预裂爆破技术论文范文

预裂爆破技术论文范文第1篇

关键词:预裂爆破；高边坡；爆破震动；稳定

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.

[4]冯叔瑜，顾毅成.路堑爆破边坡质量控制技术的发展与分析.北京.第三届北京工程爆破学术会议论文集.2003.

预裂爆破技术论文范文第2篇

关键词：公路隧道；施工技术

Abstract: highway is the important lifeblood of the national economy, because of their peculiar flexible and superiority, playing the other transportation means the role that cannot be replaced. Highway tunnel highway engineering structure is one of the important part. Based on highway tunnel construction technology made some theory and practice, this paper mainly includes the construction technology introduction, and for tunnel construction technical measures are introduced in this paper.

Keywords: highway tunnel; Construction technology

中图分类号： U459.2 文献标识码：A文章编号：

随着公路隧道建筑规模的扩大，两车道隧道已远不能满足日渐增长的行车要求，三车道隧道已在实践中得到大规模运用。隧道规模越大技术也相应复杂，因此，与过去一般公路隧道在设计、施工和运营管理方面均有质的差别，这带给公路隧道建设者的是机遇更是挑战[1]。

1施工技术简介

钻爆工艺完成的好坏从根本上保证了隧道整体工艺是不是完好。施工技术和水平影响隧道最终施工完成情况的好坏，最初始阶段的开挖、预备措施是技术水平的最初体现，开挖是工程的重中之重，而开挖最终是钻爆工艺好坏的结果。所以一切应从钻爆计划开始做起。就是对挖多挖少后，初支量进行计划。对于钻爆形式应该采用预裂还是光面要先从理论方面开始，然后进行论证是否可行。一定熟练掌握爆破技艺操作流程对于以上步骤十分重要。

2隧道施工技术措施

隧道质量取决于工艺质量，工艺质量取决于开挖、初期支护及防排水质量等，初期支护和防排水质量等比较好控制可以加强监管，那么重点就是开挖质量，开挖质量又取决于钻爆质量，就是说理论上没有了超欠挖后续的初支质量就有了保证，因此说隧道质量的好坏很大程度上取决于钻爆的质量，首先确定钻爆的方案预裂爆破还是光面爆破首先我们从理论上来分析，由于v级围岩岩体松散、裂隙较发育无法采用或实现光面爆破技术，那么必须熟练掌握预裂爆破技术及特点[2]。

2.1预裂爆破

进行石方开挖时，在主爆区爆破之前沿设计轮廓线先爆出一条具有一定宽度的贯穿裂缝，以缓冲、反射开挖爆破的振动波，控制其对保留岩体的破坏影响，使之获得较平整的开挖轮廓，此种爆破及技术为预裂爆破。预裂爆破不仅在垂直、倾斜开挖壁面上得到广泛应用；在规则的曲面、扭曲面、以及水平建基面等也采用预裂爆破。

2.2预裂爆破要求

2.2.1预裂缝要贯通且在地表有一定开裂宽度。对于中等坚硬岩石，缝宽不宜小于1.0cm；坚硬岩石缝宽应达到0.5cm左右；但在松软岩石上缝宽达到1.0cm以上时，减振作用并未显著提高，应多做些现场试验，以利总结经验。

2.2.2预裂面开挖后的不平整度不宜大于15cm。预裂面不平整度通常是指预裂孔所形成之预裂面的凹凸程度，它是衡量钻孔和爆破参数合理性的重要指标，可依此验证、调整设计数据。

2.2.3预裂面上的炮孔痕迹保留率应不低于80％，且炮孔附近岩石不出现严重的爆破裂隙。根据预裂爆破的特性、要求经过试验和反复研究对钻爆设计做了适宜的改动做到动态控制。

2.3明洞施工及洞门施工

洞口边、仰坡和明洞开挖与支护应自上而下分层开挖，而且要洞外、临防、排水要先行，使地表水通畅，避免地表水冲刷坡面。特定情况要采用人为来修整坡道。挖多挖少可以灵活掌握。对待洞口周围减少破坏和振动，做好预防措施。预防风化。支护要紧跟，辖区内都为高边、仰坡，如果不及时安全无法保证，况且会浪费很多的人力物力，明洞衬砌必须检查、复核明洞边墙基础的地质状态和地基承载力，满足设计要求后，测量放样，架立模板支撑，绑扎钢筋，安装内外模板，先墙后拱整体浇注衬砌混凝土，集中拌和泵送入模，插入式振捣器配合附着式振捣器捣固密实。洞门施工对于削竹式洞门，同明洞同时施作，削竹斜面按坡度安装木模板，用角钢将斜面端模与边模固定成整体。

2.4主要技术措施、指标最后确定如下

2.4.1炮孔直径一般为50～200mm，对深孔宜采围较大的孔径。

2.4.2炮孔间距宜为孔径的8～12倍，坚硬岩石取小值。

2.4.3不耦合系数（炮孔直径d与药卷直径d0的比值）建议取2～4，坚硬岩石取小值。

2.4.4线装药密度一般取250～400g／m。

2.4.5药包结构形式，目前较多的是将药卷分散绑扎在传爆线上。分散药卷的相邻间距不宜大于50cm和不大于药卷的殉爆距离。考虑到孔底的夹制作用较大，底部药包应加强，约为线装药密度的2～5倍。

2.4.6装药时距孔口1m左右的深度内不要装药，可用粗砂填塞，不必捣实。填塞段过短，容易形成漏斗，过长则不能出现裂缝。一般情况来说开挖应尽量采用大断面或较大的断面开挖，以减少对围岩的扰动，根据围岩特征经过反复研究、现场考察、论证和试验洞的开挖，由于断面大开挖方法最后确定为双、单侧壁导坑开挖法，钻爆方案确定为V级围岩预裂爆破设计，IV级围岩实践光面爆破，实践证明这两种爆破方案均符合辖区隧道IV、V围岩实际，按照此方案实施爆破，爆破效果较好。经过实践和多次试验证明二次扰动对围岩、初支影响非常大，初支表面加上爆破震动效应的影响靠近掌子面处基本上都会出现开裂、变形，拱架接头有的会应力扭屈，甚至出现掉拱，某种程度上来讲双、单侧壁拱架是起到了简支梁在中部给一个支点的反作用力的作用，是破坏整体受力的作用，如何加之利用导坑开挖优势，取长补短又要确保质量安全呢，经过理论分析围岩受力情况，单、双侧壁是分部开挖、分阶段受力（持续受力）、整体持续收敛的一个过程，经过反复试验发现二次扰动其实如果控制在围岩变化在一定的范围内时，扰动是对围岩、初支影响最小，在这区段进行下部接腿、成环或导坑中部接拱最为可行也是最安全的，对初支的影响可以忽略不计。

3结语

随着公路建设的发展，公路隧道的建设也受到了更多的关注。如何做好公路隧道的防、排水施工，使公路隧道施工工作更加有效实用，公路隧道质量得到有效保障，就成为公路建设中至关紧要的关键问题。

参考文献

预裂爆破技术论文范文第3篇

关键词：深孔预裂爆破；低透气性煤层；卸压增透

中图分类号：TD235.33文献标志码：A文章编号：1672-1098（2016）01-0000-00

Abstract： In order to increase the coal seam permeability and the rate of gas extraction， eliminate the outburst， based on the method of theoretical study and numerical simulation， a systematic study of the long borehole pre-splitting blasting applied in the coal seams with low permeability and high gas was carried out. The different mechanical properties of coal and rock mass and the guiding role of the control borehole were obtained. By numerical simulation of stress nephogram and fracture diagram in the area between blasting borehole and control borehole， the propagation and attenuation of stress wave and crack expansion process in coal and rock mass were reconstructed. Finally， the long borehole pre-splitting blasting test was carried out in the 13-1 coal seam of Xieqiao Coal Mine， and the results showed that the permeability of coal seam is increased by using this technology. The concentration and quantity of gas extraction were increased. It is an economical and feasible scheme for the prevention and control of outburst of coal and gas in coal seams with low permeability and high gas.

Key words：long borehole pre-splitting blasting； low permeability coal seam， pressure relief and permeability improvement

近些年我国的瓦斯抽采技术有较快的发展，但是总体水平仍然较低。其中一个重要原因就是绝大多数的高瓦斯和突出矿井所开采的煤层属低透气性煤层，另外随着我国煤炭工业的发展，大多数煤矿已经进入深部开采，煤层瓦斯含量和压力不断增加，煤层透气性不断降低，瓦斯抽采愈加困难。因此，在抽采瓦斯过程中，如何增加煤层透气性已成为亟待解决的技术难题。

近几年来，随着爆破技术，特别是深孔预裂爆破技术的不断完善和发展，使得这项技术在增加煤层透气性、提高瓦斯抽采率、防治煤与瓦斯突出等方面得到了广泛的应用，并取得了良好效果。国内许多学者也对深孔预裂爆破技术进行大量的研究。文献[1]从理论和模型实验两方面对深孔预裂爆破的控制孔作用进行了研究分析；文献[2]在岩石三向受力及其强度效应和Misses强度准则的基础上，推导出了在岩石中爆破后的压碎圈和裂隙圈半径公式；文献[3]利用岩石爆破理论和损伤力学理论，分析了爆破后爆炸应力波的作用机理及其作用下煤体的损失断裂准则；文献[4]在柱状空腔膨胀理论的基础上，分析研究了爆炸荷载作用下煤体的力学特性；文献[5]采用通用动力分析程序DYAN3D，模拟研究了爆破对煤体破坏的范围和瓦斯抽采的影响区域。

本文在前人研究成果基础上，分析了煤岩体爆破和深孔预裂爆破强化增透的机理，结合谢桥矿瓦斯抽采技术经验及该矿实际情况，在中央风井揭13-1煤层前，开展深孔预裂爆破强化瓦斯抽采技术的应用研究，解决了揭煤过程中回风流瓦斯浓度超限的问题，大大缩短揭煤时间，对类似情况的井筒揭煤有重要意义。

1深孔预裂爆破数值模拟分析

11深孔预裂爆破强化增透机理

利用深孔预裂爆破在煤体中新裂隙的产生和应力的降低打破了煤体中瓦斯吸附与解吸的动态平衡，使大部分吸附在煤体中的瓦斯转化成游离瓦斯，而游离瓦斯则通过裂隙运移并通过抽采钻孔进行抽采，在很大程度地释放了煤体的弹性潜能和瓦斯膨胀能，煤体的塑性增加，脆性减小，降低煤体中残存瓦斯的解吸速度。因此在煤体中形成一定范围的卸压区，在这个区域内，破坏了突出发生的基础条件，进而起到了防治煤与瓦斯突出的效果[6-8]。

12数值模型和参数设置

为了研究爆生应力波在煤岩体中的传播与衰减规律以及控制孔对爆破效果的影响， 采用三维动力有限元程序LS-DYNA3D， 以谢桥矿井筒揭13-1煤实测数据为基础，建立深孔预裂爆破几何模型（见图1），其中两边为爆破孔，中间为控制孔，爆破孔与控制孔间距20 m，模型边界距各孔边界距离为15 m，爆破孔孔径为75 mm，控制孔孔径为94 mm，沿爆破孔轴线方向依次为1 m的岩层、45 m的煤层和1 m的岩层。

本次数值模拟通过建立流固耦合模型进行爆炸模拟，数值模型中的煤、岩、炸药和空气单元均采用Solid164单元，其中煤、岩体介质采用拉格朗日网格建模，炸药、空气介质采用欧拉网格建模。建模过程中分别对煤、岩、炸药和空气材料模型进行不同的网格划分，为防止计算过程中负体积和节点速度无穷大现象的产生，使煤、岩、炸药和空气的单元尺寸比接近3∶3∶2∶2，为保证计算精度，各孔及周围进行网格加密，其它部分用sweep法进行网格划分[9-12]。炸药的相关参数根据LS-DYNA3D中的JWL状态方程确定，其参数结果如表1所示。

从图2可以看出，炸药爆炸后，A、B、C三单元的有效应力曲线变化趋势相同，都经历了先增大、然后减小、最后稳定的过程。爆破孔附近处A单元的有效应力峰值为15 MPa，稳定后的有效应力为13 MPa，均大于煤体的抗压强度，在爆破孔05 m范围内煤体被强烈压缩粉碎，形成爆炸空腔区；B单元的有效应力峰值为75 MPa，稳定后的有效应力为27 MPa；C单元的有效应力峰值为9 MPa，稳定后的有效应力为38MPa。B、C单元的有效应力值均大于煤体的抗拉强度，可促使煤体裂隙的产生。由于控制孔的导向作用，控制孔附近C单元的有效应力峰值和稳定后的有效应力均大于B单元，进一步地促进了裂隙的发育。在爆破后期，爆生气体与煤层中的瓦斯压力共同作用于已张开的裂隙中，并在其尖端产生应力集中，促使了裂隙的进一步扩展，大大增加了裂隙区的范围，显著提高了煤层的透气性（见图3）。（a） 孔口处0 m （b） 距离孔口处15 m（c） 距离孔口处3 m （d） 距离孔口处45 m

图3X-Y切面上距爆破孔孔口不同距离处的裂隙（煤层段）从图3中可以看出，炸药爆炸后，对于两个爆破孔与控制孔模型，由于应力波的叠加和反射拉伸作用，在整个煤体内部形成了错综复杂的贯穿裂隙，显著提高了煤体的透气性。

