朱海明，柯善剑，王健安，李 斌，郑仕跃

（中海建筑有限公司，广东 深圳 518000）

随着我国西部大开发与交通强国计划的实施，公路和铁路建设得到快速发展，而西南地区地形以山地、丘陵为主，使得交通建设中隧道的占比较大，隧道穿越煤系地层和赋存瓦斯地区情况越来越多。相对传统隧道建设，高强瓦斯隧道地质条件具有复杂性与多样性，在隧道爆破施工工程中极易发生安全事故。根据参考文献[1]，1949—2021 年发生隧道瓦斯事故17 起，导致129 人死亡，193 人受伤，造成巨大的人员伤亡和经济损失。因此，研究高强瓦斯巨厚煤层隧道安全高效爆破技术具有重要意义。

目前，高瓦斯煤系地层安全高效掘进一直是爆破工程的重难点，众多专家学者对此展开诸多研究：张少波等[2]对煤矿爆破异常情况进行了分析，阐述爆破异常机理，提出了煤矿爆破异常的防治技术；汪海波[3]研究了煤矿爆破地震效应对巷道稳定性影响，提出了爆破地震效应和爆炸能量控制机制与措施；杨仁树等[4]以文献中岩巷爆破掘进工程为案例，分析了掏槽孔超深深度与炮孔利用率之间的关系，得出了适当加深掏槽孔深度能够显著提升炮孔利用率；高富强等[5]研究了露天煤矿爆破不同频段地震波衰减规律，并且低频带能量随距离增加占比呈上升趋势；杨文旺[6]得出了导致瓦斯爆炸的22 种不安全操作，并用层次分析法确定了影响不安全操作的3 个主要因素，从而对工人进行相关知识培训，避免瓦斯爆炸事故的发生；夏红兵等[7]采取多段毫秒延时爆破技术，对起爆顺序与方式进行了优化，提高了煤系高岭土爆破效率及安全性；罗明坤等[8]针对爆破高瓦斯区域，提出了使用静态破碎剂对岩石破碎的方法，通过试验得出最佳配比，达到最佳煤岩破碎效果。虽然这些学者在煤层爆破掘进安全技术方面取得了诸多成果，但是其研究对象主要针对煤矿煤系地层爆破，而高强瓦斯隧道与煤矿在巷道尺寸、功能用途上存在不同，单一将煤矿爆破理论运用于高强瓦斯巨厚煤层隧道是不可取的。

因此，本文以天城坝高强瓦斯巨厚煤层隧道为工程背景，依据现场实际工程情况，从安全和高效2 个方面对隧道爆破技术展开研究，通过优化炮孔参数，合理设计装药量、装药结构、填塞方式及起爆方式，提出了一套适用于高强瓦斯巨厚煤层组隧道的爆破技术，可为类似工程提供借鉴与参考。

1 工程概况

天城坝隧道位于遵义市习水县仙源镇北约5.50 km，是贵州省“678”高速公路规划网“一横”中重难点工程，隧道采用双线分离式结构，右线全长4 280 m，起止桩号为K108+210～K112+490；左线全长4 258 m，起止桩号为ZK108+250～ZK112+508，均属于特长隧道，且最大埋深518.41 m。设计为双向4 车道高速公路，设计时速80 km/h，单洞设计尺寸12.9 m（宽）×10.3 m（高）。本隧道区域属于川黔南北向构造带与北东向构造带交接的复合部位，位于桑场背斜北东翼，具有泥岩、泥质粉砂岩、泥质灰岩和煤层多种不良地层。

根据天城坝隧道初步地质勘察报告，将隧道分为瓦斯突出工区和非瓦斯突出工区2 个施工标段，其中瓦斯突出工区右线长度2 250 m，左线长度2 235 m；非瓦斯突出区右线长度2 030 m，左线长度2 020 m。瓦斯突出工区含煤9～13 层，煤层长度210 m，自上而下编号为：C5、C6、C7（含C7-1、C7-2、C7-3）、C8（含C8-1a、C8-1b、C8-2）、C11和C12，其中C8煤层真厚11.51 m，最大原始瓦斯含量20.99 m3/t，原始瓦斯压力7.4 MPa，破坏类型为Ⅳ类煤，煤层情况复杂，瓦斯压力目前为国内最高。隧道煤层分布地质情况如图1 所示。

