《富水断层破碎带隧道控制性爆破技术及案例探究》20000字（论文）

富水断层破碎带隧道控制性爆破技术及案例研究摘要随着我国的经济建设以及科学技术的飞速进步，伴随着高速公路以及铁路的飞速建成，隧道工程的建设也不断地得到了重视与提高，多种针对隧道施工的新兴爆破技术的确能很好地解决很多复杂施工难题，但是也正是因为技术的革新，在隧道的建设中也暴露出了更多问题，例如富水断层破碎带的隧道爆破在实际施工过程中仍存在着很大风险，因此对富水断层破碎带隧道控制性爆破技术的研究是有必要的。对隧道爆破施工具有重要的理论及实际意义。本文依托狮子岭隧道工程实际，采用理论分析结合工程实际开展富水断层破碎带隧道控制性爆破技术研究；探究控制爆破基础理论、岩石爆破损失机理，炸药爆破机理以及爆破爆破震动效应；了解微差挤压爆破技术以及光面预裂爆破技术机理；结合狮子实际工程项目，基于其隧道建设与富水断层的相互影响，全面系统地开展富水断层破碎带控制性爆破技术研究。主要研究内容如下：（1）研究岩石爆破模型逐步发展到断裂模型以及损伤模型，炸药相关基本理论知识。（2）通过理论分析研究微差挤压爆破和光面爆破实现施工过程中的应用。（4）通过结合狮子岭隧道爆破设计在方案的选择上研究各种现场不利因素对施工带来的影响，得出实际隧道爆破施工设计原则。关键词：隧道；富水断层破碎带；控制爆破；钻爆施工；光面爆破目录摘要 31绪论 71.1课题研究背景及意义 71.2国内外研究现状 71.2.1钻爆设计与施工研究现状 71.2.2控制爆破技术研究现状 91.3研究内容与技术路线 112控制爆破技术 122.1控制爆破基础理论 122.1.1岩石爆破机理 122.1.2炸药爆炸基本理论 132.1.2岩石爆破损伤 152.2爆破振动影响 172.3微差挤压爆破技术 192.4光面预裂爆破技术 202.5本章小结 223控制性爆破设计（光面爆破） 233.1爆破设计原则 233.2确定爆破参数 233.3爆破施工工艺 243.4本章小结 264.狮子岭隧道开挖控制性爆破施工技术 274.1工程概况 274.2施工设计 294.2.1施工方案选择 295.2.1 炮孔布置 314.3本章小结 325结论与展望 335.1结论 335.2展望 34致谢 35参考文献 36

1绪论1.1课题研究背景及意义最近几年随着国内经济的飞速发展，我国基础工程的建设建设规模也逐步获得了巨大的发展。在高速公路与铁路的建设得到重视的同时，隧道施工也逐渐成为了其发展的关键，新的技术以及新的手段不断地诞生，也被熟练地应用到隧道的施工建设中。由于技术的发展，近些年山岭隧道的施工技术得到了显著的进步与发展。当然，我国基础工程建设前进的道路还在不断延续，伴随着我国高速公路网和铁路网覆盖面积的不断延伸，无论是公路隧道还是铁路隧道都是道路网络的重要组成部分，隧道的建设规模和建设难度也在不断增加中。在实际工程隧道施工的过程中遇见地下水发育的地段难以避免，大量实验研究及实践表明，水会显著降低围岩的力学性能，富水断层破碎带会直接导致隧道施工的困难以及增加施工的风险，这些都会严重影响到隧道施工的安全、质量以及进度[1]。狮子岭隧道穿过富水断层破碎带地区，在隧道的建设过程中会产生裂隙水、富水等问题，施工过程中会伴随着不良工程地质问题。如突水、涌泥、塌方等等施工问题，严重影响隧道的安全施工。本论文结合科研项目《特殊地层隧道坍塌力学行为与防治措施安全可行性技术研究》，研究控制性爆破基础理论，同时以狮子岭工程实例为依托，基于实际工程的隧道建设以及山岭隧道围岩爆破技术研究来全面系统地分析山岭隧道控制性爆破设计以及进行隧道开挖控制性爆破施工技术研究，开展富水断层破碎带控制性爆破技术研究。采用合理的控制爆破施工技术方法，控制富水断层破碎带隧道围岩的变形，减小爆破施工对岩体的影响。为了充分理解控制爆破技术的重要性，开展富水断层破碎带控制性爆破技术研究对隧道爆破施工具有重要的理论及实际意义。1.2国内外研究现状1.2.1钻爆设计与施工研究现状中国在21世纪，将会开启地下工程建设的迅速发展，地下工程有各种用途，无论是对经济的发展还是在物资储备这些方面都有积极的作用，同时地下工程在交通运输方面还有着其他方式无法取代的优点，比如说在隔震还有恒温等等都有独特的优势，尤其在公路等基础工程的建设中隧道工程的建设是其中非常关键的一部分。随着隧道修建技术的迅速发展，大量的工程实践和岩石力学理念，从包括软弱含水地层和坚硬围岩在内的不利掘进条件、以及高科技新设备的应用、新型爆破器材的研制及新的爆破技术的研发，都是对钻爆法掘进的技术改进[2]。郭建[3]等人以月直山隧道的施工过程作为背景，根据隧道围岩性质，分析造成隧道超欠挖的关键原因，然后以此作为出发点，进行爆破设计的优化同时完善施工工艺双管齐下，在改善爆破效果的同时、面对隧道掘进中存在的超欠挖现象使用了更精准的爆破技术以及采取了更合适的综合管控措施，隧道成型质量大幅度提高，隧道平均线性超欠挖大大降低。杨川[4]基于重庆合川双槐二期工程铁路芭蕉湾隧道进口工区的现场施工作业，从人员机械配置以及钻爆工作台的设计等几个方面，对隧道施工组织其中的单线铁路施工进行高度概括，给同类工程的设计及施工作出参考。姜炯[5]以某钻爆法双层隧道施工项目作为研究对象，采用midas等结构设计软件对隧道的二次衬砌进行建模分析。通过研究车辆荷载及围岩等级等等对隧道的衬砌结构的影响，得出车辆荷载作用对衬砌结构的影响巨大。郝俊明[6]以川藏铁路隧道集群为研究背景对现有隧道的机械化施工程序进行了研究，系统分析机械化配套施工在实际应用中存在的问题，并且通过研究提出了合适的配套机械化方案、进一步提出了解决影响施工进度的措施等等，在川藏铁路高原隧道的建设上贡献了宝贵的经验。贾海鹏[7]以贵阳地铁2号线钻爆开挖作为工程实例研究，以比例药量为变量，研究了t分布优化药量再比例药量发生变化时的规律，尤其爆源向前移动时控制药量的变化，结论得出在隧道开挖方向上，安全控制药量是一个减小达到最小值然后增大的过程，当爆源开挖至敏感区间时，必须要及时调整爆破施工方案。