2深孔预裂爆破卸压增透试验

21谢桥矿井筒揭13-1煤层概况

谢桥矿中央风井井口永久锁口设计标高为+262 m，井筒设计净直径为75 m，设计深度为9862 m，壁厚500 mm。中央风井井筒已掘砌720 m，距13-1煤顶板法距11m。 13-1煤为突出煤层， 煤层厚45 m， 煤层产状为186°～196°、 倾角∠12°～14°。煤层特征以黑色块状和暗煤为主，兼有少许粉末状和亮煤，并夹有一层厚约03 m的炭质泥岩。

揭煤区域煤层瓦斯压力为21 MPa，瓦斯含量为497 m3/t，煤层的瓦斯放散初速度ΔP为13，为突出煤层；煤层透气性系数为0004 m2/（MPa2・d），钻孔自然瓦斯涌出量衰减系数为0083 d-1，为难以抽采煤层。

22爆破孔设计和爆破工艺

1） 布孔方式。根据谢桥矿中央风井井筒揭13-1煤层防突设计，在待揭13煤层布置8圈共163个瓦斯抽采钻孔，其中对抽采钻孔中的第1圈、第3圈和第5圈采用深孔爆破增透试验，爆破孔为36个，所有抽采钻孔合茬抽采，钻孔布置如图4所示。图4井筒揭13-1煤层爆破孔与抽采孔的布置（单位：m）

2） 爆破工艺。先用一段深孔预裂爆破专用药管、两发一段毫秒电雷管和放炮用的胶质线做炮头，为了防止短路和断路用绝缘胶带将其裹紧，在爆破孔见煤至终孔段装药，装药时采用正向装药方式。装药完毕，采用粒度5mm以下的略潮黄土进行压风喷泥封孔，当压风不足04MPa时禁止封孔，封孔长度大于12 m。

23试验效果分析

分别对爆破前后抽采钻孔的瓦斯浓度和纯量进行系统性的数据处理，绘制出深孔预裂爆破前后的对比如图5～图6所示。

t/h

爆破后瓦斯抽采浓度和纯量明显上升，抽采浓度从爆破前最低189%提高到爆破后最高79%，平均抽采浓度比爆破前提高约24倍，抽采纯量从最低02 m3/min提高到最高223 m3/min，平均抽采流量比爆破前提高约4倍；经测定煤层透气性比爆破前提高了10倍以上，瓦斯抽采效果显著提高。

揭13-1煤过程中回风流瓦斯浓度为015%，没有发生回风流瓦斯浓度超限现象，且13-1煤层控制区域内瓦斯抽采率达到了75%。

4结论

1） 分析了深孔预裂爆破的卸压增透防突机理，炸药在煤层中爆破后，形成了一定范围的卸压圈和错综复杂的裂隙圈，同时，爆破孔周围岩体发生大幅度位移，显著提高了煤体透气性和瓦斯抽采率，降低了煤层中的瓦斯压力和含量，进而达到了消弱或防止煤与瓦斯突出的目的。

2） 通过两个爆破孔与控制孔的数值计算模型，分析了在控制孔的影响下，炸药在煤层中爆炸应力和裂隙发展的变化规律，爆破孔周边的煤体在爆轰应力波作用下产生大量裂隙，完全处于破碎状态。

3） 通过在谢桥矿13-1煤层实施深孔预裂爆破试验，结果显示：深孔预裂爆破增透效果显著提高了煤体透气性，表明在低透气性高瓦斯煤层实施深孔预裂爆破卸压增透技术是一种积极可行的方案。

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预裂爆破技术论文范文第4篇

关键词：综采面顶板；顶板预裂爆破技术；坚硬顶板；悬臂梁；顶板强度

中图分类号：TD823 文献标识码：A 文章编号：1009-2374（2013）32-0087-03

1 6111综采工作面顶板预裂爆破概述

1.1 顶板预裂爆破原因

老顶初次来压过后，随着工作面的推进，顶板来压显现出一定周期性，称为老顶周期来压。 周期来压是在老顶初次来压之后，支架上老顶后方悬空，只有一端支撑在煤壁上，老顶相当于悬臂梁，不考虑其他因素，老顶跨距达到老顶初次来压跨距时就会垮落，由于采动影响，老顶已经出现裂隙，整体性遭到破坏，因此，在很短的跨度内就会垮落，造成来压，因为跨度小，产生的危害较初次来压小了很多，但周期来压对工作面的回采依然会产生很大影响。6111综采面在开采期间，周期压显现明显，出现了压死支架现象，对职工的人身安全产生了威胁，对回采效率也造成了一定的影响。因此采用顶板预裂爆破技术来缓和顶板冒落时形成的冲击问题（详见6111面顶板预裂爆破前后支架压力表工作阻力观测值对比）。

1.2 顶板预裂爆破在煤矿综采工作面中的应用

顶板预裂爆破是指通过爆破方式将坚硬顶板强度降低，使顶板在移架后，在后方立即冒落，顶板冒落后而形成矸石垫层的工艺技术。该工艺可以控制顶板的冒落面积，较适合来压强烈的坚硬顶板，缓和其冒落时形成的冲击问题。由于我矿煤层的赋存条件复杂，6111综采工作面顶板属于来压强烈的坚硬顶板，因此对6111综采工作面顶板预裂爆破工艺的研究和完善就更加具有现实意义。实践中顶板预裂爆破主要采取采前预裂爆破的方式，是指在工作面前方顶板打眼爆破，使顶板预先松动，并在工作面采后自行冒落的方法。

1.3 顶板预裂爆破的适用条件及参数要求

1.3.1 适用条件顶板预裂爆破需要工作面顶板满足以下要求：顶板具有较高的完整性且岩性坚硬，从切眼顶板初次垮落测算起，正常回采3m内直接顶冒落不充分或不垮落的工作面。

1.3.2 参数要求满足适应条件的工作面应根据直接顶、老顶的厚度及其岩性特征确定放顶施工的具体方案。根据煤层综合柱状图，分析6111综采面的顶板岩性，可确定6111综采面回采过程中应采取预裂爆破技术，对初次来压和周期来压期间的顶板进行有效控制，尽可能使冒落的矸石基本充满采空区，以起到支持上覆岩层的作用，在实现工作面随采随落作业目标的同时，有效缓解顶板垮落的冲击强度，降低有害气体的积存，降低瓦斯涌出事故的风险性。深孔预裂爆破施工中应保证各种材料部件（火药、电雷管、放炮线等）满足设计要求，以确保爆破的安全性及其效果，如火药采用矿用三级水胶炸药，雷管为毫秒电

雷管。

炮眼位置、间距、角度、深度及装药量等参数均应根据顶板的岩性特征合理确定，如炮眼位于回采一定距离后支架顶梁与前梁交接处，通常回采10～12m开始打眼作业，坚硬程度高的顶板其炮眼间距应小一些。

2 顶板预裂爆破工艺的施工方法

2.1 爆破前的准备工作

炮眼施工利用工作面检修设备期间进行，备齐所需材料、工具（如MQT-130锚索钻机、套钎、水泡泥、黄泥、火药等）；将工作面支架升实达到初撑力（30MPa），找掉帮顶浮石伞檐，运输机、采煤机停电，检查风动链接装置是否齐全可靠。

2.2 炮眼布置

根据6111综采面煤层综合柱状图，每隔3台支架布置一个炮眼，炮眼以两排3m与两排10m循环进行，孔径>42mm的深孔预裂，对预裂深度予以控制。由于该工作面为仰采，巷道坡度为5°～7°，所以炮眼和顶板夹角在84°左右，炮眼装药系数和炮泥封口长度则应符合《煤矿安全规程》规定。

图1 6111工作面上下顺槽顶板岩性写实图

2.3 装药方法及药量规定

装药工具采用一端头用树脂胶灌0.3m长，直径30mm索头的10m锚索索芯。10m深炮眼每孔装药3kg，封泥长度1.5m。3m深炮眼每孔装药0.9kg，封泥长度1.2m。

2.4 爆破方法

爆破采取单眼爆破的方式。放炮前，工作面、回风流及爆破可能受影响区域的所有人员必须撤离至距放炮地点100m以外的进风流中。先爆破回风侧一段，向进风侧逐个爆破，直至爆破工作结束。

3 顶板预裂爆破工艺中应注意的问题

3.1 合理安排工序

为保证爆破安全和顶板预裂爆破的效果，放炮作业应合理安排各道工序，尽可能缩短施工时间，通常应将整个放顶过程控制在2～4h之间，并须严格执行“一炮三检”与“三人连锁放炮”制度的落实，做好各种保护措施以确保操作人员的安全。

3.2 爆破效果

装药过程中应注意一定要将火药装到眼底，不能出现装药不到位的情况，以此确保爆破效果，防止出现崩坏工作面直接顶，造成掉顶事故的发生。

图2 3m放顶眼布置示意图

图3 3m放顶眼装药结构示意图

图4 10m放顶眼布置示意图

图5 10m放顶眼装药结构示意图

3.3 双雷管起爆

顶板预裂爆破过程中还可能出现雷管损伤造成瞎炮，从而影响爆破效果；为保证爆破效果可采用双雷管起爆一个孔的炸药，雷管分别放在第5个药和第10个药里。

3.4 调整风量

相关操作人员必须重视这些影响爆破效果的重要细节。此外，大量炸药一次起爆时，可能导致工作面及回风流中CO浓度提高，当有毒气体达到1～1.5分时，将严重污染井下空气，并同时导致围岩松动破坏，因此还应及时调整工作面风量，并对污染物进行有效控制。

4 结语

作为综采工作面的常用工艺技术，顶板预裂爆破效果显著、操作简单、适用范围广，不但可用于处理来压强烈的坚硬顶板，对一些稳定直接顶的初放处理也非常适用。操作人员应在全面掌握顶板岩性特征的基础上科学设置爆破方案及各项参数，以成熟、完善的技术确保井下作业的安全。

参考文献

[1] 史红宇.综采面厚层坚硬顶板强制放顶技术研究[J].山西煤炭，2010，（8）.

[2] 陈水兵.综放工作面初次强制放顶施工探索[J].中国科技信息，2010，（23）.

[3] 陈万平.综采工作面坚硬顶板深孔强制爆破放顶的应用[J].内蒙古煤炭经济，2008，（4）.

[4] 宫世文，张荪茗，孙震，郭建军.深孔预裂爆破强制放顶技术的应用[J].煤矿安全，2007，（1）.

预裂爆破技术论文范文第5篇

关键词：钻孔桩；孤石；爆破；定向断裂控制爆破；裂隙区半径；应力冲击波

1 工程概况

本案大桥桥梁主线长543m，桥梁分为主桥和南引桥两部分，其中主桥孔跨布置为（38+3×60+38）m，南引桥孔跨布置为（4×35+4×35）m。桥上最大纵坡2.5%，最小竖曲线半径6000m。主桥上部结构采用预应力混凝土变截面连续箱梁，南引桥上部结构采用预应力混凝土等截面连续箱梁。桥墩桥台均采用钻孔灌注桩基础。

2 施工方案选定

该大桥桥址处于某市东西向构造带南侧。受构造影响，场地基岩起伏较大，风化较不均匀，局部分布有未完全风化的球状体孤石，施工中发现0#台、1#墩存在球型风化体（孤石），并且球型风化体出现较多，分布不均，层厚差异较大，风化界面较为复杂。平均孤石有3层，最大层厚4.4m。由于孤石的存在，如采用常规的冲击成孔，会造成成孔周期长，成孔成本高等缺点。为满足施工工期及降低施工成本，项目部决定在0#台、1#墩采用爆破辅助成孔方法，在确保不破坏端承桩基岩面及相邻已成桩桩身砼完整性的情况下，采用定向断裂控制爆破技术，对孤石进行爆破，以提高钻孔进度及降低成孔成本。

3 定向断裂控制爆破

定向断裂控制爆破是指利用普通乳化炸药或者烈性炸药，通过合理确定炮孔孔网参数、装药结构、炮孔形状及起爆方法来控制爆破过程中爆炸产物的作用方向、地震效应及爆后飞石距离、破坏范围、破坏程度和岩石运动方向的爆破技术。定向断裂控制爆破技术中比较有效而实用的方法有四种：

⑴炮孔形状法，即改变炮孔形状，统称切槽爆破；

⑵药卷形状法，即改变药卷形状，工程爆破中常用轴对称侧向聚能药包爆破；

⑶切缝药包法，即在药柱外套一个预先开有一定宽度的切缝的套管的爆破方法；

⑷空孔导向法，即改变装药结构，保持炮孔和药卷形状不变，工程上一般应用于光面爆破或预裂爆破中。

四种方法见图1所示。

结合该大桥实际地质情况，施工中采用空孔导向法。其作用原理：即爆破中的空孔效应，包括同排装药孔和同排后爆孔的导向作用两个方面。空孔导向作用在于爆炸应力波在空孔（或爆破孔）壁产生入射作用，造成应力集中，根据相关文献记载，炮孔连线上的应力比其他方向上的应力提高2倍以上，爆炸裂缝沿炮孔连心线方向发展，从而抑制邻近区域其他方向产生裂隙。离炮孔近的空孔在应力波绕射作用下，易产生连心线方向的裂纹，即空孔或者后爆孔优先起裂。

