558m～586m水平的富矿段一次性小微差爆破。利用原有的矿房底部结构出矿，当出矿至剩余矿石厚度为20m左右时停止防矿。留下的约20m厚的矿石层作为采场顶板强制崩落时的缓冲覆盖层。

在顶板自然崩落前，要在采场内保留至少20m厚的矿石垫层。并且在采场内实施强制放顶，崩落586m水平以上部分低品位矿石，补充采场内的矿石覆盖层，使采场内的矿石覆盖层的厚度达到40m。然后，才能采取自然崩落法处理采空区和补充覆盖层。

为了使顶板能够自然崩落，要在586m、610m、620m水平开凿削弱平巷，并在削弱平巷内凿上向孔，进行预裂爆破，以削弱待崩落部分和周围矿岩的联系。

回采全部完成后，封闭联络崩落区的通道，在地表移动范围用带有明显标志的铁丝网围圈。在塌落区范围外设置排水沟。

至此，研究范围内的矿柱回采与空区处理全部完成。进入其他矿段开采。

3．2空区处理所需要进行的工程

为了安全、顺利地完成开采范围内的矿柱回采以及空区处理，需要进行一如下工程。

卸压天窗

为了消除采空区顶板大面积冒落和大爆破冲击波对井下作业人员、设备和地下工程设施的危害，维持矿山的安全生产，必须预先形成卸压天窗。

①位置

本研究的首采区段选在开采范围的西北角，地面标高为630m～650m。可采矿体顶部赋存标高为625m，矿体品位较高。目前该处已经回采到586m水平，计划回采到610m水平。现在已经在610m水平形成了部分回风和强制放顶巷。所以，选择该处开凿卸压天窗。

②断面

卸压天窗的断面积大小，由待处理的采空区规模，矿岩稳固程度，欲保护的地下工程的重要程度等因素决定。本次研究中，卸压天窗的断面积选为55m×30m=1650m2。

③施工及工程量

首先在K1-1～K1-2西边对应矿柱上面掘进两口通地表天井，天井断面2.2m×2.2m。

在这两口凿岩天井中，开凿凿岩硐室（2.9m×2.9m），在凿岩硐室内，用QZJ-100B型潜孔钻机钻凿φ100-110mm的水平深孔，孔底距为4～5m，排距3～3.5m。用BOF-100型装药器装粒状铵油炸药，非电微差雷管起爆。与586m～610m间的矿块一次爆破形成天窗。

表2 卸压天窗施工工程量表

强制放顶

矿区矿体和围岩主要是矽卡岩、大理岩以及花岗岩和花岗斑岩，多由比较稳固而且不容易风化的矿物组成，结构紧密。根据柿竹园矿岩体力学研究成果，当顶板暴露面积小于8000m2时不会自然崩落，8000～18000m2是属于自然冒落的过渡区，大于18000m2时，会自然冒落。

按照该矿的回采顺序和采矿方法，采区顶板暴露面积是逐步扩大的。卸压天窗形成时，暴露面积为1650m2。采矿初期，一定时间内，采区顶板暴露面积也小于18000m2。为了保证安全生产，在采场内形成40m厚的垫层，必须采取强制放顶。

①强制放顶位置

强制放顶区的位置主要与回采顺序、卸压天窗的位置以及回采现场的具体情况有关。

本研究中，卸压天窗位于采区西北角K1-1～K1-2对应顶板的上部。

回采顺序：490m～558m水平之间，315m×313m范围内间柱，和558m水平以上顶板富矿段的回采，从采区西北角开始，呈北东向斜线向东南方向推进。在采的相邻矿柱间基本保持在一条直线上，各盘区之间超前两个房间柱，强制放顶区选在首采区无底柱采场的 K1、K2、K3、K4范围。

②强制放顶面积

强制放顶区域的面积主要与矿岩的物理力学性质，以及采场现场的具体情况有关。本研究中，强制放顶的面积要在18000m2以上。结合现场的具体情况，强制放顶面积确定为18750m2。

③强制放顶施工

在实施强制放顶工程时，首先要在西北角610m水平首采区段边缘布置强制放顶平巷。在强制放顶平巷内，每隔40m布置一个凿岩硐室。在凿岩硐室内用QZJ-100B型潜孔钻机钻凿上相深孔。孔径φ100～110mm，孔底距4～6m。用BQF-100型装药器装粒状铵油炸药，非电微差雷管起爆。在强制放顶前，采场内应至少保留20m厚的矿石垫层。

表3强制放顶工程量

削弱平巷

为了有步骤有计划地自然崩落顶板低品位矿石，处理采空区，要在586m、610m和620m水平沿可采矿块外缘布置削弱平巷，并在削弱平巷内向上凿深孔，进行预裂爆破，减弱待崩落顶板与周边矿岩地联系，以利于其自然崩落。

削弱平巷超前采矿工作面一定距离进行，随着采矿工作面的推进逐步形成。断面为2.7m×2.7m。

在610m和620m水平的凿削弱平巷内凿上向平行中深孔，进行预裂爆破。孔距为1.5m，孔深为9m。

在586m的削弱平巷内凿上向束状中深孔，强制放顶

表4 削弱平巷工程量

自然崩落

卸压天窗形成后，通过首采区的强制放顶，采区顶板外露部分失去支撑，已经成为悬臂梁状态，再通过爆破振动，产生了新的裂纹裂隙，稳定性减弱。为顶板自然崩落创造了条件。随着采矿的进行，采空区顶板暴露面积越来越大，当达到破坏极限时（连续暴露面积大于18000m2），就会开始自然崩落。故采空区处理采用自然崩落法。

为了有计划有步骤地自然崩落顶班，处理采空区，在586m、610m、620m水平沿可采矿块外缘布置削弱平巷。削弱平巷超前采矿工作面一定距离，随着采矿工作面的推进逐段形成。

其它工程

①安全检测巷道

在630m和650m水平采区移动界限外布置安全检测巷道，用来检测顶班塌落情况、厚度、应力变化以及位移情况等，以便及时预报，采取措施。检测巷道的断面可取为2.5m×2.5m。

②封闭工程

全部回采工作结束后，要封闭连通崩落区的通道。并在地表移动范围用有明显标志的铁丝网围圈起来。

③排水工程及其他

在塌落区范围外，布置排水沟，将降雨排到塌落区外部，将厚度较小容易产生泥石流的表土和泥石剥离，以免进入塌落区。

4 需要说明的问题

1：由于本矿区矿岩硬度大，稳固性好，可崩性差，在进行自然崩落时要进行一定的削弱工程，如削弱平巷、强制放顶，割帮爆破 、预裂爆破等。在进行割帮爆破和预裂爆破时，要爆破多大的深度才能最有效的起到诱导崩落的作用，需要进行一定的现场试验。

2：本论文中，考虑到采区目前已经有了260万m3的空区存在，顶板自然崩落的连续暴露面积下限较大（为18000m2），为了防止顶板大面积突然冒落产生的空气冲击波对井下人员、设备等可能造成的伤害和破坏，本设计中将卸压天窗面积取得较大。

3：回采工程中，矿主的回采和采空区处理的相关工程是同时进行的，因此，要对施工工序和施工时间进行合理的安排，并根据回采的进行情况不断的调整，以取得最佳的效果。

篇（4）

1地铁风井爆破开挖中震动控制

1.1具体原理

当前，国内外降低爆破震动、控制爆破震动影响范围的方法主要包括以下两种Ⅲ：

（1）控制单响药量。单响药量的大小直接决定了爆破震源的能量大小，通过对单响药量的控制，能够减弱爆破震源的爆炸能量，是降低爆破震动效应的最佳途径。

（2）阻断爆破震动波的传播，将爆破与被保护的建筑物形成隔离，通过天然原有的破碎层或者通过预裂爆破形成预裂缝，又或者通过挖减震沟槽的方式对爆破地震波形成阻隔，避免地震波向被保护的建筑物传播。

1.2地铁风井爆破开挖减震控制技术

下面以广州地铁某线为例进行研究，广州地铁某线中间风井位于楼群与学校等重要设施之间，风井开挖面积1630m？，开挖深度18m，距离地表24m，开挖区周围环境非常复杂，需要进行爆破开挖施工，不仅要求保证施工进度和爆破效果，同时还需要保证爆破安全，尤其是需要将爆破振速控制在2.5cm/s以内，施工难度长大。

（1）爆破质点震动速度控制

在爆破设计中，无论是施工方案的选择，还是爆破参数的设计，都采用了微震动方法目，采用质点震动速度标准为：

施工方案：首先通过手风钻钻孔，浅孔台阶爆破，小型挖掘机挖装，吊车垂直运输到井外。利用分层分布开挖的方法，首先在风井中选择距离火车东站站房c地铁一号线相对较远的地方进行掏槽爆破，然后沿掏槽四周进行浅孔台阶爆破，最后进行光面爆破。该施工方案实际上是通过对每次爆破的药量进行控制，从而实现降震的效果。

爆破参数设计：本工程的爆破参数设计均以前面确定的质点震动速度标准作为依据进行设计，具体如表1所示。

（2）爆破施工过程中的震动控制

首先，采用微差起爆网路对单响药量进行严格的控制，根据爆破点与建筑物之间的距离确定最大单响药量。在进行起爆网路设计时，通过微差网路，对爆破孔进行合理的组合，有目的的降低单响药量，从而使其控制在设计要求之内，实现减震的效果。

