硬質巖石隧洞開挖爆破設計方案優化

陳 長 貴，楊 玉 銀，黃　浩，劉 志 輝，張 永 強，張 建 鵬，廖 志 華

(中國水利水電第五工程局有限公司，四川 成都　610066)

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硬質巖石隧洞開挖爆破設計方案優化

陳 長 貴，楊 玉 銀，黃浩，劉 志 輝，張 永 強，張 建 鵬，廖 志 華

(中國水利水電第五工程局有限公司，四川 成都610066)

摘要：為了解決烏干達卡魯瑪尾水隧洞10#施工支洞鉆孔利用率低、進度滯后、光爆效果差等問題，組織爆破工程技術人員深入施工現場，通過查找現有爆破方案存在的問題，對現有爆破方案進行了優化，提出了“分部楔形掏槽”的概念，并與水平V形掌子面相結合，成功地將硬巖開挖爆破鉆孔利用率從79.4%提高到98.5%以上，將平均單循環進尺從2.62 m提高到3.25 m，有效地加快了開挖進度、降低了炸藥、雷管單耗；通過調整光爆參數、裝藥結構，將光面爆破半孔率提高到90%以上。

關鍵詞：硬質巖石；隧洞爆破；鉆孔利用率；單循環進尺、炸藥單耗、光面爆破；卡魯瑪尾水隧洞

1概述

對于硬質巖石隧洞開挖，采用楔形掏槽，受開挖斷面及巖石硬度限制，很難提高單循環進尺[1]。但楔形掏槽具有掏槽孔數少、掏槽體積大、炸藥單耗低等優點，因此，楔形掏槽仍然在很多大中型斷面隧洞鉆爆法開挖中采用。如何在硬質巖石隧洞開挖中采用楔形掏槽的前提下進一步提高硬質巖石開挖單循環進尺、降低開挖成本、加快工程進度成為隧洞開挖爆破工程技術人員的主要課題。在烏干達卡魯瑪水電站尾水隧洞10#施工支洞開挖中，通過采用分部楔形掏槽與水平V形掌子面相結合的爆破方法，成功地解決了這一爆破技術難題，為同類隧洞爆破作業提供了有益的經驗。

2工程概況及爆破施工中存在的問題

2.1工程概況

卡魯瑪水電站尾水隧洞工程位于烏干達境內的卡爾揚東哥地區卡魯瑪村，距離烏干達首都坎帕拉270 km，距離古蘆75 km。尾水隧洞共兩條：1#尾水洞長8 694.815 m、2#尾水洞長8 599.442 m，開挖斷面呈平底馬蹄形，開挖洞斷面寬13.7～15.3 m，高13.55～15.15 m，隧洞總開挖方量為295.8萬m3、土石方明挖147.9萬m3、混凝土襯砌38.3萬m3，總投資5.9億美元，是目前世界上規模最大的尾水隧洞工程。

10#施工支洞與1#、2#尾水洞分別相交于TRT(1)8+530.313、TRT(2)8+434.94，全長416.32 m，底坡坡比為11.58%。根據圍巖出露情況及設計地質工程師現場勘察，施工支洞0+080～0+232.8洞段按照Ⅲ類圍巖開挖，圍巖以弱風化花崗片麻巖為主，堅固系數f=6～8，開挖斷面呈城門洞形，寬8.24 m、高7.38 m；0+232.8～0+416.32洞段按照Ⅱ類圍巖開挖，圍巖以弱～微風化花崗片麻巖為主，堅固系數f=9～10，屬堅硬巖石，開挖斷面 呈 城 門 洞 形，寬8.16 m、高7.38 m。

