針對消除落石危害的爆破參數優化研究

何　闖，王海亮

(山東科技大學 礦山災害預防控制省部共建國家重點實驗室培育基地,山東 青島 266590)

針對消除落石危害的爆破參數優化研究

何闖，王海亮

(山東科技大學 礦山災害預防控制省部共建國家重點實驗室培育基地,山東 青島 266590)

摘要：為消除分次爆破帶來的落石危害，以青島地鐵延安路車站主體Ⅱ部側穿冠業大廈工程為背景，通過對空腔存在下的薩式公式進行回歸，重新確定單段最大起爆藥量，并結合多自由面存在下的減振作用，優化原爆破方案的單段最大起爆藥量、掏槽型式、炮孔間排距、起爆網路等爆破參數。結果表明：優化后的全斷面一次起爆方案不僅將爆破振速控制在0.7 cm/s的以內、消除了落石危險，而且每爆破循環減少用時1 h，節約雷管20發，節約炸藥13.35 kg。

關鍵詞：落石；一次起爆；爆破振速；雙側壁導坑法；地鐵

采用雙側壁導坑法施工的地鐵隧道，在第一層導洞施工完成后，第二層導洞拱頂部分的圍巖受爆破擾動、巖體較破碎。當第二層導洞采用全斷面分次爆破時，雖然可以減少單段最大起爆藥量，較好地控制爆破振動，但在掏槽區域爆破完成后，經“敲幫問頂”的拱頂巖石仍然存在冒落的危險，給裝藥工人的人身安全構成威脅。如何在滿足爆破振動的條件下，將第二層導洞的全斷面分次起爆優化為全斷面一次起爆，成為研究重點和難點。目前，對雙側壁導坑法爆破方案的研究集中在第一層導洞的爆破振速控制[1-4]，而對第二層導洞的爆破方案研究較少。本研究以青島地鐵2號線延安路車站主體第二層Ⅱ部側穿冠業大廈工程為背景，對第一層導洞存在下的薩式公式進行回歸，重新確定單段最大起爆藥量，并結合多自由面存在下的減振作用，優化原爆破方案的單段最大起爆藥量、炮孔間排距、掏槽型式、起爆網路等爆破參數，實現了全斷面一次起爆。

1工程概況

青島地鐵2號線延安路站總體為暗挖單拱雙層結構，車站中心里程處拱頂覆土約17 m，全長160 m。車站主體開挖斷面寬23.44 m，高18.37 m，采用雙側壁導坑法施工。工程各分部見圖1，其中車站Ⅰ部、Ⅳ部已施工完成，Ⅱ部施工至40 m。Ⅱ部開挖斷面寬8.3 m，高4.4 m，斷面面積36.3 m2，圍巖等級Ⅳ～Ⅴ。車站西側為冠業大廈29層樓，項目部要求振速控制在1.0 cm/s以下。采用兩臺TC-4850測振儀測振，測點位于冠業大廈負一層，隨爆破掌子面移動，測點位置見圖1。冠業大廈距離車站主體Ⅱ部水平距離15.1 m，垂直距離23.1 m。車站主體與冠業大廈平面及剖面位置關系如圖1。

圖1　車站與冠業大廈的平面及剖面位置關系

2原爆破方案

車站Ⅱ部采用YT28型氣腿式鑿巖機鉆眼。雷管采用第一系列毫秒延期塑料導爆管雷管，所用段別為1，3～20共19個段別。炸藥為2號巖石乳化炸藥，規格為Φ32 mm×300 mm，每卷0.3 kg。導爆管網路傳爆聯接方式為簇聯。掏槽采用三級楔形掏槽，各掏槽眼炮孔深度及傾角見圖2，其他各炮孔的炮孔深度為2.0 m，爆破循環進尺1.8 m；炮孔個數101個，比鉆眼數為2.78個/m2；共使用雷管112發(含孔外延期雷管)；單段最大起爆藥量1.2 kg，耗用炸藥總量為54.15 kg(其中掏槽眼、Ⅰ-1輔助眼單孔裝藥量0.6 kg，底板眼單孔裝藥量0.45 kg，拱頂區Ⅱ單孔裝藥量0.45 kg)。起爆順序：第一炮爆破掏槽區Ⅰ-1及掏槽兩側區Ⅰ-2，之間用20段雷管進行孔外延期；第二炮爆破拱頂區Ⅱ。現場炮眼布置圖見圖2，第一炮起爆網路連接示意圖見圖3。圖中阿拉伯數字代表雷管段別，羅馬數字代表分次起爆區域。