其次，在确保爆破效果的前提下，选择合理的微差间隔时间，将爆破分为若干段，确保周围建筑物的安全。微差间隔时间的选择需要考虑岩石性质、孔网参数、装药量、爆破目的以及爆破网路的安全性。在本工程中，爆破孔中装有13段雷管，微差间隔时间设置为50ms，最终取得了较好的减震效果。

另外，注意爆破的顺序和方式，避免形成闷炮，减少震动带来的影响，一般可以通过掏槽首先创造良好的自有空间，然后沿着自由面顺序起爆，能够减少对后排炮孔产生的阻挡。

2爆破安全与环境保护

2.1飞石防护

地铁中间风井爆破产生的飞石对外部环境产生的影响主要由爆破点在井内深度以及防护工作质量决定。为了保证爆破安全，应该采取严密的防护措施，常用的措施主要有以下几种：

（1）井边遮棚式防护。在井壁边缘，尤其是临建筑物一侧，搭设用脚手架作支架的防护棚架，片面利用建筑尼龙网以及双层竹芭进行搭接，不留空档。

（2）井口钢筋网盖板防护。通过钢筋网制作井口盖板，在爆破前将钢筋网吊放到井口上，然后在其上面铺设竹排。

（3）井内爆破防护。在风井内所有爆破孔装填完炸药之后，首先在爆破岩石面铺设一层砂包，然后再砂包顶面通过钢筋网交错密铺，最后再铺设一层砂包。

2.2爆破安全警戒距离

风井爆破经过防护之后，爆破飞石的警戒距离应该设置在50m以上，爆破过程中，应该暂时周边交通，并让行人退到安全警戒范围之外。

2.3爆破管理

首先，在进行强噪声作业时，应该对作业时间进行严格的控制，在每天22：00至第二天7：00之间应该停止强噪声作业。如果有特殊情况需要在夜间施工，应该尽量降低噪声，并与建设单位沟共同到建委审批，经批准之后才能进行施工，同时需要找到当地居民协调，求得群众谅解。

其次，在进行地铁风井爆破施工的过程中，如果发生安全事故，应该立即启动相应的应急处置方案。

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一、前言

大型隧道工程的施工工程量巨大且又复杂，在进行开发前许多问题需要进一步解决探讨。隧道工程施工前，需进行风险监测和评估；大型隧道工程中隧道锚的施工及支护优化问题也不容忽视。

二、大型隧道工程地质环境条件

1.地质条件复杂，施工技术难度大，现场施工条件差，对工程周边环境和市政设施影响范围的控制要求高，风险因素和风险事件多，发生的概率较大。

2.盾构推进施工风险大，损失后果严重。隧道工程项目周边都是重要筑物和市政公用设施，加上越江隧道建设本身投资比较大，一旦发生事故，往往造成比较严重的损失后果

3.评价指标权重的确定

根据大型泥水盾构进出洞施工各风险事件的权重大小，可以用层次分析法（AHP） 把一个施工工况中同级各个因子两两相互比较（包括因子自身的比较），按重要性大小进行权重标度。上海复兴东路越江隧道工程大型泥水盾构进出洞施工各因子权模糊综合评价模型概述模糊综合评价通过构造等级模糊子集，把反映评价对象的模糊指标进行量化（即确定隶属度），然后，利用模糊变换原理对各指标进行综合运算，得出评价结果。

三、施工监测

1.监测内容

施工期间共设置7项监测内容：围护墙体水平位移（测斜）；围护墙顶垂直沉降及水平位移监测；坑外地下水位监测；支撑轴力监测；立柱点监测；周边建（构）筑物垂直位移及倾斜监测；周边土体地表沉降监测。重要是对围护墙移及地表沉降进行监测。

2.信息化施工

（一）在工作井第5层土开挖时，工作井南侧围护墙有局部渗漏水的现象，且出水量较大，同时监测数据显示坑外地下水位日下降量达30 cm，于是立即要求挖机停止继续向下开挖土方，并在墙身内外采用堵漏补救措施（在渗漏部分的墙身内凿槽，埋设开孔型PE泡沫条和注浆管；用早强水泥封缝，然后压注水溶性聚氨酯堵漏。墙外采用工程钻机钻孔，钻孔深度达到地下连续墙的渗漏处，然后下钻杆实施双液注浆堵漏，注浆范围为渗漏处左右各放宽3 m。双液注浆的配合比为水泥：水玻璃=1：0.5；注浆压力小于0.2 MPa），等监测数据都在报警值范围内。

（二）工作井施工至第6层土，开挖Ⅱ区时，监测Et报显示东侧围护墙体变形明显，El最大位移量达一2.91 mm，最大位移点位于墙顶以下25 m处。针对这种情况，立即组织力量，同步抽槽开挖Ⅳ区的土方，随挖随撑，抓紧安装东西向直撑并施加预应力，同时要求监测单位1天测2次，以便随时掌握基坑变形情况。随着第6道支撑全部安装完毕，墙移趋向于稳定日变化量小于1 mm。经分析是由于Ⅱ区斜撑数量较多，钢牛腿制作焊接间延长，导致基坑曝露时间较长，从而引起该时间段内围护墙移变化量较大，但整个过程其最大累计量及变化速率都在允许范围内。随着中国城市化进程的加快，越来越多的城市投入到地下轨道交通的规划建设当中。地下隧道越来越多，不可避免伴随着重叠交叉隧道的产生，群洞隧道施工的关键技术研究关系着轨道交通的安全问题，因此群洞隧道研究已经成为现代地下工程研究的热点。

四、隧道锚施工关键技术

施工过程中必须采取措施减少对岩体的扰动，保护岩层的完整性，出碴运输系统必须适应洞内大坡道及频繁变坡，减少工序的干扰。

1.掘进施工

首先在锚洞洞口进行工作坑开挖，根据现场地质和岩石强度采用预裂爆破和挖掘机大掘进、人工修整边坡、明槽施工，为保证边坡稳定，边坡坡度根据实地情况确定。

2.掘进方案

在锚洞进洞施工中，优先采用机械掘进，选择YT-28型风动支腿式凿岩设备，两座隧道锚的施工顺序问题，采取左右洞错位掘进施工，左洞为先掘进洞，右洞为后掘进洞，待先掘进洞到底后，再掘进后掘进洞，左侧隧道锚采用上下台阶法分3层掘进方式，上下台阶之间的间距为8--10 m。为了减少对围岩的扰动和减少超挖，采用了控制爆破技术，拱部采用了光面爆破技术，边墙适当进行预裂爆破。

3.爆破控制

爆破掘进时，把爆破振动对相邻室的影响作为控制的重要内容。为最大限度地减少爆破对围岩的扰动破坏，隧道锚的钻爆施工采用了小间距、低爆速设计，炮眼按浅密原则布设，严格控制周边眼的装药量，周边眼间距为40cm并适当布设空眼。

4.喷锚及衬砌施工

隧道锚的喷锚及衬砌主要分为前锚室段、锚塞体和后锚室两个阶段：1）前锚室段：前锚室段的围岩级别为Ⅲ级，初期支护采用?25先锚后灌式中空锚杆，L=3.0m，环纵向间距1 m，梅花形布置，洞壁设E6钢筋焊接网，设置间距为1米的钢格栅拱架。

五、支护技术的优化

1.支护技术存在的问题

在总结分析前人研究成果的基础上，结合大量的现场工程实践，研究认为常规锚杆支护技术主要存在以下几个方面的问题：

（一）常规支护用直径20mm、长2.0m锚杆的长度和刚度不足，从而发挥不出锚杆的支护作用。顶板围岩的松动圈半径一般在2～2.3m，2.0m长的锚杆其不能锚固到围岩的塑性硬化区内，导致锚杆失效不起作用；经常会出现锚杆被拉断的现象，说明锚杆的刚度不够，不能满足巷道开掘初期变形速度快、变形量大的特点。

（二）围岩表面约束能力差。由于高应力或构造应力的影响，使得支护体首先在较为薄弱的地方出现过量变形、岩石松动和破坏，进而形成破碎区，破碎区的发展导致围岩自承圈破坏。如不能及时将破碎区形成一个较为完整的整体，就不能发挥顶板岩石的自稳能力，从而不能有效地遏制围岩的局部破坏和破碎区向纵深发展，进而导致巷道围岩遭到更严重的破坏。

2. 常规支护技术优化

通过以上常规支护技术存在的问题，经本人对工作地点的实际情况了解，我率先提出了新的支护方式，使用直径为22mm、长2.4m取代原有普通锚杆的支护，得到了老工程技术的批准及大力支持。

采用新型直径为22mm、长2.4m的全程锚杆取代直径20mm、长2.0m锚杆，进行巷道顶板支护，使巷道开掘后顶板松动圈形成了一个整体，增大围岩的强度，提高围岩自承能力，控制了顶板的下沉量。采用强度大、长度较长的锚杆能锚固在稳定的岩层内，并适时在巷道关键部位进行锚索加固支护（由于锚索长度较大，能够深入到深部较稳定的岩层中，锚索对被加固岩体施加的预紧力高达200kN，限制围岩有害变形的发展，改善了围岩的受力状态，增加围岩自承圈厚度，实现厚壁支护），很好的解决了巷道顶板下沉、破碎的问题，随着支护强度的增大，有效的控制了顶板岩层的变形，施工的安全也得到了保证，同时一直困扰的进尺问题也迎刃而解。