冯恺[8]以贵州盘兴高速上坡地隧道为研究背景，通过LS-DYNA建立了该隧道的计算模型，模拟了隧道中药包爆炸过程，计算岩体上的受力位移情况。提出不同的优化设计来针对隧道不同区段的爆破开挖，为以后其他的工程提供参考。陈豪[9]通过研究目前国内公路隧道施工现状，对我国软弱围岩隧道如今的施工方式进行了分析，主要研究了采用人工钻爆法施工多于机械化钻爆法施工的原因和实现的难度；针对开展机械化钻爆法施工存在的困难，研究提出了各种方案，并在依托实际工程施工进行实际应用研究。王生海[10]以山西长平高速公路虹梯关长大隧道为研究背景，采用多种研究方法，针对长大公路隧道钻爆法施工所使用的技术参数进行了研究，以围岩松动圈理论为基础，研究不同爆破循环进尺下隧道围岩应力、变形等分布规律，明确循环进尺与围岩稳定性的相关，提出了安全的爆破循环进尺值；研究了爆破循环尺寸与诸多施工组织因素间相关性，同时结合施工安全性要求，最终得出合理爆破循环进尺建议值。1.2.2控制爆破技术研究现状西方国家最早进行控制爆破技术的研究和应用。从20世纪50年代以来，我国才正式开始应用控制爆破技术。其中包括微差爆破、挤压爆破、光面爆破、预裂爆破等多项控制爆破技术。都是在吸取国外的经验之后加以推广应用。徐世祥[11]通过对聚能水压控制爆破的应用现状研究，的长处隧道聚能水压爆破法施工具有减少围岩扰动、缩短工期、防止超欠挖、提高炸药利用率和改善施工环境等优点，有巨大应用前景，所以发掘聚能水压爆破极具必要性和意义。郭春[12]通过文献调研的方法，对矿山法施工隧道粉尘控制技术进行系统总结。首先，介绍了粉尘的六大危害，阐述粉尘产出的机制；对矿山法隧道粉尘控制技术进行梳理，对各类技术的原理、优缺点及其控制效果进行了系统性介绍，展望了各种技术的发展前景。徐冬[13]通过对岩石爆破原理的分析，结合对光面爆破设计原理、参数设计分析以及光面爆破效果影响因素综合进行分析，对炸药用量得出计算方法。考虑了控制爆破技术在实际工程隧道爆破施工设计需要遵守的原则，对隧道的爆破设计与施工工艺、爆破参数选择分析的基础上，根据工程地质条件、开挖方法以及选择爆破器材等等方面进行爆破设计，合理确定了炮眼布置方式，炸药起爆方式等，最后以包家山隧道施工施工工程作为研究对象进行了实例分析。齐景岳[14]综合分析了不同隧道施工工程成功的案例，分析了各自的爆破震动效应和岩石爆破产生的破坏进行分析。而得出结论控制爆破成功实施需要以爆破振动速度作为安全判据。张少锦等[15]在龙头山隧道施工中选择施工方法时选择了中导洞超前后上台阶扩挖、下台阶分左右两部先后开挖，在施工的同时采用三维数值方法模拟爆破过程，利用它分析振动波的传播规律优化爆破参数。整个施工过程中采用光面爆破等一系列减震措施，确保了隧道施工的安全。袁良远等[16]对茨冲隧道展开研究。确定爆破振动控制标准值（按规范），然后进行爆破方案设计，选择合理的爆破参数，通过爆破控制措施合理的选择，沪昆铁路隧道的强烈震动在爆破施工时尽力避免产生。综合现场数据实时监测，确保围岩稳定性以及整个施工过程的安全。克里斯托弗·德罗弗等[17]提出了卸压爆破设计方案主要是针对硬岩隧道大深度开发。利用数值模拟其中的混合应力爆破模型进行了爆破设计和相关损伤区模拟。模拟结果重点针对爆破设计参数，如炮孔直径，钻爆设计装药特性以及炮孔排相对于主应力的排列。冯进军[18]结合在森村二号隧道在铁路单线隧道硬岩（III级围岩）施工中的应用事例，研究论证了硬岩钻爆法施工实际中光面爆破控制技术的选择和安全风险控制。隧道工程的控制性爆破技术得到了显著的发展，传统的爆破方法暴露出来的问题也愈来愈多，各种得到优化的爆破技术开始出现，使得隧道工程的施工变得更加方便、更加安全、更加迅速。但同时也产生了对新的爆破技术的理论认识不足的问题，我们仍然需要结合工程进行各种爆破试验，通过总结规律，完善爆破理论，便于为之后类似工程的施工提供理论支持。1.3研究内容本文结合科研项目《特殊地层隧道坍塌力学行为与防治措施安全可行性技术研究》，以实际工程项目狮子岭隧道为研究背景开展全面系统的研究，通过理论分析，探究岩石爆破机理以及爆破震动效应，结合隧道的工程概况，进行对隧道施工的影响的研究。基于隧道建设与富水断层的相互影响，全面系统地开展富水断层破碎带控制性爆破技术研究。探讨合理的减震控制爆破施工工艺方法，控制富水断层破碎带隧道围岩的变形，减小爆破施工对周围影响。论文主要研究内容如下：（1）通过理论分析，探究控制爆破基础理论、岩石爆破损失机理，炸药爆破机理以及爆破爆破震动效应；了解微差挤压爆破技术以及光面预裂爆破技术机理（2）通过理论分析，研究光面爆破设计原则，系统地掌握相关参数设计以及爆破施工工艺。（3）结合狮子实际工程项目，基于其隧道建设与富水断层的相互影响，全面系统地开展富水断层破碎带控制性爆破技术研究。

2控制爆破技术理论2.1岩石爆破机理自然界广泛存在着各种各样的爆炸现象，广义来看，爆炸时物质的物理形态或化学性质都会发生急剧变化，而在这种变化过程中往往伴随有能量的快速转化，包括内能转化为机械能，在这同时还能使原来的物质或其变化产物甚至是周围介质产生运动，进一步产生巨大的机械破坏效应。一般引起爆炸的原因不同，人们将爆炸区分为物理爆炸﹑核爆炸和化学爆炸三类，而岩石的爆破过程是炸药发生化学爆炸，做机械功、破坏岩石的过程。爆破是炸药爆炸作用在周围介质的结果。简单概括的话就是在岩石中炸药的爆炸是高温高压及瞬时剧烈膨胀的做功过程。在爆破过程中，在介质中的炸药被引爆后，在极短的时间内，首先会由固态转变为气态，这时一瞬间体积能够增加数百倍甚至几千倍，伴随着产生极大压力和冲击力的同时还会产生很高的温度，周围的介质在这个转化的过程中会受到各种不同程度的破坏，这一过程称为爆破。目前关于岩石爆破机理的假说，可归纳为以下三种[19-22]。