2.2爆破施工中存在的問題

(1)鉆孔利用率低，工期滯后。10#施工支洞變為Ⅲ類圍巖后，隨著圍巖堅硬程度的提高，自支洞樁號0+120開始，周邊孔、崩落孔等主爆孔平均鉆孔深度為3.3 m，而單循環進尺僅有2.55～2.7 m。自2015年3月26日至4月16日，0+120～0+232.8洞段開挖進尺為112.8 m，共計進行了43個循環，平均單循環進尺為2.62 m，平均鉆孔利用率僅為79.4%，平均日進尺僅為5.37 m。以該施工進度，按照工期2015年5月15日打到樁號0+416.32進入尾水洞1#主洞至少需要35 d，而剩余工期僅有29 d，如果仍按照計劃工期完成，則每天的日進尺必須達到6.3 m以上。因此，提高鉆孔利用率、從而提高單循環進尺成為當務之急。

(2)光面爆破半孔率偏低，平整度不好。從已開挖的Ⅲ類圍巖洞段看，光面爆破半孔率僅為60%左右，并且兩半孔之間平整度不好，凹進、突出比較明顯。

3原因分析及優化改進思路

3.1原因分析

10#支洞是卡魯瑪尾水隧洞三條施工支洞之一，開工最晚、長度最短，是第一個進入主洞的施工支洞，其能否按時進入1#主洞完成節點目標關系到公司的履約能力和信譽以及項目管理團隊的水平，因此，項目部管理團隊高度重視，專門成立了課題小組，對現有爆破設計方案進行了分析、研究，探討了所存在的問題和加快施工進度的可行性。

(1)鉆孔利用率低原因分析。

2015年4月18日上午，項目部組織爆破工程技術人員深入10#支洞開挖掌子面，與爆破工、鉆工一起對目前正在實際應用的爆破設計進行了分析，發現正在應用的爆破設計存在以下問題：①掌子面形狀為中間向外突出，兩側凹進，不利于提高鉆孔利用率；②掏槽效果不好，實際掏槽深度不到位，造成掌子面中間向外突出，兩側崩落孔產生大量殘孔；③掏槽范圍偏小，掏槽空腔小，不利于提高鉆孔利用率[2-3]；④圍巖比較堅硬，主掏槽孔的孔間距為35～40 cm，偏大，兩孔間的炸藥爆炸力不足以徹底剪斷、拋出兩孔間的巖體；⑤相鄰兩排掏槽孔的鉆孔傾角控制不好，造成兩排掏槽孔孔底間距偏大。從孔底殘孔情況看，掏槽孔的孔底間距有的達到1.1～1.3 m。由以上幾方面原因綜合作用造成10#支洞鉆孔利用率偏低。

(2)光爆效果差原因分析。

經現場察看得知，10#支洞光爆效果差，主要存在以下問題：①周邊光爆孔間距偏大，多為65～70 cm，造成兩孔間出現欠挖、超挖現象，平整度不好；②線裝藥密度偏大，孔內裝藥量達到350～400 g/m，造成半孔率偏低；③工地無法買到竹片等制作光爆藥串用的材料，裝藥結構不合理，局部藥量過大，造成光爆保留半孔存在較大裂隙。

3.2優化改進思路

3.2.1鉆孔利用率低的優化改進思路

(1)調整掌子面形狀。主體思路是采用水平V形掌子面[4]，盡可能使掌子面中部向內凹進，兩側向外突出，使掌子面在水平剖面上呈V字形；鑒于巖石完整性較好、硬度較高，掌子面上部可呈倒坡狀。在巖石堅硬、較完整的條件下，使掌子面在水平剖面上呈V字形，頂部呈倒坡狀，可以有效提高隧洞開挖的鉆孔利用率。

(2)改變掏槽布置方式。將常規的集中布置掏槽孔方式改變為分部掏槽方式：分為上部掏槽、下部掏槽兩部分，在盡量減少掏槽孔的情況下，有效增大掏槽范圍，擴大掏槽空腔，從而減少由于爆破空腔過小產生的夾制作用。

(3)調整主掏槽孔的孔間距離。鑒于巖石較硬、完整性較好且存在一定的柔性，主掏槽孔的孔間距不宜過大，可初步將主掏槽孔間距調整為25 cm左右，以確保兩孔間炸藥爆炸能夠徹底剪斷兩孔間的巖體；必要時主掏槽孔間距可選用20 cm。