六、结束语

隧道施工的完成，对于人们的生活具有着重要意义。当今，在修建大型隧道过程中，隧道锚施工还存在着许多技术上的不足，大型隧道工程中隧道锚的施工及支护优化问题必须提上日程，认真严谨的对待与研究。

参考文献：

[1]黄宏伟 越江隧道工程大型泥水进出洞施工风险综合评价 地下空间与工程学报 2012年，23页

篇（6）

引言：

光面爆破是运用岩石掘进、岩石力学、工程爆破等诸多科学理论的综合性技术，它从根本上解决了普通开挖造成的超欠挖问题，尤其是大大降低了爆破对洞室围岩的稳定性影响。

光面爆破在地下工程中已得到广泛应用， 特别是深孔光面爆破，是岩石爆破技术的一项重大技术成果，对提高掘进速度，减少围岩爆裂深度，均有重要的经济价值和技术价值

1 工程概况

由十天高速ST03标承建的西秦岭隧道天水端，隧道总长5893.1米，围岩级别主要有Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ等三级，其中Ⅲ级围岩总长1710米。Ⅲ级围岩采用光面爆破，边墙、拱部局部挂网支护，光面爆破效果如何，对后续的初支平整度有较大的影响，同时初支表面凸凹不平，将造成喷射砼方量增加，直接造成费用的增加。根据合同要求，十天高速西秦岭隧道必须于2015年6月底贯通，依据项目管理办法的要求，初期支护除检测净空断面和密实度外，还要严格控制其平整度。平整度要求采用三米靠尺量测，最大错台不允许超过5cm。在该段围岩的爆破施工中，由于围岩的自身特性，以及爆破人员对爆破参数的确定不尽合理等原因，造成爆破后光面爆破效果差，半孔率低，光爆面不整齐，超挖严重，平均超挖12cm，局部最大超挖达50cm，挂网喷锚工作量大，初支表面平整度差，喷射用量增加，初支费用增加，并严重影响开挖掘进速度。

如何有效地提高光面爆破半孔率，确保初支表面平整，控制超欠挖是爆破质量控制的方向和研究目的。现主要以Ⅲ级围岩施工为例进行简要论述，本项目隧道Ⅲ级围岩岩性主要为灰质页岩和碳质板岩，洞室净空2-10.25×5m，在施工采用台阶法开挖。提高隧道光面爆破半孔率对提高隧道初期支护质量，减少隧道喷射砼损失量，降低初支费用，具有很强的实际意义。

2 光面爆破特点及原理

根据公路隧道“新奥法”施工的需要和工程地质条件，结合施工现场实际情况，决定采用光面爆破施工。光面爆破施工，可以减少对围岩的扰动，增强围岩的自承能力，特别是在不良地质条件下效果更为显著，不仅可以减少危石和支护的工程量，而且保证了施工的安全。由于光面爆破使开挖面平整，岩石无破碎，减少了裂隙，这样可以大大减少超欠挖量。据有关资料统计，光面爆破与普通爆破相比，超挖量由原来的15%～20%降低到4%～7%，不但减少出碴量，而且还很大程度的减少了支护的工作量，从而降低的成本，加快了施工进度。

光面爆破的破岩机理是一个十分复杂的问题，目前仍在探索之中，尽管在理论上还不甚成熟，但在定性分析方面已有共识。一般认为，炸药起爆时，对岩体产生两种效应；二是爆炸气体膨胀做功所起的作用。光面爆破是周边眼同时起爆，各炮眼的冲击波向其四周作径向传播，相邻炮眼的冲击相遇，则产生应力波的叠加，并产生切向拉力，拉力的最大值发生在相邻炮眼中心连线的中点，当岩体的极限抗拉强度小于此拉力时，岩体便被拉裂，在炮眼中心连线上形成裂缝，随后，爆炸气的膨胀合裂缝进一步扩展，形成平整的爆裂面。

3 现状调查

为了有效提高隧道光面爆破半孔率，驻地办会同项目部成立领导小组，积极组织人员进行原因分析，根据隧道爆破的炮眼间距、装药量、钻孔深度、钻孔角度、围岩地质情况等特征进行分析，于2013年4月8日至2013年5月28日对隧道爆破施工进行现状调查，共调查爆破断面30个，通过对比理论爆破参数与实际爆破参数的差别，并根据现场实际及时调整，从而达到最佳爆破效果。

以下为III级围岩爆破半孔率频率调查表，根据爆破后炮眼半孔率分类统计，共抽查30个断面分六个区间如下表：

从以上图示统计可以看到，炮眼半孔率大于90%的为10%，大于80%的为23.3%，介于70%和80%的为33.3%，炮眼半孔率可提高的空间较大。

针对炮眼半孔率较低的问题，领导小组对爆破参数进行多次调整改进，并最终确定了适合该标段岩层的爆破参数，爆破参数调整前后如下表所示，

同时得出结论为：

1、周边眼间距过大、外插角过大是造成爆破效果差的主要原因。

2、 掏槽眼个数及间距布置、装药集中度是影响爆破的次要原因。

3、周边眼及掏槽眼深度对开挖爆破进尺影响较大。

4 钻爆设计及操作要点

4.1 器材选型

根据隧道所穿越围岩的类别以及岩石强度性能等，选用威力适中、匹配性好的2#岩石硝铵炸药，引爆器材则选用国产Ⅱ系列15段非电毫秒微差雷管。

4.2.掏槽眼形式

Ⅲ、Ⅳ级围岩掏槽眼形式采用楔形斜眼掏槽，不同的围岩类别、不同的开挖方法，掏槽眼的深度也不同。

4.3 光爆参数选择

光面爆破参数选择主要与地质条件有关，其次是炸药的品种与性能。隧道开挖断面的形状与尺寸，装药结构与起爆方法，严格控制周边眼的装药量，采用合理的装药结构，尽可能的使炸药沿炮眼长均匀分布，这是实现光面爆破的重要条件。影响光面爆破效果的因素有很多，主要因素有：地质条件、周边眼的间距、光爆层的厚度以及周边眼装药量的多少等。在光面爆破中，炮眼间距E、最小抵抗线W、炮眼密集系数K、装药密度q是相互制约的。

1）光爆层厚度（B）

光爆层厚度就是周边眼最小抵抗线，它与开挖的隧道断面大小有关。在断面跨度大，光爆眼所受到的夹制作用小，岩石比较容易崩落，光爆层厚度可以大些，断面小，光爆眼所受到的夹制作用大，光爆层厚度可以小些，光爆层厚度与岩石的性质和地质构造也有关，坚硬岩石光爆层可小些，松软破碎的岩石光爆层可大些。西秦岭隧道确定光爆层厚度（B）为0.50～0.80。

2）周边眼密集系数

周边眼密集系数是周边眼间距（a）与光爆层厚度（B）的比值，是影响爆破效果的重要因素。

A=（12～16）d K=a/B

式中，a为周边炮眼间距，cm；

d为炮眼直径，mm。

K值总是小于1当d=38～46mm，a=30～60cm，

B=75～80cm时，K=0.6～0.8。

3）装药量计算：

光面爆破装药量的计算，主要是确定周边眼光爆层炮眼装药集中度，即以kg/m表示，一般采用实验方法求得或从同类工程中选取。

q=QaB

式中q―装药集中度，kg/m；

Q―单位体积耗药量，g/m3；

a―周边眼间距，m；

B―光爆层厚度，m；

通过现场试验和施工经验数据，用计算法进行校核，确定q=0.2～0.35kg/m。

4）周边眼装药结构

周边炮眼采用φ20mm小药卷间隔装药，导爆管、导爆索、竹片用电工胶布与炸药卷绑在一起，如图3所示。

图3 周边眼装药结构

5）起爆顺序，如下图。

图4 起爆顺序图

6）炮眼布置和装药参数

根据本工程隧道地质及围岩情况，对隧道不同类别围岩按开挖支护施工方案进行相应隧道爆破施工设计。Ⅲ级围岩台阶法施工光面爆破参数见下表，施工中根据实际情况在此基础上作适当调整。

5 分析、设定目标：

通过查阅相关光面爆破的技术资料，对隧道爆破参数的各项数据收集整理，对爆破后的实际效果进行查看并及时总结调整，得出结论，只要控制好周边眼间距及外插角、掏槽眼个数及其间距以及单孔装药量等问题，就能达到预期目标。如III级围岩中硬岩层按照两台阶开挖：上台阶32个周边眼，只要将炮孔残留率控制在不少于26个，就能达到：（32-6）÷32×100%=81.3%≥80%的目标。

6 现场试验，总结不同围岩的炸药耗用量。

根据围岩的软硬程度，及时调整周边眼、辅助眼及掏槽眼孔内的药卷数量，通过在不同围岩中的验证，得到了一定的试验数据如下表：

光面爆破周边眼一般参考数值

每次开挖爆破对周边眼间距、辅助眼间距以及掏槽眼间距进行记录，爆破排险后及时现场观察，并做好效果分析，可以采取逐项对比，通过反复试验、对比分析结果，得到了较为合适的爆破间距，爆破间距根据岩层的不同适当调整即可。