2 工程难点分析与应对措施

高强瓦斯隧道与普通隧道相比，由于其地质情况的特殊性，在爆破掘进工程中存在以下难点：①高强瓦斯隧道煤层地质情况复杂，围岩稳定性差，施工难度大、工期长，在爆破掘进工程中容易产生围岩结构较大变形及失稳问题；②爆破时由于应力状态急剧改变，使得煤体强度降低，同时产生的振动使煤层节理裂隙进一步延伸发展，促使煤层吸附状态中的瓦斯解吸，极易产生煤与瓦斯突出问题；③高强度瓦斯在进行抽排治理后煤层中仍存在吸附状态瓦斯，隧道爆破掘进过程中致使部分瓦斯逸散于工作面中，导致瓦斯浓度升高，易发生瓦斯爆炸或中毒事故。

为解决上述工程难点，本文在制定爆破方案时采取如下措施。①采用上下台阶钻爆开挖方式，优化炮孔参数，减小对周边围岩扰动，在保证结构安全稳定的情况下缩短项目周期；②合理设计装药量、装药结构、填塞方式及起爆顺序，尽可能减少对隧道轮廓外岩体损伤，防止瓦斯从围岩裂隙中逸散，减小煤与瓦斯突出风险；③隧道内瓦斯浓度实时监测预警，避免瓦斯爆炸或中毒。

3 爆破方案

3.1 设计原则

针对该隧道穿越高瓦斯复杂煤系特殊地形，以安全、高效及经济作为爆破掘进要求，遵循以下原则进行爆破设计。①做好实时瓦斯监测，浓度控制在0.5%以下，避免发生瓦斯爆炸或中毒事故；②爆破作业采用专业防爆器材；③减轻爆破对围岩的损伤，避免造成瓦斯二次突出；④精准控制爆破开挖，减少超欠挖量；⑤提高爆破掘进速度，缩短项目工期。

3.2 方案选择

隧道煤系地层存在瓦斯压力大、含量高、高地应力及围岩稳定性差等施工难点，爆破施工可能会引起围岩失稳或瓦斯突出。确保围岩稳定，预防瓦斯突出，提高掘进效率是煤系地层爆破施工的核心目标，施工过程应遵循“短进尺、弱爆破、勤量测、早封闭”的原则，保证爆破施工安全性。

隧道拟开挖方案为环形开挖预留核心土法和台阶法，将2 种工法在实际工程中各做2 个试验段，对其施工工艺原理、工法特点、施工方法及优缺点等开展分析，同时研究隧道围岩的应力变化规律及变形情况。经过综合分析后，发现台阶法施工其隧道变形量较环形开挖预留核心土法大，但总体围岩的变形较小，在施工规范允许的变形范围内。经过对比2 种工法施工后对围岩的扰动情况、施工工序及施工工期等，发现台阶法较环形开挖预留核心土法的施工工序少、进度快，最主要的是可以保障隧道穿煤爆破的施工安全。因此，最终高强瓦斯隧道穿越巨厚煤层区选择采用台阶法进行施工。

根据安全要求设计钻孔直径Φ42 mm，循环开挖进尺1 m，炮孔深度1.2 m，掏槽孔需超深0.2 m，掏槽方式采取楔形掏槽，开口角度控制在72°左右。控制单段装药量和起爆顺序，降低爆破振动强度，达到减轻围岩损伤的目的。在爆破作业的过程中必须做到“一炮三检”，同时进行全程实时瓦斯浓度监测，爆破作业20 m范围内瓦斯浓度不能超过0.5%，放炮地点需设立在距爆破点2 000 m 以外的平导洞口新鲜风流中，爆破后需至少通风30 min，确认瓦斯浓度小于0.5%后才能进行下一步作业。爆破施工工艺流程如图2 所示。