爆炸应力波反射拉伸作用假说该假说认为爆炸后产生的应力波反射后形成了反射波，而反射波所产生的拉伸作用是岩石破坏的主要原因，作用机理如图2-1所示。在炸药爆炸后，高温高压且强度极大的应力波会使岩体在第一时间发生压碎破坏。而在岩体破碎后，应力会大大减小甚至会低于岩体的抗压强度，这时的应力波就无法使岩体继续破碎。而减小后的应力波仍然会继续向外传递至自由面，在经过自由面的反射后形成拉伸波，其产生的拉应力由于大于岩石的抗拉强度，会贯通岩石裂纹，导致岩石被拉断产生破坏。该假说认为岩石的破碎及裂隙的产生主要是由于压缩波和反射拉伸波作用的结果，而爆炸产生的气体在爆炸过程中只是起辅助作用。图2-1（a）入射压力波波前（b）反射拉应力波波前爆生气体膨胀作用假说该假说认为爆炸产生的高温高压气体是岩石破坏的主要原因，这种观点认为爆生气体在岩体的整个破碎过程起到主要作用，如图2-2所示。在爆炸发生时，爆生气体会在一开始进入由爆炸应力波所形成的初始裂隙中，形成能够使裂隙继续发展的应力场。而在同时爆生气体还会使岩体产生径向位移，这一过程中又由于岩石位置不同，距离自由面的距离不同，所以不同位置的岩石所受到的阻力不同，进一步形成了大于抗剪强度的剪切应力的局面，进而使岩石发生剪切破坏。图2-2爆生气体膨胀作用破坏示意图应力波与爆生气体综合作用假说该假说认为是爆生气体与应力波的共同作用造成了岩石的破坏，如图2-3所示，该观点认为两者在岩石破坏过程中都起着重要作用，两者的共同作用促使岩石破坏效果变得更强，但目前学界对于两种作用所占的比重还存在着不同观点。一般认为冲击波造成岩石破坏，应力波与爆生气体共同作用促进了岩石裂缝的发展，才能得到更好的岩体爆破效果。在爆破过程中应力波起到动作用，爆生气体起到静作用，而至于两种作用具体是哪种作用起主要作用，与炸药种类，岩石性质，施工环境等等多种因素相关。目前这种假说是最为广泛接受的。（a）压缩阶段（b）应力波反射阶段（c）爆炸气体膨胀阶段图2-3爆破过程2.2炸药爆炸基本理论炸药是指在外部施加一定的能量后能够发生化学爆炸的物质，能发生急剧的化学反应，在有限的空间和极短的时间内迅速释放大量热量生成大量气体，并产生爆炸效应。炸药的基本性能主要取决于以下几点：爆力爆力是表示炸药爆炸做功量的一个重要指标，放在介质中的炸药在介质中爆炸时，能够对周围的介质做功，会造成介质的整体破坏包括压缩和位移，而这种能力的大小就被称为爆力。通常来说炸药爆炸瞬间所释放的能力越大该炸药的爆力也就越大，这是因为爆炸时产生的热量高，意味着其产生的气体量也就越多，这也代表爆力会越大。一般来说会使用爆破漏斗法来测定炸药的爆力。爆破漏斗法：基本原理是因为炸药在介质中爆炸后会形成漏斗坑，正是通过这一特点才开发出了爆炸漏斗法。根据控制变量法可得出当爆炸发生时外部条件相同的条件下，漏斗坑的大小完全取决于炸药的做功量。试验方法如下：首先在爆破试验开始时挑选均匀的介质并设置炮孔，然后再将设计好用量的炸药在爆炸装药规格相同的情况下装进炮孔中并且好好填塞炮孔，在引爆后在介质里就会产生一个如下图2-4所示的爆破漏斗，接下来的任务就是测量了，多次测量取平均值方法测出漏斗直径与深度。图2-4爆破漏斗实验猛度炸药的猛度代表了炸药的动作用，可以简单理解成炸药动作用的强度，能够直观地描述出炸药做功的功率，也使爆炸所产生的冲击波和应力波的强度有了数值化的表述，因为猛度正是用来形容介质中的炸药爆炸发生时在一瞬间发生的爆炸波和所产生的爆炸产物对周围的介质造成破碎（主要是压缩）的能力。通常来说，炸药的密度越大，爆速越大，也就代表着炸药猛度越大，因为常用的测量方法是铅柱压缩法，所以通常来说猛度一般用固定规格的铅柱在试验条件下被压缩的程度来作为表示方法。爆速炸药的爆速通常是指在爆炸发生时，爆炸波在炸药内部的传播速度。虽然与炸药本身的性质密切相关，但是同时也受到炸药方式和起爆条件的影响。在理想状态下，即药柱可以达到理想封闭状态，这意味着爆炸产物在传播过程中不发生径向移动，这是可以理解为炸药在发生爆炸后所释放出的全部能量都可以用于冲击波的传播，这时爆炸波可以达到最大速度，这是的爆速也被称为理想爆速。但是理想状态终究只是设想，一般来说炸药实际爆速都会达不到理想爆速与其他炸药的性能参数对比，爆速的测量在试验的应用中已经广泛使用，得出的结论一般也比较准确。通常按测定原理分类，有如下三种爆速是目前能够比较准确测定的爆破参数，测定方法按照原理分类有导爆索法、电测法和高速摄影法这三类。导爆索法：原理是利用已知爆速的标准导爆索与待测药卷相比较，可以求出待测炸药一段长度内的平均爆速，如图2-5所示。1—雷管；2—药包；3—导爆索；4—铅板图2-5导爆索法测爆速电测法：这种方法是用电子仪表记录爆轰波在药包中传播的时间，量取相应区间的距离算出爆速。常用的仪器有光线示波器和数字式爆速仪等。高速摄影法：这种方法是利用爆轰瞬间发生的光效应，通过高速摄影装置将爆轰波传播过程记录下来，经分析运算算得爆速值。感度炸药的感度是用来表征炸药在外界条件下起爆的难易程度的值，炸药的性能各有不同，一般来说即使是在完全相同的条件下，不同的炸药起爆的难度还是不同。炸药的感度小则意味着起爆炸药所需要的外能少，反之则高。和前面的性能在炸药的实际的爆破中用来衡量爆炸程度不同，炸药的感度更多的是用来衡量炸药在制作加工，运输保存以及使用时的安全性的，感度过高的炸药易发生爆炸事故，而感度过低的炸药会给起爆带来困难。2.3炸药起爆方法分类爆破工程一般都是使用工业炸药，在具体的爆破工程中，引爆工业炸药主要分为两种方法：一种是直接通过雷管的爆炸起爆工业炸药，另一种则是用导爆索爆炸产生的能量去引爆工业炸药，而导爆索在使用时也需要先用雷管将其引爆。在爆破工程现场使用中，一般来说使用的更多的是各种起爆网路的混合体，混合起爆网路，能够更加充分利用各种网路的特性，保证网路的安全可靠性和经济合理性。起爆方式按雷管的点燃方法不同分类如图2-6所示。图2-6药包起爆方式图中火雷管起爆法时通过导火索传递火焰点燃火雷管，也称导火索起爆法；导爆管雷管起爆法利用导爆管传递冲击波点燃雷管，也称导爆管起爆法。