通过现场测算发现，周边眼外插角普遍大于7度，如果位置偏斜还可能达到9度左右，所以要控制超前挖必须对外插角严格控制在3到5度左右，最有效的办法是每次根据钻孔深度现场测算，通过偏移量测的办法测出对应长度的偏移量应介于规定（0.05L与0.09L）之间。

掏槽眼的角度经测算原为75度，且孔底外叉宽度接近为0，由于开挖深度相同，由于掏槽眼水平间距相差较大，由此造成的爆破临空面差别很大，造成炸药利用率偏低，经调整后掏槽眼水平间距有最初的1.8米调整为3.48米，掏槽眼角度约为65度，调整后虽然辅助眼数量减少，但整体爆破效果却得到了提高。

由于隧道地质情况变化较大，在具体的施工中会出现很多意想不到的情况发生，为此就必须及时的掌握掌子面围岩的整体情况，并根据不同的情况采取相应的对策：根据围岩的变化及时调整爆破参数

1）、在局部软弱岩层地段，需要在其受影响的部位少放药卷或不放药卷，避免造成局部坍塌现象。

2）、根据掌子面的岩层硬度不同要采取不同的爆破参数，不能死搬硬套，在施工中经常发现掌子面左右侧岩层，岩层差别较大，就需要根据经验适当的调整孔内药卷数量，保证爆破面整体一致，不然就需要二次补炮，造成窝工现象。

3）、项目部要督促第三方及时做好地质超前预报监测，发现前方有可能出现溶洞、煤层等不良现象，要及时与爆破人员联系，并采取短进尺、若爆破的方式，确保不良地段的施工安全。

7 总体效果检查：

经过近一个月的施工调整，经验总结，于2013年4月20日～2013年5月20日对隧道光面爆破的各项指标进行了一次全面的检查，其中检查爆破断面25个，III级硬岩（SIIIb）测算16个断面，周边眼共计512个，存在炮

眼残留的有476个，炮眼残留率为93%，III级围岩中硬岩（SIIIa）测算9个断面，炮眼个数为288个，其中炮眼残留有245个，炮眼残留率为85%。同时岩面开挖轮廓圆顺、平整、规则成型，平均线形超挖

参照十天高速隧道工程量清单单价，通过提高光面爆破的质量，取得两个方面的直接效果：

1）减少隧道超挖，提高了初支平整度。

2）节约初支喷射砼损耗。

采取措施后预算费用计算：按每循环开挖减少超挖5cm计算，隧道开挖轮廓按照只考虑上导周长24米计算，则每延米减少损耗为24m×0.05m×1m=1.2立方，隧道左右洞III级围岩总长为1710米，则减少损耗为1710×1.2=2052立方，喷射砼单价为968元/方，则减少损耗总计为2052×968=1986336元。

同时石方开挖单价为98元/方，则减少超挖费用为：

2052×98=201096元。

两项费用合计为：1986336+201096=2187432元。

8 施工结论

通过西秦岭隧道光面爆破施工技术的实施和应用，总结以下几点：

1）爆破设计是隧道开挖的关键技术，在进行爆破设计时应根据隧道断面大小、围岩级别、机械设备、人员等进行综合考虑。对不同级围岩，应根据其岩石构造、破碎程度等不同情况，选取不同的光爆参数，方可获得较好的爆破效果。

2）提高布眼精度，控制好外插角角度，周边眼、掏槽眼的个数及间距是保证光爆质量的一项重要措施。合理选用炸药品种及优化装药结构是保证光爆质量的重要因素，加强对起爆顺序和光爆孔起爆时差的控制，为光爆提供良好的爆破条件。

3）实施光面爆破，有效的控制了隧道的超欠挖，使超欠挖量降至5%左右，爆破后岩面平整，为后续喷射混凝土初期支护、防水板铺设等工序创造了有利条件，提高了施工质量，加快了施工进度，降低了工程成本，取得了较好的经济效益。

参考文献：

[1]杨林德，公路施工手册 隧道，北京：人民交通出版社，2011

[2]吴焕通 崔永军，隧道施工及组织管理指南，北京：人民交通出版社，2004

[3] JTJ F60―2009公路隧道施工技术规范，北京：人民交通出版社，2009

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

[5] 李宁军 曹文贵 刘生，隧道设计与施工百问，北京：人民交通出版社，2006

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中图分类号：U45文献标识码： A

随着新奥法(NATM)在隧道施工中的广泛运用，作为新奥法的灵魂，现场监控量测也越来越得到了广泛的重视。如何加强监控量测技术在隧道施工中的应用是隧道施工的关键。现以洞塘隧道为例对监控量测技术在隧道施工中作用进行阐述。

1、工程概况

渝湘高速公路洞塘隧道位于重庆市黔江区，为上下分离的四车道高速公路隧道，隧道全长1709m。隧道处于低山区，洞口山体表层覆盖残坡积土层，洞口谷底有薄层冲洪积亚粘土，地下水主要为风化层裂隙水且多处于隧道拱顶之上，地下水较贫乏，受降水影响。隧道进口属浅埋段，并承受偏压。设计采用复合衬砌，在进口、出口段均设仰拱衬砌，初期支护为l榀／0．5m工字钢型钢拱架+智能中空注浆锚杆+喷射钢纤维砼。根据地质情况和施工经验，经认真研究确定以下施工方法：Ⅲ、Ⅳ类围岩段均采用全断面法开挖，其中Ⅳ类围岩可视具体情况预留核心土，Ⅴ类围岩采用台阶法或分部法开挖。开挖采用光面爆破或预裂爆破技术。初期支护紧跟工作面，实施监控量测稳定后，进行二次衬砌施工。

2.监控量测的目的

（1）及时掌握、反馈围岩应力状态及围岩的位移和支护、衬砌的可靠性等信息，预测可能出现的施工隐患，防患于未然，保障围岩稳定和施工安全；

（2）根据“新奥法”原理，通过围岩量测，确定初期支护和二次衬砌的合理施作时间；

（3）通过对围岩和支护结构的变形、应力量测,了解支护构件的作用与效果，及时修改支护参数，优化施工方案；

（4）积累第一手资料，为施工中调整围岩级别、修改支护系统设计、变更施工方法、为今后的设计和施工提供参考依据。

（5）对隧道围岩和衬砌应力场异常状态进行及时的预测预报。

总之，对隧道施工进行监控量测使隧道的设计和施工运作纳入科学的动态的管理中，使隧道工程始终处于良好的运行状态，实现安全、合理和经济性等目标。

3、监控量测流程如下图

量测及信息反馈框图

4．量测项目选定及布设、安装

（1） 量测项目选定

根据有关规范和设计施工图的要求和洞塘隧道施工的需要，将本次监控量测内容分为常规量测和地质预报两部分内容。

表1 洞塘隧道常规监控量测项目表

（2） 量测仪器设备

位移收敛采用JSS30A型数显式收敛计，拱顶下沉及地表沉降采用水准仪、塔尺、钢尺，地质素描采用地质罗盘、钢尺。

（3） 量测人员组成

量测人员由项目技术负责人(1人)主管，技术员2人负责周边收敛量测，精测队3人负责拱顶下沉、地表沉降，地质预报员1人负责地质素描。

（4） 量测点布设及安装

周边收敛位移及拱顶下沉量测断面布设测点应在避免爆破作业破坏的前提下，距开挖面2m范围内安设。周边收敛、拱顶下沉在开挖后马上埋设，并且在24小时内和下次爆破前读得初读数，地表下沉在开挖前埋设并读得初读数。量测点安设要及时牢固，同时拱顶下沉测点与周边收敛测点必须是在一个断面上。

监控量测点布置图

5． 量测数据收集及量测数据分析处理

（1） 量测数据收集

量测数据的收集要及时，并要保证原始数据的真实性，同时采集数据要保证仪器的精确性。收集数据应该在施工过程中，准确记录量测断面的地质情况、量测数据以及工程日志，使复杂的数据收集简单化、规范化，防止遗漏，减少错误。以JSS30A型收敛计为例，在收敛量测读数时，要观测三次取中值，三次读数之间的允许误差为0．30。若三次观测值超过允许范围应松弛后，重新观测保证三次读数在允许范围内。在拱顶下沉的读数过程中，由于钢尺精确度影响，在读数时量测人员要进行换读取中值，以免由于读数误差影响准确性。在进行数据收集时，量测人员应责任心强、细心，要紧跟工作面，详细记录爆破后开挖面围岩以及喷层面的变化情况。在数据收集后，要对各种数据整理分类，以备分析时使用。同时，量测人员要详细读图，将施工图纸读透，熟悉施工方法，只有这样才能将量测技术运用得当。

（2） 量测数据分析处理

数据分析处理时要求得最终收敛值，必须在得到大量量测数据的基础上才能进行回归分析，即只有在量测的后期方可进行回归分析，但是这样就无法满足工程施工的需要。故在量测的同时必须要及时整理出从现场获取的数据，绘制时间的变化曲线，观察变化趋势，确定判断施工安全性，借此来指导施工。这就要求当天的数据不能积压，必须当天整理处理，防止因偶然因素而导致判断错误影响施工。量测人员在分析数据时，要经过详细汇总计算，结合收集的各种数据、记录确保最终结果的正确。

