全风化花岗岩小型洞室分段预裂爆破

【摘要】本文从全风化岩洞室常规爆破存在的问题入手，着重阐述云河工程全风化花岗岩洞室分段预裂爆破的设计思路及施工措施，并对爆破效果进行分析，提出自己对全风化岩洞室爆破施工组织设计的观点。

【关键词】全风化岩洞室分段预裂爆破，云河工程XDG炸药

中图分类号：TB41文献标识码： A

1前言

全风化岩结构构造已完全破坏，呈松散状况或仅仅外观保持原岩状态，矿物成份除石英晶粒外，其余矿物大部分风化变质，形成绿泥石、绢云母蛭石、石膏、盐类等风化次生矿物。浸水后崩解，压缩性能增大，用手指可折断、捏碎。此类岩石强度低，稳定性差，渗透

性大，洞室断面形成后，围岩易坍塌，处理不当甚至会出现大坍塌。若地下水活动剧烈，渗透压力较大，对围岩稳定更有极大的破坏。所以此类洞室应快速施工，紧跟支护，不宜用矿山爆破施工。

对于全风化岩隧洞，人们摸索出一套“短进尺、弱爆破、快支撑、勤观测”施工要领。在出碴、支撑及衬砌能力可完全得到保证的情况下，这是以牺牲工期和效率为代价，所以有必要探索一套适用于全风化岩洞室孔爆破的工艺。

工程实践证明，全风化岩隧洞深孔爆破（如L= 5m）存在的问题主要有：

(1) 间隙效应严重集中发生在掌子面中下都。现已证明，孔径d=40～43mm，采用∮32mm硝铵炸药药卷装药，孔深超地2m时，不管是正向起爆还是反向起爆，总传爆长度难于超过1.6m。间隙效应的发生主要与药径、不偶合系数、炸药爆轰速度有关。工程爆破中，

可通过炮孔装药间填砂、每隔一定距离加一道阻塞圈、中间起爆等措施来防止和减弱间隙效应。

(2) 翻碴效果不强强硬岩石翻碴效果的衡量主要为：隧洞底板有根坎；底板不超挖不欠挖；碴堆集中不被抛出过远（便于装碴）；底板下的松碴不超过15cm。而全风化岩隧洞讲的是快支撑，所以碴体抛掷越远，堆碴越薄，越利于掏挖支撑立柱坑，扩展支护。这点应与传统观点相反。影响翻碴的因素主要为：间隙效应严重；先爆碴体太集中，“压死”翻碴炮。解决的办法主要靠排除间隙效应、缩小孔距和加大单孔药量。

(3) 超挖现象严重超挖破坏轮廓面平整性，增加无意义的开挖及衬砌方量。造成超挖的原因主要是：周边孔药量过大，岩壁遭受破坏；周边孔设计成斜孔，钻孔时方向、方位角控制不准确，炮孔根部伸出轮廓面；炮孔根部线装药密度取值不当(常规要求根部线装药密

度大于平均线装药密度，当岩石破碎时(f

(4) 塌方漫延不止塌方在隧洞掘进时会造成强大的经济损失及不安全因素。塌方及其漫延的原因主要有：单响药量过大，围岩自身抗力减弱，整体稳定性受损；因地质变异，实际塌落平衡拱位于设计顶拱以外；围岩遭受破坏，渗漏通道增强，大量渗水涌向临空面，使围岩软化、泥化，降低岩石的抗剪强度，结构面软化；地下水产生静水压力和动水压力，降低围岩稳定性。塌方的解决应从降低单响药量，及时支护及支护必须一次到位着手。

可看出，以上四个问题之间又相辅相成，互为因果，如间隙效应势必会影响翻碴效果，使碴体太集中，不易出碴，支护不急时，势必又导致塌方，所以全风化岩小型洞室深孔爆破不应拘泥于传统爆破观点，而应从爆破方法、炮孔布置，装药结构等各方面进行改进，探索

出一套适宜的爆破方案。

2工程概况

云河水利水电工程位于陕西省南郑县两河乡境内，整个枢纽由云河水库、穿越分水岭的输水渠道和四级水电站组成。陕西省水电工程局承建的是输水渠道第三标段，全长1261.86m，沿线布设输水隧洞3座，顺下游依次编号7#、8#、9#。隧洞洞形为直墙圆拱形，开挖洞径分别为3.2m×3.2m（宽×高），2.8m×2.9m,2.8m×3.4m，纵向比降1／2000。

经地质勘探，全风化岩洞室段累计150m，围岩为全风化花岗岩、斜长花岗岩，容重2.30×10 -2N／cm3，抗压强度25MPa。其中，最长段为进口（7+226～7+276.86)段，全长约50m，且隧洞处于冲沟下部，上覆围岩厚度小于3倍洞径，最小厚度约3.5m。冲沟中松散覆盖层中的上层滞水渗入至下部围岩，对围岩稳定不利，围岩属不稳定类（V类），尤其是沟心部位，若施工方法不当，很可能发生冒顶。设计要求采用边挖、边撑、边衬的方式施工。

