大直径中空孔在穿越复杂环境控制爆破中的应用研究

大直径中空孔在穿越复杂环境控制爆破中的应用研究

李梓源，王海亮

(山东科技大学矿山灾害预防控制教育部重点实验室，山东青岛 266510)

摘 要：为解决地铁车站风道斜穿建筑物时造成的爆破振动所带来的扰动，以青岛地铁1号线瑞金路车站为工程背景，通过从掏槽眼、辅助眼、起爆网路等角度对风道①部爆破方案进行设计，最终确定为采用大直径中空孔掏槽布置方式与孔外延期微差起爆技术相结合的方法多方位地进行控制爆破。结果表明：(1)控制爆破方案测得3次振速为0.47、0.46、0.50 cm/s，均小于被保护对象规定振速1.5 cm/s，有效控制了振速；(2)使用孔内延期和孔外延期相结合的微差起爆网路，使爆破起爆次数由4次降低到了2次，提高了起爆效率；(3)验证可知，本设计方案最大爆破振速仍出现在大直径中空孔掏槽处。

关键词：地铁车站；大直径中空孔；孔外延期；振动速度；控制爆破

地铁隧道大多埋深较浅，且修建于城市较为繁华的地区，因此在修建过程中不可避免地要下穿或侧穿地面建(构)筑物。若不采取措施进行控制，可能会对周边建筑物带来墙体开裂等不利影响，严重地可能会对建筑基础造成损坏，青岛地处沿海地区，地质坚硬，更加有利于爆破振动的传播。近几年，国内学者对控制爆破做了很多研究。例如袁良远等[1]通过采取一系列减振措施，确保了公路隧道爆破施工过程中既有铁路隧道的结构安全；宋全杰等[2]通过测试爆区后方测爆连线与层理走向不同夹角方向的一系列测点的振动速度值，求出了与层理走向不同夹角方向的爆破振动衰减规律；曹正龙等[3]提出了掏槽区打空孔减振和拱顶取芯隔离带两种减振方案，通过FLCA3D动力模型分析验证了拱部隔离带的减振效果，控制了最大振速；张俊兵等[4]通过现场实践证明浅埋大跨隧道下穿城市楼群施工过程中，采用超前小导坑分部开挖控制爆破技术在保护地表建筑物安全方面效果是比较理想的；刘冬等[5]、黄明利等[6]通过合理调整施工工法，提出了有效的爆破振动控制技术；王利等[7]通过对振速监测数据的分析，总结出建筑物爆破振动的规律及2种振速随楼层变化的区别；管晓明等[8]通过对隧道浅埋和深埋的地表振动数据分析，研究了地表的振动速度、振动主频及振动安全评价方法。

目前，国内学者多集中在利用模拟软件和分析方法对爆破振动的监测数据进行对比分析，找出符合现场的规律性结论，但针对于下穿和侧穿建筑物的隧道爆破，现场控制振速的具体设计方案稍显不足。笔者从改变掏槽方式和设计爆破网路的角度出发，通过与传统设计的比较，做出一整套符合现场施工的爆破减振设计。

1 工程概况

瑞金路站是青岛地铁1号线第32个车站，位于重庆路与瑞金路交叉路口西南侧，沿重庆路南北方向设置，车站包含主体、风道、竖井和斜井，风道东侧为南渠货运配载市场。风道侧穿南渠货运配载市场，距其建筑最小水平距离约12.3 m。南渠货运配载市场建筑年代不详，建筑结构为3层砖混结构，基础型式为条形基础。该建筑与风道拱顶最小竖直距离为12.6 m，此站风道围岩级别综合判定为Ⅲ～Ⅳ级，规定控制振速为1.5 cm/s。瑞金路站风道与南渠货运配载市场建筑物剖面位置关系见图1。

图1 南渠货运配载市场与车站风道横剖面关系(单位：m)

2 控制爆破设计原理

根据前人经验总结，爆破振动的控制方法根据其控制对象不同可分为2种。一种是针对爆源采取措施进行爆破振动的控制；一种是针对爆破振动传播过程中的振动波，采取有效措施进行减振，如隔振沟等。本文在设计中体现出的控制方法更加倾向于前者，即利用减振技术对爆破振动波的产生过程进行控制，在源头上减小振动。