（3） 量测数据分析计算

量测收敛值计算：Y=R0+R差R差＝R修i－R修（i－1）R修＝R均＋R温

R温＝t×A×0.000012

收敛位移速率： Vj=［R（i＋1）－Ri］／T差

Y：收敛值，V：收敛位移速率，R0：初次观测值，R差：收敛差值。R修：收敛修正值，R均：量测平均值，R温：温度修正值，t：温差，

A：钢尺孔位读数。

现以洞塘隧道左线ZK38+470断面为例进行对原始收敛值进行回归分析处理计算，收敛位移、拱顶下沉位移采用以下函数作为回归函数：

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―变形值（mm）；A,B―回归系数；x―量测时间（d）；x0―测点初读数时距开挖时的时间（d）；预测可能出现的最大值和变化速度。本工程经过对比试验采用y=A+Bln(x)。

6． 量测数据反馈

在对数据分析处理后，要及时反馈到工程施工当中，以确定先行的施工方法、支护参数是否满足施工需要。一般情况下，围岩失稳的表观与信息特征：围岩不收敛或变形有加大趋势，喷层开裂有发展趋势；围岩稳定特征是：周边收敛小于0．2mm／d，拱顶下沉位移小于0．15mm／d；变化趋势逐渐平缓；相对位移值达到计算总位移的80％ 。在洞塘隧道施工中，我们对监控量测的数据进行回归分析后，作出如下结论：

（1） 在施工过程中的前7d，收敛曲线随时间增大很快，说明围岩在开挖后变形很大，很不稳定，这要求施工时要及时支护，及时将岩面封闭，并且减小开挖进尺，做到短进尺、及时支护，以约束围岩变形。

（2） 在以后12d内变形量依然增大较快，没有稳定趋势，说明围岩有一定时间依赖性。在曲线的变形增大较快时间内，应尽快控制开挖的进尺，并保证及时支护，而且尽量减小因爆破而造成对围岩的扰动。

（3） 在开挖后20d，收敛变形曲线已变缓，变形渐趋稳定。

（4） 通过数据反馈、分析结果表明，施工中采用的方案是可行的，支护参数合理，能够满足施工需要。

（5） 曲线中拱顶下沉曲线与水平收敛曲线是成正比的，未出现突升或突降，说明隧道变形是均匀同步的。

（6） 下台阶施工过程中曲线未出现折线或突变曲线，说明下台阶施工跳马口长度及支护是合理的。

7． 超前地质预报

（1）洞塘隧道我们委托重庆市交通规划设计院进行超前地质预报，当开挖至里程ZK38+420处围岩地质状况发生变化，左侧拱腰处出现围岩变差。当开挖至里程为ZK38+400，围岩地质逐渐由页岩钙质胶结转变为泥质胶结，同时围岩强度变弱，掌子面节理裂隙发育，有滴状渗水。针对该围岩地质状况，我们邀请了重庆市交通规划设计院采用地质雷达对掌子面作地质超前预报工作。

（2）通过现场的测试得到原始数据。经过专用软件的数据处理并结合地质资料得到如下结论：

1)洞塘隧道ZK38+400－ZK38+370段围岩整体性较差，层间错动带或裂隙发育带，横波反射较强，推断该段具有含泥化夹层和含裂隙水的可能，属于不良地质地带，围岩类别为Ⅴ类。

2) ZK38+370－ZK38+350段围岩有所好转，围岩类别为Ⅳ类偏弱。

3）ZK38+350－ZK38+200段岩体新鲜，且相对完整，围岩类别为Ⅳ类。

4)建议在对ZK38+400－ZK38+370段施工时，注意洞顶和洞壁局部坍塌，掉块和构造裂隙水，注意安全，应采取必要的安全措施及时支护。

结论

（1）在比较危险的隧道入口处的周边位移．拱顶及地表下沉量已成收敛趋势，日变形率

（2）在里程为ZK38+400处的地质情况突变地段。采用地质雷达进行的超前地质预报说明下一步施工提出的开挖方案和支护措施是合理的，这一点在其后的施工中得到了验证。

（3）监控量测结果必须及时提供，滞后的监控量测资料对于指导施工是无用的。

总之，监控量测在隧道新奥法施工中是必不可少的监控措施，给新奥法施工提供了变形资料，对评定支护方式，提出设计变更提供了依据。

参考文献:

[1]渝湘高速公路洞塘隧道图纸

[2] 中华人民共和国交通部. 公路隧道设计规范.人民交通出版社.

[3] 中华人民共和国交通部.公路隧道施工技术规范.人民交通出版社.

篇（8）

1.新奥法简介

1.1新奥法的概念

所谓新奥法，就是奥地利隧道施工新方法的简称，英文为New Austrian Tunneling Method，简写NATM，是上世纪六十年代由L.V. 拉布西维兹、米勒-菲切尔等隧道专家提出的一套隧道施工理论和方法，它迅速为各国工程界所接受并获得广泛的应用。新奥法是应用岩体力学的的理论，充分利用岩体的自支撑能力，结合现代量测监控技术，采取柔性支护的手段来达到隧道或巷道的稳定。

1.2新奥法的发展

新奥法与传统矿山法都属于钻爆法，它最早是应用于隧道工程。拉布西维茨1934年尝试在地下工程中使用喷浆支护。在1942～1945年建造的洛伊布尔隧道中首次采用了双层薄衬砌。1948年，他提出了量测工作的重要性。在1953～1955年修建普鲁茨-伊姆斯特电站的有压输水隧洞时，按拉布西维茨的建议采用锚杆支护而获得成功。1963年拉布西维茨将这种施工方法正式命名为新奥法。1964～1969年他又提出了在岩石压力下隧道稳定性的理论分析，强调采用薄层支护，并及时修筑仰拱以闭合衬砌的重要性。经过20多年的实践和推广，新奥法日趋成熟，在山岭隧道中被普遍使用，并已广泛用于其它岩土类工程。中国从上世纪60年代初开始推广喷锚支护，到80年代新奥法已被广泛采用于矿山井巷、隧道等工程。

2.新奥法施工原理和技术

2.1新奥法的岩体力学原理

传统矿山法依据的是“松弛载荷理论”，该理论是泰沙基和普罗托奇雅可诺夫于上世纪二十年代提出的。它认为，稳定的岩体有自稳能力，不产生载荷；不稳定的岩体则可能因松弛产生坍塌，需要用支护结构予以支承，作用于支护结构的载荷就是围岩松弛范围内可能坍塌的岩体的重力。而新奥法依据的是“岩承理论”，该理论认为，围岩稳定是岩体自身有承载自稳能力；不稳定围岩丧失稳定是有一个过程的，如果在这个过程中提供必要的帮助和限制，则围岩仍然能够进入稳定状态[1]。可见，这种理论非常重视过程和对过程的有效控制，充分利用围岩的自承载能力是其基点。

2.2新奥法的支护技术

与新奥法的力学原理相适应，新奥法摈弃了刚性支架的大量使用，如木支架、钢筋混凝土预制构件支架、钢支架、整体混凝土支护和砌石支护这些靠支架强行支撑松弛围岩的传统支护方法，而是采用柔性支护来加固围岩，如喷射混凝土支护、锚杆支护、锚网支护、锚喷联合支护、锚杆注浆支护、锚喷网联合支护等，并且要恰当掌握支护时机，支护结构尽量形成闭合的薄壁圆桶结构，可以和围岩一同产生有限的变形以释放应力而获得更高的自承能力。新奥法把岩体既看作产生载荷的原因也看作主要承载结构，支护结构和岩体要形成统一体并共同发挥承载作用。

2.3新奥法的量测技术

新奥法是掘进施工由经验和定性走向定量分析的方法。根据工程的地质、规模和施工要求，要制定合理的量测计划和确定量测项目。量测项目主要有位移、应力应变、接触应力等三大类。可以采用水平仪量测围岩表面垂直位移和地面沉陷，用伸长计量测围岩在不同半径处的变形，用收敛计量测收敛变形，用压力盒测定接触应力，等等。通过记录、整理、分析这些数据，可以进行围岩的稳定性分析，用于调整施工方案或指导施工，故而新奥法是设计和施工一体化方法。

3.新奥法施工

3.1新奥法施工原则

新奥法的施工原则可以概括为“少扰动、早喷锚、勤量测、紧封闭”。

“少扰动”就是在进行掘进时尽量减少对围岩的扰动破坏。因此，要优先选用机械开挖，如单臂掘进机、全断面掘进机、掘锚支综掘机。采用钻爆法时要用光面爆破或预裂爆破，控制循环进尺和及时支护。

“早喷锚”是指开挖后及时施作初期支护，使围岩的变形进入受控状态，既可防止围岩松弛坍塌又允许适度变形以产生自承能力。若围岩稳定性较差时可以采取超前支护。

“勤量测”指采用量测仪表来量测围岩位移、应力应变和接触应力等，通过数据来分析围岩的稳定性或变化趋势，以便调整开挖方法、支护方法等。

“紧封闭”是指尽量采用喷锚支护，避免围岩暴露而致强度和稳定性降低，要适时对围岩施作封闭性支护，使围岩和支护结构处于良好的共同工作的状态。

3.2新奥法施工程序

新奥法施工程序如下图：

4.新奥法在各种工程中的应用

4.1新奥法在井巷工程中的应用

新奥法由传统矿山法演化而来，是传统矿山法的推陈出新。井巷掘进在矿山工程中占40～60%，对矿山的生产、安全和开采成本影响很大。在矿山井巷工程中，有些使用期很短，如矿块天井、凿岩巷道、拉底巷道、装矿巷道等采切工程；有些使用期较长，如主副井、斜坡道、通风井、主溜井、主要硐室、石门和阶段运输平巷等开拓工程。对于采切工程，一般采用传统矿山法施工就可。对于开拓工程，尽量采用新奥法施工，但要求明显比隧道低。

