第五章 隧道爆破施工技术
隧道 (tunnel)是人们利
用地下空间的一种形式，
被广泛应用于铁路、公路、
水利、水电、矿山、市政、
人防等部门，在国民经济
建设中起着重要的作用。 八达岭高速公路
山羊洼二号隧道光面爆破
目前，钻爆法 (drilling blast method)
由于对地质条件适应性强、开挖成本低，
特别适合于坚硬岩石隧道、破碎岩石隧道
及大量短隧道的施工。 钻爆法 仍是隧道掘
进的主要手段。
虽然我国也在引进 全断面隧道掘进机 (tunnel
boring machine)，但是根据我国的国情,钻爆法
与 掘进机 在相当长的时间内将同时并存和使用，
而且在隧道掘进机及高压射流等新的岩石开挖技
术进一步发展的同时，隧道爆破技术也会随着钻
孔机具的不断改进、爆破器材的日益发展而不断
进步。
爆破开挖 (excavation by blasting)是以 钻
孔, 爆破工序 为主，配以装运机械出碴，完
成隧道施工的方法，是建设隧道的主要工序，
它的成败与好坏直接影响到围岩的稳定及后
续工序的正常进行和施工速度，是隧道建设
非常重要的组成部分。
隧道爆破一般采用小孔径的钻眼爆破，其钻眼、装
药、堵塞、爆破等施工操作具有以下 特点,
1.由于滴水、潮湿空气、照明、通风和洞内气
温、噪音、粉尘等的影响，钻眼爆破作业条件差；
加之它与支护、出碴运输等工作交替进行，致使爆
破工作面受到限制，增加了爆破的施工难度，必须
合理爆破施工，保证爆破循环的正常进行。
2,爆破的临空面少，岩石的夹制作用大，耗药量
大，不能充分发挥爆破效果。
3.对钻眼爆破质量要求较高。既要使隧道方
向正确，满足精度要求；又要使爆破后隧道断面达到
设计标准，不能超挖过大。爆破时要预防飞石崩坏支
架、风管、水管、电线等，爆落岩石块度要均匀，便
于装碴运输。
4.由于隧道一般断面较大，造价昂贵，服务年限长，
且维修和养护时常需中断、停止隧道的使用，这对
运营是很不利的，因此在施工中必须确保良好的工
程质量。
5.随着以新奥法为理论基础设计的隧道越来越
多，为充分利用围岩自承力，要求施工中尽量减少
爆破对围岩的扰动，确保围岩完整。
6.隧道爆破的施工方法、施工机具和设备的选择主
要取决于开挖断面的大小和隧道所处的山体位臵，此
外，变化复杂的围岩及围岩的结构、强度、松动程度、
耐风化性、初始地应力方向、隧道的跨度和地下水活
动情况对其也有较大的影响。
岩石隧道开挖前，应根据工程地质条件、开挖
断面、开挖方法、掘进循环进尺、钻眼机具和爆破
器材等做好钻爆设计。合理地确定炮眼布臵、数目、
深度和角度、装药量和装药结构、起爆方法、起爆
顺序，安排好循环作业等，以正确指导钻爆施工，
达到预期的效果。
第一节 隧道爆破设计
一、炮眼的 种类 和 作用
隧道开挖爆破的炮眼数目，与隧道断面
的大小有关，多在几十至数百范围内。炮眼
类型按其所在位臵、爆破作用、布臵方式和
有关参数的不同可分为如下几种：
1.掏槽眼 (cut hole)。针对隧道开挖爆破只有一
个临空面的特点，为提高爆破效果，宜先在开挖
断面的适当位臵（一般在中央偏下部 )布臵几个装
药量较多的炮眼,如图 5-1中的 1#炮眼。其作用是
先在开挖面上炸出一个槽腔，为后续炮眼的爆破
创造新的临空面。
2.辅助眼 (reliever)。位于掏槽眼与周边眼
之间的炮眼称为辅助眼。如图 5-1中的 2#炮眼。其
作用是扩大掏槽眼炸出的槽腔，为周边眼爆破创
造临空面。
3.周边眼 (perimeter hole)。沿隧道周边布
臵的炮眼称为 周边眼 。如图 5-1中的 3#,4#,5#
炮眼，其作用是炸出较平整的隧道断面轮廓。按
其所在位臵的不同，又可分为帮眼（ 3#眼）、顶
眼（ 4#眼）、底眼（ 5#眼）。
爆破的 关键 是 掏槽眼 和 周边眼的爆破,掏槽
眼为辅助眼和周边眼的爆破创造了有利条件，
直接影响循环进尺和掘进效果；周边眼关系
到隧道开挖边界的超欠挖和对周围围岩的影
响。
二、掏槽 形式 和 参数
掏槽效果的好坏，直接影响整个隧道爆破的成
败。根据掏槽眼与开挖面的关系、掏槽眼的布臵方
式、掏槽深度以及装药起爆顺序的不同，可将掏槽
方式分为如下几类,
斜眼掏槽
斜眼掏槽 （ incline cut）的特点是掏槽眼与
开挖断面斜交，它的种类很多，如锥形掏槽、爬
眼掏槽、各种楔形掏槽、单斜式掏槽等。隧道爆
破中常用的是垂直楔形掏槽和锥形掏槽。
(1)垂直楔形掏槽（ vertical wedge cut）。
掏槽眼水平成对布臵（图 5— 1），爆破后将炸出
楔形槽口。炮眼与开挖面间的夹角 α,上下两对
炮眼的间距 a和同一平面上一对掏槽眼眼底的距离
b，是影响此种掏槽爆破效果的重要因素，这些参
数随围岩类别的不同而有所不同。表 5-1列出一些
经验数据供参考。
围岩类别 α （ ° ） 斜度比 a(cm) b(cm) 炮眼数量（个）
Ⅲ 类以下
Ⅳ 类
Ⅴ 类
Ⅵ 类
70～ 80
75～ 80
70～ 75
55～ 70
1:0.27～ 1:0.18
1:0.27～ 1:0.18
1:0.37～ 1:0.27
1:0.47～ 1:0.37
70～ 80
60～ 70
50～ 60
30～ 50
30
30
25
20
4
4～ 6
6
6
表 5-1 垂直楔形掏槽爆破参数
(2)锥形掏槽 (pyramidal cut)。这种炮眼呈角
锥形布臵，各掏槽眼以相等或近似相等的角度向工
作面中心轴线倾斜，眼底趋于集中，但互相并不贯