3.1 炮眼及导向孔布设

炮眼及导向孔采用1台XY-1型液压工程钻机来钻进，钻穿整段孤石，以1-8#桩为例，炮眼及导向孔的布设详见图2。

1-8#桩径1.8m，按5～1号孔顺序布设，1为主炮眼，2、3、4、5为导向孔，起到抑制邻近区域其他方向产生裂隙的作用，导向孔应尽量靠近桩壁，本次取a为0.8m。由于在有泥浆的状态下钻炮眼，为避免泥浆沉淀于炮眼中，造成装药困难，影响爆破效果，所以主炮眼的炮孔最后钻取。

炮孔的钻凿质量直接影响到预裂面的质量和爆破的效果。在施工时，将护筒上覆盖钢桥面板以作为工程钻机的操作平台，钢桥面板上测量放样出桩中心点、定位炮眼及导向孔位置，同时测量出各点高程。根据放样点和工程钻钻头大小用乙炔在钢桥面板上割出小孔，工程钻整平开钻。导向孔钻进深度为孤石厚度，炮眼加深10%～20%。为确保不破坏端承桩基岩面，炮眼深度不得超过裂隙区半径。以钢桥面板标高作为基准面测量孔深，即可准确、直观地控制全部炮孔深度。

3.2 炸药包药量计算

根据地质类别、钻孔深度，并参考隧道爆破药包计算公式，采取经验和试验相结合的方法，决定药包用药量。隧道爆破药包用药量计算公式（本次计算以1-8#桩第一层孤石2.75m为例）：

(式1)

式中:

Q―为一次爆破总装药量，kg；

K―为单位岩石爆破炸药消耗量，kg/m3；根据基岩类型取K为50；

L―为孤石厚度，m；本次为2.75m；

S―为断面积，；S为0.0064。

根据以上公式计算得出：

Q1=0.88kg（现场采用0.9kg）。

同上，可得1-8#桩第二层孤石(层厚3m)、1-8#桩第三层孤石（层厚4.4m）用药量分别为：

Q2=0.96kg、Q3=1.408kg

4裂隙区半径确定

对于深孔不耦合装药结构的内部爆破，其产生的初始裂隙区半径计算如下：

（式2）

式中 冲击波作用在孔壁岩石上的初始冲击压力，Mpa。不耦合装药时，，其中为炸药的装药密度，kg/m3；为炸药的爆速，m/s；、分别为装药直径和炮孔直径，mm；为由于爆生气体产物碰撞孔壁而引起的压力增大倍数，一般取；

炮孔半径，mm；

岩石抗拉强度，Mpa；

岩石特性系数，，为岩石的泊松比；

应力波衰减指数，。

已知参数：kg/m3, m/s，mm，mm，，

计算得：Mpa

裂隙区半径mm

1#墩各桩中心间距为5.2m，桩与桩净距3.4m，由此可见采用定向断裂控制爆破时爆破应力冲击波对邻桩无影响。实际施工中，在1#墩各桩成桩后，经该地级市交通建设工程质量检测中心检测，全部为Ⅰ类桩。

5 工期对比

本案大桥0#台、1#墩各桩均存在孤石，在钻孔过程中常规冲击成孔施工和爆破技术辅助成孔均有采用。其中1-6#桩和1-8#桩桩位相隔较近，孤石分布位置基本一致，施工中，1-6#桩采用常规冲击成孔，1-8#桩采用爆破技术辅助成孔，下表为实际施工中两桩的施工周期对照表。

通过对比可得出，定向断裂控制爆破技术的运用对孤石群有显著的效果，特别是在工期紧，任务重的情况下，大大缩短了成桩周期。

6 结论

项目部把这次尝试作为新课题来探索，成立专门的爆破小组，并制定切实可行的专项爆破方案，在现场进行爆破施工时，各项安全要求均按隧道爆破要求进行，爆破前对全体参加人员进行安全交底，将整个方案和过程进行演练。爆破时间选择在晚上人员少的情况下进行，爆破时设立安全警戒线，防止闲杂人员进入施工场地，确保爆破施工安全。通过精心组织、合理安排，孤石爆破取得预期的良好效果。

定向断裂控制爆破技术目前在钻孔灌注桩成孔施工中还鲜有应用，该大桥桩基施工中采用定向断裂控制爆破技术，可为以后类似工程提供了一定借鉴，特发表此文，与大家共勉。

参考文献：

[1] 刘启山.隧道爆破现代技术[M].中国铁道出版社，1999.09.

[2] 张志呈、肖正学、郭学彬等.裂隙岩体爆破技术[M].四川；四川科学技术出版社，1999.

[3] 叶序双.空气中、水中爆炸理论基础[M].南京；工程兵学院内部教材，1985：162-165.

预裂爆破技术论文范文第6篇

关键词：预裂爆破 光面爆破 施工技术

中图分类号： 文献标识码： 文章编号：

1 工程概况

吕家梁隧道单洞全长为左线6.66公里和右线6.67公里，我部施工的部分单洞长度为左线3349米和右线3332米。该段隧道地质结构一般，洞身部分段落存在煤层，未有大的断层、破碎带等不良地质现象，亦无岩溶、矿坑、有毒、有害气体存在。岩体主要存在三组发育节理，岩层倾角一般为6~10°，隧道进出口处岩体呈块碎状镶嵌结构，洞身岩体为水平层理，呈薄层状镶嵌结构夹杂大块状砌体结构。

2 施工技术

为保证保留岩体按设计轮廓面成型并防止围岩破坏，须采用轮廓控制爆破技术。常用的轮廓控制爆破技术包括预裂爆破和光面爆破。所谓预裂爆破，就是首先起爆布置在设计轮廓线上的预裂爆破孔药包，形成一条沿设计轮廓线贯穿的裂缝，再在该人工裂缝的屏蔽下进行主体开挖部位的爆破，保证保留岩体免遭破坏；光面爆破是先爆除主体开挖部位的岩体，然后再起爆布置在设计轮廓线上的周边孔药包，将光爆层炸除，形成一个平整的开挖面。

预裂爆破和光面爆破在该项目上经过多次试验及总结经验，在石忠项目上得到了广泛推广。

2.1成缝机理

预裂爆破和光面爆破都要求沿设计轮廓产生规整的爆生裂缝面，两者成缝机理基本一致。现以预裂缝为例论述它们的成缝机理。

预裂爆破采用不耦合装药结构，其特征是药包和孔壁间有环状空气间隔层，该空气间隔层的存在削减了作用在孔壁上的爆炸压力峰值。因为岩石动抗压强度远大于抗拉强度，因此可以控制削减后的爆压不致使孔壁产生明显的压缩破坏，但切向拉应力能使炮孔四周产生径向裂纹。加之孔与孔间彼此的聚能作用，使孔间连线产生应力集中，孔壁连线上的初始裂纹进一步发展，而滞后的高压气体的准静态作用，使沿缝产生气刃劈裂作用，使周边孔间连线上的裂纹全部贯通成缝。

2.2质量控制标准

1）开挖壁面岩石的完整性用岩壁上炮孔痕迹率来衡量，炮孔痕迹率也称半孔率，为开挖壁面上的炮孔痕迹总长与炮孔总长的百分比率。一般，对节理裂隙极发育的岩体，一般应使炮孔痕迹率达到10％～50％；节理裂隙中等发育者应达50％～80％；节理裂隙不发育者应达80％以上。围岩壁面不应有明显的爆生裂隙。

2）围岩壁面不平整度（又称起伏差）的允许值为±15cm。

3）在临空面上，预裂缝宽度一般不宜小于1cm。实践中表明，对软岩（如洞口处的泥质粉砂岩），预裂缝宽度可达2cm以上，而且只有达到2cm以上时，才能起到有效的隔震作用；但对坚硬岩石，预裂缝宽度难以达到1cm。经多次检测，在Ⅳ类围岩段落的砂岩预裂缝宽仅为3~5mm，仍可起到有效隔震作用。地下工程预裂缝宽度比露天工程小得多，一般仅达0.3～0.5cm。因此，预裂缝的宽度标准与岩性及工程部位有关，应通过现场试验最终确定。

4）影响轮廓爆破质量的因素，除爆破参数外，主要依赖于地质条件和钻孔精度。这是因为爆生裂缝极易沿岩体原生裂隙、节理发展，而钻孔精度则是保证周边控爆质量的先决条件。

2.3参数设计

预裂爆破和光面爆破的参数设计一般采用工程类比法，并通过现场试验最终确定。

2.3.1预裂爆破参数

1）孔径隧洞开挖为40～80mm。

2）孔距与岩石特性、炸药性质、装药情况、开挖壁面平整度要求和孔径大小有关。孔距一般为孔径的7～12倍。爆破质量要求高、岩质软弱、裂隙发育者取小值。

3）装药不偶合系数不偶合系数指炮孔半径与药卷半径的比值，为防止炮孔壁的破坏，该值一般取2～5。

4）线装药密度线装药密度是单位长度炮孔的平均装药量。影响预裂爆破参数的因素复杂，很难从理论上推导出严格的计算公式，以经验公式为主，目前国内较常用公式的基本形式为：

QX = K［σc］α［a］β［d］γ （公式1）

式中，QX―预裂爆破的线装药密度，kg/m；

σc―岩石的极限抗压强度，MPa；

a ―炮孔间距，m；

d ―钻孔直径，mm；

K、α、β和γ―经验系数。

随岩性不同，预裂爆破的线装药密度一般为200～500g/m。为克服岩石对孔底的夹制作用，孔底段应加大线装药密度到2～5倍。

2.3.2光面爆破参数

1）光面爆破层厚度即最小抵抗线的大小，一般为炮孔直径的10～20倍，岩质软弱、裂隙发育者取小值。

2）孔距一般为光面爆破层厚度的0.75～0.90倍，岩质软弱、裂隙发育者取小值。

3）钻孔直径及装药不偶合系数不偶合系数指炮孔半径与药卷半径的比值，为防止炮孔壁的破坏，该值一般取2～5。

4）线装药密度Qx 一般按照松动爆破药量计算公式确定：

QX = qaW（公式2）

式中： q―松动爆破单耗，kg/m3；

a―光面爆破孔间距，m；

W―光面爆破层厚度，m。

2.4装药结构与起爆

2.4.1装药结构

1）堵塞段堵塞段的作用是延长爆生气体的作用时间，且保证孔口段只产生裂缝而不出现爆破漏斗，对深孔爆破该段长一般取0.5～1.5m。

2）孔底加强段段长大体等于堵塞段。由于孔底受岩石夹持作用，故需用较大的线装药密度。

3）均匀装药段该段一般为轴向间隔不偶合装药，并要求沿孔轴线方向均匀分布。轴向间隔装药须用导爆索串联各药卷起爆。为保证孔壁不被粉碎，药卷应尽量置于孔的中心。国外一般用炮孔中心定位器定位，国内一般是将药卷及导爆索绑于竹片进行药卷定位。

2.4.2起爆

为保证同时起爆，预裂爆破和光面爆破一般都用导爆索起爆，并通常采用分段并联法。由于光面爆破孔是最后起爆，导爆索有可能遭受超前破坏。为保证周边孔准爆，对光面爆破孔可采用高段延期雷管与导爆索的双重起爆法。预裂孔若与主爆区炮孔组成同一网路起爆，则预裂孔应超前第一排主爆孔75～100ms起爆。

3 结束语

1）对于隧道洞口的软弱破碎围岩地段预裂爆破施工工艺，增加了施工安全度，提高隧道洞口围岩的长期稳定性，具有显著的经济效益和社会效益。

预裂爆破技术论文范文第7篇

关键词：预裂爆破；爆破参数；路堑边坡

Abstract: Based on a large amount of field presplit blasting test, study the presplitting blasting technology in the cutting slope construction application. From the scene of the actual situation, through field blasting test, the blasting scheme is optimized, good blasting results are obtained. On the rock excavation blasting construction has very important direct sense, and achieved obvious social and economic benefits.