电雷管起爆法采用电引火装置点燃雷管，故也称电力起爆法；与雷管起爆法相应，用导爆索起爆炸药的称作导爆索起爆法；与电力起爆法对应，一般将导火索起爆法、导爆管起爆法和导爆索起爆法称作非电起爆法。2.4岩石爆破损伤工程中的爆破是利用炸药使介质变形或者破坏达到工程建设目的的一种施工技术。炸药发生爆炸，大部分能量用来使围岩破坏达到工程开挖的目的，但还有一部分其他能量以冲击波等形式向周围的介质扩散导致其他岩石损伤和开裂，严重危害工程建设安全，这一问题迟迟难以解决。而建立岩石爆破模型，则为此类工程问题提供了理论解决方法。岩石爆破模型由于弹性理论的应用，才逐步得到深入研究，随着对岩石的理论研究不断地深入以及断裂力学和损伤力学理论的发展，岩石爆破模型逐步发展到断裂模型以及损伤模型。现如今损伤模型已经成为岩石爆破模型的主要研究方向[23]。（1）弹性理论阶段岩石爆破弹性理论阶段开始于上世纪６０年代末，弹性理论模型是以弹性力学为理论基础将岩石视为连续均质的弹性体。在爆破发生后岩体破坏的原因归结于炸药爆炸产生的冲击波远远大于岩石的极限应力强度。（2）断裂理论阶段随着力学理论不断地发展，岩石爆破模型也引入了断裂力学和断裂理论形成了断裂模型，应用最广泛的岩石爆破模型为NAF—FRAG模型和BCM模型。（3）损伤理论阶段对于岩体损伤而言，宏观上看是岩石材料或结构在外界荷载作用下力学性能的下降；微观上看是岩石材料或结构在外界荷载或周围环境变化等因素影响下导致结构细微的变化，引起的缺陷成核、裂纹扩展和汇合，致使材料或结构的力学性能下降。损伤力学模型与断裂力学模型相比，更注重岩石材料或结构内部缺陷的群体效应和累计损伤。美国国家实验室在上世纪八十年代首次建立岩石的爆破损伤模型来模拟油页岩爆破过程，此后得到广泛应用并用于模拟脆性岩石爆破过程。爆破损伤模型有如下三种：（1）NAF—FRAG模型Stuart.Mchu模拟动载荷下的岩石破坏与破坏渗透性提高程度这一研究中，提出了NAF—FRAG计算模型[24-25]。该模型以应力波引起了岩石或其它材料中原有裂纹的激活而形成裂纹为依据，并指出NAF—FRAG模型是研究裂纹的密集程度及其扩展情况和由此引起岩石的破碎程度，同时论述了裂纹内气体压力引起的裂纹扩展。该模型认为受到外荷载作用而产生的裂纹数量和裂纹扩展速度决定了岩石破碎的范围或破碎的程度。在模型中原有裂纹在与其它裂纹交叉后在外部所提供应力与内部流体压力消失后才开裂与扩展。该模型只能通过裂纹密度或单位体积裂纹数以建立介质体内裂纹的统计特征，而不是具体某一裂纹的激活与扩展情况的论述。适合研究应力波作用下的介质材料破坏的统计特征。（2）BCM模型BCM模型的实质是层状裂纹模型[26]。它主要应用于脆性或者半脆性材料的爆破模型，BCM模型是根据Griffith裂纹传播理论的破坏微观物理过程来解释岩石爆破模型机理，计算出临界状态下裂纹长度，如果岩石内部裂纹长度超过临界裂纹长度，裂纹就会扩展继而导致破坏。其基本假设为：①ＢＣＭ模型把岩石内部裂纹视为水平发育或者扩展的，裂纹的法向平行于Ｙ轴。②岩石内部单位体积裂纹数量近似服从指数函数分布。N=N0e式中Ｎ——裂纹半径大于Ｒ的裂纹数量Ｎ0——为单位体积中的裂隙总数量Ｒ１——是给定的分布类型常数Ｒ——为岩石裂纹半径。（3）Grady损伤模型Grady.D和Kipp.ME认为岩石爆破后断裂和破坏的过程是岩石损伤累积的过程[23]。原岩内部结构中原生裂纹、裂纹的长度和空间分布遵从Weibull分布，可用损伤系数Ｄ表示岩体的损伤程度，损伤系数Ｄ的确定会因不同的损伤模型而不同，在Grady损伤模型的基础上，引入了裂纹材料的裂纹密度和泊松比与损伤系数的关系的研究结果提出了Tayler-chen损伤模型。ＫＵＳ损伤模型是在Grady模型和Tayler模型的前提下，引入了岩石爆破破碎平均块度的研究结果而建立的岩石爆破损伤模型，该理论认为当岩石处于拉伸状态下，岩石内部的原生裂纹就会得到激活，影响周围岩石应力状态，并导致围岩释放原岩应力。2.5本章小结本章通过讨论岩石爆破损伤、爆破振动影响和相应的规律，得出以下结论：（1）岩石爆破模型逐步发展到断裂模型以及损伤模型，各种模型基本是以裂纹及其扩展情况和由此产生岩石的破碎程度建立的。（2）隧道爆破振动规律是实现有效振动控制的重要前提，而爆破振动与爆心距、高程差、地质条件都有密切的联系。

3控制性爆破技术3.1爆破振动影响周俊汝等[27]认为爆破振动频率是影响爆破振动危害的重要原因，通过数值模拟手段揭示了爆破振动频率的衰减规律。李建旺[28]以玉渡山隧道为工程背景，采用完全重启动分析法对爆破振动效应进行了研究，认为已成形隧道形成的爆破振动放大效应对建筑物产生的影响不可忽视。胡世敬[29]运用MidasGTS有限元分析软件，建立了隧道爆破振动对地表影响模型，归纳了最大振速和振动加速度的变化规律。王蕊等[30]运用数值三维模型实体建模手段，得到了隧道爆破时下穿村庄建筑物的响应规律。王玲霞等[31]结合实际工程案例，提出了爆破振动下地表振动速度和振动频率的衰减规律。娄建武等[32]通过长期的爆破振动时的结构振动响应监测分析，提出了适宜当地民房结构的容许振速标准值。李胜林等[33]以某浅埋地铁隧道爆破施工工程为背景，运用不同方法对比分析了地表振动衰减规律，认为日本株式会社公式的拟合分析效果较好。陈良兵等[34]对某隧道爆破施工进行了现场振动测试，分析表明既有临空面的存在能显著减小爆破振动效应。朱利明等[35]通过现场爆破试验，认为采取微差爆破技术可有效减小振动速度峰值。历建华等[36]总结多次爆破工程中建构筑物损伤特征，提出小于安全允许振速的多次爆破振动产生的累积效应也会对房屋造成非结构性损伤。樊浩博等[37]以某隧道为依托，采用数值模拟方法对爆破振动引起的地表建筑响应进行了分析，提出振动速度不能完全反映建筑结构的受力状况。研究隧道爆破振动规律是实现有效振动控制的重要前提。