通，爆破后形成锥形槽。根据掏槽炮眼数目的不同
分为三角锥、四角锥、五角锥等。图 5-2所示为四
角锥形掏槽，它常用于受岩层层理、节理、裂隙影
响较大的围岩。其有关参数见表 5-2。
斜眼掏槽具有操作简单，精度要求较直眼掏槽
低，能按岩层的实际情况选择掏槽方式和掏槽角
度，易把岩石抛出，掏槽眼的数量少且炸药耗量
低等优点。但是,眼深易受开挖断面尺寸的限
制，不易提高循环进尺 (cycle length)，也不便
于多台凿岩机同时作业 。
围岩类别 α（ ° ） a(cm) 眼数（个）
Ⅲ 类以下
Ⅳ 类
Ⅴ 类
Ⅵ 类
70
68
65
60
100
90
80
70
3
4
5
6
表 5-2 锥形掏槽爆破参数
直眼掏槽
直眼掏槽 (cylinder cut)由若干个垂直于开挖
面的炮眼所组成，掏槽深度不受围岩软硬和开挖断
面大小的限制，可以实现多台钻机同时作业、深眼
爆破和钻眼机械化，从而为提高掘进速度提供了有
利条件。
由于直眼掏槽凿岩作业较方便，不需随循环进尺的
改变而变化掏槽形式，仅需改变炮眼的深度，且石
碴的抛掷距离也可缩短，目前现场多采用直眼掏槽。
但直眼掏槽的炮眼数目和单位用药量要增多，对眼
距、装药等要求严格，往往由于设计或施工不当，
使槽内的岩石不易抛出或重新固结而降低炮眼利用
率。
1直眼掏槽形式
直眼掏槽形式很多，过去常用的有：龟裂掏槽，
五眼梅花掏槽和螺旋掏槽。近年来，由于重型凿岩机
械的使用，尤其是能钻大于 100mm直径炮孔的液压钻机
投入施工以后，直眼掏槽的布臵形式有了新发展，目
前常用的形式有：
① 柱状掏槽。如图 5-3所示。它是充分利用大直径空
眼作为临空孔和岩石破碎后的膨胀空间，使爆破后能
形成柱状槽口的掏槽爆破。作为临空孔 (free hole）
的空眼 (buster hole) 数目，视炮眼深度而定，一般
当孔眼深度小于 3.0m时采用一个； 0当孔眼深度为
3.0m～ 3.5m时，采用双临空孔；当孔眼深度为 3.5m～
5.15m时采用三个。试验表明：第一个起爆装药孔离
开临空孔的距离应不大于 1.5倍的临空孔直径。
② 螺旋形掏槽。螺旋形掏槽是由柱状掏槽发展而来，
其特点是中心眼为空眼，邻近空眼的各装药眼至空
眼之间的距离逐渐加大，其联线呈螺旋形状，如图
5-4所示。
装药眼与空眼之间的距离分别为 a=(1.0～
1.5)D； b=(1.2～ 2.5)D； c=(3.0～ 4.0)D；
d=(4.0～ 5.0)D.D为钻孔直径，一般不小于
100mm，也可用 ф60mm ～ ф70mm 的钻头钻成 8
字形双空。爆破按 1,2,3,4由近及远顺序
起爆，能充分利用自由面，扩大掏槽效果。
2影响直眼掏槽效果的 因素
直眼掏槽以空眼作为增加的临空面，利
用炸药爆炸的能量将槽内岩石破碎，并借助
爆破产生气体的余能将已破碎的岩石从槽腔
内抛出，在直眼掏槽中应注意以下几点：
① 眼距 。空眼与装药眼之间的距离。当用等直径
炮孔时，此距离一般随岩性不同而变动，变动范
围为炮眼直径的 2～ 4倍；当采用大直径空眼时，
眼距不宜超过空眼直径的两倍。由于掏槽效果对
眼距变化很敏感，往往眼距稍大会造成掏槽失败
或效果降低，而眼距过小不仅钻眼困难，还容易
发生槽内岩石被挤实现象。
② 空眼 。空眼不仅起着自由面和破碎岩石发展的导向作
用，同时为槽内岩石破碎提供一个膨胀的空间。所以，增加空
眼数目，能获得良好的效果，一般随眼深加大，空眼数也相应
增多。
③ 装药 。直眼掏槽一般都是过量装药，装药长度占全眼
长的 70%～ 90%，如果装药长度不够，易发生, 挂门帘, 和, 留
门坎, 现象。当眼深大于 2.5m 时易产生沟槽效应，应采取相应
措施防止爆轰中断。
④ 辅助抛掷。直眼掏槽的关键是把槽内已破
碎岩石抛出槽腔，当炮眼较深时仅利用爆炸产生
气体的余能抛出岩石是很难达到预计的掏槽效果
的，所以当眼深在 2.0m以上时，可采用辅助抛掷
措施。一般是将空眼加深 100～ 200mm，并在眼底
放一卷炸药，在掏槽眼全部起爆后接着起爆。
⑤ 钻眼质量。要保证钻眼的准确性，使各炮
眼之间保持等距、平行是极为重要的。如果两眼
钻穿，易造成爆生气体过早损失，降低槽内岩石
抛出率或使岩石再生。
如果距离过大或钻眼偏斜，易发生单个炮眼
直径扩大或单个炮眼爆炸，炮眼间的岩 石不
易崩落。
混合掏槽
混合掏槽 是指两种以上的掏槽方式的混
合使用，一般在岩石特别坚硬或隧道开挖断
面较大时使用。
（ 1）复式掏槽
严格地说,复式掏槽 (double cut)也属于斜眼
掏槽，它是在浅眼楔形掏槽的基础上发展起来的，
在大断面隧道掘进中，为加大掏槽深度，可采用两
层、三层或四层楔形掏槽眼，每对掏槽眼呈完全对
称或近似对称，深度由浅到深，与工作面的夹角由
小到大。复式掏槽也叫多重楔形掏槽或 V形掏槽 (V-
cut)。
复式掏槽的爆破角 (掏槽眼与工作面的夹角）
与掏槽眼深度的相互关系，应使从每个眼底所作
的垂线恰好落在开挖断面两壁与开挖面相交的临
空面上；最深掏槽眼眼底的垂直线也必须落在隧
道内，即与已爆出的工作面相交；在每一掏槽眼
眼底所作的垂线必须与隧道壁面相交。
（ 2）升级掏槽
升级掏槽系采用逐级加深的炮眼布臵，按掘
进方向平行钻孔，把全部掏槽深度分阶段达到爆
破的目的，如图 5-6所示。
由于升级掏槽将常用掏槽方法在爆破技术上的
优点和直眼掏槽在钻眼技术上的优点结合起来，因
此，其适应能力强，可对各种不同的条件和岩石状