Key words: presplitting blasting; blasting parameter; cutting slope

中图分类号：P633.2 文献标识码：A 文章编号：2095-2104（2012）

自70年代初预裂爆破技术在葛洲坝水利枢纽岩石开挖中成功应用以来，预裂爆破技术已经广泛应用于路堑边坡、建筑物基坑、露天边坡和地下硐室等工程的施工中。在高速公路路堑边坡的施工中，即在主体石方开挖前，首先沿公路设计的边坡轮廓线爆出一条一定宽度的裂缝。这样不但可以减弱主爆区爆破时地震波向边坡方向的传播，并能阻碍裂缝向边坡方向发展，降低了主体爆破对周围被保护对象的振动危害和对边坡岩体及其稳定性的扰动，同时可以沿预裂面形成一个平整的轮廓面，大大提高了高速公路建设的社会、经济效益。

1 工程概况

试验区域位于东经107°50′-108°20′．北纬30°40'-30°50'。测试场地西北距村民住宅区约100m，东北距桥墩约70m，东边距村民住宅区约200m，南面距村庄很远，除西北村民住宅区和东北桥墩需要保护以外，其余没有需要保护的对象。该路段上覆2-12m厚的侏罗系洪冲积的砂质泥岩夹泥质粉砂岩，其下为层理较发育的泥、钙质胶结的砂岩，属较坚硬的砂质岩石，f=4-6。根据设计标高，石方的开挖工程量较大．约为125×lO4m3。 由于该路段地质条件和地学环境复杂，而且必须确保需要保护对象的安全，拟进行预裂爆破试验研究和爆破引起的灾害测试。

2 爆破试验方案

根据需要开挖的石方高程、边坡要求及对被保护对象的安全要求，决定采用以下爆破试验方案：

1)设计边坡实施路堑边坡预裂爆破，以减少爆破对边坡岩质损伤及稳定性的影响。

2)沿设计边坡线，采取孔间距小、装药量小的预裂孔，按设计边坡的坡面坡度一次成坡，炮孔底应处在同一高程上。

3)严格按照《爆破安全规程》设计要求控制一次爆破规模和单段最大起爆药量，以确保被保护对象的安全。

4)严格按照《爆破安全规程》作业，以确保人身安全、杜绝爆破事故的发生。

炮孔布置，在主爆区靠近预裂孔设一排缓冲孔。

主爆区炮孔间距a=1.1-1.2m 主爆区炮孔排距b=1.0-1.2m

预裂孔间距a′=0.55-0.6m：预裂孔与主爆孔排距b′=0.7-0.8m。

3 爆破试验与爆破参数设计

3.1 爆破试验数据

根据爆破方案的设计，在高速公路A段测试地点共做了13次预裂爆破试验．取得了大量的数据。

3.2 预裂爆破参数的确定

3.2.1 钻孔参数

1)孔径：由于现场钻孔机具的限制，采用YT-28型手持式风钻，炮孔直径为42mm。

2)孔深：由于受钻孔机具的限制，并且考虑到挖的进度，一般孔深取2.2m。

3)孔距：合理的钻孔间距应使相邻钻孔的炸药爆炸后产生的应力波相互影响和叠加，以保证沿炮孔中心线形成一条平整的裂缝，实际情况是施工单位钻孔设备是一定的，根据地质条件的变化随时调整钻孔间距。实践证明，影响预裂爆破效果最大是钻孔间距，一般经验a=(8-12)d(d为钻孔直径)。但是考虑到现场的地质条件较好，间距过小影响进度。根据现场试验，孔距取在0 .55-0.6m时，取得了很好的效果。

3.2.2 装药参数

1)不耦合系数：由于现场使用的药卷直径都是25mm，所以不耦合系数在1.7-2.0之间。

2)线装药密度：采用合适的线装药密度可以控制爆破能对岩体的破坏，根据炮孔内冲击应力波的作用理论，在保证孔壁岩体不被压碎的条件下，可求得最佳的装药密度。可以通过以下的经验公式确定：

=2.75[Sc]0.53r0.38

=0.36[Sc]0.63a0.67

=0.36[Sc]0.63a0.67k0.20

式中， ――线装药密度，g/m；[Sc]――爆破岩石的极限抗压强度MPa；r一预裂孔半径，mm；a――钻孔间距，cm；k――不耦合系数。

由经验公式求得=102―21Og/m，实际应用时再根据现场的地质条件具体调整选取。

3)装药结构：装药时，采用反向装药，即起爆药包位于孔底装药(常常放在眼底的第二个药包位置)，并将雷管聚能穴朝向孔口。近年来根据国内外的实践证明，反向起爆能提高炮眼利用率，减小岩石的破碎块度，增大抛渣距离，降低炸药消耗量。实践证明，岩石愈坚固，炸药爆速愈低及炮孔愈深时，反向爆破效果愈好。

4)填塞长度：炮孔填塞是爆破作业重要工序之一，填塞的目的在于使炸药爆炸的能量得到很好利用，改善岩石爆破破碎效果。填塞长度主要与炮孔孔径、最小抵抗线有关。钻孔直径大则填塞长度大，一般来说，台阶爆破的填塞长度为20～30倍孔径。填塞能降低爆炸气体能量损失，延长高压气体的作用时间，合理的填塞长度既能保证不冲炮又能保证孔口不出大块。良好的填塞质量能增加爆炸气体在孔内的作用时间和减少空气冲击波、噪声及个别飞石的危害而保证施工质量。

3.3 缓冲孔、主爆孔的设计

主爆区中靠近预裂孔的那一排炮孔叫缓冲孔，其炮孔间距是主爆区炮孔间距，但预裂孔与主爆区炮孔间的排距比主爆区炮孔排距小。缓冲孔和主爆孔起爆采用分段电雷管微差起爆技术，缓冲孔为最后一段起爆。

3.4 起爆网络和起爆方式

采用毫秒分段电雷管微差起爆技术，按设计要求和预裂爆破原理，边坡预裂孔先于主爆区炮孔起爆，采用串并联方式连接．一般分为2组或者3组，个别为4组，其中预裂孔始终单独作为1组，主爆区根据眼数和布置的情况分为2―3组，使得总电阻在发爆器允许起爆电阻的范围之内，然后并联起来．起爆方式均为发爆器将串并联的全部炮孔同时发爆。预裂孔先于主爆孔至少75ms起爆。

4 爆破试验结果及其分析

4.1 爆破效果

由于预裂孔采取孔间距小、装药量少，能够按照设计边坡的坡面一次成坡形，预裂孔爆破后留下的炮孔痕迹非常清楚，爆破效果很明显。通过对地震效应的对比测试，发现预裂爆破对降震有非常明显的作用。

4.2 爆破效果的分析

主爆破区的爆破对边坡岩体的影响主要表现在：爆破载荷对岩体的瞬态动力效应，爆破载荷对岩体的坍塌、松动破坏和爆破载荷对岩体的重复振动作用。上述爆破作用引起边坡破坏的类型有：直接邻近爆源的边坡地段的破坏(后冲破裂、顶部龟裂、坡面岩石松动)；不直接邻近，但仍靠近爆源的露天边坡的破坏(例如震下松散和风化的岩石)；爆破振动直接触发露天边坡的滑坡。在进行预裂爆破试验的地段没有导致边坡破坏而发生过滑坡，直接邻近爆源的边坡一般一次成坡，即使在比较软弱的砂质泥岩中也能得到较光滑的坡面，不直接邻近的地段偶尔会有少量风化较严重的岩石落下，但是也不会产生影响，而且在进行边坡的处理时也要对这些不稳定的松动浮岩进行处理。

预裂爆破主要是通过爆源和被保护物体间预裂裂缝来实现降震作用。采用预裂爆破时，由于预裂孔先起爆，预先形成裂缝，当震动波传到此位置时，具有背波坡面和迎波坡面的沟槽，形成坡面效应。由于背波坡面的反射作用，沟槽具有隔震效果，在沟槽的迎波坡面影响区之后，震动强度显著降低。由于背波坡面的反射作用，入射波与反射波的叠加效应使沟槽具有隔震效果。目前这一降震作用还缺乏定量计算公式，只是通过测定预裂爆破和光面爆破地震波的震速作对比分析，降震效果估算将缓冲带爆破实测数据与理论计算数据作比较，即可估算出其降震程度。

根据爆破公式算出理论震速：平均理论震速V=0.218cm/s,实测震速值取预裂爆破测点共计l3组实测数据的平均值，即V：0.145cm/s。 采用预裂爆破可降低地震效应，降低率为33％。这样的降震效果以使施工爆破用药量得以大幅度降低，无疑对提高工效、缩短工期起到了良好的效果。

5 结 论

（1)由于影响预裂爆破主要参数的因素很多，如岩石的力学性能、炸药的的爆破能量地质构造等，为取得良好预裂效果，预裂爆破参数应当通过现场试验确定，应根据在施工中地质条件的变化不断地调整爆破参数。

(2)采用预裂爆破时，边坡表面损伤很小，实测厚度小于10cm。

(3)采用预裂爆破时爆破后块度较均匀，提高了铲装运效率，而松动爆破块度均匀性较差，有个别块度较大的需要二次爆破。

(4)采用预裂爆破时，由于预裂孔先起爆，形成裂缝，当振动波传到此位置时，具有背波坡面和迎波坡面的沟槽，形成坡面效应。在沟槽的迎波坡面影响区之后，震动强度显著降低。

参考文献：

[1] 汪旭光，爆破设计与施工

预裂爆破技术论文范文第8篇

[关键词]爆破技术；公路路基；施工；应用

中图分类号：TU352 文献标识码：A 文章编号：1009-914X（2014）35-0227-01

一、多边界条件下的爆破技术

本章标题中的多边界条件，指的是在公路施工建设中的地形变化条件。一般是指复杂多变的地形，包括了平坦地形、倾斜地形、垭口地形与山包地形等多种地形。

在复杂的多边界条件下的公路建设中，经常使用到爆破技术，而在爆破技术的使用过程中遵循着最小抵抗线原理来设计。最小抵抗线在爆破技术的计算公式中，用字母W代替，这是在爆破技术演算设计中非常重要的一个参数，而爆破体的材料性质、结构形状，爆破后块度的大小以及清渣处理的搬运条件等都会影响到这一参数。多边界爆破药量的控制十分关键，这不仅关系到工程的施工效率和质量，更是关系到施工人员的生命安全，所以爆破药量一定要精确计算，反复验算对比，具体计算公式如下：

Q=edKW3・F（E， a）

在公式中每个字母的代表的参数如下：Q代表的是爆破药包的装药量，单位kg；e代表的是炸药换算系数；d代表的是堵塞系数；K代表的是形成标准抛掷漏斗时线耗药量（kg/m3）； W代表的是最小抵抗线；F（E，a）代表的是药包性质指数，在公式中E是指抛掷率，a是指自然地面坡度。

而在进行松动爆破时，计算公式则会有一些变化，Q松=（ 0.33～0.55 ）KW3；如松动爆破在不同的地区，比如说平底或者不平的地，选择值的大小则会有所不同。随着社会的进步，科学技术的发展，在公路路基施工建设中影响比较大的爆破技术理论主要是光面爆破、预裂爆破、深孔爆破和微差爆破技术。

（一）光面爆破技术和预裂爆破技术

爆破技术在公路路基施工的实际应用中，设计开挖界面时比较常用的爆破方法中运用的技术主要是光面爆破技术与预裂爆破技术。这两种爆破技术的优势主要在于控制相对比较简单方便。这两种爆破技术的应用主要是按照预先计算设计好的防范在爆破区域的边坡或者是轮廓的设计点钻孔，每一个孔之间保持合适的距离，且相互平行。在孔内采取不藕合或间歇的方式来天准备好的药，在开挖区主爆破后，再同时进行光面爆破或预裂爆破，就可以是边坡面变得光滑平整，且具备良好的稳定性。光面爆破和预裂爆破技术所采取的方法是室洞控制爆破，这一方法的核心是必须严格遵守药包的布置原则，具体表述如下：

1、在任何情况下，药包布置都必须遵循最小抵抗线原理；

2、分层布置药包，具体状态根据公路路基挖深及宽度来确定；

3、药包布置主要选择纵横布置或者是分条布置的方式；

4、合理控制好药包的起爆时间。

光面爆破技术和预裂爆破技术的主要参数包括钻孔直径、炮孔间距、线装药量、最小抵抗线、装药结构、裂孔间距等。其中钻孔直径一般控制在50 至70毫米之内，为进一步增加不耦合系数，钻孔直径也可以控制在100至150毫米之间；炮孔间距增大，孔径也会增大，炮孔间距减小，孔径也会减小，这二者是正相关的关系。炮孔间距的确定需要综合考虑岩体构造、岩性与炸药类型等相关因素；光面爆破技术中线装药量q控制在1.1至0.15kg/m之间，预裂爆破技术中线装药量q应当控制在0.1 至0.4kg/m之间；装药有两种不同的结构，一是间隔装药，一是连续装药。这两种不同的装药结构在选择是，需要注意不耦合系数的要求，还必须保证优良的爆破效果。

（二）深孔爆破技术

炮孔中深度达到五米以上，孔径在75毫米以上的被称作深孔，在深孔条件下应用延长药包进行爆破的技术则被称作深孔爆破技术，深孔爆破技术又可以分为台阶深孔爆破与拉槽深孔爆破两种不同形式的爆破技术。深孔爆破需要使用穿孔钻机进来行钻孔。

比如在公路工程的施工过程中需要清方的时候，可以选择采取台阶深孔爆破技术，不仅可以收获非常良好的清方效果，还能够推动公路路基石方施工的机械化。深孔爆破技术有着十分显眼的优势，比如作业效率很高，一次合格的深孔爆破会产生许多的方量，这样便可以有效的推动工程进度，提高工程的施工效率，不仅如此，深孔爆破还可以将对周边公路路基的影响减到很低。

爆破效果理想控制的实现，可以采取在深孔爆破技术中结合光面爆破技术及预裂爆破技术的方式。这样不仅可以很好的控制爆破效果，而且也保障了爆破的安全性。

但这并不代表深孔爆破就只有优势，同样的，深孔爆破的实施也存在着一些缺陷。比如说牲破必须使用到大型机械，而且爆破前期的准备工作非常的繁琐复杂。就算是在深孔爆破结束后，也存在着一定比例的土方或石块达不到标准，必须要进行二次爆破再一次进行处理。

在深孔爆破的使工作称重，主要产生影响的参数有深孔爆破梯段倾角、最小抵抗线、孔间距与单位装药量等。一般在施工设计阶段会把深孔爆破梯段倾角设计为六十度到七十五度这个范围之间；炮孔可以选择垂直孔或者是斜孔；在公路路基施工的过程中，孔径一般一点那个控制在100至150毫米之间；当深孔爆破的地质是软土岩石的时候，最小抵抗线W应当在35至40之间；当深孔爆破的地质是中硬岩石的时候，最小抵抗线W应当是30 至 35之间；当深孔爆破的地质是坚硬岩石的时候，最小抵抗线W应当是25至30之间。

（三）微差爆破技术

微差爆破还有两种称呼，一是微差控制爆破，而在国际惯例中则被通称为毫秒延期爆破。这种爆破技术具有许多有现实意义的优势，比如可以有效降低爆破地震效应、飞石作用和空气冲击波，爆破产生块度比较均匀，爆堆集中，不仅为保证了爆破效果，也可以减轻爆破作业的工作量。

（四）抛掷（坍）爆破技术、定向爆破技术以及松动爆破技术

如果施工地形地址比较复杂，坡度大于三十度，且凌空面较大的情况，则可以考虑采取抛掷（坍）爆破技术。这种技术能够通过利用岩石的自重在坍塌后滑出路基的惯性作用，可以有效提高爆破效果，从而促进工程加速进行，缩短工期。定向爆破技术则适用于在深挖高填路段与开挖量较大的鸡爪型地区。松动爆破技术则适用于软石路基工程。

总之，选择合适的爆破技术，才能够保证爆破效果，从而进一步提升施工的效率。

参考文献

[1] 郭学彬，张继春.爆破工程[M].北京：人民交通出版社.2008.