一般认为，爆破振动与爆心距、高程差、地质条件等有一定的联系。许多研究人员对爆破振动频率衰减规律作了深入的探讨，研究发现，爆炸腔大小、爆心距以及波在岩体中传播速度决定了隧道爆破振动频率的衰减。爆破振动规律从能量分布特征的角度分析是一种有效的手段。隧道爆破振动能量分布与爆破孔中药量多少有关系，当最大段药量比较少时，爆破振动能量主要分布在中高频带附近，而且能量相对分布比较宽，当最大段药量逐渐增加时，爆破振动能量主要分布在中低频带附近，并且能量分布比较集中，在比较了各种拟合公式并讨论了爆破振动速度衰减公式的优选，经过各个公式的误差分析，提出应该解除萨式公式中一次起爆药量和爆心距的比例关系，采用优化后的指数模拟。提出了根据线性回归法和非线性回归法求解爆破振动速度衰减公式参数的非线性回归法，现场实测数据、线性回归法拟合的萨道夫斯基公式和非线性回归法拟合的萨道夫斯基公式的对比分析，由此可知，振幅越大，非线性回归法得到的公式更加接近实测值[38-39]。考虑微差爆破的最大段药量、爆心距等因素对振动速度的影响,运用数理统计的数学方法回归分析处理实测数据。萨道夫斯基公式为v=K3QR式中v——为保护对象质点振动速度，cm/s；Q——炸药量，kg；R——爆破点至保护对象间的距离，m；K，α——爆破点至保护对象间的地形地质条件有关的场地系数和衰减系数一般地，隧道远处的围岩振动规律不适用近处隧道爆破围岩振动，监测隧道爆破近区围岩和掌子面附近围岩的振动规律是隧道钻爆施工安全的重要保证。分别对爆破振动速度预测方法作了深入研究。由此可见，爆破振动速度在介质中具有一定的传播规律和可预测性。通过以上文献分析，隧道爆破振动速度的衰减与爆心距、爆腔大小、岩体纵波速度及品质因子等有关；分析爆破振动规律可以从能量和振动频率的关系入手，即振动频率与能量分布之间存在密切关系。3.2微差挤压爆破技术微差挤压爆破是指在深孔孔间、排间或深孔孔内以毫秒级的时间间隔，按一定顺序起爆，并利用爆破工作面前的堆渣对顺序起爆的岩石运动起阻碍作用，使岩石在运动中互相碰撞、挤压，达到岩石的的二次破碎，改善爆破效果的一种爆破方法。微差挤压爆破时，药包先后起爆，每次爆破使岩体内形成一个应力作用区，并不断地向处传播。在合理的微差间隔时间范围内，如果先爆药包爆炸已使岩体部分破坏，但在岩体中引起的应力尚未消失时，而后爆药包产生的应力已经传到，就使岩体连续处于应力状态，形成应力波的叠加与增强，使岩体易于破碎，增强了破碎效果。可以提高钻机的效率和作业率。由于微差挤压爆破后冲小，保护了工作面后未爆岩体的完整性，第一排穿孔也较容易，因而提高了钻机的效率，减少了炮孔浪费率﹔此外，由于一次爆破规模增大，相应地减少了第一排孔的数量，钻机移动次数也相对减少，有利于提高钻机的作业率。同时可以提高每米炮孔的爆破量。爆堆集中而整齐，岩块粒级比较均匀，为也挖掘提供了安全的作业条件。微差爆破技术采用毫秒延时雷管进行控制爆破，最大优点在于控制爆炸产生的冲击波，将爆破出的岩石大小控制在同样的比例内。并且爆炸出的石块碎片落点相对的集中，方便了施工清理，有效减少爆破失败的次数，提升爆破的效果[40]。在齐发爆破时，每一个爆破周期的电铲工作效率不同；而采取微差挤压爆破时，电铲就可以变为连续高产。大大减少了二次爆破的工作量，有利于提高电铲效率。由于增大了爆破规模，减少了爆破次数，也就减少了每次爆破前后电铲的停产时间，从而提高了电铲作业率。根据具体的施工条件不同，电铲效率可提高10～40%。同时，由于上述原因，改善了粗碎条件，减少了破碎机的堵塞，提高了破碎机效率，减少了机械设备事故和维修工作量。由于地震波的相互干扰，微差挤压爆破地震效应显著降低，可以减少爆破对矿区附近建筑物的危害，扩大开采范围，并对保持未破矿岩的完整，保证边坡稳定，都有积极的意义。采用微差挤压爆破能更有计划地安排生产。在南方雨季、北方严寒来临之前，多搞几次规模较大的爆破，避免在恶劣自然条件下进行穿孔爆破工作，并保证这一期间生产对矿石的需要。某些矿山工作线短，或处在开挖出入沟与采矿收尾阶段，为了提高开采强度，采用微差挤压爆破能够得到显著的成效。微差控制爆破能有效地控制爆破冲击波、震动、噪音和飞石；操作简单、安全、迅速；可近火爆破而不造成伤害；破碎程度好，可提高爆破效率和技术经济效益。但该网路设计较为复杂；需特殊的毫秒延期雷管及导爆材料。微差控制爆破适用于开挖岩石地基、挖掘沟渠、拆除建筑物和基础，以及用于工程量与爆破面积较大，对截面形状、规格、减震、飞石、边坡后面有严格要求的控制爆破工程。3.3光面预裂爆破技术预裂爆破是指，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的贯穿裂缝如图3-1所示。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。预裂爆破孔直径是决定其他参数的主要因素，主要是因为负荷是直径的直接函数，然后其他参数由负荷确定[41]。（a）平面图（b）剖面图1－预裂缝；2－爆破孔图3-1预裂爆破布置图预裂爆破由于采用小药卷不耦合装药的方式，将药卷分散绑扎在传爆线上，如图3-2所示，在该孔连线方向形成平整的预裂缝，裂缝宽度可达1~2cm。然后再起爆主爆炮孔组，就可降低主爆炮孔组的爆破地震效应，提高保留区岩石壁面的稳定性。使保留区岩石沿预定的轮廓线留下的光滑平整的岩壁，减少超欠挖。1－雷管；2－导爆索；3－药包；4－底部加强药包图3－2预裂爆破装药结构图光面爆破是一种爆出的新壁面保持平整而不受明显破坏的控制爆破技术。其特点是在设计开挖轮廓线上钻凿一排孔距与最小抵抗线相匹配的光爆孔，并采用不耦合装药或其他特殊的装药结构，在开挖主体爆破后，光爆孔内的装药同时起爆，从而形成一个贯穿光爆炮孔且光滑平整的开挖面，如图3-3所示。光面爆破的破岩机理仍然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。