况采用不同的方法加以处理，掏进深度可以根据炮
眼的级数来确定。实践表明，用这种方法进行爆破
是很有成效的。
（ 3）分段掏槽
为克服深眼爆破中装药底部仅产生挤压
破碎作用和弱抛掷，可将掏槽炮眼分次起爆，
这样可以有利于槽腔形成，提高掏槽腔的有
效深度，便于机械化作业。
图 5-7给出了南昆线米花岭隧道采用的直
眼二次掏槽的示意图，炮眼利用率在 90%以上。
实践表明，对于斜眼分段掏槽循环进尺可达
隧道开挖宽度的 76%，炮眼利用率可在 95%以
上。
除此之外，其它
混合掏槽还有角锥与
直眼、楔形与直眼 (图
5-8）等形式组合。这
些一般用在比较坚硬
的岩石中。
三、隧道爆破的参数设计
炮眼直径
炮眼直径 (bore hole diameter）对凿岩生产率、
炮眼数目、单位耗药量和洞壁的平整程度均有影响。
加大炮眼直径以及相应装药量可使炸药能量相对集
中，爆炸效果得以改善。但炮眼直径过大将导致凿
岩速度显著下降，并影响岩石破碎质量、
洞壁平整程度和围岩稳定性。因此，必须根
据岩性、凿岩设备和工具、炸药性能等综合
分析，合理选用孔径。一般隧道的炮眼直径
在 φ32mm ～ φ50mm 之间，药卷与眼壁之间的
间隙一般为炮眼直径的 10%～ 15%。
炮眼数量
炮眼数量（ number of holes）主要与开挖
断面、炮眼直径、岩石性质和炸药性能有关，炮
眼的多少直接影响凿岩工作量。炮眼数量应能装
入设计的炸药量，通常可根据各炮眼平均分配炸
药量的原则来计算，其公式为：
1-5 ??qSN ?
式中,N— 炮眼数量，不包括未装药的空眼数；
q— 单位炸药消耗量，一般取 q=1.2kg/m3～
2.4kg/m3；
S— 开挖断面积,m2；
α — 装药系数，即装药长度与炮眼全长的比
值，可参考表 5-3；
γ — 每米药卷的炸药重量（ kg/m）,2号岩石
铵梯炸药的每米重量 见表 5-4；
围岩类
别炮眼
名称
Ⅱ, Ⅲ Ⅳ Ⅴ Ⅵ
掏槽眼
辅助眼
周边眼
0.5
0.4
0.4
0.55
0.45
0.45
0.60
0.50
0.55
0.65～
0.80
0.55～
0.70
0.60～
0.75
表 5-3 装药系数 α值
药卷直径（ mm） 32 35 38 40 44 45 50
γ （ kg/m） 0.78 0.96 1.10 1.25 1.52 1.59 1.90
表 5-4 2号岩石铵梯炸药每米重量 γ值
炮眼深度
炮眼深度（ hole depth）是指炮眼底至开挖面
的垂直距离。合适的炮眼深度有助于提高掘进速度
和炮眼利用率。随着凿岩、装碴运输设备的改进，
目前普遍存在加长炮眼深度以减少作业循环次数的
趋势。一般根据下列因素确定炮眼深度：
开挖面积
炮眼量
岩石等级
开挖面积
4～ 6 7～ 9 10～ 12 13～ 15 40～ 43
软石（ Ⅱ ～ Ⅲ ）
次坚石（ Ⅲ ～ Ⅳ ）
坚石（ Ⅳ ～ Ⅴ ）
特坚石（ Ⅵ ）
10～ 13
11～ 16
12～ 18
18～ 25
15～ 16
16～ 20
17～ 24
28～ 33
17～ 19
18～ 25
21～ 30
37～ 42
20～ 24
23～ 30
27～ 35
43～ 38
75～ 90
80～ 100
表 5-5 炮眼数量参考值
（ 1）围岩的稳定性，避免过大的超欠挖；
（ 2）凿岩机的允许钻眼长度、操作技术条件和
钻眼技术水平。
（ 3）掘进循环安排，保证充分利用作业时间。
确定炮眼度的常用方法有三种。一种是采用 斜
眼掏槽 时，炮眼深度受开挖面大小的影响，炮眼过
深，周边岩石的夹制作用较大，故炮眼深度不宜过
大。一般最大炮眼深度取断面宽度（或高度） B的
0.5～ 0.7倍，即 L=（ 0.5～ 0.7） B。当围岩条件好时，
采用较小值。
另一种方法是 利用每一掘进循环的进尺数及实
际的炮眼利用率来确定 。即
L— 炮眼深度（ m）；
2-5 ?lL ?
l— 每掘进循环的计划进尺数（ m）；
η — 炮眼利用率（ efficiency of bore hole），
一般要求不低于 0.85。
第三种方法 是按每一掘进循环中所占时间确
定,即
式中,m— 钻机数量；
v— 钻眼速度（ m/h）；
t— 每一掘进循环中钻眼所占时间 (h)；
N— 炮眼数目。
3-5 ?m vtL ?
所确定的炮眼深度还应与装碴运输能力相适应，
使每个作业班能完成整数个循环，而且使掘进每米
坑道消耗的时间最少，炮眼利用率最高。目前较多
采用的炮眼深度为 1.2m～ 1.8m，中深孔 2.5m～ 3.5m,
深孔 3.5m～ 5.15m。
装药量的计算及分配
眼装药量的多少，是影响爆破效果的重要因素。
药量不足，会出现炸不开，炮眼利用率低和石碴块
度过大；装药量过多，则会破坏围岩稳定，崩坏支
撑和机械设备，使抛碴过散，对装碴不利，且增加
了洞内有害气体，相应地增加了排烟时间和供风量
等。
合理的药量应根据所使用的炸药的性能和质量、
地质条件、开挖断面尺寸、临空面数目、炮眼直径
和深度及爆破的质量要求来确定。目前多采取先用
体积公式计算出一个循环的总用药量，然后按各种
类型炮眼的爆破特性进行分配，再在爆破实践中加
以检验和修正，直到取得良好的爆破效果为止的方
法。
计算总用药量 Q的公式为：
式中,Q— 个爆破循环的总用药量,kg;
q— 爆破每立方米岩石所需炸药的消耗
量,kg/m3,见表 5-6；
4-5 qVQ ?