[2] 刘刚，申会.中深孔微差爆破技术在公路路基大体积边坡开挖中的应用[J].中国水运：下半月.2012， 12.

[3] 高文学，徐树焕，刘民，等.多边界石方爆破药量计算原理与应用研究[J].爆破.2010， （3）：4-8.

预裂爆破技术论文范文第9篇

关键词：巷道；光面；预裂；爆破；控制

中图分类号：X752 文献标识码：A 文章编号：

煤矿巷道掘进使用的光面爆破应用技术，是五十年代从国外兴起的，六十年代初期在国内得到了全面的推广应用。多年的实践，光面爆破在巷道挖掘上起到了很大的作用，取得了显著的经济效益和综合效益。而预裂爆破则是由光面爆破演变而来的，它是光面爆破的其中一种，也有的称作预裂光面爆破。两者的主要差别在于：光面爆破的主爆破炮眼先于控制开挖轮廓面的光面炮眼起爆，而预裂爆破的主爆破炮眼在控制开挖轮廓面的预裂炮眼之后起爆。光面、预裂爆破的应用，都是岩石工程爆破掘进和开挖史上的一次重大变革。光面预裂爆破的效果，主要取决于工程中爆破参数选择和爆破控制技术。因此，合理选择爆破参数，对于完成预期的爆破质量至关重要。

一、合理选择爆破参数

煤矿巷道掘进爆破参数的选择，直接影响着爆破的质量和效果，它是光面、预裂爆破工程设计的重要内容。我们应该利用一切有利于提高光面爆破质量的因素，努力提高爆破质量。对于光面及预裂爆破参数的设计计算，有公式计算法、直接试验法、经验类比法和模型试验法等。现结合有关资料和实践经验，给出爆破参数的一些计算公式及其参考值。

1）炮眼直径。炮眼直径（db）的确定，直接关系到施工的效率和成本，应综合考虑岩石特性、现场机械设备及工程具体情况要求选择。一般主要依据爆破的现场和钻工机具确定。在小断面巷道实施光面预裂爆破时，孔径宜选35～45 mm。

2）炮眼间距。光面、预裂爆破的实质是使炮眼之间产生贯通裂隙，以形成平整的断裂面。因此，炮眼间距（a）对形成贯通裂隙有着非常重要的作用，它的大小主要取决于炸药的性质、不耦合系数和岩石的物理力学性质。①对光面爆破有：a = 2Ri+(Pi/ST)db，式中:Ri=(bPb/ST)arb,为每个炮眼产生的裂缝长度，ST为岩石的抗拉强度，db为炮眼直径，Pi为爆生气体充满炮眼时的静压，Pb为孔壁压力，b为切向应力与径向应力比例系数，b=μ/(1-μ),μ—波松比。②对预裂爆破，有：a = db(Pb/σdt+1), 式中:Pb为孔壁压力，σdt是岩石动载抗拉强度。瑞典兰格弗斯(Langefors)给出了如下公式：a =(8-12)db,其中db＞60mm；a =(9-14)db,其中db≤60mm。

3）最小抵抗线W。对光面爆破，最小抵抗线也即光面厚度。由经验公式有：W＝Q/Calb，式中：C为爆破系数，相当于炸药单耗值，lb为炮孔深度；Q为单孔药量。最小抵抗线W还应根据岩石性质及地质条件加以调整。经验表明，岩石坚韧、可爆性差时，最小抵抗线可小些；岩石松软、易破碎时，W可取大些。W也可通过炮眼密集系数m来确定。光面爆破中的炮眼密集系数是指孔距a与最小抵抗线W的比值，即m＝a/W。一般取m＝0.8-1.0。最终选取的m值应通过现场的爆破试验确定。对于预裂爆破，则以间距系数表示炮眼的密集度。当孔径在70 mm以下时，则间距系数在7～12之间按不同岩性选取，若孔径大于70 mm，则间距系数取5～10。

4）不偶合系数（B）。指孔径与药径之比，它反映药包与孔壁的接触情况。当药包全部填满药孔整个断面时，不耦合系数就达到最小值1。这时装药起爆后，能量可直接传入岩壁，避免了传播过程中的损耗。不耦合系数的增大，药孔周壁上的切向最大应力急剧下降，作用时间延长，使得爆炸能以应力波形式传播能量的部分减少，而以准静态压力形式传播能量的部分增多。在岩石中就有利于形成应力叠加、应力集中以及拉伸裂隙，而不易产生粉碎。一般光面爆破采用的不偶合系数B为1.6～3.0。当B增大到一定值时，可使作用于孔壁的压应力等于或小于岩石的极限抗压强度，不使孔壁发生破坏的条件。由于岩石的极限抗拉强度一般仅为岩石级限抗压强度的1/10～1/40，因此，孔壁周围以外的岩石很容易受拉而破坏。预裂爆破中预裂孔只是要求形成预裂缝，而不是大量崩落岩石，因此不宜采用太大的孔径和装药直径。根据试验及经验数据，不偶合系数B一般取2～4，坚硬岩石因抗压强度高，可采用较小的不耦合系数；而松软岩石则应取较大的不耦合系数。

5）每米深炮眼装药量。对光面爆破，每米深炮眼装药量q有：q＝AKmk1W。式中A是炮眼口堵塞系数，取1.0；K是与岩石性质有关的介质系数，软岩为0.5-0.7，中硬岩0.75-0.95，硬岩1.0-1.5，m是炮眼密集系数；k1依炮眼密度定的系数，0.5，每加深1m增加0.2；W为最小抵抗线。对预裂爆破，则有：q=Kdb,式中：K是岩石系数(坚硬岩石0.6;中等强度岩石为0.4-0.5；软岩为0.3-0.4。其他符号同前。

二、光面、预裂爆破的质量保障措施

1）爆破裂缝的控制。光面、预裂爆破的关键技术就是控制爆破裂缝的方向（只沿着某一要求的特定方向），其它方向不产生或少产生裂缝。所以除了对爆破参数进行优化选取外，主要通过以下措施保证：①改变炮孔的性状。改变炮孔性状常用的方法是孔壁切槽、设导向孔、异形炮孔等。这类方法的实质是人为地改变炮孔的形状或孔间的相关关系，从而改变圆形炮孔的均匀受力状态，按所要求劈裂面的方向产生应力集中，避免裂缝方向的随机化。孔壁切槽包括机械切槽、水射流切槽、聚能药柱切槽。工程实践表明，机械切槽和聚能药柱切槽确实可以控制裂缝的始裂位置和扩展方向，并可能采用更宽的孔距和较少的装药量。②改变药包的性状。压铸药柱、聚能药包、带缺口药包、扁平药包等属于此类。这类方法的实质是改变常用的圆形药包爆炸产物均匀在作用于炮孔壁的受力状况，使其最大的压力作用于所要求的劈裂面的方向。③改变装药结构。切缝套管、挤压钢棒、水压聚能及半圆套管中以改变装药结构。其实质是利用装药结构使爆生气体的最大压力作用于所要求劈裂面的方向。

2）合理利用结构面。工程实践表明，光面和预裂爆破除应充分考虑参数优化、合理的药量和岩体的地质条件，合理利用结构面或根据结构面改变爆破工艺。①利用结构弱面。根据结构面的方向，控制钻孔与结构面的夹角，调整孔间距，可获得较理想的预裂缝；当预裂孔与结构面一致时，可将预裂孔沿结构面布置。如此只需少量的炸药，即可获得理想的预裂缝。一些断层、节理对爆炸应力波的衰减影响较大，可以起到类似预裂缝的作用，爆破时可合理利用。②根据结构面改变爆破工艺。根据弱面的位置，对炸药进行分散化、微量化处理，同时改变装药方式，在炮孔穿过的断层、裂隙处，局部间隔装药，以减少爆破对弱面的过度破坏及爆生气体的逸散现象。

三、结语

①影响爆破效果的因素较多（如工程地质、爆破参数选择，施工工艺等）。要想取得理想的爆破效果，必须充分考虑各种影响因素，根据工程地质条件选择合理的参数和施工工艺。②合理的爆破参数是爆破成功的关键。不同的岩石、地质构造应认真分析，选取不同的爆破参数。③精心施工也是爆破成功的又一重要因素。减小炮孔定位误差和钻孔角度误差，按设计的装药结构装药，保证不耦合系数，以利于达到理想的爆破。

参考文献：

[1]王文龙.钻眼爆破[M].北京:煤炭工业出版社,1989

预裂爆破技术论文范文第10篇

关键词：石方爆破技术；地下洞室；复杂断面；质量控制

中图分类号：TV542 文献标识码：A

某地下工程围岩的抗拉强度为2-5MPa，抗压强度为100-170MPa，设计结构非常复杂，有3500m的岩台延长长度以及200多处锐阳角和直角，在进行爆破施工时，如果按照常规办法，周边围岩的稳定性以及设计的轮廓尺寸难以得到有效保障，而且效率低下，为此，可以采用地下洞室复杂断面石方爆破技术。

一、地下洞室复杂断面石方爆破技术的关键流程。

文章主要论述的关键流程包括以下几个方面：

（一）拱脚开挖。拱脚作为整个拱部的主要承重部位，它承受了拱部的静载，如果没有一个较好的开挖效果，会对整个拱部的稳定和安全使用起到不利影响。

（二）岩台开挖。对岩台一般都有比较高的施工要求，这是因为它有着承受动载的功能，为此，在具体的施工过程中具有操作复杂、难度大的特点。

（三）小断面到大断面过度部分及锐阳角断面开挖。在部分工程中，一方面面对的是较低的施工单价，一方面面对的是较高的成本消耗，为了尽可能的降低成本，对某些部位进行施工时尽可能采用减少超欠挖的方法。

（四）阴阳直角开挖。在部分工程中，为了方便使用，在尽可能降低施工造价的前提条件下，设计的断面往往会较复杂，并会有一些阴阳直角的出现。

二、复杂断面石方爆破技术的主要措施。

（一）爆破设计。炮孔直径为40mm。炮孔间距离为12-16倍的炮孔直径。最小抵抗线为32-34倍的炮孔直径或1-1.25倍的炮孔间距离。炮孔装药量为0.845【（a+w）l+aw】（δe）0.5/（ro/rb）1/3，其中a为炮孔间距离，单位为m，w为最小抵抗线，单位为m， l为装药长度，单位为m，δe为岩石的抗压强度，单位为MPa，ro/rb为装药半径比炮孔半径，两者单位都为m。线装药量为2.75（10δe）0.53（0.5d）0.38，其中δe为岩石单轴抗压强度，单位为MPa，d为炮孔直径，单位为mm。

（二）飞石控制。

完成拱部衬砌后，需要采取相应的措施来严格控制爆破飞石，避免拱部及其他结构因此遭到破坏，在具体的施工过程中一般采用如下措施：

第一，良好的前排临空面的创设。为了尽可能减少炮孔爆破时的夹制力，将飞石强度降低，采用微差爆破使炮孔由前排临空面方向逐排微差间隔起爆。

第二，炮孔堵塞长度的适当增加，对于浅眼爆破炮孔来说，其炮孔堵塞长度设计要大于或等于500mm，对于深孔爆破炮孔来说，其炮孔堵塞长度设计要大于或等于炮孔排距，并且炮孔堵塞质量要适当的进行加强，堵塞时可以采用略带潮湿的黄土，并且要逐层捣实。

第三，爆破体的覆盖防护，可以采用橡胶输送带编制成的1.5mⅹ2m橡胶垫来做为防护材料。对于浅眼爆破来说，对爆破体的覆盖防护需要采用双层橡胶垫；对于深孔爆破来说，首先需要用两层装土编织袋对炮孔口进行封堵，接着再采用双层橡胶垫来实现爆破部位的覆盖防护，并且要用铁丝将各个橡胶垫进行捆扎绑牢。

（三）复杂断面爆破技术的具体施工过程。

作为洞室开挖中的难点和重点，复杂断面开挖技术的特点具体表现为：较大的施工难度、复杂的工艺要求和较高的技术标准。主要类型有：小断面到大断面过渡部分断面、锐阴角开挖断面、岩台开挖断面和扩大拱脚开挖断面等。在具体的施工过程中，爆破开挖要严格按照“达到平、顺、直”、“实现三个确保”和“控制三个面”的要求来进行，平、顺、直指的是要实现面平、线条顺和角直的要求；三个确保的具体内容指的是要确保衬砌不受损坏、确保围岩的稳定性和确保岩台梁的稳定性；三个面指的是岩台的下边墙侧面、岩台的水平面以及岩台的上边墙侧面。