3爆破参数的确定

综合考虑上述常规爆破（光面爆破）存在的问题，本标段全风化岩洞室段决定采用分段预裂爆破，从根本上降低单响药量，减弱岩壁破坏，避免超挖和塌方。依据现场钻机型号．全断面钻孔采用YT-24气腿式风钻，∮35mm钻头，实测成孔直径46~50mm，平均孔径∮48mm。钻杆最长5m，成孔5m，保证掘进尺寸4.8m。爆破共分2段，每段进尺2.4m。预裂孔采用XDG炸药（一种小直径、低爆速、高能量炸药，是在2#岩石硝铵炸药中加拌一种具有氧化和催化作用的化工材料，使原有爆轰速度降低、传爆性能和爆炸能量提高），以便增大预裂孔不偶合系数和线装药长度，减小爆炸动压力，利用孔内爆炸气体的准静态压力，使围岩沿预定方向裂，达到良好的预裂岩面。其余炮孔采用2#岩石硝铵炸药。

3.1预裂孔

3.1.1孔距孔向

预裂孔孔间距系数一般取E=7～12。鉴于洞室围岩风化破碎，取孔距a=40cm，E=8.33。孔向垂直于掌子面，各孔平行。钻孔时，精心施工，使相邻两孔孔底间距比孔口间距偏差不大于10cm，严禁钻成斜孔造成超挖。

3.1.2线装药密度

参考经验公式：=0 .83δ压0.5a0.6(δ压一岩石抗压强度(0. 1MPa)，取值δ压=25MPa）。考虑到若底部线装药密度取值过小，由于岩石的夹制作用，裂缝不能确保到底，过大则下部保留基岩将受到破坏，造成超挖。取值底=顶=，然后根据试验调整。

3.1.3炮孔分段

为降低单响药量，单个炮孔共分2段。分段炮泥必须保证药段不殉爆及先爆药段不过分挤压尚未起爆的药段，其长度要求一般不小于7～10倍孔径。故取L泥=40cm。

3.1.4填塞长度

岩石在炸药爆炸作用下的破裂是应力波和爆生气体联合作用的结果。孔口填塞长度及密实度以能在孔口掌子面产生预裂缝，又不使掌子面岩石产生漏斗为原则。前半段填塞长度取L前= 30cm，后半段用分段炮泥兼作L后=40cm。填塞时，先将废牛皮纸或干草用长炮棍捅至指定深度，然后填密捣实。

3.1.5装药结构

孔内采用连续装药结构。炸药迭取∮12XDG药卷（经实测爆速1950m／s，密度950kg／m3,线装药密度0.107kg/m，爆生气体体积900L/kg），爆速小，气体多，对减轻围岩的破坏极为有利。防止间隙效应的措施采用在药卷与孔壁之间每隔0.5～0.6m加一道阻塞圈(将水泥袋牛皮纸叠成8cm宽纸带，紧绕于药卷外周，再用黑胶布缠紧）。阻塞圈简单易行,并能确保药卷位于孔轴心位置，结合连续装药形式，有效地减弱孔壁局部破坏。

3.2掏槽孔

掏槽孔采取中空直眼掏槽形式，布置在开挖断面中部。为了确保掏槽眼真正起到增加爆破临空面、保证掘进深度的效果，装药时，中空直线眼根部装设药卷，增加石碴抛掷。掏槽眼比其他炮孔深20cm，并按抛掷爆破选择参数，每米炮眼平均装药∮X=0.6kg/m,∮32mm

药卷。

3.3辅助孔

实践证明辅助孔单孔装药量采取公式：Q=n・L・r比较切合实际，(式中L一眼深(m),r―每米炸药重量(kg/m)，∮25硝铵炸药r=0.466kg/m,n一装药系数，即装药深度与炮眼深度的比值，与岩性有关）。全风化岩较破碎，取n=0.45，a= 0.5m..

3.4缓冲孔

缓冲孔位于预裂孔与相邻辅助孔之间，其作用是爆开预裂孔与辅助孔之间的岩石，但不能损坏预裂壁面。布设时一般要求预裂孔间距与缓冲孔至预裂面的距离h的比值即a/h= 0.8～1.2，其中硬岩取大值，软岩取小值。缓冲孔与辅助孔距离WH（即最小抵抗线）可取辅助孔孔距数值。单耗要求qH=(0.8 1)q辅，孔口填塞长度等于或小于辅助孔填塞长度。本次缓冲孔参数取a/h =0.8，即h= 0.5m, Wh - 0.5m，间距ah =0.5m, qH=q辅，填塞长度L缓=L辅，单孔药量参考公式：QH=qH・aH・wH・H.