矿山巷道除特殊情况下一般采用直墙拱顶，多数不设仰拱不闭合。除了主副井外，由于巷道断面较小，很少采用再砌或再喷混凝土的复式支护。多采用钻爆法开挖，有条件时可采用掘进机开挖，岩层极为松软时可以人工开挖。钻爆法施工时一般分掏槽眼、辅助眼和周边眼，采用光面爆破技术，按照掏槽眼——辅助眼——边帮眼——底板眼的顺序进行微差爆破。根据围岩的稳定性和地压力的大小，用工程类比法确定初选支护方式和支护参数，一般用喷射混凝土支护、锚杆支护、锚网支护、锚喷联合支护、锚喷网联合支护等。在施工中，根据量测监控的数据来分析判断初选支护方案是否恰当，用逼近法或抽稀法来调整以找到最佳支护方案。迄今为止，依据岩体力学理论计算而得出的锚喷支护方案仅供参考。大姚铜矿采用光面爆破技术、锚喷网联合支护掘进阶段运输平巷，取得了良好的技术经济效果。

4.2新奥法在采场中的应用

新奥法提出的岩承理论和柔性支护理论，在采场地压管理中发挥着重要作用。无论是非金属矿山还是金属矿山，只要采取地下开采，都需要处理采场地压问题。在地采矿山中，特别是采用空场法和采后充填法来开采水平和微倾斜矿床、缓倾斜矿床或倾斜矿床，都会面临采场顶板控制问题。在顶板坚固性和稳定性差的时候，常常采用系统锚杆、锚网联合、锚杆桁架、锚带网等支护方法来处理顶板或局部不稳的地方，以保证回采期间顶板的稳定和采场安全。在露采时，常常采用喷射混凝土、锚杆、锚网、锚索等支护方法来加固边坡或平台。其实际效果往往远胜木桩、挡土墙和砌石加固，且造价更低。

4.3新奥法在隧道工程中的应用

新奥法起源于传统矿山法，成就于隧道工程。由于隧道工程断面较大、长度较长、穿过的岩层较复杂、要求更高，是新奥法应用最彻底的领域。从开挖方式上，隧道掘进可以采用钻爆法、全断面掘进机、盾构法等多种手段。钻爆法时可以采用全断面法和台阶法施工，尽量减少开挖对围岩的破坏。如围岩稳定性较差，开挖前可以采用锚杆、小导管或管棚超前支护[2]。从支护手段上，隧道初期支护可以采用锚杆支护、喷射混凝土支护、锚喷联合支护或锚喷网联合支护，并且往往做成封闭的薄壁圆桶结构（设仰拱），并进行注浆封水或导管排水，还常常进行二次衬砌或复喷混凝土支护（起安全储备和美观作用）。如地压过大时，可以采用钢纤维、钢拱架或钢筋格栅混凝土支护。大箐隧道采用钻爆法正台阶施工、锚喷初期支护、模筑钢筋格栅混凝土二次支护的方案，取得了很大的成功。

4.4新奥法在公路工程中的应用

新奥法在公路工程中也有广泛应用，在开挖深路堑、处理高陡边坡、稳定路基方面都发挥作用。对稳定的石质边坡，可以进行喷浆覆盖以防止风化；对不稳定的石质边坡，可以采用沙浆锚杆加固，可以用锚喷加固，可以用锚网加固并防止落石。还可以用位移量测和变形量测手段来分析高陡边坡的稳定性，可以用长锚索来加固边坡或填方路基。在昭待公路的修建过程中，用长锚索来加固边坡或填方路基得到大量使用。

4.5新奥法在其它工程中的应用

此外，新奥法在国防工程、水利工程、水电工程、地下铁道、地下建筑都有一定的应用。重要的地下弹药库和地下军事基地都使用新奥法施工。蔓湾水电站左岸的高陡边坡坍滑治理就大量采用锚喷支护和预应力锚索支护而取得成功。新奥法的二次支护方法在地下建筑和地下铁道建设中也被大量采用。

5.新奥法施工的注意事项

当然，新奥法也非万能和唯一的方法。相比于传统矿山法，它的施工技术更复杂，设备要求更高，成本也更高，施工速度更低，而且，在一些地质条件较复杂或软弱地层中，不适于新奥法施工。在下列情况下，不适于或需要采取适当的辅助措施才能进行新奥法施工：①涌水量过大的地层；②因涌水产生流沙现象的地层；③围岩破碎使锚杆钻孔和插入都极为困难的岩层；④工作面不能暂时稳定的岩层；⑤沙石、碎石、沙砾层[3]。

6.结论

新奥法将岩体力学理论和工程施工紧密结合，从开挖、支护和量测监控的系统的思维出发，确保设计和施工的一体化，从而保证工程质量和安全，有很广很强的适用性。随着锚杆材料、喷浆工艺技术、光爆技术、量测技术等的发展，新奥法将应用越来越广泛。其施工成本会不断降低，施工速度会不断提高，而施工质量和安全却越来越高。

【参考文献】

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1 概述

瓦斯是我国煤矿的主要灾害因素之一，瓦斯煤尘爆炸、煤与瓦斯突出等灾害严重威胁着我国煤矿的安全生产。由于灾害因素多、治理难度大，矿井瓦斯一直是我国煤矿安全工作的重点和难点。目前，我国所有煤矿均为瓦斯矿井，据统计，在100个国有重点煤炭生产企业的609处矿井中，高瓦斯矿井占26．8％，煤与瓦斯突出矿井占17．6％，低瓦斯矿井 占55．6％。国有地方和乡镇煤矿中，高瓦斯矿井和煤与瓦斯 突出矿井占15％左右。部分局矿的情况更为严重，如淮南矿业集团所属11对矿井均为突出矿井，平顶山煤业集团所属 的13对矿井也全部为高瓦斯或突出矿井。

瓦斯灾害已成为制约煤矿安全生产和煤炭工业发展的重要因素，为此，国家煤矿安全监察局实施了“科技兴安”战略，并提出了“先抽后采、监测监控、以风定产”的瓦斯治理“十二字方针”，与此同时，我国的各类科技计划也逐步加强了瓦斯灾害治理技术研究开发的支持力度。“十五”以来，科研院所、高等院校及企业以产学研结合方式开展了攻关研究，在瓦斯煤尘爆炸、煤与瓦斯突出预测、保护层开采、顺煤层瓦斯抽放及矿井通风系统监测、评价与决策控制等方面取得了重大进展，并获得了一批重要的科技成果。

2 瓦斯治理技术研究的新成果

2．1 瓦斯煤尘爆炸危险性预测评价技术

瓦斯煤尘爆炸一直是困扰煤矿安全生产的重大灾害之一。近年来，我国在煤尘着火机理及瓦斯煤尘爆炸机理研究方面，建立了粉尘云着火及燃烧过程简化模型，得出了粉尘空气混合物点火过程中慢速导热燃料模式到快速辐射燃烧模式的转变具有爆炸特征，试验系统中点火诱导期与高温固体颗粒燃料产物的质量分数和燃烧阵面中的热辐射有关，在爆炸极限范围内颗粒相浓度与颗粒点立温度越低火焰加速效果越明显，辐射热损失可能导致燃烧区域的重构，粉尘空气混合物火焰稳态结构发生明显变化等重要结论；通过研究得出了瓦斯煤尘共存条件下煤尘云着火特征参数计算方法，揭示了瓦斯爆炸过程中爆炸波和火焰的变化特征。

在取得上述成果的基础上，建立了矿井瓦斯煤尘爆炸危险性评价模型，用事故树方法分析了掘进、采煤工作面瓦斯煤尘爆炸发生的影响因素扩权重、可能发生事故的模式和避免爆炸事故发生所要采取的途径。确立了矿井采煤工作面、掘进工作面瓦斯煤尘爆炸危险性预测评价指标体系，并将指标分为爆炸易发性指标和爆炸后果严重性指标。前者包括自然因素、技术因素、管理因素和经济因素四方面指标，后者包括煤尘爆炸指数、沉积煤状况、隔抑爆方式、隔抑爆用水量、井下作业人员、以往事故损失及矿山救护能力等。开发出了瓦斯煤尘爆炸危险性预测评价技术和专家系统软件，并建立了瓦斯煤尘爆炸的危险性评价和防治专家系统。

2．2 煤与瓦斯突出区域预测技术

采用瓦斯地质理论与物探技术相结合的方法进行突出区域预测，一直是国内外的研究方向。“十五”计划以来，我国煤与瓦斯突出区域预测技术取得重要成果：

(1)我国采用瓦斯地质方法，建立了瓦斯地质理论与物探技术相结合的多技术(数字地震勘探、无线电波透视和构造软煤测井曲线识别)集成的多尺度(矿井突出区和工作面突出带)瓦斯突出区域预测瓦斯地质新方法；提出了以瓦斯地质单元基础的由构造软煤厚度(H)和煤层瓦斯压力(P)相配套的突出区域预测瓦斯地质指标，初步确定构造软煤厚度的突出临界值为0．90m；

