崔志成

（中鐵十九局集團第二工程有限公司 遼寧遼陽 111000）

1 引言

LIU等[5]結(jié)合地鐵暗挖爆破對鄰近橋樁的振動影響進行數(shù)值分析，得出的優(yōu)化方案經(jīng)過工程實踐驗證了其數(shù)值模擬的正確性。郝廣偉[6]等重點分析水平巖層中隧道掘進過程中的超挖現(xiàn)象，在工程現(xiàn)場對不同進尺的爆破掘進進行現(xiàn)場試驗。徐志成[7]、秦緒彬[8]等分析了采用水封爆破對隧道光面爆破的影響。針對隧道的爆破研究很多，而在西南地區(qū)的交通隧道建設(shè)中，有大量隧道穿越煤層，有瓦斯突出風(fēng)險[9]。劉軍權(quán)[10]、趙偉[11]、武磊[12]、朱寶合[13]等分別通過現(xiàn)場調(diào)查、現(xiàn)場試驗，對長秋山隧道、發(fā)耳隧道、水菁溝隧道、桃子埡隧道從爆破參數(shù)、爆破工藝、電雷管爆破方式等方面進行分析。目前，針對穿煤瓦斯隧道爆破揭煤的研究相對較少，為保證揭煤過程的安全性，優(yōu)化爆破方案十分必要。

2 工程背景

該隧道采用分離式設(shè)計，左線長5 251 m，右線長5 265 m，最大埋深約470 m，屬特長隧道。在隧道所穿越的煤層中，最大瓦斯壓力為1.28 MPa，隧道掘進期間瓦斯絕對涌出量估算值為2.51 m3／min，綜合判斷該隧道為煤與瓦斯突出隧道。隧址內(nèi)含煤地層為上二迭統(tǒng)龍?zhí)督M，含煤5～7層。本文主要研究對象是C5煤層，其瓦斯壓力為1.15 MPa，瓦斯含量18.69 m3／t，屬于突出煤層，具有瓦斯含量大、突出危險性高等特點。煤層平均厚度2.22 m，傾角40°～47°，屬緩傾斜中厚煤層，煤層結(jié)構(gòu)簡單，煤體屬于第Ⅲ類破壞類型。

3 原爆破方案

原方案采用三臺階分部開挖，已進行上、中臺階兩次揭煤。三臺階法施工炸藥使用量共118.5 kg，裝藥量較大，炮孔布置如圖1所示。裝藥結(jié)構(gòu)采用裝藥加炮泥的反向裝藥形式，最大單孔裝藥量為1.2 kg。

圖1 三臺階法揭露穿煤段爆破設(shè)計

三臺階法揭露煤層，施工步序多，煤體暴露在空氣中的時間較長，危險性系數(shù)較大。采用反向裝藥形式，爆破沖擊力更易造成煤體突出。為加快施工進度，控制裝藥量，且防止突出保證施工安全，需對原有爆破方案進行優(yōu)化。

4 揭煤爆破施工方案優(yōu)化

為防止隧道上臺階意外見煤和下臺階先揭煤，應(yīng)對隧道工作面鉆探確認煤層準確位置。隧道過煤系地段施工按兩臺階分部開挖法進行開挖，并將各臺階安全距離控制到10 m，然后上臺階一次全斷面揭開煤層頂板巖柱。

上臺階一次全斷面揭開煤層頂板巖柱如圖2所示。

圖2 上臺階一次全斷面揭開煤層頂板巖柱

（1）炸藥、雷管的選擇

根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定，炮眼采用標準藥卷規(guī)格長250 mm的三級煤礦許用乳化炸藥，主要性能指標見表1；雷管選用煤礦許用毫秒延期電雷管且最后一段的延期時間不大于130 ms。

表1 三級煤礦許用乳化炸藥主要性能指標

（2）裝藥結(jié)構(gòu)及堵塞方式

周邊眼采用小直徑藥卷不耦合間隔裝藥，煤礦許用毫秒延期電雷管傳爆，其他眼采用一般藥卷集中裝藥。在裝藥之前每個炮眼放入水袋，所有的裝藥炮眼采用黃泥堵塞，堵塞長度不小于25 cm，采用正向裝藥。

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揭露煤巖地段采用兩臺階法施工（每次掘進2榀拱架間距，1.2 m），炮眼布置如圖3所示，爆破參數(shù)見表2。起爆網(wǎng)路采用簇連法連接，使用孔內(nèi)毫秒延期起爆網(wǎng)路。各炮孔起爆順序為：掏槽眼—輔助眼—周邊眼，由里向外逐層起爆。

表2 兩臺階法揭煤爆破參數(shù)

圖3 兩臺階法炮眼布置

5 爆破方案優(yōu)化數(shù)值模擬

（1）計算模型

利用有限元軟件對揭煤爆破荷載進行模擬，邊界選取粘彈性邊界，模型大小為80×60×60 m。在模型上表面施加面荷載以模擬隧道埋深及地應(yīng)力。根據(jù)隧道地質(zhì)勘察資料及《公路隧道設(shè)計規(guī)范》（JTG D70／2—2014），圍巖參數(shù)見表3。