爆破效果：爆破振速集中控制在0.5 ～0.7 cm/s的范圍，最大值為0.75 cm/s，小于要求控制振速。但拱頂區Ⅱ巖石受Ⅰ部掏槽及第一層導洞爆破的雙重擾動，在裝藥過程中，冒落大塊巖石的概率達10%。冒落的巖石雖未造成人員傷亡，但對工人身心健康不利，且巖石冒落拽斷孔內雷管，破壞爆破網路，給出渣工作埋下隱患。拱頂區Ⅱ裝藥前，除耗費15 min通風外，還要耗費20 min進行“敲幫問頂”去除浮石，起爆前耗費10 min進行爆破警戒。此外，采用大段別雷管孔外延期，孔外延期雷管斷管率為5%。

圖2　炮眼布置圖

3優化爆破方案

采用全斷面一次起爆是解決以上問題的有效途徑。最簡單的優化方案是選用高精度延期雷管或數碼雷管進行一次爆破，但由于雷管的特殊性，本工程無法改變雷管的類型。此外，爆破現場還試驗了如圖4所示的起爆網路連接圖。即只改變拱頂區Ⅱ的孔外延期雷管，從Ⅰ-2連出18段雷管作為拱頂區Ⅱ的孔外大段別延期雷管，實現接力起爆。實際效果是由于拱頂區Ⅱ的巖石較破碎，當掏槽區Ⅰ-1爆破完成而拱頂區Ⅱ未起爆前，拱頂區Ⅱ巖石就已發生垮落，導致拱頂區Ⅱ孔內雷管被拽斷，接力起爆失敗。因此，必須對各爆破參數進行優化，在不使用孔外延期的情況下實現全斷面一次起爆。

圖3　第一炮爆破網路連接示意圖

圖4　全斷面接力起爆網路連接示意圖

3.1單段最大起爆藥量確定

原爆破方案的單段最大起爆藥量為1.2 kg，爆破振速多集中在0.5 ～0.7 cm/s，遠小于1.0 cm/s的振速控制要求，故可以通過增加單段最大起爆藥量來減少起爆次數。單段最大起爆藥量根據薩式公式(式1)計算。

(1)

其中：Qmax—單段最大起爆藥量，kg；R—爆源與需要保護的建筑物之間的距離，m；本工程掏槽距測點R=29 m；v—保護對象所在地質點振動安全允許速度，取1.0 cm/s；K，α—與爆破點至計算保護對象間的地形、地質條件有關的系數和衰減指數。

由于車站主體Ⅰ部空腔的存在，導致薩式公式中K，α值無法參考第一層導洞的數值，故必須對薩式公式重新進行回歸，以確定合理的K，α值。根據工程前期測量數據，采用最小二乘法進行線性回歸計算。根據文獻[5] 步驟計算，可得K=58，α=1.31。根據式(1)，Qmax≈2.2 kg，遠大于原方案單段最大起爆藥量1.2 kg，故可以增大單段最大起爆藥量。

3.2掏槽區爆破參數優化

對原爆破方案第一炮的大量爆破振速波形圖進行分析可知：掏槽的爆破振速比其他炮眼振速大，集中在0.5 ～0.7 cm/s，輔助眼的爆破振動集中在0.3 ～0.4 cm/s的范圍；第1段、第6段、第11段對應的振速一般超過0.5 cm/s，即一級掏槽、二級掏槽、三級掏槽首響孔對應的振速較大；第1段～第9段對應的振速比后續起爆的炮眼振速較大，即一級掏槽和二級掏槽振速比三級掏槽及輔助眼的振速大。

原因分析及優化措施：

1)掏槽眼爆破時只存在掌子面一個自由面，巖石夾制作用大，故爆破振速較大[6]；而輔助眼爆破時，掏槽槽腔已經成型，為輔助眼爆破提供了新的自由面。自由面數量對爆破振動強度的影響非常明顯，3個自由面爆破的振動速度是兩個自由面爆破的1/3～2/3，是單個自由面爆破的1/6～1/3[7]。在單段最大起爆藥量相等時，含兩個自由面的輔助眼爆破振速較低。因此，可適當增加輔助眼單段最大起爆藥量。同時根據式(2)重新確定輔助眼單孔裝藥量。

Qf=τ·γ·L。

(2)

其中：Qf—輔助眼的單孔裝藥量，kg；τ—裝藥系數，與炮孔間排距及圍巖等級有關，根據前期工程經驗，取τ=0.2；γ—每米藥卷的炸藥質量，本工程γ=1.1 kg/m；L—炮眼長度，本工程L=2.0 m。