衡量爆破振动强度的指标有很多，目前最常用的物理量为爆破振动速度。一般用萨道夫斯基公式1[9]来表示爆破振动速度的峰值，最大振动速度以及振速的衰减变化规律等。

式中，v为保护对象所在地质点振动安全允许速度，cm/s；R为爆源与需要保护的建筑物之间的距离，m；Q为掏槽眼起爆时最大一段炸药量，kg；K、α分别为与爆破点至计算保护对象间的地形、地质条件有关的系数和衰减指数。

从萨道夫斯基公式可以看出，能够影响振速的因素有最大一段起爆药量和被保护目标距爆源的距离。而作为设计一方能够控制的因素只有最大一段起爆药量，爆破振速与最大一段起爆药量成正比，v随Q的减小而减小。所以，通过调整掏槽方式、设计爆破网路来减小振速，降低振感都是从减小最大一段起爆药量的角度出发来进行控制爆破。

3 微振动控制爆破方案

本工程选取CRD法作为施工工法，左右两边为对称断面，如图2所示。由于①部距离地面建筑物最近，在爆破开挖时产生的振动也相应最大；且②、③部在爆破施工时，上方已形成空腔，空腔很大程度上会减小爆破振动的传播，故风道施工对地面建筑物振动的控制难点在于风道①部的爆破设计。本文只选取风道①部爆破方案进行设计，根据拱架间距确定风道①部每循环进尺为0.5 m。

图2 车站风道CRD施工工法示意

3.1 掏槽形式选取及参数确定

隧道爆破的关键点在于尽可能地创造和使用自由面。自由面的增加，能够减小爆破时岩石的夹制作用，从而带来良好的爆破效果。掏槽眼的作用恰好是在主爆区响炮前先响，为后响的辅助眼和周边眼创造足够的自由面。但掏槽眼在爆破时并没有多余的自由面可以利用，其受到岩石的夹制作用也相对较大，容易造成较大的爆破振动，故而选择合适的掏槽方式和参数在控制爆破中显得尤为关键。目前，应用于隧道爆破的掏槽方式有两种，一种是楔形斜眼掏槽，一种是大直径中空孔直眼掏槽。

笔者从振动波传播的角度，对两种不同的掏槽方式进行了比较。大直径中空孔掏槽在扩槽孔首响之前，已存在一个由中空孔创造出的自由面，自由面在很大程度上有减缓振动波传播的作用。而楔形掏槽在掏槽眼首响前并没有增加自由面，其振动波没有得到大幅度的衰减，故楔形掏槽对于地表建筑物的振动影响会远大于大直径中空孔直眼掏槽的爆破扰动。因此，综合分析得，风道①部爆破设计选取大直径中空孔直眼掏槽作为最终的掏槽形式。

3.1.1 大直径中空孔孔径

在隧道爆破中，中空孔的作用是为首响装药孔爆破提供充足的自由面，衰减传播向地面的爆破振动波，从而达到减振的效果。因此，对于大直径中空孔直眼掏槽而言，中空孔的孔径越大，对于振动波的衰减效果就越强，但现场受制于钻眼的设备及钻眼水平，一般取中空孔的孔径为150 mm。

3.1.2 大直径中空孔与首响孔位置关系

大直径中空孔掏槽的布置形式为：位于中间的中空孔不装药，用来为扩槽孔提供自由面；位于四周的扩槽孔则装药爆破，用来扩大中空孔，创造爆破槽腔。采用大直径中空孔直眼掏槽，中空孔直径为150 mm，8个扩槽孔以中空孔为圆心，分2组呈环形布置在中空孔外圈。影响中空孔与扩槽孔之间间距的因素有爆炸能量、炮眼体积和爆破作用指数，扩槽孔在响炮时应当尽可能将两孔间岩石破碎，形成爆破空腔。故中空孔与扩槽孔之间的距离可由如下公式(2)[10]确定

式中，a为中空孔与扩槽孔之间间距，m；r为扩槽孔半径，m；R为中空孔半径，m；h为装药系数，即装药长度与炮眼长度之比；η为岩石膨胀系数，按照表1参考选取[11]。利用上式进行计算，取r=0.021 m，R=0.075 m，h=0.13，η=1.77，得a=0.343，取a=0.35 m。