首先是拱脚爆破，作为拱部被覆支撑受力点，对拱脚的爆破质量有较高的要求，一方面要尽可能减少拱脚围岩受到爆破的扰动，一方面还要确保拱脚成型。在具体的施工过程中一般采取如下措施：设置保护层，为此，需要预留1.5m的厚岩层；在拱脚断面采用欲裂爆破，留空孔，装药时隔孔进行。

其次是岩台爆破，因为岩台受力大，导致其具有较大的成型难度，为此对其具有较高的爆破质量要求，为了让岩台成型、其稳定性得以保障，并尽可能降低爆破对威严的扰动，在具体的施工过程中一般采用如下措施：第一，在洞库开挖时，为岩台开挖面的侧面和上部设置保护层，为此，需要分别预留2.0m和1.0m厚度的围岩；第二，将欲裂爆破技术应用在岩台预成型面，如果是Ⅰ、Ⅱ级围岩且具有较好的完整性，则设置300-400mm的预裂孔间距，如果是Ⅲ、Ⅳ级围岩且具有较差的完整性，则设置150mm-200mm的钻眼间距，并且在装药时要留空孔，隔孔进行，作为爆破临空面的空孔，能够起到导向的作用；第三，设置大于或等于700mm的竖向预裂孔炮孔口堵塞长度；第四，为了尽可能的降低爆破对围岩的扰动，可以在破碎孔采用密眼弱装药结构。

再次是尖角预留断面爆破，一方面为了节约成本（依据甲方的相关要求），另一方面依据设计要求，在进行尖角预留断面爆破施工时，都要严格按照设计要求对洞室内的所有部位进行施工，在此基础上，经过多次的实践和研究，在对锐角断面进行爆破的设计上已经取得了一定的成果，在具体的施工过程中一般采用如下措施：第一，为尖角预留断面两侧设置保护层，为此，需要预留1.0m厚度的围岩；第二，将欲裂爆破技术应用在尖角预留断面两侧，且设置30cm-40cm的炮孔间距；第三，为了降低爆破对围岩的扰动，在破碎孔采用密眼弱装药结构。

最后是洞室变断面处成型爆破，就像前面多次提到的，为了围岩的稳定以及洞室变断面处台阶成型能够得到有效保障，在具体的施工过程中一般采用如下措施：第一，为洞室断面变化段处设置保护层，为此，需要预留1.5m厚度的岩石；第二，将欲裂爆破技术应用在变断面台阶面，设置400mm的跑孔间距，并且在装药时要留空孔，隔孔进行，这些空孔在爆破时能够起到导向作用；第三，设置70cm的预裂孔炮孔口子堵塞长度；第四，为了减少爆破对围岩的扰动，在破碎空采用密眼弱装药结构。

三、欲裂爆破质量标准。

欲裂爆破质量标准的具体内容包括：欲裂缝地表宽度不小于1cm；欲裂面和坡面不平整度小于15cm；半孔痕率硬岩不小于80%，中硬岩不小于70%；坡面上用肉眼观察不到明显的裂缝。

参考文献：

【1】黄金椿，浅谈水厂工程建设质量管理【J】，科技信息，2009(25)

【2】张妍开，落实科学发展观—优化水利建设中的几个问题【J】，今日科苑，2008(14)

预裂爆破技术论文范文第11篇

关键词：爆破 切顶卸压 沿空 留巷

1 概述

南屯煤矿1610上轨道顺槽采用留煤柱沿空留巷方式，这种方式施工方法简单，但是煤垛支撑顶板效果较差，且强度不足，亦不能切断采空区顶板来压途径，可能被动压压垮破坏，影响工作面回采。遗留的煤垛无法开采利用，造成资源浪费。

针对以上存在的问题，提出了切顶卸压沿空留巷新技术，进行了系统的理论与配套技术研究，并取得了突破性进展。

2 切顶卸压沿空留巷技术浅析

2.1 切顶卸压爆破技术方案及参数设计

切顶卸压沿空留巷技术采用双向聚能爆破技术来实现其对顶板的定向切割。双向聚能拉张成型爆破新技术是在常规爆破和控制爆破基础上发展起来的一种新型岩体聚能控制爆破技术，其概念是指将药包放入在两个设定方向有聚能效应的聚能装置，炸药起爆后，炮孔围岩在非设定方向上均匀受压，而在设定方向上集中受拉，从而实现被爆破体按照设定方向拉张断裂成型。

该爆破技术是在对比研究多种聚能爆破和定向控制爆破方法的基础上发展起来的一种新型聚能爆破技术，施工工艺简单，应用时只需在预裂线上施工炮孔采用双向聚能装置装药，并使聚能方向对应于岩体预裂方向。爆轰产物将在两个设定方向上形成聚能流，并产生集中拉张应力，使预裂炮孔沿聚能方向贯穿，形成预裂面。由于钻孔间的岩石是拉断的，爆破炸药单耗将大大下降，同时由于聚能装置对围岩的保护钻孔周边岩体所受损伤也大大降低，所以该技术可以达到实现预裂的同时又可以保护沿空巷道顶板的目的。

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图2-1 切顶卸压沿空留巷预期效果图

2.2 切顶卸压起始位置

切顶卸压沿空留巷起始位置的选择在一定程度上影响着最终的成巷效果。为保证工程项目的顺利实施及施工安全，在选择起始位置时，要综合考虑多种因素，慎重选择。

跟据十一采区其他工作面实测矿压资料，预计该工作面的矿压情况如下：①直接顶初次跨落步距为14～25m。②老顶初次来压步距为25～30m。③老顶周期来压步距为8～12m。

顺槽超前影响范围及巷道变形预计：①顺槽超前压力影响范围为20～25m。②顶底板相对移近量为30～50mm。③两帮相对移近量为60～90mm。

新切眼位于距停采线350m处。

根据顶板初次来压步距为25～30m，可确定于新开切眼后15m（初次来压步距的1/2）即可消除新切眼的干扰，进行预裂爆破切顶施工。

在新切眼施工过程中揭露新断层，为了消除断层影响，保证工程质量，确定切顶开始位置为新切眼后50m。

2.2.1 炮孔深度（预裂爆破切缝高度）设计

聚能爆破炮孔深度与煤层顶、底板岩性及厚度，煤层厚度，工作面采高及顺槽断面尺寸有密切联系。炮孔深度是否合适将直接影响到爆破切顶效果，顶板垮落程度及施工工程量。

根据现场实测地质钻孔柱状情况，1610工作面煤层顶板十下灰岩厚度为4.1～6.2m，平均厚度5m；煤层平均厚度0.9m；1610上轨道顺槽，断面为矩形，规格：净宽×净高=3.4×2.0m，断面面积：6.8m2。

经理论分析并结合现场经验（顶板垮落容易），设计炮孔深度4m，向工作面侧偏转5°（施工方便且顶板垮落更容易）。

这既保证了足够的切顶深度，也充分利用了顶板性质，减小施工量加快施工进度，提高了生产效率。为保证爆破切顶效果，设置1m深辅助炮孔并装药爆破。打孔施工要保证炮孔质量,应平直齐，炮孔布设应确保对齐，成一条直线，炮孔的角度和孔位应按技术要求严格操作。

2.2.2 炸药直径、聚能管径与炮孔直径三径匹配

炸药药卷直径（d1）、聚能管径与（d2）、炮孔直径（d3）三者之间必须相互适应，以保证最佳的爆破效果。选择标准为：①聚能管直径大于药卷直径。为了使药卷能较为顺利的放入聚能管内，聚能管的直径必须大于药卷直径；但是聚能管直径不能无限制的大，必须保证药卷在聚能管中能被固定住，保证爆破质量。②炮孔直径大于聚能管直径。为了便于聚能管的安装，炮孔直径必须大于聚能管直径；为保证聚能管在炮孔中定向固定及爆破时聚能效果；根据理论分析及现场试验，炮孔直径一般比聚能管直径大4～7mm。

根据理论研究和综合现场已有设备，选择外径Ф32mm

聚能管，与之相匹配的最佳炮孔直径为38mm，炸药直径为27mm，钻头直径38mm。这样既能保证药径与管径很好地紧密耦合又保证了药卷能较易放入聚能管中。

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图2-2 聚能管加工示意图

双向聚能管结构见图2-2。设计聚能孔直径为4mm，聚能孔的孔间距（中心到中心）为8mm。聚能管长度一般取炮孔长度的60%～70%效果最好。

2.2.3 切顶炮孔间距及炮孔装药量设计

单孔装药量与炮孔之间间距成正比关系。单孔装药量与炮孔孔间距的确定直接影响定向爆破切顶效果。

①单孔装药量越多，定向聚能爆破时产生的纵向裂缝向两侧延伸越远，两炮孔之间的孔间距就可设置的越大，可减少钻孔施工工程量，加快施工进度，提高生产效率。

②单孔装药量过多，爆破时能量过大，会导致顶板严重破坏，甚至导致顶板大面积垮落，增加返修维护及清矸的工程量，影响顺槽使用，甚至危害施工人员安全。

因此确定适当的单孔装药量及炮孔孔间距是决定切顶卸压沿空留巷技术成败的关键。

根据已完成的现场爆破试验，结合理论分析，基于现场已有材料；为了既保证切缝贯通效果，又能确保爆破切面较光滑平整，保证切落顶板完整性；采用孔间距为800mm，孔深4000mm，两孔中间设置深度1000mm辅助炮孔。采用二级煤矿水胶炸药，炸药规格为：直径Φ27mm×400mm/卷。4000mm炮孔单孔装药4卷，1000mm辅助炮孔单孔装药1卷。

炮孔具体布置方式见图2-3。

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图2-3 沿空护巷聚能爆破炮孔间距（mm）布置平面图

2.2.4 聚能爆破参数汇总

爆破参数统计表

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3 主要结论

技术优点：

①消除临近工作面煤体上方应力集中。

②减小采掘比，提高生产效率，操作简单，造价低廉。

③避免留设煤柱引发的冲击地压、瓦斯突出、自燃等灾害。

切顶卸压沿空留巷新技术，避免了留设煤柱造成的资源浪费，提高资源回收率，减小采掘比，提高生产效率；减小巷道掘进及返修工程量，简化工作面端头维护工作量，降低工人劳动强度，能取得显著的社会效益。

切顶卸压沿空留巷新技术，在消除临近工作面煤体上方应力集中的同时，避免了瓦斯突出、冲击地压隐患，具有明显的安全效益。

参考文献：

[1]孙恒虎，赵炳利.沿空留巷的理论与实践，1993年.

预裂爆破技术论文范文第12篇

关键词：超深孔聚能定向爆破　预抽瓦斯　多缝线射流聚能药卷　顺层钻孔

0　引言

我国矿井中仅有1/3的矿井具有开采保护层的条件，且随着采掘深度的增加，有些保护层转变为有突出危险或不可采，使具有开采保护层条件的突出矿井越来越少，单一突出煤层瓦斯治理问题日益加重[1]。随着国内外瓦斯抽排放技术的日益完善，针对单一突出煤层，本煤层钻孔抽放瓦斯在国内外诸多矿井成功应用，有效缓解了矿井生产过程中瓦斯带来的安全压力[2]。针对庞庄煤矿张小楼井本煤层抽放瓦斯存在的问题，主要是瓦斯抽采效率低、抽采浓度低、衰减速度快等问题，基于聚能爆破定向致裂增透效应，创造性地设计出多缝线射流聚能药卷，将超深孔聚能爆破技术应用于工作面预抽瓦斯工程中，对高瓦斯、低透气性煤层安全开采的具有十分积极的意义。

1　工程概况

庞庄煤矿张小楼井隶属于徐州矿务集团有限公司，矿井位于徐州市西北铜山县柳新镇和刘集镇境内，距徐州市区13km。东邻江苏天能集团柳新煤矿，西邻徐州矿务集团夹河煤矿，南邻庞庄井。张小楼井采用立井、多水平开拓，主要开采煤层为下石盒子组2煤及山西组七煤和9煤。新主井和新副井落底水平为-1025m水平，回风水平为-400m水平，现生产水平为-1025m水平，采用上、下山开采。

2008年张小楼井瓦斯相对涌出量8.92m3/t，绝对瓦斯涌出量22.61m3/min。相对涌出量小于10m3/t，但根据江苏省经济贸易委员会公布的《2008年度全省煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果》，本矿按高瓦斯矿井管理，因此必须进行瓦斯抽放，本设计建议设置地面抽放站，选择水环式真空瓦斯抽放泵。工作面瓦斯抽放量采用开采层顺层钻孔预抽的方法。采用传统本煤层顺层预抽瓦斯，但抽放孔抽放瓦斯浓度基本在20%左右，钻孔预抽瓦斯存在抽放浓度低、瓦斯浓度不稳定等问题，在很大程度上影响矿井的安全高效生产。

2　聚能定向爆破增透效应

爆轰产物运动方向具有与表面垂直或大体垂直的基本规律。利用这一基本规律将药包制成特殊形状（如半球形空穴，抛物形空穴、双曲线形空穴、锥形空穴等），爆炸时靠空穴闭合产生高压、高密度、高速度的运动气体流，使爆轰产物集聚，能量密度提高。沿轴线向外射出的高能量、高密度聚能流的现象称之为聚能效应，又称诺尔曼效应[3]。