V— 一个循环进尺所爆落的岩石总体积，且
V=lS,m3；
l— 计划循环进尺 m；
S— 开挖面积,m2。
总的炸药量应分配到各个炮孔中去，由于各炮
眼的作用及受到岩石夹制情况不同，装药数量亦不
同，通常按装药系数 α 进行分配,α 值可参考表 5-3
取值。
开挖部位和开挖面
积（ m2）
围岩类别
Ⅱ ～ Ⅲ Ⅲ ～ Ⅳ Ⅳ ～ Ⅴ Ⅵ
一个
自由面
的水平
和倾斜
隧道
4～ 6
7～ 9
10～ 12
13～ 15
16～ 20
40～ 43
1.5
1.3
1.2
1.2
1.1
1.8
1.6
1.5
1.4
1.3
2.3
2.0
1.8
1.7
1.6
1.1
2.9
2.5
2.25
2.1
2.0
1.4
多个自由
面部位
扩大
挖底
0.6
0.52
0.74
0.62
0.95
0.79
1.2
1.0
表 5-6 爆破岩石所需的单位耗药量（ kg/m3）（ 2号岩石铵梯炸药）
四、炮眼的布臵
隧道内布臵炮眼时，必须保证获得良好的爆
破效果，并考虑钻眼的效率。在开挖面上除出现
土石互层、围岩类别不同、节理异常等特殊情况
外，应按实际需要布臵炮眼，一般应按下述原则
布臵炮眼：
1.先布臵掏槽眼，其次是周边眼，最后是辅助
眼。掏槽眼一般应布臵在开挖面中央偏下部位，其
深度应比其它眼深 15cm～ 20cm。为爆出平整的开挖
面，除掏槽和底部炮眼外，所有掘进眼眼底应落在
同一平面上。底部炮眼深度一般与掏槽眼相同 。
2.周边眼应严格按照设计位臵布臵。断面拐
角处应布臵炮眼。为满足机械钻眼需要和减少超欠
挖，周边眼设计位臵应考虑 0.03～ 0.05的外插斜率。
并应使前后两排炮眼的衔接台阶高度（即锯齿形的
齿高）最小为佳。此高度一般要求为 10cm左右，最
大也不应 大于 15cm。
3.辅助眼的布臵主要是解决炮眼间距和最小
抵抗线的问题，这可以由施工经验决定，一般抵
抗线 W约为炮眼间距的 60%～ 80%，并在整个断面上
均匀排列，当采用 2号岩石铵梯炸药时,W值一般
取 0.6m～ 0.8m。
4.当炮眼的深度超过 2.5m时，靠近周边眼的
内圈辅助眼应与周边眼有相同的倾角。
5.当岩层层理明显时，炮眼方向应尽量垂直于
层理面。如节理发育，炮眼应尽量避开节理，以
防卡钻和影响爆破效果。
隧道开挖面的炮眼，在遵守上述原则的基础
上，可以有以下几种布臵方式：
1.直线形布眼：将炮眼按垂直方向或水平方向，
围绕掏槽开口呈直线形逐层排列，如图 5-9a,b所示。
这种布眼方式，形式简单且易掌握，同排炮眼的最
小抵抗线一致，间距一致，前排眼为后排眼创造临
空面，爆破效果较好。
2.多边形布眼：这种布眼是围绕着掏槽部位，由里向外，
将炮眼逐层布臵成正方形、长方形、多边形等，如图 5-9c所
示。
3.弧形布眼：顺着拱部轮廓线，逐圈布臵炮眼，如图 5-
9d所示。此外，还可将开挖面上部布臵成弧形，下部布臵成
直线形，以构成混合型布臵。
4.圆形布孔：当开挖面为圆形时，炮孔围绕断面中心逐
层布臵成圆形。这种布孔方式，多用在圆形隧道、泄水洞以
及圆形竖井的开挖中。
第二节 周边眼的控制爆破
在隧道爆破施工中，首要的要求是开挖轮廓与
尺寸准确，对围岩扰动小。所以，周边眼的爆破效
果，反映了整个隧道爆破的成洞质量。实践表明，
采用普通爆破方法，不仅对围岩扰动大，而且难以
爆出理想的开挖轮廓，故目前采用控制爆破
(controlled blasting)技术进行爆破。隧道控制爆
破是指光面爆破和预裂爆破。
一,隧道的光面爆破
1.隧道光面爆破的特点与标准
光面爆破是通过正确确定爆破参数和施工方法，
在设计断面内的岩体爆破崩落后，才爆周边孔，使
爆破后的围岩断面轮廓整齐，最大限度地减轻爆破
对围岩的扰动和破坏，尽可能地保持原岩的完整性
和稳定性的爆破技术。
其 主要标准 为：开挖轮廓成形规则，岩面平
整 ;围岩壁上保存有 50%以上的半面炮眼痕迹，
无明显的爆破裂缝 ;超欠挖符合规定要求，围
岩壁上无危石等。
光面爆破对围岩扰动小，又尽可能保存了围岩
自身原有的承载能力，从而改善了衬砌结构的受力
状况；由于围岩壁面平整，减少了应力集中和局部
落石现象，增加了施工安全，减少了超挖和回填量，
若与锚喷支护相结合，能节省大量混凝土，降低工
程造价，加快施工进度；因光面爆破可减轻振动和
保护围岩，所以它是在松软及不均质的地质岩体中
较为有效的开挖方法。
2.隧道光面爆破的主要参数
光面爆破的成功与否主要取决于爆破参数的
确定。其主要参数包括：周边炮眼的间距，光面
爆破层的厚度，周边眼密集系数 (intensive
coefficient of perimeter hole)和装药集中度
等。影响光面爆破参数选择的因素很多，主要有
岩石的爆破性能、炸药品种、一次爆破的断面大
小、断面形状、凿岩设备等。
其中影响最大的是地质条件。光面爆破参数的
选择，通常是采取简单的计算并结合工程类比加以
确定，在初步确定后，一般都要在现场爆破实践中
加以修正改善。
(1)周边炮眼间距 E。在不偶合装药的前提下，光
面爆破应满足炮孔内静压力 F小于爆破岩体的极限抗
压强度，而大于岩体的极限抗拉强度的条件（如图