图2 瓦斯隧道爆破施工流程图

4 爆破参数设计

4.1 爆破器材

钻机型号决定了炮孔直径及钻孔效率，天城坝隧道爆破采用上下双台阶钻爆法，遵循短近尺、弱爆破的原则，炮孔直径选择不宜过大，本次设计钻机选取YT-28 型风动凿岩机，炮孔直径42 mm。

天城坝隧道瓦斯压力大、含量高，为保证爆破作业安全性，起爆器选用MFB-500 型防爆型放炮器，雷管选取1~5 段煤矿许用毫秒延期电雷管。炸药参数的选取需要考虑炮孔直径、现场作业便捷性及安全性，炸药选取三级煤矿许用乳化炸药，炸药参数见表1。

表1 现场炸药参数

4.2 炮孔参数优化

高强瓦斯隧道施工作业存在工期紧、围岩岩性差等问题，如何提高高强瓦斯巨厚煤层组隧道爆破的安全性与高效性是一个关键问题。

减孔布设的方法[9]是将上台阶楔形掏槽孔开口位置推移至离隧道轮廓线最小距离d1，此时炮孔数量相对减少的同时楔形掏槽孔爆破不会对围岩造成损伤，并在隧道轮道廓中心布置解炮孔，将中心大块岩石破碎分解，便于装车。根据轰爆理论，柱状药包采用不耦合装药结构下爆破时，炮孔岩石壁受到的初始冲击压力为[10]

式中：ρ0为密度，g/cm3；D1为爆速，m/s；dc为装药直径，db为炮孔直径，mm；lc为装药长度，lb为炮孔长度，m；爆轰产物撞击药室壁会明显增大压力，MPa；n 为增大倍数，取值为8~11。

本文选取三级煤矿许用乳化炸药进行计算，密度ρ0=1.25 g/cm3，爆速D1=4 600 m/s，装药直径dc=32 mm，炮孔直径db=42 mm，装药长度lc=0.7 m，炮孔长度lb=1.4 m，计算可得炮孔岩石壁受到的初始冲击压力P=647.24 MPa。

依据应力波衰减规律，在比距离r 处径向压应力峰值计算公式为

根据现场地质勘探报告，研究段围岩为煤岩，抗压强度Rc=10 MPa，当σrmax

天城坝隧道开挖断面面积S=108.7 m2，普氏系数f=6，参考家竹箐高瓦斯隧道炮孔数目计算公式[11]整个断面每循环需打孔190 个进行炮孔参数优化后，实际打孔数量为170 个，炮孔数量减少10.5%，缩短钻孔作业时间，提高爆破掘进效率。

4.3 装药量计算

炮眼的装药量是影响爆破效果的重要因素。装药量过低，炮眼利用率和石渣块度过大；装药量过高，则会破坏围岩的稳定性，加快岩石裂隙发育，造成瓦斯等有害气体逸散于隧道中，造成安全事故。

利用式（3），单孔装药计算公式[12]如下

式中：Q0为单孔装药量，kg；α 为装药系数，一般取0.45~0.8；L 为炮孔深度，m；G 为药卷质量，kg；h 为药卷长度，m。

通过上述公式可计算出隧道爆破不同类型炮孔单孔装药量，根据工程经验及现场岩性情况，掏槽孔适当增加装药量，底板孔及周边孔适当减少装药量。上台阶炮孔布设为掏槽孔间距50 cm，解炮孔间距150 cm，辅助孔由内到外间距依次为100、90、70 cm，周边孔间距为50 cm，底板孔间距100 cm；下台阶炮孔布设为辅助孔间距85 cm，周边孔间距为50 cm。综上所述，煤系地层各炮孔爆破参数见表2，炮孔布置如图3 所示。