聚能药卷维持了炸药爆轰的稳定传播，高压爆生气体的“气楔效应”是聚能方向的压缩径向裂纹得到扩展的主要驱动力，同时也抑制了非切缝方向压缩径向裂纹的发展，在定向裂纹扩展中占有主要的地位[4]。

3　超深孔聚能爆破主要参数设计

钻完炮孔后应立即装药。装药前，首先按设计要求制作聚能药包，然后将药包送入孔内。

3.1　钻孔选址

聚能爆破工艺中钻孔选址是整个工程实施的首要工序，科学合理的选址对爆破效果至关重要。针对煤层超深孔聚能爆破钻孔选址，两个因素至关重要：安全因素，在选址时尽量使爆破影响半径内不存在瓦斯、地质及水文地质安全隐患；施工因素，在实施过程中需要一定的操作空间[5]。

3.2　爆破孔孔径及孔深

考虑到装药不耦合系数和装药长度及封孔长度等因素，根据现场经验并结合具体施工工艺，确定孔径75mm，孔深约40m。

3.3　孔间距

超深孔聚能爆破孔间距取决于爆破影响区域的大小。如孔间距过大，则爆破裂隙无法相互贯通；但爆破孔间距过小，裂隙会相互重叠，会造成爆破能量浪费。通过实验室分析和现场试验对比，孔间距设计在10m左右。

3.4　聚能药包

对传统药包在结构上进行了改造，聚能药包由PVC套管、矿用乳化炸药等组成，设计出多缝线射流聚能药卷，其原理是在PVC套管上管壁环向映射布置加工成多条狭长缝形成多缝线射流聚能药卷，示意图见图1所示，可在炮孔径向形成多股聚能射流，实现爆炸主裂纹多方向扩展，多缝线射流聚能药卷定向预裂爆破技术可在煤层内获得较大范围爆生裂隙网，增大炮孔间距，大大减少钻孔工作量，提高煤层透气性，可解决高瓦斯、低透气性煤层的瓦斯抽放问题。

3.5　封孔长度

超深孔聚能爆破不仅要避免冲孔，也要保证巷帮煤体不因震动而破坏；封孔长度必须超过巷帮煤体卸压带的宽度，防止因爆破产生漏气影响抽放效果；封孔长度不能太大，以免造成人力和物力浪费[6]。通过对小树林煤矿具体施工条件的封孔长度综合分析，结合爆破裂隙圈理论，确定出超深孔聚能爆破钻孔合理封孔长度为10m。

4　应用效果

基于聚能定向爆破增透机理，充分分析张小楼井工程概况，根据设计的聚能爆破主要参数，得出了相应的聚能爆破瓦斯抽放施工工艺，在工作面轨道平巷进行了超深孔聚能爆破试验。选取其中一个爆破孔附近的四个抽放孔进行瓦斯浓度测量，对比爆破前后抽放瓦斯浓度，测量数据如图2所示：

通过测量得出爆破后抽放钻孔瓦斯浓度平均在60%左右，瓦斯平均抽放浓度较爆破前提高了近200%，使整个工作面瓦斯含量远低于10m3/t，瓦斯压力低于0.74MPa，保证了矿井的安全生产。

5　结论

①利用聚能定向断裂爆破技术，通过改进煤层超深孔聚能爆破装药结构，可减小粉碎圈半径，扩大煤体裂隙带范围，提高煤体渗透性，改善煤层钻孔瓦斯抽放效果。

②基于聚能爆破定向致裂增透效应，创造性地设计出多缝线射流聚能药卷，可在煤层获得较大范围爆生裂隙网，增大炮孔间距，大大减少钻孔工作量，提高煤层透气性。

③现场实践结果表明，采用超深孔聚能定向爆破技术，合理设计爆破主要参数，有效解决了高瓦斯、低透气性煤层的安全开采难题，对煤层预抽瓦斯有一定的借鉴价值。

参考文献：

[1]刘杰，程远平，侯少杰，王亮.单一突出煤层瓦斯治理辅助设计系统[J].煤矿安全，2011（2）：67-70.

[2]林府进，江万刚，舒贵德.丰城矿区顺层预抽钻孔合理布置参数研究[J].矿业安全与环保，2011，38（5）：47-49.

[3]郭德勇，裴海波，宋建成等.煤层深孔聚能爆破致裂增透机理研究[J].煤炭学报，2008，33（12）：1381-1385.

[4]李清，梁媛，任可可.聚能药卷的爆炸裂纹定向扩展过程试验研究[J].岩石力学与工程学报，2010，29（8）：1684-1689.

预裂爆破技术论文范文第13篇

关键词：边坡稳定；中深孔爆破；露天矿山；LS-DYNA

Abstract: Open pit mine production safety of slope stability is an important technology, there are many foreign and domestic scholars to study and explore. In order to analyze the open-pit mine blasting on slope stability influence mechanism, combined with a small open pit mine engineering practice, in the setting of explosive and blasting hole net parameter on the basis of introducing technology, reducing vibration and finite element analysis software LS-DYNA was used on the deep hole blasting in slope condition of numerical simulation, obtained some useful conclusions.

Key words : slope; deep-hole blasting in open pit mine; LS-DYNA;

中图分类号：TD23 献标识码： A 文章编号：2095-2104（2012）11-0020-02

1工程概况

本文以某露天小型金属矿山为依托，对其中深孔爆破边坡稳定性影响情况进行试验研究。

1.1工程地质

该矿区构造简单，矿体呈层状～似层状产出，矿体赋存标高880m～925.0m，矿床属沉积热液叠加改造的矽卡岩型磁铁矿床。矿区主要岩性属于硬岩～相当硬岩类矽卡岩，硬度系数为8.2～13.8，为难爆～极难爆岩体。上部矿体赋存较浅，采用中深孔爆破开采。由于该矿区岩体裂隙较为发育，因此进行中深孔爆破后露天边坡的稳定性成为了工程重点监控对象。

1.2爆破参数

在该矿山以往爆破计算经验的基础上，借鉴国内其他露天矿山爆破参数，并同时引入微差爆破和预裂缝降振技术。本次设计爆破两排中深孔共32个，孔间距2.0m，排间距2.3m，平均单孔孔深15.5m，孔径110mm，采用磁电雷管、毫秒雷管、导爆管联合起爆。选用密度为0.76g/cm3、爆轰速度为3400m/s粉状乳化炸药，主爆孔采用耦合装药，预裂孔采用不耦合装药，导向孔不装药。预裂孔最先起爆，主爆孔分段起爆，预裂孔与主爆孔起爆时间间隔不少于150ms，保证预裂成缝。

2模型构建

在该露天矿山工程实际的基础上，构建数值分析模型，运用LS-DYNA程序进行中深孔爆破模拟试验。在本次模拟试验之前，进行了取样岩芯物理力学参数测定试验、炸药参数类比选择和模拟试验方案设计等工作。

2.1模型参数

本次中深孔起爆选用ANSYS/LS-DYNA程序中的爆轰功能进行模拟试验，通过模拟炮孔内炸药爆轰及爆轰产物与岩体之间的相互作用确定其爆炸动荷载，进而研究爆炸荷载对露天矿山边坡稳定性的影响情况。

2.1.1炸药爆轰参数

在炸药爆轰产物JWL状态方程中，涉及该乳化炸药的主要参数为：炸药密度为0.76g/cm3，爆轰速度为3500m/s，JWL状态方程中A=326.42GPa，B=5.80892GPa，ω=0.57，R1=5.81，R2=1.56，E0=2.6738。

其中，V为体积变量；A，B，ω，R1，R2，E0均为材料常数。

2.1.2岩体损伤破坏参数

由于炸药爆炸时具有应变大和应变率效应明显的主要特征，因此露天矿山边坡岩体采用包含应变率效应的Cowper-Symonds塑性硬化模型比较合适。岩体的破坏准则取决于岩体的性质和所受荷载情况，在爆破粉碎区范围内岩体主要受到爆轰冲击压力，主要采用Mises破坏准则可以判定；然而在爆破粉碎区之外，岩体则同时受到压应力和拉应力的作用，由于岩体抗压和抗拉强度具有较大不对称性特点，往往表现为拉伸破坏。岩石动态抗拉强度和岩石动态抗压强度相似，伴随着加载应变率的提高而增大，一般可近似表达为：

其中，σst为岩体单轴静态抗拉强度，Pa；σtd为岩体单轴动态抗拉强度，Pa。

通过爆炸力学相关研究表明，爆轰粉碎区半径大致为装药半径的2倍～3倍，露天矿山边坡主要处于爆破非粉碎区范围内，故本文主要研究露天矿边坡拉伸破坏为主。

2.2数值模拟方案

在中深孔爆破对边坡稳定性影响试验的同时，引入爆破降振技术，通过对比边坡降振前后的动载荷区别，从而选择合适的中深孔爆破参数。许多研究表明，爆破降振的有效手段主要有合适的孔网参数、微差爆破、缓冲爆破和预裂爆破等，本次试验主要是在确定孔网参数的基础上引入预裂缝爆破和微差爆破技术降低爆破对边坡的稳定性影响。

为了使数值模型尽可能地与实际工程相似，本试验数值模型的几何参数与工程实际保持一致，但由于基于有限元的三维动力学数值分析计算量十分大，因此在不影响计算结果准确性的前提下对称分块构建模型。

1）最大药量起爆段：在中深孔爆破中采用分段微差爆破，最大药量起爆段因其药量最大而应重点研究，该段主要针对无预裂缝和不同预裂缝长度存在情况下中深孔爆破对边坡稳定性的影响研究。

2）边帮主孔起爆段：虽然该段装药量不是最大，但其作为最靠近边帮的主孔起爆段应该重点监测，该段模拟试验中主要进行微差爆破对边坡的影响研究。

3计算结果分析

为了研究中深孔爆破对露天矿山边坡稳定影响机理，在工程实际的基础上构建了基于有限元的数值分析模型，同时引入微差爆破和预裂爆破两种降振技术，探讨边坡在中深孔爆破过程中的稳定性。在工程实际中，两帮边坡作为露天矿山的最终边坡，其稳定性分析是本次试验的重点，因此选取爆心到两侧边帮的投影点作为本次试验的观察点。

3.1最大药量起爆段结果分析

预裂爆破技术论文范文第14篇

关键词：公路隧道；施工技术

Abstract: based on highway tunnel construction technology do some theory and practice, this paper mainly includes preparation for construction and the construction technology of the scheme is determined and technical measures for tunnel construction are introduced.

Keywords: highway tunnel; Construction technology

中图分类号：U459.2 文献标识码：A 文章编号：

公路建设向着越来越广阔的空间发展，基于山地地形特殊。往往采用隧道形式，隧道的规模也日渐增大，从开始的一车到两车，现在更向着三车发展。操作流程和工艺也越来越复杂。这为公路隧道打开了新的发展局面，标志隧道向着更科学化更前进化的方向发展，同时这也提出技术上的挑战，需要我们充分注意。例如钻爆工艺的执行时间和地点的要求，选择何种岩壁比较省时省力，洞门施工注意事项，对设备和人员的要求等等[1]。

1施工准备及施工技术方案的确定

1.1施工作业线安排

根据隧道设计结构和工程地质情况，施工作业采用中导洞先行，中导洞掘进40～50m浇注中墙。在中墙混凝土强度达到70%以上再进左洞，右洞掌子面落后左洞按10m控制。经监控量测，围岩变形基本稳定后同时施作左右洞二次模筑衬砌。当围岩变形过大，初期支护力不足时，除应及时增强初期支护外，亦可修改二次衬砌设计参数后提前施作模筑混凝土。左右洞二次衬砌与掌子面间距控制在25～35m之间。这就在进、出口各自建立了中导洞、中墙、左、右洞开挖、二次模筑衬砌五道并行的作业流水线，拓展了隧道施工作业面，为加快隧道施工进度奠定了坚实的基础[2]。

1.2风、水、电作业，通风、防尘和施工排水

1.2.1施工供风：在隧道进、出口各设一座空气压缩机站，各安装2台20m3/min和1台10m3/min的空气压缩机以保障隧道施工用风。

1.2.2施工用水进、出口分别：在距隧道拱顶30m以上的山顶各修建一座100m3的高山水池，水源一是在隧道出口右侧山脚挖一集水池，收集山泉水抽上山顶水池，再用管道输水至出口供施工生活用水。一是从电站水渠中抽水至山顶蓄水池再用管道输水至进口，供施工、生活用水。所有水源都要经过水质检验，PH值小于4或者硫酸盐、氯化物含量超过有关规范的允许值以及含有对水泥凝结硬化有害的杂质的水石不得用于搅拌砼。

1.2.3施工供电：在隧道进、出口各安装一台315kVA变压器，利用附近的地方电网供电，同时各准备一台功率为220KW的发电机组备用。动力设备采用三相380V，照明用电采用220V，为确保安全，所有线路都安装漏电保护开关。线路的架设及各种电器的安装必须符合《公路隧道施工技术规范》JTJ042-94的有关要求。

1.2.4施工通风、防尘：洞内如需爆破掘进，必须坚持湿式凿岩，爆破后洒水以降低粉尘浓度。施工通风采取压入式，用3台轴流风机分别向中导洞、左、右洞送风，送风口距开挖面的距离不大于15m。