3.1.3 掏槽孔起爆时差

为最大限度减小掏槽孔的最大一段起爆药量，扩槽孔采用单孔单响，逐孔起爆延期方式。掏槽为后续爆破工作提供充足的自由面，为保证良好的掏槽效果，使用1、3～9段作为扩槽孔的起爆段别。由于1、2段间隔时间过于接近，为防止使用中出现“跳段”现象，故在设计中不使用2段。根据青岛地铁隧道爆破现场试验类比，确定扩槽孔单孔装药量为0.15 kg。大直径中空孔掏槽参数见图3。

表1 岩石膨胀系数η取值

围岩级别围岩名称膨胀系数ηⅠ级围岩砂砾1.15Ⅰ级围岩黏砂土1.25Ⅱ级围岩一般土1.30Ⅲ级围岩硬黏土1.35Ⅲ级围岩岩石1.60Ⅳ级围岩岩石1.77Ⅳ级围岩岩石1.80Ⅵ级围岩岩石1.85

图3 车站风道大直径中空孔掏槽布置(单位：mm)

3.2 周边眼光面爆破设计

周边眼在设计时，采用光面爆破技术。光面爆破就是最大程度地减小对围岩的损伤，使周边轮廓线上的岩石微裂纹成核、长大和贯穿，最终形成平整轮廓面的控制爆破技术。周边眼在布置时，各炮眼相互平行，眼底保持在同一水平面上。为了机械钻孔的方便，周边眼不能与工作面完全垂直，须保持0.03～0.05的外插斜率。

3.2.1 周边眼间距及光爆层厚度

通常以周边眼密集系数C作为衡量光面爆破效果的重要参数，K值过大时，周边眼将会形成独立的爆破漏斗，出现轮廓超挖现象；C值过小时，相邻的周边眼又无法通过岩石裂纹贯穿形成光爆轮廓线，导致光爆层岩拱无法与围岩脱离，造成欠挖。实践表明，C=0.8时光面爆破效果较好。根据周边眼密集系数公式

式中，C为周边眼密集系数，取为C=0.8；E为周边眼间距，mm；W为光爆层厚度，即光爆层最小抵抗线，mm。

考虑到围岩为Ⅲ～Ⅳ级，则可确定周边眼间距E=500 mm，利用公式(3)计算可得光爆层厚度W=E·K=500×0.8=400 mm。周边眼的单孔装药量主要由围岩的坚硬程度、炸药单耗、炮眼长度以及间排距等参数决定，周边眼的单孔装药量按公式(4)计算。

式中，q为辅助眼的单孔装药量，kg；τ为装药系数，根据炮眼间排距及围岩性质，取τ=0.25；γ为每米药卷的炸药质量，kg/m，对于直径32 mm的乳化炸药，γ=1 kg/m；L为炮眼长度，取L=0.6 m。经计算后得，q=0.15×1×0.6=0.09 kg，取q=0.1 kg。周边眼单孔装药量为0.1 kg。

3.2.2 装药结构

根据光面爆破作用原理可知，周边眼起爆时，各炮眼的冲击波向其四周径向传播，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，爆炸产物的膨胀作用使裂缝进一步扩展，形成平整的爆裂面。采用常规装药方式，炸药在爆炸时能量较为集中，很容易使围岩受到破坏和扰动，不利于隧道轮廓线平整性，无法达到良好的光爆效果。

采用间隔不耦合装药，如图4所示，炸药爆炸后其中一部分能量通过间隔空气介质均匀散布在整个炮孔内部，并进一步作用到孔壁上，这样在整个炮孔的全长范围内都有爆炸能量的作用，保证光爆层岩体所受拉力均匀，有利于减小对围岩的破坏，从而良好地实现光面爆破。装药不耦合系数通常采用1.5～2.5[9]。

图4 不耦合装药结构

3.3 辅助眼爆破参数

风道①部辅助眼布置方式分为直线形和环形两种。Ⅱ区辅助眼间距500 mm，排距500 mm，采用直线形布孔方式。Ⅲ区辅助眼间距500 mm，排距500 mm，采用环形布孔方式。上部“压炮”采用环形布孔方式，能够充分利用自由面，使振速得到衰减。合理布置辅助眼间排距有利于炸药能量均匀作用于围岩内，一定程度下可减少辅助眼单孔装药量。通过公式(4)计算得，辅助眼单孔装药量q=0.15 kg。风道①部炮眼布置图(大直径中空孔掏槽形式)见图5，相应的爆破参数见表2。