表3 模型參數(shù)

（2）優(yōu)化方案建立

針對爆破進尺及不耦合系數(shù)（裝藥直徑與炮孔直徑比值）進行正交配比，以優(yōu)化揭煤爆破方案。正交優(yōu)化方案配比見表4，其中方案1為原定方案。

表4 方案優(yōu)化

（3）施加爆破荷載

進行爆破彈性分析，本文將掏槽眼、輔助眼、周邊眼的不同爆破壓力均簡化為作用在爆破面的垂直方向上，采用美國National Highway Institute有關(guān)公式：

式中：Sge為比重；Ve為爆破速度（m／s）；dc為炸藥直徑（m）；dh為孔眼直徑（m）；B 為荷載系數(shù)；t為時間（s）。

優(yōu)化方案按兩臺階施工，爆破壓力簡化作用在掌子面上。

6 模擬結(jié)果分析

6．1 不同不耦合系數(shù)對爆破荷載模擬的影響分析

按照上述爆破函數(shù)對不同不耦合系數(shù)的三種炮孔荷載進行擬合，按照表1和表2中數(shù)據(jù)進行計算，得出荷載曲線如圖4所示?？梢园l(fā)現(xiàn)，當炸藥直徑與炮孔直徑越接近時，即不耦合系數(shù)越大，則產(chǎn)生的爆破荷載越小。因此為控制爆破振動，不僅要控制裝藥量而且對不耦合系數(shù)也要重點關(guān)注。

圖4 不同不耦合系數(shù)下的爆破荷載曲線

由表4設(shè)定的模擬方案可知，無論選擇的進尺是多少，在選擇不耦合系數(shù)為0.80和0.84時，計算結(jié)果不收斂。因此可以得出結(jié)論：揭煤爆破時掌子面裝藥不耦合系數(shù)不得超過0.76，然后再根據(jù)其他設(shè)計要求，選擇常用的炮孔鉆桿和炸藥型號。

6．2 不同進尺對圍巖變形的影響

按照表4提出的進尺0.8 m、1.2 m、1.6 m進行揭煤模擬，對比采用三種不同進尺產(chǎn)生的最大豎向變形及最大振動速度，如圖5所示。由圖5可知，在相對短進尺0.8 m及1.2 m時，豎向位移小于20 cm，且兩者較為接近。在滿足安全施工的前提下，對比振動速度曲線，采用1.2 m進尺能夠安全快速揭煤施工。而采用1.6 m進尺，豎向位移及振動速度值均偏大，為保證施工安全，不建議采用1.6 m進尺。

圖5 不同進尺下圍巖最大豎向變形及最大振動速度

6．3 爆破荷載對圍巖變形的影響

依據(jù)上述分析結(jié)果，采用1.2 m進尺進行爆破施工，對圍巖變形進行深入分析。采用延時爆破，掌子面變形如圖6所示。

圖6 不同炮眼爆破后掌子面變形

圖7為采用優(yōu)化方案后的位移時程曲線及變形云圖。由圖7可知，隧道5個位置處變形最大值為1.25 m，而拱腳處較小，是因為未考慮臨空面因素所致。對比原方案及優(yōu)化后方案，掏槽眼位置的軸向位移時程曲線均呈波形，優(yōu)化前掏槽眼位置最大位移值為1.34 m，而優(yōu)化后的最大位移值為1.27 m，最終分別趨于0.35 m和0.36 m，這是因為當位移達到最大值時圍巖已經(jīng)發(fā)生了塑性破壞，后續(xù)的變形將不再具有參考意義。

圖7 采用優(yōu)化方案模擬結(jié)果

7 優(yōu)化方案工程應(yīng)用

從上述分析可知，揭煤采用原方案及優(yōu)化方案進行爆破均合理，但優(yōu)化方案爆破變形稍小。圖8為揭煤最后一階段爆破后的掌子面，可以看出：采用優(yōu)化方案進行爆破后掌子面較為平順，且超挖較少。

圖8 爆破后掌子面

8 總結(jié)

在穿煤隧道施工中，瓦斯防治是一大重點，但揭煤工程爆破施工危險性很大，需要特別重視。本文對爆破方案進行設(shè)計，并借助有限元模擬對爆破方案進行優(yōu)化，得到以下結(jié)論：

（1）煤與瓦斯隧道揭煤施工要在瓦斯抽采后進行，揭煤過程要特別注意爆破荷載的負面影響，設(shè)計時采用正向爆破，以降低瓦斯突出幾率，并且在炮孔中放入水袋降溫及防止燃燒，以防發(fā)生瓦斯爆炸。

（2）本穿煤隧道進行爆破施工時，為保證施工安全，裝藥不耦合系數(shù)不得超過0.76。

（3）結(jié)合數(shù)值模擬結(jié)果可知，施工單循環(huán)進尺1.2 m較為合理，爆破效果明顯，且不利影響較小。揭煤隧道爆破施工，需加強對隧道圍巖與爆破振動監(jiān)測，對隧道揭煤進行動態(tài)分析，不斷調(diào)整優(yōu)化爆破參數(shù)，以使安全穿過揭煤段。