表2 各炮孔爆破参数

图3 炮孔布置平面图

4.4 炮孔装药结构

为保障隧道爆破安全、提高爆破效率及降低爆破振动，不同炮孔采用不同装药结构形式[13]。高瓦斯煤系地层进行爆破掘进时，周边孔装药结构采用不耦合空气间隔装药，不耦合系数为2.0，钻孔时控制0.03～0.05 的外插斜率，严格控制周边孔间距及装药量，保证爆破效果。其他炮孔采用不耦合连续装药结构，不耦合系数为1.25。装药方式全部采用正向装药，严禁反向装药，避免爆破产生的火焰引起瓦斯爆炸或煤炭自燃。炸药填塞采用水炮泥与固体阻燃炮泥结合的方式，封泥长度不得小于0.5 m，这种填塞方式有效减振、降尘及吸收有害气体，提高了爆破安全性。各炮孔装药结构如图4 所示。

图4 炮孔装药结构图

4.5 起爆网路设计

隧道断面爆破网路采取串联的方式，合理设置起爆顺序，使先孔爆破后产生的反射拉伸波及剩余应力于后孔产生的压缩波叠加，增加破碎作用，通过对延时时差的合理选取，可使震动波相互干扰，降低对围岩的损伤，避免造成二次瓦斯突出。本项目选取1~5 段煤矿许用毫秒延期电雷管进行延时爆破，最后一段延期时间不得超过130 ms。根据现场爆破作业情况，及时调整炮孔数量、深度及装药量等相关爆破参数，达到最佳爆破效果。

5 爆破效果分析

爆破工程项目位于高强瓦斯煤系地层，周边环境复杂，相对于传统隧道爆破更具危险性，易产生瓦斯突出或爆炸等安全事故，需对爆破作业环境瓦斯浓度进行实时监测，确保作业环境的安全性。将瓦斯传感器布置于拱顶与拱腰处，实时监测隧道内瓦斯浓度。本文以爆破作业前后12 h 瓦斯监测数据为研究对象，每小时提取1 次监测数据（瓦斯浓度最大值），瓦斯监测数据如图5 所示。

图5 24 h 隧道瓦斯浓度监测数据

由图5 可知，在未进行爆破作业前，瓦斯浓度变化趋势平稳且处于报警值0.5%以下；在爆破作业时，周边围岩受到振动影响，围岩集中应力平衡状态突然改变，节理裂隙进一步扩展，吸附在围岩内部的瓦斯开始解吸，导致瓦斯浓度上升，超过报警值但未超过0.7%断电值；在爆破作业后，此时禁止人员进入并进行简单通风，瓦斯浓度开始下降到报警值。由于爆破揭露了部分煤体，相较于爆破作业前瓦斯浓度有所升高并及时对揭露煤体采用喷射混凝土进行封闭。

严格按照爆破设计方案执行后，高强瓦斯巨厚煤层隧道取得了较好的爆破效果，开挖轮廓面清晰平整，周边孔残孔痕迹明显，围岩无明显裂隙。现场测量数据表明隧道轮廓围岩起伏差在5~10 cm，未出现明显超欠挖现象，岩石块度相对传统爆破方式较大，但不影响装车运输。爆破效果如图6 所示。

图6 爆破效果图

综上所述，采取高强瓦斯巨厚煤层组隧道安全高效爆破技术，取得了较好的爆破效果，围岩无明显裂隙及超欠挖，有效控制瓦斯的涌出，提供了安全的爆破作业环境，确保了爆破作业安全进行，避免了隧道瓦斯二次突出的发生。

6 结束语

针对高强瓦斯、巨厚煤层组等复杂地质隧道开挖爆破，为确保隧道爆破安全、高效，采用了上下2 台阶法施工。

通过优化爆破施工方案，使炮孔数量相对减少10.5%，合理设计装药结构和起爆网路方式，使爆破能量分散释放，震动波相互干扰，有效控制爆破振动，减少围岩扰动，提高爆破掘进效率。

采用高强瓦斯巨厚煤层隧道安全高效爆破技术后，取得了较好爆破效果。隧道轮廓围岩起伏差在5~10 cm，未出现明显超欠挖。瓦斯浓度监测数据表明爆破作业瞬时瓦斯浓度异常升高，采取通风措施后瓦斯浓度能快速恢复于报警值之下并趋于稳定，未出现二次瓦斯突出问题。