(4)控制相鄰兩排掏槽孔間的孔底間距。在采用多排楔形掏槽的情況下，應確保相鄰兩排掏槽孔的孔底抵抗線不大于85 cm，以70～85 cm為宜。

(5)加強掏槽孔的填塞。充分認識掏槽孔孔口填塞的重要性，確保掏槽孔的孔口填塞長度和密實性。

3.2.2光面爆破的優化改進思路

(1)調整周邊光爆孔的孔距。根據圍巖堅硬程度、完整性以及8#、9#施工支洞光爆效果情況調整周邊光爆孔的孔距。

(2)調整光爆孔內的線裝藥密度。根據8#、9#施工支洞同類圍巖光爆效果及線裝藥密度情況，適當降低線裝藥密度。

(3)調整光爆孔內的裝藥結構。由于沒有綁扎光爆藥串用的竹片，藥卷與導爆索處于脫離狀態，全部采用φ25藥卷間隔裝藥且脫開的最大距離可能達到12 mm，不利于φ25藥卷的穩定爆轟。為了提高光爆孔內炸藥爆轟的穩定性，采用φ32藥卷、φ25藥卷間隔使用，以增加光爆孔內間隔藥卷爆轟的穩定性。

4爆破設計方案的優化

通過對10#支洞正在使用的爆破設計及爆破掌子面進行分析，最終確定了優化后的爆破設計方案：鑒于圍巖堅硬、完整性較好，采用YT28手風鉆全斷面開挖，掌子面形狀采用水平V形掌子面[4]；掏槽方式采用分部楔形掏槽，周邊開挖輪廓控制采用光面爆破，鉆孔直徑為42 mm，設計周邊孔、崩落孔的平均鉆孔深度取L=3.3 m。

4.1爆破器材

(1)炸藥：崩落孔、掏槽孔均選用φ32乳化炸藥，重300 g，長30 cm；周邊光爆孔選用φ32、φ25乳化炸藥混合裝藥，其中φ25乳化炸藥重150 g，長26 cm。

(2)導爆索：選用塑料導爆索，炸藥以太安為藥芯，外觀呈紅色，導爆索直徑為5.4 mm；導爆索裝藥量為10 g/m；爆速不小于6×103m/s。

(3)雷管：孔內及聯炮雷管選用1～11段非電毫秒雷管；起爆雷管選用8#普通工業電雷管。

4.2掌子面設計

對于硬質巖石提高鉆孔利用率，在一定程度上講，掌子面的形狀是關鍵。常規的平齊掌子面或中部向外突出的掌子面均不利于提高鉆孔利用率，而中部適當凹進的掌子面在一定程度上可以有效提高鉆孔利用率。根據以往成功經驗，掌子面可采用水平V形掌子面(圖1)，其基本作用原理為：在周邊孔、崩落孔等鉆孔深度相同的條件下，前排孔爆破為后排孔創造的臨空面深度大大超過了后排孔的孔底，為后排孔爆破創造了較好的臨空面[4]。根據文獻[4],水平V形掌子面要素確定為：

圖1　水平V形掌子面要素及作用原理示意圖

(1)隧洞開挖跨度B：B=8.16 m；

(2)掌子面內斜角α斜：α斜值的選取與掏槽方式、巖石硬度、鉆孔深度有關；當采用楔形掏槽時，α斜可取25°～45°[4]，10#支洞初次可選取α斜=25°，再根據爆破效果進行調整；

(3)掌子面內斜深度L1[4]：L1=(B/2)tgα斜=(8.16/2)tg25°=1.9(m)。

4.3掏槽設計

在隧洞開挖爆破中，掏槽方式、掏槽效果是決定單循環進尺及鉆孔利用率的最主要因素之一。掏槽效果好、鉆孔利用率高，單循環進尺自然會提高，因此，選定正確的掏槽方式至關重要。實踐表明：對于大中型斷面，楔形掏槽比直孔掏槽炸藥單耗率低，開挖成本也相對較低；但對于硬質巖石，楔形掏槽的掏槽效果不如直孔掏槽。項目部基于開挖成本考慮，決定仍然繼續采用楔形掏槽方式。因此，如何提高楔形掏槽的鉆孔利用率、改善掏槽爆破效果就成為必須解決的關鍵技術問題。通過對楔形掏槽的基本作用原理進行分析并結合文獻[3-4]，10#支洞在接下來的開挖中主要采取了以下措施并取得了令人滿意的掏槽效果。