炮眼的装药量与围岩的坚硬程度、炸药单耗、炮眼长度以及间排距等参数有关，辅助眼的单孔装药量按公式(4)计算。

取τ=0.35；对于φ32 mm的乳化炸药，γ=1 kg/m；取L=1.35 m。经计算后得，q=0.35×1×1.35=0.473 kg，取q=0.45 kg。

图5 车站风道①部炮眼布置(大直径中空孔
掏槽形式)(单位：mm)

表2 车站风道①部爆破参数(大直径中空孔掏槽形式)

炮次ⅠⅡⅢⅣ合计雷管段别炮孔类型孔深/m眼数/个单孔装药/kg单段最大药量/kg装药量/kg1、3～9扩槽眼0.680.150.151.210～20辅助眼0.6210.150.33.151～20辅助眼0.6600.150.69.01～20辅助眼0.6700.150.610.51、3～9周边眼0.6240.10.42.4———183——26.25

3.4 微差起爆网路

为了降低最大一段起爆药量，利用毫秒延期雷管进行孔内延期，实现分段起爆降低一段起爆药量。但当炮孔数量较多时，雷管段数受限，无法保证最大一段起爆药量在控制范围内，则需要利用爆破网路的设计结合孔外延期技术进行微差起爆。爆破网路设计的合理性直接关系到后期爆破是否能够充分利用先期起爆创造的自由面。故而，在炮眼数量不变情况下，起爆顺序以及炮孔间的间隔时间尤为重要。本车站工程风道①部采用20段第1 ms系列延期雷管，去除第2段后，共剩余19个段别供设计所用。

本设计将风道①部分为Ⅰ～Ⅳ共4个起爆部分，为保证合理高效的起爆顺序，利用孔外延期技术对风道①部爆破网路进行设计优化，见图6。选取Ⅰ、Ⅱ部孔内延期雷管最大段别作为孔外延期雷管，分别对Ⅰ、Ⅱ部进行有序地簇联，进行一次延时起爆；同样地，Ⅲ、Ⅳ部以相同的方法联结，进行一次起爆。孔外延期技术的关键在于：孔外延期雷管的段别一定要大于先起爆部分孔内延期雷管的最大段别，才能达到一次延时分部起爆的效果。

图6 车站风道①部爆破网路示意

4 微振动控制效果及解析

现场使用TC48050爆破振动仪，针对被保护建筑物南渠货运市场3层砖混结构建筑，进行振动监测，爆破振动速度曲线见图7。

由图7可知，(a)、(b)、(c)各循环的最大振动速度分别为0.47、0.46、0.50 m/s，均小于规定振速1.5 cm/s[12]。可知，采用大直径中空孔掏槽形式与孔内、外延期技术相结合的控制爆破，减振效果明显。根据岩石爆破作用原理[9]，在破碎区外围的岩体中，应力波和爆轰气体的能量已不足以对岩石造成破坏，应力波的能量只能引起该区域即震动区内岩石质点发生弾性振动，在此区域内产生的地震波就是影响被保护建筑物结构安全的源头。大直径中空孔掏槽减振技术就是利用了应力波能量传播的原理，在扩槽孔首响前已经由中空孔创造出了新的自由面，炸药爆炸产生的一部分应力波能量从新创造出的自由面泄放，只剩小部分应力波能量来引起震动区内岩石发生弾性振动，从而减少了地震波的传播，从源头上控制了爆破引起的振动。

由图7还可看出，3组数据的最大爆破振速均来自1～5段雷管起爆处，即大直径中空孔。分析可知，虽然大直径中空孔掏槽与楔形掏槽相比，多出了额外的自由面，但仍不如辅助眼的自由面情况好，故最大爆破振动速度仍会出现在大直径中空孔掏槽处。

图7 第一次起爆Ⅰ、Ⅱ部某三循环爆破振动曲线

5 结论

本文通过对瑞金路车站风道爆破方案的设计，针对设计过程中遇到的重难点，结合理论进行分析论证提出解决方案，得到以下结论。

(1)在浅埋隧道穿越复杂环境爆破施工中，采用一套完整的微振动控制爆破方案，包括合理选取掏槽形式及参数、使用合适的装药结构以及设计微差起爆网路，使得控制振动速度的方式变得多样，控制效果也更加明显。