(2)开发了具有信息输入、动态管理和空间分析功能的瓦斯突出区域预测WebGIS信息平台，实现了瓦斯突出区域瓦斯地质方法的自动化和可视化；

采用地球物理探测技术，形成了一套矿井瓦斯富集部位地震探测技术与方法，建立了由3D3C地震技术、AVO技术、地震反演技术、地震属性分析技术、地震波形分类技术、瓦斯地质技术等构成的瓦斯富集部位地质—地震预测模式，形成了瓦斯富集部位探测的核心技术；

(3)采用地质动力区划的方法，确定了活动构造和岩体应力状态对突出的影响，并划分出应力升高区、应力降低区和应力梯度。为此开发了突出多因素模式识别概率预测计算机软件，确定了活动断裂、最大主应力、应力梯度等8个主要影响因素，并可方便地划分突出的危险区、威胁区和安全区，开发出了突出区域预测决策分析系统软件，实现了图、文、声和像的可视化；

(4)采用电磁波透视技术，成功研制出了探测煤层瓦斯灾害易发区的技术和装备，建立了电磁波反射和吸收特征数据库和地质异常体的识别系统，得出了瓦斯灾害易发区分布规律，提出了判定瓦斯灾害易发区的敏感指标和临界值，形成一套适于瓦斯灾害易发区的判识方法。

这些技术成果的研究和应用，完善并发展了我国煤矿瓦斯突出区域预测技术体系，提高了突出预测的准确性，非突出危险区预测准确性达到100％，突出危险区预测准确性超过70％，最大限度地降低了掘进和回采过程中的瓦斯影响，显著提高掘进速度和提高回采工作面产量。

2．3 煤与瓦斯突出动态预测技术

煤与瓦斯突出的非接触式预测是通过对瓦斯或煤体本身的信号的实时监测而进行的连续动态预测技术。这种方法具有测试简单、不与生产发生冲突、实时连续监测等优点。因此，非接触式连续预测是目前突出预测的主要研究方向。在“九五”攻关成果的基础上，针对掘进工作面煤与瓦斯突出非接触动态预测预报的需要，分别研究出了基于动态瓦斯涌出规律原理、AE声发射原理和电磁辐射原理的工作面突出危险性连续监测技术与装备。

通过分析瓦斯涌出动态变化规律与突出危险性的关系、实时监测瓦斯动态涌出特征波形、提取与突出危险性相关的特征指标，建立了煤巷掘进炮后30分钟的吨煤瓦斯动态涌出量指标、瓦斯涌出变异系数指标、炮后瓦斯涌出最大速率指标等连续预测指标，研究确定了这几种指标与炮掘工作面突出危险性的关系及指标临界值，以此综合判断工作面所处地点的安全状况以及前方的潜在危险性，实现了炮掘工作面瓦斯动态涌出预测，为我国煤矿提供了一种新的瓦斯涌出量预测方法和煤与瓦斯突出预测工艺技术；

开发出了一套AE声发射监测煤与瓦斯突出的技术装备，提出了AE声发射滤噪综合处理技术和方法，通过阻噪、隔噪、抑噪、滤噪和有效AE信号提取等途径，实现了有效滤噪的目的，取得了历年来滤噪研究中最有突破性进展的研究成果，研究出了包括传感器在内的AE声发射预测工艺技术，分析和总结了煤岩破坏AE声发射规律、AE声发射与瓦斯动力灾害的关系；

通过连续监测含瓦斯煤岩流变破坏过程中产生的电磁辐射信号强度和脉冲数及其变化的研究，实现了对煤与瓦斯突出等煤岩动力灾害现象的预测预报，研究并揭示了电磁辐射与煤与瓦斯突出影响因素间的关系，提出了临界值法与动态趋势法相结合的煤岩动力灾害预警方法，开发成功了煤岩动力灾害非接触电磁辐射连续监测仪，实现了煤岩动力灾害的非接触、连续动态监测及煤与瓦斯突出预警。

2．4 高产高效矿井瓦斯灾害综合治理技术

加强瓦斯灾害的治理是防止煤矿重特大事故发生的重要保证。高瓦斯煤层群保护层开采、低透气性煤层瓦斯强化抽放、巷道边掘边抽等技术是瓦斯治理的有效措施，也一直都是煤矿瓦斯治理的重点和难点。在煤层群保护层开采方面，通过开展了保护层作用机理的研究，利用三维离散单元法对淮南矿区保护层开采后，采空区顶、底板煤岩体应力重新分布的规律、顶底板变形和破坏特征进行了数值模拟研究，从理论上计算了保护层开采后卸压范围向顶、底板方向发展的深度，为确定被保护层的保护效果和卸压范围提供了可靠的理论依据。

针对首采保护层开采时，上下高瓦斯突出煤层的瓦斯集中向首采工作面涌出的特点，并考虑到确保和提高防突效果的要求，试验成功了多种首采层瓦斯综合治理技术措施：

保护层底板巷道+上向穿层钻孔抽放瓦斯技术、被保护层顶板煤(岩)巷道+下向穿层钻孔抽放技术、首采层(保护层)顶板巷道抽放技术、首采层(保护层)顶板走向钻孔抽放技术、首采层(保护层)工作面采空区埋管抽放技术、首采层(保护层)掘进工作面边掘边抽技术。在试验研究中还在实际层间距70m(相对层间距35倍)近水平煤层群的下保护层开采和80-90~急倾斜近距离煤层群的下保护层开采上取得了重大进展； 转贴于

在顺煤层强化抽放方面上，通过试验和理论研究，形成了一套在顺煤层钻孔中运用高压水射流扩孔和钻扩一体化技术提高瓦斯抽放效果的成套技术和装备，以及对石门揭煤抽、排瓦斯钻孔扩孔的工艺技术和方法。扩孔后钻孔直径达到200-300mm，为扩孔前的4．5倍，最大扩孔直径达619．9mm。扩一个钻孔的时间相当于施工一个钻孔时间的1／6，而一个扩孔钻孔的抽排放瓦斯及防突效果相当于2个以上的钻孔，明显提高了瓦斯抽放的效果；

在瓦斯抽放效果评价方面，研究了根据煤层的最小突出瓦斯压力、瓦斯含量为依据，合理确定评价预抽防突措施有效性的预抽率指标和临界值的方法。下向钻孔及深孔预裂爆破是提高瓦斯抽放效果的另一重要技术途径。通过试验研究，解决了下向钻孔施工中的排渣、排水等技术难题，取得了下向孔钻探长度达到70．1m的良好效果。研究中完善了适合于高瓦斯低透气性、有突出危险煤层深孔控制预裂爆破强化抽放瓦斯技术和石门快速揭煤技术；

对于单一低透气性突出煤层巷道掘进的瓦斯抽放技术难题，通过理论分析和试验研究，发现煤层巷道掘进工作面和巷道两帮的煤体在松动和原始煤体之间存在的随巷道向前掘进而向前移动的蠕变“u”形圈，在“u”形圈内煤层的透气系数成百倍地增加；

分析了煤层赋存参数、瓦斯抽放参数对抽放钻孔抽放瓦斯效果的影响，确定了有效抽放半径与抽放时间的关系、抽放负压和抽放量的关系，并据此合理布置边抽边掘钻孔，其截流抽放瓦斯率可达到30％以上，并且煤体的强度有较大增加。

2．5 矿井通风系统安全可靠性评价与决策技术

矿井通风是保障煤矿安全生产的关键性环节，合理的通风是防止瓦斯积聚、抑制煤炭自燃和火灾蔓延扩大的重要手段，通风系统布置不合理或管理不当，则是导致瓦斯积聚和自然发火及造成瓦斯、火灾事故进一步扩大的主要原因。集约化生产的大型矿井实行一矿一面已成趋势，要求通风系统具有更强的稳定性、可靠性和合理性，具有较强的抗灾能力。

我国开展了矿井通风系统安全可靠性评价和决策技术的研究，建立了基于评价指标体系和网络仿真技术的两种矿井通风系统可靠性评价理论体系、评价方法和数学模型，开发了智能化、可视化通风系统可靠性评价和决策支持系统软件。

在灾变风流动态模拟及虚拟现实技术方面，研究并完善了一维动态模拟技术，开发了矿井灾害风流流动模拟的GIS显示系统，实现矿井灾变动态模拟结果在矿井通风系统图各巷道通风参数的动态显示，提高模拟结果与各巷道的对应性，减少矿井灾害防治及救灾决策中应用灾变状态各参数的失误率，提高决策效率。研究出了矿井火灾区域内烟流流动的三维数值模拟研究和矿井巷道中火灾烟流流动的虚拟现实技术。

在通风系统自动调控方面，研究成功了井下自动控制风门及远程控制技术，研制出了带有卸压窗和撞杆自动开启装置的远程自控风门，实现了井下人、车信号分离，采用控制命令分级管理的方法，彻底贯彻了“生产服从救灾，行人服从行车”的风门管理理念，有效地提高了通风系统的稳定性和安全可靠性。

作为配套技术研究，将矿井通风系统安全可靠性评价和决策技术、矿井灾变风流动态模拟及虚拟现实技术和井下风门远程控制技术等有机整合成一体，开发了软件平台，初步实现了矿井通风系统从监测、分析、决策到控制等各环节的闭环运行。