图3-6光面爆破洞挖布孔图光面爆破能有效地控制周边眼炸药的爆破作用，从而减少对围岩的扰动，保持围岩的稳定，确保施工安全，同时又能减少超欠挖，提高工程质量和进度。采取光面爆破技术通常可在新形成的岩壁上残留清晰可见的孔迹，使超挖量减少到4%~6%，从而节省了装运、回填、支护等工程量和费用。光面爆破有效地保护了开挖面岩体的稳定性，由于爆破产生的裂隙很少所以岩体承载能力不会下降。由光面爆破掘进的巷道通风阻力小，还可减少岩爆发生的危害。采用该法爆破围岩稳定性爆破扰动而下降的程度较低，从而提高爆破的质量。3.4本章小结本章通过讨论微差挤压爆破以及光面预裂爆破相关等得出如下结论；（1）微差挤压爆破良好的爆破效果，是与辅助自由面增多、应力波的叠加、岩块相互间碰撞挤压作用以及地震波的相互干扰等方面密切有关。（2）光面爆破和预裂爆破都是控制轮廓成型爆破方法，它们都能有效地控制开挖面的超欠挖。（3）岩石爆破模型逐步发展到断裂模型以及损伤模型，各种模型基本是以裂纹及其扩展情况和由此产生岩石的破碎程度建立的。（4）隧道爆破振动规律是实现有效振动控制的重要前提，而爆破振动与爆心距、高程差、地质条件都有密切的联系。4控制性爆破设计4.1爆破设计原则首先要尽可能地增加炸药的利用率，提高炸药能量的使用率，进一步减少炸药的使用量以降低施工成本；其次要控制好炮眼痕迹残留率，减少爆破过程中对围岩的破坏度，有利于在过程中对开挖轮廓的控制；还有在爆破设计的过程中对于爆破的起爆顺序要经过严密的设计，充分确认好起爆顺序的合理性以提高光面爆破在实际使用的过程中达到预计的爆破效果；最后在保证起爆效果的同时，也要确保施工过程的安全性，在有条件的情况下提高施工效率缩短工期[42]。4.2确定爆破参数随着技术的发展，现在的光面爆破已经在各种各样的地面和地下开挖工程中得到了广泛的应用，但是如今的技术水平也不能完全控制好光面爆破的诸多影响因素，除开现场实际施工地质条件、实际爆破过程中尺寸精度和爆破操作技术难以控制外，决定光面爆破效果的主要因素还有包括最小抵抗线、光面眼间距、装药量、装药结构等等方面。一般在爆破前也可用工程模拟法初选爆破参数，再在洞外做单段爆破漏斗试验及三眼爆破成缝试验，通过现场的试验确定有关爆破参数。然后再进一步结合实际施工的工程地质情况，同时参考类似的工程施工经验进行爆破设计。光面眼间距光面爆破周边孔间距E。周边眼通常布置在距开挖断面边缘0.1m至0.2m处，光爆孔的孔底朝隧道开挖轮廓线方向倾斜3~5°。当爆孔孔径D为40mm时，周边孔间距E=（10~16）D，IV级围岩约取为0.50m。光面爆破层厚度光爆层厚度W。光爆层厚度即周边眼最小抵抗线，与开挖的隧道断面大小有关。断面大时，光爆眼所受夹制力小，岩石容易崩落，光爆层厚度可以大一些，断面小时，光爆眼受到的夹制力大，光爆层厚度相对要小些。同时，光爆层厚度也与岩石性质和地质构造有关，坚硬岩石光爆层小，松软破碎的岩石光爆层较大。IV级围岩W取60cm。炮孔邻近系数炮孔邻近系数用m表示，即光面炮孔间距与其最小抵抗线之比。m值过大时，爆后有可能在光面眼间的岩壁表面留下岩埂，造成欠挖；m值过小时，则会在新壁面造成凹坑。实践表明，当m=0.8～1.0时，爆破后的光面效果较好，硬岩中取大值，软岩中取小值。不耦合系数爆破孔孔径与药卷半径之比，反映孔壁与炸药的接触情况。通常情况下，光面爆破所采用的不耦合系数为1.6~3.0[43]。由于岩石的极限抗拉强度一般为岩石极限抗压强度的1/10~1/40，因此，随着不耦合系数的不断增大，爆轰波经空气压缩传递作用时间就会应使炮孔压力低于岩壁动抗压强度而高于动抗拉强度。线装药密度Qx线装药密度Qx指单位长度炮孔的平均装药量，又叫装药集中度。一般按照松动爆破药量计算公式计算：

Qx=qaW（式中：q——松动爆破单耗，g/m3；a——光面爆破孔间距，m；W——光面爆破层厚度，m为了控制裂隙的发育以保持新壁面的完整稳固，在保证沿炮眼连心线破裂的前提下，应尽可能少装药。软岩中一般可用70～120g/m，中硬岩石中为100～150g/m，硬岩中为150～250g/m。起爆间隔时间爆破试验结果表明，齐发起爆的裂隙表面最平整，微差延期起爆次之，秒差延期起爆最差[44]。齐发起爆时，炮眼间贯通裂隙较长，抑制了其他方向裂隙的发育，有利于减少炮眼周围裂隙的产生，可形成平整的壁面。所以，在实施光面爆破时，间隔时间愈短，壁面平整的效果愈有保证。应尽可能减小周边眼间的起爆时差。相邻光面炮眼的起爆间隔时间不应大于100ms。4.3狮子岭隧道工程概况（1）地理位置及地形地貌狮子岭隧道位于安徽省池州市石台县仁里镇境内，采用洞口小净距隧道方案。隧道右线起点桩号K37+626，终点桩号K38+952，长度1326m,起点轴向127°,终点轴向137°,最大埋深约254m;隧道左线起点桩号ZK37+590,终点桩号ZK38+930,长度1340m,起点轴向127°，终点轴向140°，最大埋深约253m。进、出洞口附近有村村通公路通过，交通较为便利。项目区地势总体特征为南高北低，地形起伏大。隧址区地貌为皖南中低山区，地形以低山丘陵为主体，其地势总体特征是两边低，中间高，地面标高一般在80.0-300.0m，相对高差220.0m，山体陡峻，山脊线多沿西北东南南北向展布，山顶呈尖或尖圆形，锯齿状山脊，山坡坡度一般30°~50°。图4-1所示为狮子岭隧道剖面图图4-1狮子岭隧道隧道剖面图（2）地层岩性根据地勘资料揭示，隧址区坡脚分布第四系覆盖层主要为残坡积碎石土，基岩主要为奥陶系中统宝塔组和汤山组(02t+b)灰岩和志留系下统高家边组(Sg)砂岩，地层特征具体如下:①角砾土：棕黄色，密实，饱和，粒径0.2~2cm含量约占30%，2~4cm含量约占20%，棱角状，主要成分为砂岩、灰岩，空隙被粉质黏土和砂砾充填。土石等级为1I级，土石类别为硬土，Vp=600~700m/s，层厚约7.0~9.0m，分布不均匀，推荐承载力基本容许值200~350kPa.