4.3.1采用分部楔形掏槽

對于傳統、常規的楔形掏槽，均采用集中布置形式，掏槽面積相對較小，掏槽空腔(臨空面)亦較小，不利于崩落孔爆破時克服孔底及環向夾制作用，爆破困難，單位炸藥消耗量偏高；而適當增大掏槽面積，形成較深且環向面積較大的掏槽空腔，可以有效減小周圍崩落孔爆破時孔底和環向的夾制作用。但在增大掏槽面積的同時，應盡量減少掏槽孔的鉆孔數量，因此，10#支洞在接下來的開挖中采用了圖2(a)所示的分部楔形掏槽，從而改變了傳統楔形掏槽集中布置的方式，將掏槽分為上部楔形掏槽和下部楔形掏槽兩部分，中間間隔80 cm。這樣實施，既擴大了掏槽面積，又盡可能地減少了掏槽孔鉆孔的數量。

4.3.2外掏槽設計

外掏槽是整個楔形掏槽設計的核心部分，必須確保外掏槽起爆后能夠將內掏槽爆破后的楔形體剩余部分沿外掏槽孔連線徹底剪斷、拋出，因此，外掏槽孔間距、鉆孔傾角均不宜過大。具體參數的確定如圖3所示。

(1)掏槽孔鉆孔超深ΔL：根據經驗，取ΔL=30 cm；

(2)外掏槽孔的孔底距離n外：對于硬巖，一般取兩排外掏槽的設計孔底距離n外=20 cm；

(3)外掏槽掌子面開口距離K外：為便于鉆孔，施工中一般取鉆爆臺車主框架的寬度，10#支洞鉆爆臺車內側的設計寬度為4 m，因此，取K外=400 cm；

(4)外掏槽鉆孔傾角α外：如圖2(b)所示，α外=arctg[(L+ΔL+ (K外/2)tgα斜)/ (K外/2-n外/2)]=67.25°；

(5)掏槽孔間距α外：對于硬巖，可根據掏槽的實際爆破效果，選取α外=20～30 cm。根據8#支洞同類圍巖及掏槽爆破效果，在10#支洞取α外=25 cm；

(a)分部掏槽孔布置圖

(b)掏槽孔布置剖視圖(A-A剖視圖)圖2　分部掏槽布置及結構設計圖

(6)外掏槽孔長度L外：如圖2(b)所示，L外=[(K外/2-n外/2)2+ (L+ΔL+ (K外/2)tgα斜)2]1/2=491.5(cm)，取L外=490 m。

4.3.3內掏槽設計

在圍巖較軟或中硬偏軟的條件下，一般只需外掏槽，其掏槽效果即能滿足要求，不必設置內掏槽；但當圍巖硬度較高、爆破效果不好時，必須增加內掏槽，其內掏槽深度應為外掏槽孔深的2/3左右。

(1)內掏槽孔底距離n內：取n內=n外=20 cm；

(2)內掏槽掌子面開口距離K內：如圖2(b)所示，內掏槽一般在外掏槽內側40～50 cm。設計時，由于圍巖較硬，取小值，取在外掏槽內側40 cm，K內=K外-40×2=320(cm)；