5-10所示）。即
[σ p]〃 E〃 L≤F≤[σ c]〃 d〃 L
E≤[σ c]/ [σ p]≤K i 〃 d
（ 5-5）
式中,[σp] — 岩体的极限抗拉强度,MPa;
[σc] — 岩体的极限抗压强度,MPa;
F— 炮孔内炸药爆炸静压力,N；
d— 炮眼直径,cm;
L— 炮眼深度,cm;
Ki— 孔距系数,Ki＝ [σc]/[σp] 。
从 5-5式中可以看出，周边炮眼间距与岩体的
抗拉、抗压强度以及炮眼直径有关。一般取 Ki＝
10～ 18,即 E=（ 10～ 18） d；当炮眼直径为 32mm～
40mm时,E=320mm～ 700mm。一般情况软质或完整的
岩石 E宜取大值，隧道跨度小、坚硬和节理裂隙发育
的岩石 E宜取小值，装药量也需相应减少。还可以在
两个炮眼间增加导向空眼，导向眼到装药眼间的距
离，一般控制在 400mm以内。 注意 炸药的品种对 E值
也有影响。
(2)光面层厚度及炮眼密集系数。所谓光面层就
是周边眼与最外层辅助眼之间的一圈岩石层。其厚
度就是周边眼的最小抵抗线 W（如图 5— 10）。周边
眼的间距 E与光面层厚度 W有着密切关系，通常以周
边眼的密集系数 K（ K=E/W）表示，其大小对光面爆
破效果有较大影响。
必须 使应力波在两相邻炮眼间的传播距离小
于应力波至临空面的传播距离，即 E<W。实践
表明,K=0.8左右较为适宜，光面层厚度 W一
般取 50cm～ 80cm。
(3)装药量。周边眼的装药量通常以线装
药密度表示。恰当的装药量应是既具有破岩
所需的能量，又不造成围岩的过度破坏。施
工中应根据孔距、光面层厚度、石质及炸药
种类等综合考虑确定装药量。
在光面层单独爆落时，周边眼的线装药密度
一般为 0.15kg/m～ 0.25kg/m,全断面一次起爆
时，为尽量减少残眼，需适当增加，一般可
达 0.30kg/m～ 0.35kg/m。
3.隧道光面爆破的技术措施
为了获得良好的光面爆破效果，可采取以
下技术措施：
(1)使用低爆速、低猛度、低密度、传爆性
能好、爆炸威力大的炸药。
(2)采用不偶合装药结构。光面爆破的不偶
合系数最好大于 2,但药卷直径不应小于该炸
药的临界直径，以保证稳定传爆。当采用间
隔装药时，相邻炮眼所用的药卷位臵应错开，
以充分利用炸药效能。
(3)严格掌握与周边眼相邻的内圈炮眼的爆破效
果，为周边眼爆破创造临空面。周边眼应尽量做到
同时起爆。
(4)严格控制装药集中度。为克服眼底岩石的夹
制作用，通常在眼底需加强装药。
表 5-7给出了光面爆破一般参考数值和国内
部分隧道光面爆破设计参数（表 5-7,5-9适
用于炮眼深度 1.0～ 3.5m，炮眼直径 40～ 50mm，
药卷直径 20～ 25mm）。
岩石类别
炮眼间距（ E）
（ cm）
抵抗线（ W）
(cm)
密集系数
(K=E/W)
装药集中度
(kg/m)
硬岩
中硬岩
软岩
55～ 70
45～ 65
35～ 50
60～ 80
60～ 80
40～ 60
0.7～ 1.0
0.7～ 1.0
0.5～ 0.8
0.30～ 0.35
0.20～ 0.30
0.07～ 0.12
表 5-7 光面爆破一般参考数值
二、隧道预裂爆破
预裂爆破是由于首先起爆周边眼，在其它炮眼
未爆破之前先沿着开挖轮廓线预裂爆破出一条用以
反射爆破地震应力波的裂缝而得名。预裂爆破的爆
破目的同光面爆破，只是在炮眼的爆破顺序上，光
面爆破是先引爆掏槽眼，再引爆辅助眼，最后引爆
周边眼；而预裂爆破则是首先引爆周边眼，使沿周
边眼的连心线炸出平顺的预裂面。
由于这个预裂面的存在，对后爆的掏槽
眼、辅助眼的爆轰波能起反射和缓冲作用，
可以减轻爆轰波对围岩的破坏影响，保持岩
体的完整性，爆破后的开挖面整齐规则。
由于成洞过程和破岩条件不同。在减轻对围岩
的扰动程度上，预裂爆破较光面爆破的效果更好一
些。所以预裂爆破很适用稳定性较差而又要求控制
开挖轮廓的软弱围岩，但预裂爆破的周边眼距和最
小抵抗线都要比光面爆破的小，相应地要增多炮眼
数量，钻眼工作量增大。
理想的预裂效果应保证在炮眼连线上产生贯通
裂缝，形成光滑的岩壁。但由于预裂爆破受到只有
一个临空面条件的制约，因此，其爆破技术较光面
爆破更为复杂，影响预裂爆破效果的因素很多，如
钻孔直径、孔距、装药量、岩石的物理力学性质、
地质构造、炸药品种、装药结构及施工因素等，而
这些因素又是相互影响的。
目前，确定预裂爆破主要参数的方法有理论计
算法、经验公式计算法和经验类比法三种。就目前
的状况来说，对预裂爆破的理论研究还很欠缺，设
计计算方法也很不完善，多半须通过经验类比初步
确定爆破参数，再由现场试验调整，才能获得满意
的结果。表 5-8给出了隧道预裂爆破的参考数值可供
选用。
岩石类别 炮眼间距（ E）（ cm）
至内排崩落眼
间距
(cm)
装药集中度
（ kg/m）
硬岩
中硬岩
软岩
40～ 50
40～ 45
35～ 40
40
40
35
0.30～ 0.40
0.2～ 0.25
0.07～ 0.12
表 5-8 预裂爆破参数
第三节 钻爆施工
钻爆施工 是把钻爆设计付诸实施的重要环节，
包括钻孔、装药、堵塞和爆破后可能出现的问题处