②1全风化砂岩：黄褐色，原岩结构构造已经破坏，岩芯风化呈砂砾状，含少量强风化碎块，表层0.2m为残坡积土，含植物根系。土石等级Ⅲ级，土石类别为硬土,Vp=400~900m/s，层厚约1.0m.推荐承载力基本容许值300~350kPa.②2强风化砂岩：黄褐色，浅灰色，砂质结构，层状构造，节理裂陳发育，锤击声闷，手掰不易碎，岩芯多呈块状。块状，块径2-6cm,最大块径7cm，含少量短柱状，节长一般4~13cm，最大节长40cm。土石等级为IV级，土石类别为软石，Vp=1000~2300m/s,层厚10.0~15.0m.推荐承载力基本容许值400-600kPa.②3中风化砂岩：深灰色，砂质结构，层状构造，局部可见铁质漫染，节理裂隙发育，岩质较硬，锤击声脆，不易碎，岩芯多呈柱状，节长4~90cm，少量块状，块径2~4cm,最大块径达7cm.岩石饱和单轴抗压强度为38.5~85.0MPa，土石等级为VI级，土石类别为坚石，Vp=2700~3500m/s,未揭穿。推荐承载力基本容许值1800~200kPa.③1强风化灰岩：青灰色，隐晶质结构，块状构造，岩性软，锤击易碎，岩芯破碎，呈碎块状和碎屑状，部分矿物风化蚀变强烈，主要分布在坡脚，土石等级为IV级，土石类别为软石，Vp=1200~2300m/s，层厚1.0~2.0m。推荐承载力基本容许值400~800kPa.③2中风化灰岩：灰白色，其中33.5m以下为灰色，隐晶质结构，块状构造，节理裂隙较发育，岩芯呈柱状及少量块状，一般节长为10~20cm,最长为40cm，块径约2~4cm,最大达7cm，锤击声脆，不易碎；岩石饱和单轴抗压强度为37.4~81.2MPa，土石等级为VI级，土石类别为坚岩，Vp-2900-3700m/s，未揭穿。承载力基本容许值1800-2000kPa.图4-2隧道断面图4.4施工设计4.4.1施工方案选择隧道的施工方法就大致的分类来说可以分为全断面法、分部开挖法和台阶法等等。隧道爆破在方案的选择上应该综合考虑现场施工条件、围岩等级、隧道断面大小以及工程环境等等因素的共同影响，除此之外还要考虑到经济、安全以及施工时间限制的种种问题。狮子岭隧道除明洞段采用明挖法施工外，其余均采用新奧法施工，支护采用以锚网喷支护为主，辅以钢拱架。开挖方法应根据隧道结构形式、围岩、支护类型、断面型式和地形、地貌等确定具体情况选择CD法、分部开挖法、半断面、全断面开挖等多种型式。隧道明洞段采用明挖法施工，在确保洞口边坡稳定的条件下，然后就地模筑全断面整体式钢筋混凝土。暗洞均采用新奥法施工，洞口偏压段、V级加强衬砌洞口段根据具体地形地质条件以超前注浆大、中管棚作为预支护，加固地层确保安全进洞，初期支护采用锚喷支护为主，辅以钢拱架；V级加强衬砌洞身段采用以注浆小导管为超前支护，初期支护以锚网喷支护为主，辅以钢拱架，该段模注二衬混凝土及仰拱要求及早施作。开挖方式应根据围岩、支护类型和断面型式等具体情况选择，V级围岩段采用环形开挖中心留核心土法，上部留核心土支挡开挖工作面，有利于及时施作拱部初期支护以加强开挖工作面的稳定性，核心土以及下部开挖在初期支护的保护下进行，V偏型、Va型、Vc型衬砌每循环开挖进尺<0.75m，Vb型衬砌每循环开挖进尺<1.0m，初期支护应紧跟开挖掌子面。根据隧道围岩特征及开挖后的应力分布情况，洞身IV级围岩地段采用上下台阶法开挖施工。IVb、IVc型衬砌每循环开挖进尺<2.0m，初期支护应紧跟开挖掌子面。洞身II级围岩地段采用台阶法或全断面法开挖施工。为了避免初期支护拱脚下沉，每榀拱架设置拱脚锁脚锚杆，长度与相应围岩级别匹配。4.4.2炮孔布置1、炮眼深度L0：炮眼深度通常根据合理的循环进尺、以及在合理的循环进尺的条件下以尽可能获得较高的掘进速度和较低的工时消耗为参考来确定。

L0=L式中L——循环进尺；N——炮眼利用率，与围岩性质与周围环境有密切关系炮眼设计：根据隧洞的围岩性质、炸药种类、开挖断面的大小及形状、计划循环进尺、钻眼深度等，选出光爆参数（周边眼间距E、最小抵抗线W、炮眼密集系数m、不耦合系数D、装药集中度q、装药结构及起爆方式）。并经过现场试爆，确定光爆参数。同时，在实际施工时根据地质条件的变化及时调整爆破参数。单孔装药量：掏槽眼：掏槽眼在满足填塞长度要求的前提下，尽量多装药，以保证良好的掏槽效果。据此确定掏槽眼的单孔装药量为0.36~0.45kg。扩槽眼的单孔装药量0.18~1.26kg。周边眼：周边眼的装药量主要根据炮眼间距、最小抵抗线和装药集中度确定。对于装药集中度，本设计取光面爆破为0.21kg/m，预裂爆破为0.25kg/m。对于1.1m长的光面爆破炮孔，单孔装药量为0.25kg；1.2m长的预裂爆破炮孔，单孔装药量为0.30kg。辅助眼；辅助眼的装药量与围岩的坚硬程度、炸药单耗、炮眼长度及辅助眼的炮眼数量及间排距等参数有关。辅助眼的单孔装药量q按下式计算。

q=τ∙γ∙L式中τ——装药系数Γ——每米药卷的炸药质量L——炮眼长度4.4.3爆破施工注意事项1、合理布置周边眼。根据围岩特点，合理选定周边眼的间距和最小抵抗线，尽最大努力提高钻眼质量。周边眼布置参数包括眼距E和最小抵抗线W，两者既相互独立又相互联系。E值与岩石的性质有关，一般为40～70cm，层节理发育、不稳定的松软岩层中应取较小值。W值与E值相关，两者的比值m（m=E/W，称周边炮眼密集系数，隧道中称相对距离）一般为0.8～1.0，软岩时取小值，硬岩和断面大时取大值。2、合理选择装药参数[45]。严格控制周边眼的装药量，尽可能将药量沿眼长均匀分布。根据经验，周边眼的装药量约为普通装药蹙的1/73～2/3，并采用小直径药卷、低密度、低爆速炸药。周边眼宜使用小直径药卷和低猛度、低爆速的炸药。为满足装结构要求，可借助导爆索（传爆线）来实现空气间隔装药。装药结构采用不耦合装药或空气柱装药。小直径药卷在孔可连续装填，也可用导爆索连接、分段装药。3、精心实施钻爆作业。采用毫秒微差有序起爆。