(3)內掏槽孔垂直深度L內深：取設計周邊孔、崩落孔平均鉆孔深度的2/3，

L內深=2L/3+(K內/2)tgα斜=294.6(cm)；

(4)內掏槽鉆孔傾角α內：α內=arctg[L內深/(K內/2-n內/2)]=63.01°, 取ɑ內=63°；

(5)內掏槽孔長度L內：L內=L內深/sinɑ內=330.6 cm，取L內=330 cm；

(6)內掏槽孔間距ɑ內：取ɑ內=40 cm。

4.3.4輔助掏槽孔的設計

輔助掏槽孔是指內掏槽、外掏槽等主掏槽以外用來進一步擴大掏槽空腔的掏槽孔(圖2)。對于楔形掏槽孔，輔助掏槽孔的布置是否合理是提高掏槽鉆孔利用率的又一項關鍵技術，其關鍵點在于：內掏槽孔由傾斜孔漸變到垂直的崩落孔，其之間必須有充分的過渡，必須確保輔助掏槽的孔底抵抗線不大于85 cm，也就是說，輔助掏槽孔的孔底抵抗線不宜大于常規崩落孔孔距，一般以70～85 cm為宜。如果輔助掏槽孔的抵抗線偏大或過大，比如輔助掏槽孔的孔底抵抗線達到120～150 cm，對于堅硬的巖石來講，必將留下大量的殘孔，掏槽效果較差，后邊的崩落孔必將跟著留下大量殘孔，從而造成整個掌子面的鉆孔利用率偏低。

(1)布置排數：根據10#支洞Ⅱ類圍巖開挖斷面情況及8#支洞取得的成功經驗，輔助掏槽孔每側布置3排，兩側共6排；

(2)排距：從外掏槽向兩側，每隔40 cm布置一排輔助掏槽孔，共3排；

(3)設計孔底抵抗線：如圖2(b)所示，DE、DF分別為預設下茬炮掌子面，分別將外掏槽孔孔底G、J與緊鄰輔助掏槽孔3的崩落孔間的距離GH、JM等分成4份，各等分點與掌子面對應的輔助掏槽孔位進行連線，與預設下茬炮掌子面DE、DF分別形成多個交點，這些交點與掌子面對應孔位的連線就是各輔助掏槽孔的鉆孔方向，連線長度即為鉆孔長度。經計算，輔助掏槽孔1、輔助掏槽孔2、輔助掏槽孔3的設計抵抗線W輔均為70 cm左右，取W輔=70 cm；

(4)鉆孔長度L輔：經計算，輔助掏槽孔1的鉆孔長度L輔1=400 cm，輔助掏槽孔2的鉆孔長度L輔2=370 cm，輔助掏槽孔3的鉆孔長度L輔3=340 cm；

(5)輔助掏槽孔間距ɑ輔：根據經驗，取輔助掏槽孔1、輔助掏槽孔2的孔間距ɑ輔1=ɑ輔2=50 cm；輔助掏槽孔3的孔間距a輔3=70 cm。

4.4周邊光爆孔參數

(1)孔徑D：采用YT28手風鉆鉆孔，孔徑D取42 mm；

(2)孔深L：周邊光爆孔孔深同崩落孔孔深L，均為330 cm；

(3)孔距E：根據圍巖堅硬程度、完整性以及8#、9#支洞同類圍巖光爆效果，將原周邊光爆孔孔距E=65～70 cm調整為E=55 cm；

(4)抵抗線W：取W=45 cm；

(5)線裝藥密度q：原周邊光爆孔內裝藥量達到350～400 g/m，根據8#、9#施工支洞同類圍巖光爆效果，調整為q=200 g/m左右；

(6)裝藥結構：周邊光爆孔內采用φ32藥卷、φ25藥卷間隔裝藥。將L=300 cm、φ32藥卷切割成L=150 cm、L=100 cm兩種，其中L=150 cm、φ32藥卷用于孔底加強裝藥；L=100 cm、φ32藥卷用于間隔裝藥，具體裝藥結構見圖3。

圖3　調整后的光爆孔裝藥結構圖(單位：cm)

4.5炮孔布置

優化后爆破設計中的炮孔布置如圖4所示。

圖4　優化后爆破設計中的炮孔布置圖(單位：cm)