3.5翻碴孔

翻碴孔在本次设计中除翻松底碴、消灭底坎、防止隧洞底部超高外，主要目的是抛掷碴体，使掘进范围内碴堆达到最小厚度，便于出碴机械铺板后开进，确保由里向外出碴及由里向外一次支护。依据经验，翻碴孔采取满眼装药形式，填塞长度L= 30cm,∮32×150g硝铵药卷，并在分段整个断面爆破后起爆。

3.6爆破参数的调整

按设计参数进行了一系列的爆破试验，调整的内容主要有：

（1）全风化岩预裂孔根部线装药量不必增大，但超钻深度不能按常规取h=0。经试验，h= 20cm时完全能保证开挖底面达到孔底断面而不留根坎，预裂面能延伸到炮孔根部，根部壁面免遭破坏。

（2）缓冲孔与欲裂面之间的岩石局部爆不下来。分析后认为原因有两种：一是预裂面没有形成，二是的缓冲孔孔网参数不恰当及药量偏小。且前者占主要地位，改进措施为预裂面增大装药，缓冲孔改∮32药卷串状装药为∮25药卷连续装药。调整后爆破效果较理想。

（3）洞室渗水较大，特别底部有些炮孔药卷被水渗破，炸药顺水涌出。改换成乳化炸药后发现爆力猛降，影响爆破效果。鉴于上述情况，采取方案为委托厂家生产Ø12、Ø25、Ø32塑料薄膜药卷套筒。价格仅0.10元/m,经济实效，且大大提高了装药效率。

（4）辅助孔单孔单段装药时Q=503g,共装药6卷，单项实验后发现辅助孔爆破后对碴体只起松动作用，大部分碴体并未抛出，影响缓冲孔临空面的形成。调整药量增加至10卷后，发现效果较理想。

调整后的爆破参数见图1、表1：

图1分段预裂爆破炮孔布置图

表1 云河工程分段预裂爆破参数图

4 爆破网络的设计与施工

爆破网络采取“孔内高段位，孔外低段位”的微差起爆接力网路。起爆遵循先前段再后段、段内预裂孔掏槽孔 辅助孔缓冲孔 翻碴孔的顺序。其中预裂爆破要求比掏槽爆破提前100ms,掏槽孔要求同时起爆，并且比辅助孔爆破提前100ms,以便为后排炮孔创造良好的临空面。网络设计中，最后一排翻碴孔孔外延时累计εt=870ms,考虑进实际延时与名义延时误差εt=125ms,故若孔内起爆雷管均用第17段非电毫秒延期雷管（t=1200±90ms）,则当第一段预裂孔爆破时，孔外接力网路已经全部传爆结束，孔内雷管均已点燃，无需顾虑飞石和岩石错位对网络的破坏。网路中，普通塑料导爆管最长为6m，传爆时差不大于3ms，故导爆对延时的影响在网路设计中不予考虑。

5 爆破效果及分析

（1）提高工程质量由于全风化岩的结构构造已完全破坏，强度低，要做到孔内炸药爆炸时既能形成预裂缝，又不破坏孔壁岩石是难以办到的。爆后在预裂壁面上残留半孔率很低，甚至根本看不到残留半孔的存在。但破坏后的岩壁基本平整，凹凸不平均10~15cm，用铁镐对开挖壁面进行修整，即可得到平整的轮廓面效果理想。这又说明XDG炸药，在预裂爆破中对保持围岩原始力学特征和自身抗力，维持围岩的整体稳定有着广阔前景。

（2）翻碴效果明显石碴抛掷距离Lmax=15m，堆碴平均厚度均约1.2cm，掘进范围内碴体平均厚度1.0m，且没有根坎，底坎下的松碴不超挖15cm，清碴时，人工铺板后，小型皮带装料机便可开进，实现由里向外整个洞宽出碴和由里向外一次性支撑，有效地遏制了塌方及其漫延，确保了施工安全。

（3）循环周期缩短常规爆破，每循环掘进1.8m，需17小时，开挖4.8m则需48小时，分段预裂爆破每循环一次开挖成形4.8m，仅需32小时，节省率30%，加快了工程进度。

(4) 经济效益可观常规爆破，炸药单耗1.97kg/m3，采取分段预裂爆破后降为1.59kg/m3，综合考虑增加循环进尺、减小开挖塌方量、节约回填砌石量所节约的直接费用，经核算成本，洞室每米可节约工程费用257.46元，经济效益显著。

6结语

通过云河工程全风化岩洞室分段预裂爆破的设计施工及爆破效果，在该类隧洞爆破的施工组织设计方面，笔者认为：

(1)不应拘泥于传统爆破思路的束缚（如周边孔为斜孔，翻碴孔必须保证碴堆集中，根部线装药密度应加大2～4倍等）。应结合全风化岩的实际特性及此类洞室施工的特点详谨分析，科学制定。

(2)加强试验研究，探索适合全风化岩洞室的炸药类型、装药形式、钻孔机械等。如本工程预裂爆破孔深2.4m，需装药225g，若用Ø32×150g硝铵药卷，装药长度仅29cm,Ø25×150g硝铵药卷仅L=50cm，根本无法操作。而XDG炸药价高，且又不普及，影响工程建设。

(3)有必要进行全风化岩预裂爆破理论研究，以便扩展现有的理论及经验公式，成功地指导施工实践，减少爆破参数调整费用。这一点特别对小型工程尤关重要。