要安排好开挖程序，应使周边爆破时产生临空面。同段的周边眼雷管起爆时差应尽可能小，因为同时起爆，会使炮眼间爆炸力起共同作用，比较容易炸成平面。对石质稍差的岩石，宜采用毫秒迟发电雷管起爆周边炮眼，它既具有同时起爆的爆破威力，又可以减少对轮廓线以外围岩的扰动。炮眼应相互平行且垂直于工作面，眼底要落在同一平面，开孔位置准确，都落在设计掘进断面轮廓线上。炮眼偏斜角度不要超过5°。内圈眼与周边眼应采用相同的斜率钻眼。4、装药需根据需要长度，直接使用工厂已装配好带导爆管的非电毫秒雷管，保护好雷管段数标记。加工起爆药卷时，保护好雷管段数标签或标记。将不同段数的起爆药卷分开装箱，以便装药时按照起爆顺序“对号入座”。在炮眼装药时，避免导爆管损坏。装药时，分段从上到下进行，以免落石砸断或打破导爆管引起瞎炮。采用簇联或用连接块连接各孔的导爆管，对导爆管部位适当予以防护，放到安全地点，以防落石或其它坠物打击。炸药量的分配根据炮眼填装系数进行，采用直眼掏槽可适当增加10～20％，保证掏槽效果，分配完后，按安装整卷或半卷药的档次调整。5、爆破作业时，所有人员应撤至不受有害气体、振动及飞石伤害的安全地点。爆破严格按爆破设计方案实施，每道工序，应严格按照规程办事，不蛮干、不违章，药包制作要指定范围，严禁有外人在场，火工品有专人保管，按当日配送制，火工品设专人登记，做到帐物相符，起爆后，爆破员应及时清理场地，各施工人员应认真负责，服从命令，不得疏忽任何一个死角，确保万无一失，遇到紧急情况及疑难问题，应及时请示报告，保证安全、质量、各人员应紧密配合，确保该工程顺利完工。在隧道钻爆施工中，爆破作业人员必须遵循《爆破安全规则》规范化作业，根据洞内地质变化情况来调整爆破参数和爆破方案，得到批准后实施，建立安全检查和监督机制。严格执行国家及施工所在地地方有关爆破施工的安全规定，确保安全施工。6、各光面爆破参数如周边眼间距E、最小抵抗线V、相对距E/V和装药集中度g等，应采用工程类比法或根据爆破漏斗及成缝试验确定，试验可按照《公路隧道施工技术规范》附录B进行。在无试验条件时，可参照表3-1选用。表3-1光面爆破参数参照表岩石种类饱和单轴抗压极限强度Rb（MPa）装药不偶合系数D周边眼间距E（cm）周边眼最小抵抗线V（cm）相对距E/V周边眼装药集中度g（kg/m）硬岩＞601.25～1.5055～7070～850.8～1.00.30～0.35中硬岩30～601.50～2.0045～6060～750.8～1.00.20～0.30软岩≤302.00～2.5030～5040～600.5～0.80.07～0.15注（1）软岩隧道光面爆破的相对距宜取小值；（2）装药集中度按2号岩石硝铵炸药考虑，当采用其它炸药时，应进行换算。换算指标主要是猛度和爆力（平均值），换算系数K：K＝（2号岩石炸药猛度/换算炸药猛度＋2号岩石炸药爆力/换算炸药爆力）/24.5本章小结本章通过研究新平隧道与大瑶山隧道的工程实例得到如下结论（1）光面爆破实现需要根据不同的岩层情况，合理选择周边眼爆破参数、合适的装药结构以及合理安排起爆顺序和起爆时差。（2）施工过程为取得良好的光面爆破效果要根据工程地质条件等影响因素，不断依据实际爆破效果进行调整，不断修正爆破参数。（3）隧道爆破在方案的选择上应该综合考虑现场施工条件、围岩等级、隧道断面大小以及工程环境等等因素的共同影响，除此之外还要考虑到经济、安全以及施工时间限制。（4）在实际施工时必须要根据地质条件的变化及时调整爆破参数以保证爆破的质量。

5结论与展望5.1结论本文依托于科研项目《特殊地层隧道坍塌力学行为与防治措施安全可行性技术研究》同时结合狮子岭实际工程项目，并且基于其隧道建设设计，开展了富水断层破碎带控制性爆破技术研究。通过理论分析，研究了岩石爆破机理以及爆破震动效应，结合两个隧道的工程概况，进行了对控制爆破技术的研究。其主要结论如下：（1）岩石爆破模型逐步发展到断裂模型以及损伤模型，各种模型基本是以裂纹及其扩展情况和由此产生岩石的破碎程度建立的。隧道爆破振动规律是实现有效振动控制的重要前提，而爆破振动与爆心距、高程差、地质条件都有密切的联系。（2）微差挤压爆破可以提高钻机的效率和作业率，为挖掘提供了安全的作业条件可以减少爆破对矿区附近建(构)筑物的危害。光面爆破和预裂爆破都能有效地控制开挖面的超欠挖，有效地控制周边眼炸药的爆破作用，从而减少对围岩的扰动，保持围岩的稳定，确保施工安全。（3）光面爆破实现需要根据不同的岩层情况，合理选择周边眼爆破参数、合适的装药结构以及合理安排起爆顺序和起爆时差。施工过程为取得良好的光面爆破效果要根据工程地质条件等影响因素，不断依据实际爆破效果进行调整，不断修正爆破参数。（4）隧道爆破在方案的选择上应该综合考虑现场施工条件、围岩等级、隧道断面大小以及工程环境等等因素的共同影响，除此之外还要考虑到经济、安全以及施工时间限制。在实际施工时必须要根据地质条件的变化及时调整爆破参数以保证爆破的质量。

5.2展望随着爆破领域的不断拓展。人们对施工要求的不断提高，爆破作业更需高效经济且安全稳定，因此，逐渐完善控制爆破技术意义重大。目前，控制爆破技术的发展还存在诸多问题，除了需要进一步研究清除爆破方式的发生机理外，从技术层面控制爆破技术的发展还可以从以下几个方面发展：（1）推广控制爆破技术。微差挤压爆破已经在实际工程中得到了广泛应用，光面爆破由于其独特优势在施工中有重要地位。要增加对控制爆破技术的使用，进一步提升熟练度，提高爆破水平。（2）研发新型控制爆破技术。现有的控制爆破技术并非完美，要在现有的基础上对存在的不足之处革新发展出新型爆破技术，在更加特殊的施工环境中也能发挥作用。（3）加快基础技术与新型技术的融合。要实现爆破的安全和高效，既追求有效做功最大，又追求危害最小。爆破本身就是多方控制的结合，所以在一个工程中采用多种控制爆破技术是非常必要的。

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