(2)采用大直径中空孔直眼菱形掏槽，中空孔选取孔径为150 mm，可以最大程度地为首响孔的爆破增加自由面，有效减少传向地表振动波的能量，降低首响孔爆破时岩石的夹制作用，从而达到减振的效果，使每循环爆破振速控制在0.5 cm/s左右，远小于要求振速1.5 cm/s。

(3)使用孔内延期和孔外延期相结合的微差起爆网路，使爆破起爆次数由4次降低到了2次。不仅保证了振速的要求，还节省了1/2的爆破时间。

(4)根据振动曲线可知，爆破产生的最大振动速度仍出现在掏槽部位的首响孔，由于后续爆破是在首响孔爆破完成后才起爆，故相比于首响孔爆破，中间空腔的直径增大，且振动速度降低，从而印证了空孔直径的增加与振动速度减小是成正比的。

参考文献：

[1] 袁良远，唐春海，朱加雄，等.高速公路隧道下穿既有铁路隧道控制爆破技术[J].工程爆破，2016，22(1)：64-67.

[2] 宋全杰，李海波，李俊如，等.层理对爆破振动传播规律的影响[J].岩石力学与工程学报，2012，31(10):2103-2108.

[3] 曹正龙，王国富，王渭明，等.立体交叉隧道近距离爆破振动控制研究[J].地下空间与工程学报，2015，11(S2).

[4] 张俊兵，胡国伟.浅埋不良地质条件下小净距隧道掘进与减振爆破技术研究[J].铁道工程学报，2011(1):51-57.

[5] 刘冬，高文学，侯炳晖.浅埋隧道爆破开挖与控制技术研究[J].地下空间与工程学报，2013，9(S1):1730-1733.

[6] 黄明利，孟小伟，谭忠盛，等.浅埋隧道下穿密集房屋爆破减震技术研究[J].地下空间与工程学报，2012，8(2):423-427.

[7] 王利，王海亮.隧道爆破不同类型最大振速对建筑物的影响研究[J].爆破，2012，29(4):6-9.

[8] 管晓明，傅洪贤，王梦恕.隧道近距下穿山坡楼房爆破振动测试研究[J].岩土力学，2014(7):1995-2003.

[9] 王海亮.工程爆破[M].北京：中国铁道出版社，2010.

[10]唐信来，黎剑华，杨伟忠，等.岩石工程大空孔螺旋掏槽爆破机理研究及应用[J].南昌工程学院学报，2005，24(4):12-15.

[11]林大能，陈寿如.直眼掏槽效率敏感因子的理论与试验分析[J].煤炭学报，2005，30(1):40-43.

[12]中华人民共和国住房和城乡建设部.GB6722—2014爆破安全规程[S].北京：中国标准出版社，2014.

Application of Large Diameter Hollow Hole in Controlled Blasting In Complex Environment

LI Zi-yuan， WANG Hai-liang

(Key Laboratory of Mine Disaster Prevention and Control， Shandong University of Science & Technology， Qingdao 266510， China)

Abstract：To solve the problem of the disturbance caused by blasting vibration where the metro station tunnel passing tilted through buildings， an air blasting program is proposed in perspective of cut hole， auxiliary hole and blasting network with reference to Qingdao Subway No.1 line Ruijin Road station and finalized by using large diameter hollow hole cutting groove arrangement together with millisecond blasting delay of the hole outside. The results show that: (1) the vibration velocity measured three times in the control blasting program are 0.47 cm/s， 0.46 cm/s and 0.50 cm/s， which are less than the prescribed velocity 1.5 cm/s for the protected object and effective in controlling the vibration velocity; (2) with the combination of the delay in the hole and the delay outside the hole， the number of initial blasting is reduced from 4 times to 2 times， and blasting efficiency is improved; (3) it is proved that the maximum blasting vibration velocity of the design is found still in the large diameter hollow hole cutting．

Key words：Metro station; Large diameter hollow hole; Hole outside extension; Vibration velocity; Controlled blasting

收稿日期：2016-06-24；

修回日期：2016-07-23

基金项目：国家自然科学基金项目(10672091)；青岛巿建委科技项目资助(JK2013-4)

作者简介：李梓源(1991—)，男，硕士研究生，E-mail：[e-mail]。

文章编号：1004-2954(2017)03-0129-05

中图分类号：U455

文献标识码：A

DOI：10.13238/j.issn.1004-2954.2017.03.027