1.2.5施工排水：主要是排除可能涌入隧道的地下水和施工废水。隧道从出口至进口为1.54%的上坡。出口施工为顺坡施工，施工排水采取自然坡利用塑料管将水引出洞外。进口施工为反坡施工，施工排水采取在开挖地段挖集水坑，用抽水机抽出洞外。

2隧道施工技术措施

隧道质量取决于工艺质量，工艺质量取决于开挖、初期支护及防排水质量等，初期支护和防排水质量等比较好控制可以加强监管，那么重点就是开挖质量，开挖质量又取决于钻爆质量，就是说理论上没有了超欠挖后续的初支质量就有了保证，因此说隧道质量的好坏很大程度上取决于钻爆的质量，首先确定钻爆的方案预裂爆破还是光面爆破首先我们从理论上来分析，由于v级围岩岩体松散、裂隙较发育无法采用或实现光面爆破技术，那么必须熟练掌握预裂爆破技术及特点，

2.1预裂爆破

进行石方开挖时，在主爆区爆破之前沿设计轮廓线先爆出一条具有一定宽度的贯穿裂缝，以缓冲、反射开挖爆破的振动波，控制其对保留岩体的破坏影响，使之获得较平整的开挖轮廓，此种爆破技术为预裂爆破。预裂爆破不仅在垂直、倾斜开挖壁面上得到广泛应用；在规则的曲面、扭曲面、以及水平建基面等也采用预裂爆破。

2.2预裂爆破要求

2.2.1预裂缝要贯通且在地表有一定开裂宽度。对于中等坚硬岩石，缝宽不宜小于1.0cm；坚硬岩石缝宽应达到0.5cm左右；但在松软岩石上缝宽达到1.0cm以上时，减振作用并未显著提高，应多做些现场试验，以利总结经验。

2.2.2预裂面开挖后的不平整度不宜大于15cm。预裂面不平整度通常是指预裂孔所形成之预裂面的凹凸程度，它是衡量钻孔和爆破参数合理性的重要指标，可依此验证、调整设计数据。

2.2.3预裂面上的炮孔痕迹保留率应不低于80％，且炮孔附近岩石不出现严重的爆破裂隙。根据预裂爆破的特性、要求经过试验和反复研究对钻爆设计做了适宜的改动做到动态控制。

2.3主要技术措施、指标最后确定如下

2.3.1炮孔直径一般为50～200mm，对深孔宜采围较大的孔径。

2.3.2炮孔间距宜为孔径的8～12倍，坚硬岩石取小值。

2.3.3不耦合系数（炮孔直径d与药卷直径d0的比值）建议取2～4，坚硬岩石取小值。

2.3.4线装药密度一般取250～400g／m。

2.3.5药包结构形式，目前较多的是将药卷分散绑扎在传爆线上。分散药卷的相邻间距不宜大于50cm和不大于药卷的殉爆距离。考虑到孔底的夹制作用较大，底部药包应加强，约为线装药密度的2～5倍。

2.3.6装药时距孔口1m左右的深度内不要装药，可用粗砂填塞，不必捣实。填塞段过短，容易形成漏斗，过长则不能出现裂缝。一般情况来说开挖应尽量采用大断面或较大的断面开挖，以减少对围岩的扰动，根据围岩特征经过反复研究、现场考察、论证和试验洞的开挖，由于断面大开挖方法最后确定为双、单侧壁导坑开挖法，钻爆方案确定为V级围岩预裂爆破设计，IV级围岩实践光面爆破，实践证明这两种爆破方案均符合辖区隧道IV、V围岩实际，按照此方案实施爆破，爆破效果较好。但要解决的问题是双、单侧壁导坑法二次扰动比较大，加之围岩比较松散极易出现塌方，特别是浅埋段甚至会出现冒顶，方案是可行的，问题是要怎么去解决二次扰动问题，经过实践和多次试验证明二次扰动对围岩、初支影响非常大，初支表面加上爆破震动效应的影响靠近掌子面处基本上都会出现开裂、变形，拱架接头有的会应力扭屈，甚至出现掉拱，某种程度上来讲双、单侧壁拱架是起到了简支梁在中部给一个支点的反作用力的作用，是破坏整体受力的作用，如何加之利用导坑开挖优势，取长补短又要确保质量安全呢，我们经过理论分析围岩受力情况，单、双侧壁是分部开挖、分阶段受力（持续受力）、整体持续收敛的一个过程，经过反复试验发现二次扰动其实如果控制在围岩变化（拱顶下沉、周边收敛、位移）在一定的范围内时，扰动是对围岩、初支影响最小，在这区段进行下部接腿、成环或导坑中部接拱最为可行也是最安全的，对初支的影响可以忽略不计。

2.4环境影响

隧道洞内的开挖石渣尽可能地纵向调配，作为路基的填料，硬石、优质石渣在所设的石料加工场集中堆放，用于砌体工程和混凝土粗集料，施工中不得乱弃，根据各工地的实际情况集中堆放，弃方时，考虑到保护植被，堆放时，选好弃渣场地，作好坡脚的防护，以避免洪水期冲走弃渣形成认为的泥石流，弃渣后在渣场的顶面覆盖土层，复垦还田或种树造林。施工期间的生活污水和工业污水集中排放，都必须经过沉淀过滤处理。

3结论

总之，现代要求与过去一般公路隧道在设计、施工和运营管理方面均有质的差别，这带给我们公路隧道建设者的是机遇也是挑战，是学习与提高的机会，同时它也挑战我们的观念、我们的技术和管理水平。面临这些挑战，中国工程技术人员在总结自己的经验，同时也要学习借鉴国外经验，不断提升自己。

参考文献

预裂爆破技术论文范文第15篇

关键词：城市控制爆破；现状；发展

中图分类号：P633.2 文献标识码：A

引言

对近些年来控制爆破技术在我国当前的发展情况良好，这主要是因为在控制爆破的工程技术人员以及管理人员的不懈追求,人们逐渐加大了对于控制爆破的信心,使用这种技术可以有效处理好工程之中的种种困难。

控制爆破的发展是普通爆破方法上改进而来的，所以它的应用也应该体现以及适用到常规爆破之中的爆轰原理以及破碎机理这些基本的规律,但是也因为控制爆破的实施以及需要应该实现一定的特定效果,这和普通的爆破则就有所不同,对控制爆破的作用原理的探讨,不可以简单的站在一般爆破的视觉来看,应该和“控制”的原理与之而联系,这主要涉及到的原理包括有结构力学、爆炸力学、材料力学和工程结构学科的理论,并且还应该包括有高速摄影、震动测试这些多样化的观测手段之间默契的配合,所以对于控制爆破作用原理应该进行全面的分析,这是由一定困难的.提出以及认识到这一定是相当重要的,不仅可以明确提高控制爆破质量牵扯的方方面面,并且也可以给从事控制爆破的科技工作者提高自身专业技能的意识。

1、控制爆破技术概述

在上个世纪的中叶，经历了二战的蹂躏，世界上诸多比较发达的城市都遭到战争的破坏，比如说英国的首都伦敦则就遭受到空袭，城市沦为废墟。战后经济的恢复以及发展，诸多的工业设施的重建以及改建，大量的使用到爆破技术，如果使用传统的爆破作业的话，那么其附带的危害比较严重，满足不了现实的需求。在需要的推动之下，控制爆破逐渐开始出现在爆破工作者研究的视野。在历经了半个多世纪的研究之后，控制爆破技术实现了突破性的发展，在国民经济建设的种种领域都得到了一定的应用，使得国家现代化建设实现了跨越式的发展。所以，控制爆破技术是爆破技术出现突破式的发展，这个技术的成功的应用推动了爆破器材的的升级，也使得爆破的实施可以从荒野之地进入到人员密集的城市，也使得粗放的爆破施工逐渐转向高效、安全、环保、经济。

在控制爆破技术进一步发展的推动之下，它的应用范围逐渐变得广泛，被爆破的对象、爆破方法以及爆破目的等这些方面都存在着十分大的差异。

控制爆破宽泛的讲主要包括有：拆除爆破、定向爆破、加工成型爆破、预裂爆破、聚能爆破、高温爆、挤压爆破、光面爆破、水压爆破、微差爆破、松动爆破等等。所以较难对控制爆破作出一个恰当的定义以及分类。当前比较合理的定义是根据工程要求以及爆破具体条件，对其费心设计、施工以及防护这些相关的技术措施，应该严格控制爆炸能量释放的过程以及介质破碎的过程，这样就可以实现预想的爆破效果，也可以把倒坍范围、破碎程度、爆破的范围、抛掷方向、堆积形状以及爆破危害这些因素控制在预定的范围之内。

2、控制爆破技术研究现状

2.1、微差挤压爆破技术

从实质上讲微差挤压爆破技术主要是通过延时网路的微差作用进而将一次起爆药量控制，这样就可以形成比较新的自由面，实现应力波的叠加、岩石碰撞挤压的二次破碎以及地震波对其的干扰，从而达到提高破碎的质量，以及实现降低爆破震动的效果。

当前，微差控制已经应用在各种爆破工程之中，通常具体的类型包括有：排间微差、孔间微差、孔内分段微差。延时时间的确定这个技术最为关键的是应该如何来确定时间。近年来对于依照微差挤压爆破不同的作用原理，来导出微差时间间隔的计算公式，对于有效的掌握计算的时间具有非常重要的意义。

2.2、间隔装药爆破技术

这种方法也被称为轴向不耦合装药爆破，一般主要指在的是在装药之间或者装药以及炮泥之间将空气或水填充，爆炸冲击波在可以通过填充介质之时有效降低强度。通过有关的研究显示，这项技术的使用可以使得炮孔内的能量分配更加的科学以及合理，并且岩体的过破碎情况也会逐渐的减少。当前，根据装药结构的不同可以分为: 连续耦合装药、连续不耦合装药、分段不耦合装药以及分段耦合装药，这些年研究者展开了装药结构对于爆破效果产生的影响的研究，主要认为分段装药炸药单耗比连续装药单耗较小，同时爆岩块度比较均匀，大块率以及粉岩率得到明显的降低。将间隔装药爆破技术使用到石灰石矿开采之中，通过实际的结果证明使用空气柱间隔装药结构将良好的爆破效果。

2.3、定向断裂爆破技术

这种技术主要是在上个世纪的60年代在光面爆破的基础之上而发展起来一种控制爆破的技术。定向断裂爆破使得炮孔可以再设定的方向之上产生裂纹同时在逐渐稳定的扩展, 这样就可以实现爆破对于保留岩体的破坏, 使得岩壁比较平整的目的。当前,最为主要的定向断裂爆破包括有3种类型: 聚能药卷爆破、切槽爆破、切缝药管爆破。可以在预定方向之上首先形成裂缝这是本技术最为关键的地方,地质条件、炸药性质、导向形式、炮孔参数等等这也是导致成缝效果最为重要的原因。

2.4、松动爆破技术

这个技术主要是在C.W.利文斯顿爆破的漏斗理论，并且通过对于孔间距、排间距、装药量、装药结构这些和爆破相关的参数来进行比较严格的设计这样就可以实现控制爆破。控制爆破主要应用在防危害要求比较高的爆破工程之中，爆破作用指数n通常应该控制在0—0.75。

2.5、光面 (预裂 )爆破技术

这种技术在上个世纪中叶的瑞典而兴起、与60年代被引进到我国。 此种爆破技术在我国的发展十分迅速, 在经济以及社会效益上实现了双丰收, 在隧道、井巷、路堑工程这些领域之内被广泛的使用着。

光面爆破主要指的是通过径向不耦合装药直径以及药量上的的控制, 使得爆炸压力可以在通过药包与孔壁间空气层时得以削减, 孔壁不会出现明显的压碎, 而只产生裂纹, 滞后的高压气体膨胀作用使孔间连线上的裂纹贯通成缝。预裂爆破由光面爆破演变而来, 作用机理以及光面爆破是相同, 也可以被称为是预裂光面爆破。这两者之间的差别在于: 光面爆破的主爆破炮眼是先于控制开挖轮廓面的光面炮眼而起爆的；而预裂爆破的主爆破炮眼在控制开挖轮廓面的预裂炮眼之后起爆。前者的使用可以保护围岩它的稳定性,这样就可以形成十分完整的光爆面；而后者则是可以使得降低爆炸震动冲击对边坡、围岩的破坏明显的降低。

影响到光面 (预裂 )爆破效果的主要参数包括有不耦合系数、炮眼密集系数、装药量、炸药性质、钻孔精度。一些学者认为不耦合装药的爆炸能量折射率会比耦合装药较低, 其能量的分布比较均匀, 爆破产生的气体时间作用时间比较长。当前一些研究人员通过研究表明不耦合系数以及不耦合介质它是装药爆炸岩体之内应力场分布主要的影响的原因; 空气不耦合介质的降压作用比水介质来说具有一定的优越性, 但是爆压作用时间则是比较短。

3、结语

通过前文所述，科学合理的控制爆破技术这是有效实现爆破施工实现效益、质量上的双高，以及将危害降到最低的有效方法。控制爆破技术的进步，将会可有力促进爆破技术的发展，同时也可以寻找更加安全、高效、经济以及环保的控制爆破技术，不断促进我国爆破事业的发展。

参考文献：

[1]周志强,易建政,王波,汪金军.控制爆破技术研究现状及发展建议[J].矿业研究与开发,2010,03:103-108.