4.6主要爆破參數

優化后的爆破設計參數見表1。

5爆破效果

通過以上爆破設計方案的優化，2015年5月12日下午17∶00，隨著10#支洞掌子面的一聲炮響，支洞開挖樁號至0+416.32，宣告10#支洞順利進入尾水洞1#主洞，提前3 d實現進入尾水洞

表1　優化后的爆破設計參數表

1#主洞的目標。自2015年4月18日開始至5月12日，歷經24 d，施工開挖自樁號0+244 ～0+416.32，長度為172.32 m，共計53茬炮，平均每茬炮單循環進尺從優化前的2.62 m提高到3.25 m，鉆孔利用率從79.4%提高到98.5%，平均日進尺從5.37 m提高到7.18 m。經過光面爆破設計優化后，該洞段光面爆破效果良好，光爆半孔率從60%左右提高到90%以上，并且兩半孔間開挖面平整度良好，光爆效果見圖5。

6經濟效益對比分析

爆破設計優化前后的經濟效益情況對比見表2。從表2中不難看出：通過爆破設計方案優化并加強施工組織管理，平均單循環進尺提高了0.63 m，效率提高了24%；平均單循環時間縮短了0.6 h；平均日進尺提高了1.81 m，效率提高了33.7%；炸藥單耗降低了0.145 kg/m3，降低了11.9%；雷管單耗降低了0.295發/m3，降低了28.2%。

圖5　優化后的光爆效果圖

7結語

表2　優化前后經濟效益分析對比表

針對烏干達卡魯瑪尾水隧洞10#施工支洞爆破施工中巖體堅硬、爆破鉆孔利用率低、開挖進度滯后、光爆效果差等問題，爆破工程技術人員通過深入洞內掌子面，實地分析研究圍巖狀況，查找爆破設計在施工中實際存在的問題，成功地將分部楔形掏槽、水平V形掌子面應用于10#支洞的開挖爆破中，爆破單循環進尺、鉆孔利用率均有大幅度提高；炸藥單耗、雷管單耗均有顯著降低。通過洞內現場分析光爆效果差的原因，根據圍巖情況調整了光面爆破孔距、抵抗線、裝藥結構、降低了線裝藥密度，最終取得了較好的光面爆破效果。

參考文獻：

[1]馬洪琪，周宇，和孫文. 中國水利水電地下工程施工(上冊)[M]. 北京：中國水利水電出版社，2011.

[2]楊玉銀. 掏槽面積對隧洞開挖鉆孔利用率影響試驗研究[J]. 爆破，2013，30(2)：100-103.

[3]楊玉銀. 提高隧洞開挖爆破鉆孔利用率方法[J]. 爆破，2014，31(2)：72-74,164.

[4]楊玉銀. 水平V形掌子面在趙山渡引水工程隧洞開挖中的應用[J]. 工程爆破，2000,6(1)：60-63.

陳長貴(1975-)，男，貴州遵義人，項目經理，高級工程師，學士，從事水電工程施工技術與管理工作；

楊玉銀(1968-)，男，河北遵化人，教授級高級工程師，高級爆破工程師，四川省工程爆破協會專家委員會委員，公司地下工程專業技術帶頭人，從事地下工程及土石方明挖施工爆破技術、安全技術與管理工作；

黃浩(1986-)，男，湖南長沙人，項目工程部主任，工程師，學士，從事水利水電工程施工技術與管理工作；

劉志輝(1987-)，男，吉林長春人，助理工程師，學士，從事水利水電工程施工技術與管理工作；

張永強(1986-)，男，河南信陽人，工程師，學士，從事水利水電工程施工技術與管理工作；

張健鵬(1984-)，男，吉林長春人，項目工程部副主任，工程師，學士，從事水利水電工程施工技術與管理工作；

廖志華(1984-)，男，湖南郴州人，項目工程部副主任，工程師，學士，從事水利水電工程施工技術與管理工作.

(責任編輯：李燕輝)

作者簡介:

收稿日期:2015-07-08

文章編號:1001-2184(2016)01-0083-06

文獻標識碼:B

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