經計算Qf=0.44 kg，為方便裝藥，輔助眼單孔裝藥量為0.45 kg(一卷半炸藥)。根據現場試驗，將輔助眼單段最大起爆藥量改為2.7 kg時，振速最大值不超過0.7 cm/s，故優化后的輔助眼變為6個炮孔共用一個段別。同理，一級掏槽爆破后形成的槽腔為二級掏槽、三級掏槽提供了新的自由面，故后續起爆的掏槽變為4個炮孔共用一個段別，單孔裝藥量同原方案，二級掏槽單段最大起爆藥量為2.4 kg，三級掏槽單段最大起爆藥量3.3 kg。

2)三級掏槽的首響孔都位于同列炮孔的最上面，逐孔爆破時，下部巖石夾制作用使得爆破漏斗形成困難，故產生的爆破振速較大。優化后的同列炮孔按“先中間后兩邊”原則布設，即同列中段別較小的雷管布設在中間的炮孔，首先起爆，可充分利用已爆炮孔提供的補償空間，降低振速。中間炮孔爆破后，為同列上下炮孔提供了新的自由面，上下炮孔爆破較容易。此外，為了使后續起爆的掏槽眼自由面充足，優化后的一級掏槽高度高于后續起爆的掏槽眼。

3)根據式(3)計算一級掏槽眼理論裝藥量。

(3)

其中：Q—單個槽孔裝藥量，kg；S1—槽腔平均橫斷面積(炮眼深度方向)，m2；原方案S1=1.176 m2；Lb—炮眼深度，m；原方案Lb=1.8 m；N—裝藥掏槽眼數，個；原方案N=8個；q—炸藥單耗，kg/m3；據統計，當巖石堅固性系數f= 4～ 6 時，q=2.5 kg/m3；當f= 6～8時，q=3.5 kg/m3，本工程掏槽區域的f=6，故q取3 kg/m3。

經計算Q≈0.8 kg，而實際裝藥量為單孔0.6 kg。可見，一級掏槽眼傾角及炮孔深度較大，導致爆破的巖石量較大，而炮孔個數較少，故爆破較困難，振速較大。優化后的一級掏槽眼傾角縮小至55°，炮孔深度1.5 m，炮孔個數增加到10個，間距增加到2.2 m，代入式(3)可得，Q≈0.7 kg。一級掏槽眼單孔裝藥量0.6 kg，基本滿足理論要求。同時，根據多級楔形掏槽減振機理[8]對后續起爆的掏槽眼炮孔深度及傾角進行優化。一級掏槽眼爆破產生的槽腔為二級掏槽眼爆破提供膨脹空間，二級掏槽眼產生的未作用于巖石的那部分爆炸能量向空氣自由面溢出，從而可以降低爆破振動，故二級掏槽炮眼的傾度及深度較一級掏槽眼都適當加大。后續爆破的掏槽眼同樣優化。因此，槽腔最終深度不宜在二級掏槽眼爆破后形成，宜在三級掏槽眼爆破后形成，才更有利于降低爆破振速，即三級掏槽眼深度應該比二級掏槽眼深度大。優化后的掏槽眼參數為：一級掏槽眼炮孔深度1.7 m，炮孔傾角60°，炮孔個數10個；二級掏槽眼炮孔深度2.0 m，炮孔傾角75°；三級掏槽眼炮孔深度為2.2 m，炮孔傾角80°。為縮短三級掏槽與輔助眼眼底間距，同時將輔助眼炮孔傾角優化為85°；其他各爆破參數不變。

3.3炮孔間距優化

根據公式(4)，計算第一炮的理論炸藥單耗。

(4)

其中：s—開挖斷面面積，s>18 m2時，按18 m2計；其他參數含義同前文。

經計算，q=0.81 kg/m3，而實際第一炮的q=1.31 kg/m3。雖然控制爆破由于“多打眼、少裝藥”，炸藥單耗較大[9]，但根據前期施工經驗可知，第一炮的炸藥單耗合理值宜在1.0 ～1.1 kg/m3范圍。故應增加炮孔間排距。炮孔間排距增加不僅可以降低炸藥雷管單耗，而且減輕工人勞動量，節約爆破用時。將原方案中Ⅰ-1、Ⅰ-2區的炮孔間距優化為：一級掏槽與二級掏槽間距增大至450 mm；輔助眼與周邊眼炮孔間距增大至600 mm；其他炮孔間距增大至650 mm。將優化后的各參數代入式(4)，計算得q=1.02 kg/m3。