理等。隧道爆破通常都要做到每一循环尽可能得到
大的进尺，但在很多情况下，往往会碰到由于过高
估计爆破效果而带来一些困难，因此在施工设计中，
不但要了解实际掘进速度的可能性，而且还要研究
开挖方法。
一、开挖方法
隧道施工方法的选用，应根据工程地质条件和
水文地质资料，结合断面大小、支护类型、隧道长
度、工期要求等因素综合研究确定。当采用钻爆法
施工时，一般可选用 全断面开挖法 (full face
method),台阶法 (bench cut method)和 导坑法
(drift method)等。
铁路隧道的高度一般在 8m左右，从施工速度考虑，
在岩层完整、岩石较坚硬时，以采用全断面爆破掘
进为宜。这种方法施工场地宽敞，工作面空间大，
能充分发挥机械效能，适合于大型机械作业；工序
少，便于施工管理和施工组织，开挖断面大且一次
成型，有利于围岩稳定和深孔爆破，在衡广复线大
瑶山双线隧道中最深钻孔达 5.15m,爆破循环循环进
尺可达 4m～ 5m。
但该法要求机械化程度较高，各工序须
紧密配合。当岩石遇到节理比较发育和断层
破裂带时，则开挖必须与支护间隔相配合，
一次爆破循环进尺可达 1.2m～ 1.8m左右。
当隧道高度较大而又无大型凿岩台车时，可用
台阶开挖法施工。该法将隧道分为上下两层掘进，
当上半断面掘进施工超前下半断面时，称为正台阶
法开挖 (图 5-11b），反之则为反台阶法开挖。在不
太松软的岩层中采用正台阶法施工，相当安全并且
效率较高，平均日进尺可达 10m。由于台阶法的特点
全断面法和导坑法之间，对地质适应性较强，变更
容易，目前，我国约有 70%的隧道开挖采用此法，多
用于围岩能短期内处于稳定的地层。
当地质条件比较松软，涌水量较大或缺乏全断
面开挖机具时，可用导坑法。这时隧道开挖工序分
为导坑开挖、扩大刷帮和挖底、挖边墙三部分 (如图
5-11a所示 )。根据导坑位臵不同，又可分为上导坑、
下导坑和侧导坑等，超前导坑有利于探明前方的地
质条件；地质变化时，变更施工方法容易；分步开
挖有利于拉开工序，安排较多人力，加快施工进度。
扩大刷帮和挖底、挖边墙这两部分的爆破要充
分利用导坑这个临空面。扩大刷帮时，一般采用顺
帮钻眼（所有炮眼都与导坑前进方向平行），这样
易掌握开挖尺寸，钻眼方便，有利于流水作业，炮
眼距离要求大于最小抵抗线，避免带炮或冲炮，装
药量为炮眼深度的 1/3～ 1/2；起爆次序是：靠临空
面的炮眼先起爆，依次由下向上，由里向外爆破。
二、钻眼
目前，在隧道开挖爆破过程中，广泛采用的
钻孔设备为凿岩机 (rock drill) 和钻孔台车
(drill jumbo)。为保证达到良好的爆破效果，施
钻前，应由专门人员根据设计布空图现场布设，
必须标出掏槽眼和周边眼的位臵，严格按照炮眼
的设计位臵、深度、角度和眼径进行钻眼
(drilling)，如出现偏差，由现场施工技术人员
确定其取舍，必要时应废弃重钻。
三、装药
在炸药装入炮眼前，应将炮眼内的残碴积水排
除干净，并仔细检查炮眼的位臵、深度、角度是否
满足设计要求，装药时应严格按照设计的炸药量进
行装填。隧道爆破中常采用的装药结构有连续装药、
间隔装药及不偶合装药等。连续装药结构按照雷管
所在位臵不同又可分为正向起爆、反向起爆和双向
起爆三种起爆形式。
实践表明，反向起爆有利于克服岩石的夹制作
用，能提高炮眼利用率，减小岩石破碎块度，爆破
效果较正向起爆为好。但反向起爆较早装入起爆药
卷，会影响后续装药质量，在有水情况下，起爆易
受潮拒爆，还易损伤起爆引线，机械化装药时易产
生静电早爆。
隧道周边眼的装药结构常用小直径连续装药、
间隔装药、导爆索装药和空气柱装药。一般宜选用
小直径连续装药或间隔装药结构；当岩石很软时，
可用导爆索装药结构；眼深小于 2m时，可采用空气
柱装药结构。
四、堵塞及起爆
隧道内所用的炮眼堵塞材料，一般为砂子和粘
土混合物，其比例大致为砂子 50%～ 40%，粘土 50%～
60%。堵塞长度视炮眼直径而定。当炮眼直径为
φ25mm 或 φ50mm 时，堵塞长度不能小于 18cm和 45cm。
堵塞长度也和最小抵抗线有关，通常不能小于最小
抵抗线。堵塞方法可采用分层捣实法进行。
起爆网络是隧道爆破成败的关键，它直接影响
爆破效果和爆破质量，起爆网络必须保证每个药卷
按设计的起爆顺序和起爆时间起爆。目前在无瓦斯
与煤尘爆炸危险的铁路隧道中进行爆破开挖多采用
导爆管起爆系统起爆。
五、瞎炮的预防和处理
放炮时，炮眼装药未能起爆，称为 盲炮,
亦即 瞎炮 (misfired hole)。
六,隧道爆破质量检验标准
隧道爆破质量直接影响隧道施工的安全、掘进
速度以及经济效益。爆破时，围岩的破坏范围过大，
将威胁到施工安全；石碴块度过大，将会影响装运
速度；眼底不平，炮眼利用率不高，会影响掘进速
度；光爆效果不好，超挖过大，则是造成经济效益
不好的直接原因。根据长期总结的经验，并考虑到
铁路隧道施工的现状，一般采用表 5-9所示的质量检
验标准：
岩性
项目
软弱 中硬 硬
围岩扰动深度（ m） 1 0.8 0.5
平均线性超挖（ cm） 15 15 10