3 存在的问题和急需开展的研究

煤炭是我国国民经济发展的基础能源，煤矿安全是煤炭工业走新型工业化道路、可持续发展的前提和保证。瓦斯灾害治理是煤矿安全工作的重点。对煤矿瓦斯灾害进行监测监控、预警防治等瓦斯综合治理技术措施，是减少煤矿伤亡事故，提高安全生产水平的重要手段。目前，煤矿安全工作面临两大的挑战：

一是产业结构的调整，生产高效集约化程度的提高，瓦斯涌出量倍增，产尘强度大幅度上升，通风压力增大，瓦斯煤尘爆炸、煤与瓦斯突出等灾害事故的预防难度增大；

二是矿井生产水平的逐年延伸，地应力增大，瓦斯涌出量也增大、煤与瓦斯突出和冲击地压危险性增加，恶化了煤矿生产条件，增大了生产中的不安全性。为此，煤矿安全技术也需从两个方面开展攻关研究：

(1)根据矿区煤层条件不同、瓦斯赋特征不同、生产条件的变化，采用新的科技手段进一步完善提高现有瓦斯灾害治理技术体系并进行适应性研究，如采用现代通讯技术、自控技术、计算机技术和传感技术，解决我国现有煤矿安全监测系统相互不兼容、无法互联互通的技术难题；

(2)不断解决瓦斯治理技术研究中出现的新问题，如伴随我国东部深井开采带来了“三高”和深部矿井的延期突出问题，松软低透气性煤层长钻孔瓦斯抽放技术难题。这些问题急需开展科技攻关加以解决。

4 结论

瓦斯灾害治理新技术在淮南矿区进行了试验和应用，取得了经济、社会、安全环境的多重效益。这些研究成果对我国煤矿生产条件和瓦斯灾害特点具有很强的针对性和适应性，具体成果表现为：

(1)瓦斯煤尘爆炸危险性预测评价技术在淮南潘三矿、张集矿应用表明，评价结果准确可靠，具有很强的操作性和实用性，为预防煤矿瓦斯煤尘爆炸提供了重要技术支撑。

(2)瓦斯地质、动力区划和地球物理探测方法的煤与瓦斯突出预测技术是经实践证明是有效的，是减小防突工程量、提高防突效果的保障技术措施。

篇（10）

在现阶段的隧洞掘进施工中，为保证隧洞施工的安全性与稳定性，需要做好地质勘查工作，保证能在较短时间内发现影响安全施工的线管因素，切实保护施工人员的安全。但从现阶段我国隧洞掘进施工的实际情况来看，其中存在许多亟需解决的问题，而不良地质段就是其中的代表。为能正确认识到不良地质段的处理方法，本文以实际案例入手，分析该案例的处理方式，以求为其他工程施工提供理论支撑。

1.工程概况

1.1基本资料

该工程位于我国南方某地区，属于改造综合项目的库坝工程。在整个工程项目中，所涉及的施工项目主要包括回水坝、排水库坝体、回水池等。按照施工要求，将整个工程项目划分为3个阶段，分别为：第1阶段重点处理尾矿库库内的排水问题，以及元尾矿库加固处理；第2阶段施工主要为库坝体加固；第3阶段施工核心是公路改到、运矿公路处理等。从施工流程来看，不良地质段对整个工程质量产生重要影响，并得到相关技术人员的高度重视。

1.2不良地质段主要表现

在该工程中发现，不良地质段所对应的围岩结构主要集中在Ⅳ-Ⅴ阶段，并发现，该区域在围岩结构稳定性、岩体结构特征等方面具有特殊性，统计该项目不良地址段的基本数据，具体资料见表1。

表1 施工地区不良地质段基本数据

围岩类别 围岩稳定性 岩体结构特征 结构面组合形式 基本力学参数

f（MPa） K（MPa）

Ⅳ-Ⅴ 整体结构不稳定 呈现出散体、碎裂的特点 层状结构具有危害性 3.0±1.0 300.0-100.0

2.不良地质段处理思路与措施

2.1不良地质段基本处理思路

为保证处理方法具有良好的操作性，在隧洞掘进施工中，需要考虑隧洞掘进线路长与跨度较大等问题，通过采取积极有效的防治措施，避免塔防等不良地质显现发生。因此，在施工过程中，需要做好不良地质段的综合分析工作，通过明确不同的施工内容，保证处理措施具有良好的实用性。

而在该工程项目中，相关人员结合自身工作经验，由塌方预防为主，明确了几种具有针对性的处理思路，主要表现为以下几点：

（1）针对出现塌方概率较小的地段，考虑到该区域两侧岩体结构十分稳定，且断层破碎带较为狭窄。一般在处理过程中可采取挑梁施工法，对于上述区域安装高质量钢支撑结构，并对涉及到锚喷作业区域，通过将木垛架设于挑梁区段的作业下，可实现对塌方洞穴的可靠填塞。

（2）对于出现中等塌方显现的区域，考虑到该区域的塌方范围主要集中在10.0O，并且常见于倾向断层区的区域内。由于该区域顶板结构十分稳固，因此在施工过程中可综合利用锚喷法、护顶法、管棚法等措施，就能有效控制塌方现象发生。

（3）对于大塌方地区，由于该塌方的范围较大，并且面积主要集中在100.0O以上。考虑洞顶岩层厚度较低，在施工中出现冒顶事故的概率较高，因此在施工中需要针对不同不良地质段条件采取具有针对性的处理措施。例如，在水文条件较为复杂的区域，可采取灌浆法、导洞法等，通过建立综合处理模块，来有效解决塌方现象；对于水文条件较为简单的区域，在处理中采取管棚法、锚喷法等，即可有效避免塌方发生。

总体而言，在该项目施工中，相关工作人员仔细分析了项目的质量控制要求，并提出具有针对性的处理措施。从该工程的后期实践情况来看，相关措施具有良好的操作性。

2.2不良地质段处理方法

结合该项目中隧洞施工的基本情况，分析不良地质段处理思路，相关工作人员认为，为保证隧洞掘进施工的有效性，保证不良地址段安全，在做好掘进改进作业的同时，还要做好必要的防护措施，其基本措施主要分为：

（1）在隧洞掘进施工中，需要根据塌方区的水文条件及其所对应的工程地质，在实施掘进作业的同时采取木构架方式，对掘进隧洞区进行临时性支护，以切实保护施工人员安全。

（2）针对工程中出现塌方现象概率较大的区段（主要指该项目中的0+413～0+452区域），在处理过程中，需要结合施工现场与延伸段情况，合理改变洞线，实现施工中的平面调整，保证在施工过程中能有效避开不良地质段。

（3）在工程地质较为稳定的前提下， 保持最大角度方式，对目标地区进行掘进施工，并绕过不良地质段，并最终与原洞线重合。

（4）为保证在改线之后，隧洞掘进施工作业具有安全性，需要在特定的位置采取钢筋混凝土挡墙方式，保证能对施工地区进行有效的封堵。同时在该项目中，为保证围岩结构与支护区段的完整性，保证该区域的防渗漏处理措施的可靠性，在施工结束之前，需要对其进行二次灌浆处理，以提高隧洞整体结构的稳定性。

2.3改线施工分析

改线施工时隧洞掘进施工中处理不良地质段的主要方法，一般在隧洞施工前期，主要根据塌方段的工程地质条件，采取边挖掘、边支护的方式。其中，当掘进到断层延伸带时，需要仔细分析延伸带与隧洞的稳定性，考虑眼原洞线施工可能造成的不良影响，并分析原洞线施工中支护设施对总造价的影响，需要采取改线施工方法。在确定改线线路时，需要积极避开不良地质路段，并选择工程地质条件良好的地段，保证两者之间位置差最小。在改线起点处顺弧线方向采用钢筋混凝土挡墙封堵塌方段，挡墙两端深嵌围岩内；为提高支护部位与围岩的完整性和防渗效果，支护后进行了回填灌浆和固结灌浆处理。

结论：

（1）不良地质路段是影响隧洞掘进施工质量的主要危险因素，加强对其处理措施的讨论，在提高施工效果中句由重要意义；（2）从实际工程案例可知，在不良地质路段处理中，需要重视原始数据的积累，积极分析影响施工效果的相关因素，并结合本工程中升实际情况，确定改线处理方案；（3）改线处理方法属于一种具有较高实用性的不良地质段处理方法， 通过开展改线施工，能有效避开不良地质段，能降低工程难度，避免不良事故发生。

对相关工作人员而言，除常规的处理方法外，新奥法施工理论等一大批优秀理论可以被应用在不良地质段处理中，通过不断改善隧洞结构质量，也可有效避免塌方发生，应该在施工处理中得到更多技术员工的重视。

参考文献：

[1]王治明，樊君梅，章跃林等.大坂隧洞工程线路优化及施工方法论证[C].中国水利水电勘测设计协会调水工程应用技术交流会论文集.2009：230-238.

[2]高晓东.敞开式全断面隧道掘进机通过不良地质地段的措施和施工方法[J].铁道工程学报，2006，（06）：59-63.

[3]刘大军，张益忠.TBM在不良地质洞条件下的施工技术[J].探矿工程（岩土钻掘工程），2008（10）：60-65.