從前期爆破情況可知，拱頂區的巖石較破碎，Ⅰ-1及Ⅰ-2爆破完成后，Ⅰ-1上方的巖石垮落嚴重，且拱頂區在掏槽區爆破后才爆破，此時最小抵抗線方向向下，爆破可借助重力作用完成。因此，Ⅰ-1上方炮孔可適當減少單孔裝藥量，拱頂區可適當增大炮孔間距。根據“大孔距小排距”原理[10]優化拱頂區炮孔間排距。優化后的排距為600 mm，排距減小有利于增大爆破漏斗角，形成弧形自由面，為巖石受拉伸破壞創造有利條件；孔距增大至1 300 mm，孔距增大減少了鉆孔個數。同時，Ⅰ-1上方炮孔單孔裝藥量為0.3 kg，其他炮孔單孔裝藥量仍為0.45 kg。優化后的炮孔采用梅花形布孔，更有利于巖石的破碎。拱頂區裝藥后，使用炮泥封實，防止炸藥受振動彈離炮孔底部，造成炮孔利用率低。優化后的炮眼布置圖見圖5。

優化后的5個爆破循環中，爆破振速最大值0.7 cm/s，小于要求控制振速；炮孔總數為84個，比鉆眼數為2.31個/m2；每爆破循環使用雷管92發；單段最大起爆藥量3.3 kg，耗用炸藥總量為40.8 kg。同原爆破方案相比，在爆破循環進尺不改變的情況下，爆破振動最大值減小了0.05 cm/s，每爆破循環炮孔個數減少了17個，減少爆破用時1 h，節約雷管20發，炸藥13.35 kg，消除了分次起爆造成的落石危險，同時消除了孔外延期雷管斷管的可能性，經濟技術效果顯著。

4結論與建議

以消除全斷面分次爆破的落石危險為研究重點，進行爆破方案優化，取得顯著的經濟技術效果。得出以下結論：

1)雙側壁導坑法、CRD法等分部開挖法施工的隧道，在下層導洞施工時，應對薩式公式重新進行回歸，確定上層導洞存在下的單段最大起爆藥量；

2)計算輔助眼及后續起爆的掏槽眼單段最大起爆藥量時，應考慮掏槽槽腔的存在為后續爆破的炮孔提供了新的自由面，可適當增加單段最大起爆藥量；

3)為降低掏槽區的爆破振速，多級楔形掏槽宜增加一級掏槽炮眼數目，三級掏槽眼炮孔深度宜大于二級掏槽；

圖5　優化后的炮眼布置圖

4)下層導洞拱頂區巖石受上層導洞的爆破擾動，較破碎，且掏槽區爆破后，拱頂區巖石最小抵抗線方向向下，爆破可借助重力作用完成，可根據“大孔距小排距”原理增加炮孔間距，并減少部分炮孔單孔裝藥量。

本研究對爆破方案各爆破參數的確定過多依據現場試驗結果，存在一定局限性。后續研究可通過數值模擬的方法對各爆破參數進行研究，進一步論證現場試驗結果，以期更好指導工程實踐。

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(責任編輯：呂海亮)

Research on Blasting Parameter Optimization to Eliminate Rockfall Hazards

HE Chuang,WANG Hailiang

(State Key Laboratory of Mining Disaster Prevention and Control Co-founded by Shandong Province and the Ministry of Science and Technology,Shandong University of Science and Technology,Qingdao,Shandong 266590,China)

Abstract:To eliminate rockfall hazards brought by split blasting,this research took the main II project of Qingdao Metro’s Yan’an Road Station passing through Guanye building as the research background.It redefined single biggest priming dose through the regression formula of Sodev’s empirical formula in the presence of the cavity and optimized blasting parameters of the original blasting scheme such as single biggest priming dose,cutting type,row spacing between holes,and blasting network by combining with the cushioning effect in the presence of multiple free surface.Results show that the optimized scheme of whole section one-time blasting not only eliminates the rockfall risk by controlling the blasting vibration velocity within 0.7 cm/s,but also saves 20 detonators and 13.35 kg explosives by decreasing 1 h per blasting per cycle.

Key words:rockfall;one-time blasting;blasting vibration velocity;double side heading method;metro

收稿日期：2015-11-18

基金項目：國家自然科學基金項目(10672091)；2015—2016年度山東科技大學研究生科技創新基金項目(YC150304)

作者簡介：何闖(1990—),男,河北邯鄲人,碩士研究生,主要從事隧(巷)道爆破、隧(巷)道支護等方面的研究. E-mail:584650078@qq.com 王海亮(1963—),男,河北石家莊人,教授,博士生導師,主要從事工程爆破、地下工程、安全評價理論等方面的研究.E-mail:tlgcbp@263.net

中圖分類號：TB41

文獻標志碼：A

文章編號：1672-3767(2016)02-0079-07