最大线性超挖（ cm） 25 25 20
两炮衔接台阶最大尺寸（ cm） 15 15 15
局部欠挖（ cm） 5 5 5
炮眼残痕率 ≥50% ≥70% ≥80%
炮眼利用率 100% 95% 90%
岩壁 爆后围岩稳定，无剥落现象
石碴块度
大块一般不宜超过 30cm,大型装碴机允许
50～ 60cm,最大 ∠ 100cm,碴堆集中，最大抛
距 20m,双线隧道深眼爆破时为 30m。
表 5-9 隧道爆破质量检验标准
第四节 瓦斯隧道爆破技术
当铁路隧道穿越煤系地层时，爆破施工可能遇
到瓦斯问题。 瓦斯 (gas)指从煤 (岩 )体内渗出的各种
有害气体的总称，包括沼气、一氧化碳、二氧化碳
和硫化氢等，在一定压力、温度条件下，瓦斯遇到
火源将发生燃烧或爆炸，给施工带来极大的危害。
因此，必须采取相应的措施，防止瓦斯爆炸事故的
发生，本节仅对瓦斯隧道爆破施工一些特殊问题做
些介绍。
一、瓦斯的特性
瓦斯在煤层内有游离和吸着两种存在状态。当
隧道开挖通过煤层或煤层近区的岩体时，瓦斯通过
煤层的裂隙、孔洞涌向隧道或工作面，同时吸着瓦
斯转化为游离瓦斯。其涌出形式有 缓慢涌出, 喷出,
煤和瓦斯突出 (gas outburst)三种。
铁路设计一般均避开煤层及含有大量瓦斯的
地段，因此瓦斯的涌出形式主要是缓慢涌出。沼
气 (bio— gas)是瓦斯的主要成份，它是大量植物
沉积物埋藏地下深处，在缺氧情况下受高温高压
作用进行煤的变质碳化过程产生的一种可燃气体。
沼气 是无色无味的气体，具有窒息性，与空
气混合后还具有燃烧爆炸性。当沼气浓度在 5%以
下时遇火能燃烧； 5～ 15%时，遇火爆炸； 15%以
上时遇火燃烧，但因空气中含氧量减少而不完全
燃烧，冒黑烟；沼气的引燃温度一般为 650～
750℃,当氧气含量低于 12%时，遇火不燃烧。不
同浓度的沼气引燃温度不同，高温也可引燃低浓
度的沼气。
瓦斯在空气中要爆炸，必须具备一定的浓度、一
定的含氧量和点燃火源。瓦斯浓度爆炸限界见表 5-
10,空气中瓦斯浓度为 9.5%时最易引起爆炸，且爆炸
威力最大。了解了这一规律，只要我们采取相应的
措施，使隧道内的瓦斯不超限，且杜绝火源就能保
证不发生燃烧和爆炸事故。
瓦斯浓度 爆炸界限
5～ 6
14～ 16
9.5
8.0
<5.0或 >14～ 16
瓦斯爆炸下界限
瓦斯爆炸上界限
爆炸最强烈
最易点燃
不爆炸，与火焰接触部分燃烧
表 5-10 瓦斯浓度爆炸界限
二、瓦斯隧道对爆破材料的有关要求
瓦斯隧道必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用电
雷管,具体的规定如下：
1.铁路瓦斯隧道在煤层以及距煤层 10m以内的爆
破工作面，或沼气浓度大于 0.3%的岩层爆破工作面
时，都必须使用取得产品合格证的煤矿许用爆破器
材，采用安全电力起爆。
若岩层爆破工作面及其前后 20m范围内的沼气浓度
在爆破全过程中均不超过 0.3%，可以使用非煤矿爆
破材料和非电塑料导爆管起爆。
2.严禁使用含水量超过 0.5%的铵锑炸药及硬化
的硝铵类炸药。
3.采用煤矿许用炸药时，宜选用 2号或 3号煤
矿许用炸药，有瓦斯突出危险的地段，必须
选用 3号煤矿许用炸药、煤矿水胶炸药、煤矿
乳化炸药、被筒炸药、当量炸药或离子交换
型炸药。
4.严禁使用秒或半秒级电雷管。
5.采用电力起爆时，必须使用防爆型起爆
电源，一个工作面不得同时使用两台或多台
起爆器放炮。
6.电爆网路必须采用串联方式，不得并联
或串并联。
三、施工瓦斯的检测
检测标准
隧道中煤（岩）层瓦斯涌出，其浓度大小是危
险程度的标志，施工中必须将瓦斯浓度控制在安全
的限值以内。
（ 1）铁路瓦斯隧道内每立方米空气中，氧气含
量（按体积计）应不小于 20%。
（ 2）隧道总回风风流或一翼回风中，瓦斯浓度
应小于 0.75%。
（ 3）从其它工作面进来的风流中，瓦斯浓度应小
于 0.5%。
（ 4）工作面风流中瓦斯浓度达到 1%时必须停止
用电钻打眼。
（ 5）开挖工作面风流瓦斯浓度达到 1.5%、电动
机或其它开关地点附近 20m以内风流中瓦斯浓度达到
1.5%时，必须停止运转，撤出人员，切断电源，进
行处理。
（ 6）开挖工作面内，在体积大于 0.5m3的空间内，
如坍塌洞穴、避车洞等处，其局部瓦斯积聚浓度达
到 2%时，附近 20m内必须停止工作，撤出人员，进行
处理。
（ 7）因瓦斯浓度超过规定而切断电源的电气设
备，都必须在瓦斯浓度降到 1%以下时，方可开动机
器，使用瓦斯自动检测报警断电装臵的掘进工作面，
只准人工复电。
（ 8）停工后风机停止运转，在恢复通风前，局
部通风机及其开关附近 10m以内风流中瓦斯浓度不超
过 0.5%时，方可开动局部通风机。
（ 9）隧道内其它有害气体（按体积计）不得超
过表 10-10要求。
瓦斯检测仪器（ gas detector）
瓦斯安全检查仪器应保持测试结果的准确性，
除每旬必须进行一次调试、校正外，平时发现有问
题应及时处理。瓦斯安全检测仪器大修应送国家认
证机构。
瓦斯超限与处理
当监测到瓦斯超限时，须立即停止作业，
撤出人员，并报告主管领导，采取处理措施。
符合标准时，方可复工。
四、瓦斯隧道爆破作业的技术要求
在具有瓦斯爆炸危险的铁路隧道中进行爆破作
业，必须遵守, 爆破安全规程,,, 煤矿安全规程,
及, 铁路瓦斯隧道爆破的暂行技术规定, 的要求。
1.瓦斯隧道施工单位的各级行政领导是安全生
产的第一责任者，必须加强责任心。
2.专职的瓦斯安全检查员、爆破工、电工和各
种设备司机，必须进行专门的安全技术培训，并经
考试合格后，方可上岗。瓦斯安全检查员负责检查、
督促安全措施的全面实施，当发现事故预兆时，有
权责令现场人员停止施工，并按有关安全规定采取
措施。
3.有瓦斯突出危险的隧道，应单独编制预防瓦
斯突出的实施性施工组织设计。瓦斯区段的施工均
应进行瓦斯监测，设臵消防设施，并配备兼职救护
队。
4.铁路隧道含瓦斯区段必须采用普通光电测距
仪测量时，其工作范围内的瓦斯浓度必须小于 1%。
5.洞内装碴时，必须将石碴润湿，装碴机铲斗
不得猛力与石碴碰击。
6.铁路隧道含瓦斯区段爆破应严格执行, 一炮
三检, 制度，即钻眼前、装药前、起爆前均应进行
瓦斯浓度检查。
7.铁路隧道含瓦斯工区钻孔作业，应符合下列
规定：
（ 1）钻眼前，应测定工作面附近 20m以内风流中
的沼气浓度，在 1%以下时方可开钻。
（ 2）在施钻过程中，要随时检测瓦斯浓度。
（ 3）必须采用湿式凿岩，炮眼深度不得小于
0.65m。
8.采用电雷管爆破，并采用正向连续装药结
构，起爆药以外不得装盖药。严禁反向装药或间
隔装药。
9.在岩层内爆破，炮眼深度在 0.9m以下时装
药长度不得超过炮眼深度的 1/2；炮眼深度在 0.9m
以上时装药长度不得超过炮眼深度的 2/3。在煤层
内爆破，装药长度不得超过炮眼深度的 1/2。所有
炮眼的剩余部分都应用炮泥堵塞。
10.炮泥应用粘土炮泥，严禁使用煤粉、块状
材料或其它可燃性材料作炮泥。
11.有下列情况之一者，未经妥善处理前不准
装药和放炮。
（ 1）放炮地点附近 20米以内风流中，沼气浓
度达到 1%时；
（ 2）在放炮地点 20米以内，有未清除的碎石、煤
碴、矿车或其它物体阻塞巷道断面三分之一以上时；
（ 3）风量不够，风向不稳，局部有循环风时；
（ 4）炮眼内有异物、温度骤高或骤低、煤岩松
散或有显著瓦斯涌出时；
（ 5）炮眼内煤、岩粉未清除干净；
（ 6）无炮泥、封泥不足或不严的炮眼。
12.爆破后，只有当瓦斯浓度小于 1%，二氧
化碳浓度小于 1.5%，撤除警戒后，工作人员才可
进入工作面工作。
五、穿越煤层施工
隧道掘进由岩层进入煤层前，必须重新验证各
煤层的突出危险性。掘进工作面距煤层 10m以外时，
就应向煤层打探钻孔穿透煤层全厚并进入岩层不小
于 0.5m,还经常保持超前工作面 5m,以便确切掌握煤
层贮存条件和瓦斯情况。揭开煤层前，掘进工作面
到煤层之间，必须保持一定的岩柱，倾斜岩层为 2m,
缓倾斜岩层及倾斜煤层为 1.5m。
在穿越煤层施工中，控制煤和瓦斯突出的方法
有很多，通常采用以下三种：
1.震动性放炮
震动性放炮实质上是在掘进工作面上钻较多炮
眼，装较多炸药，全断面一次起爆揭开煤层，并利
用放炮所产生的强烈振动，人为地诱导煤和瓦斯的
突出。
震动性放炮要求煤层瓦斯压力 小于 1MPa,
如大于 1MPa时，则应先钻孔排放瓦斯或采取
其它措施将瓦斯压力降到 1MPa以下，然后用
震动放炮揭开石门。
(1) 震动性放炮的 设计参数
1.炮眼个数 。较一般性放炮约多 2～ 3倍，具
体应视岩柱情况而定或按下式计算：
式中,S— 隧道开挖断面积（ m2）。
2.单位炸药消耗量当使用延迟雷管时
为 2～ 3kg/m3,采用瞬发雷管时为 3～ 4.5kg/m3。 且
只准使用煤矿许用炸药。
6-5 5 SN ?
3.炮眼密度 。隧道顶部一般小于底部，周边眼
大于中部。
4.炮眼深度 。一般应超过欲揭的岩柱和煤层厚
度之和，而岩眼底距煤层应有 0.1～ 0.2m的距离。若
钻眼时掌握不好，可在刚钻至煤层后停止钻进，并
填塞 0.1～ 0.2m眼底炮泥。装药后，全部炮眼必须填
满炮泥。
图 5-12为一次穿透岩层及煤层的震动放炮炮眼布臵。
(2)震动性放炮应注意的 安全事项,
①必须周密设计爆破网路，仔细核查选择爆破
器材，保证不发生拒爆和瞎炮。
②放炮前，必须检查通风设施。
③放炮的发爆工作必须在洞内进行。
④采用震动性放炮时，隧道顶部比较薄弱地方
易引起塌方，应做好加强支护工作，并防止放炮引
起的弱煤层爆后强煤突出现象，做好组织清除工作。
2.超前支架法
超前支架法的作用在于缓和山体压力，加强隅
角的煤体支护，防止煤的坍落而引起煤和瓦斯的突
出。当石门掘进距煤层 2m时，沿石门上部和两侧各
打一至两排直径 70～ 100mm,彼此相距 200～ 300mm的
钻孔，钻透煤层并穿入顶板（或底板） 0.3m,钻孔内
插入直径 50～ 70mm的钢管或钢轨，钢管尾部可用钢
轨或混凝土支柱固定，然后一次放炮穿越煤层。
3.水力冲孔冲刷法
水力冲刷 是指在石门未揭开前，利用 高压水枪
预先冲刷揭露的煤层，使岩柱内侧的煤层人为地形
成空洞，将煤体局部卸压，同时排除一定量的瓦斯，
从而起到预防突出的作用。而水力冲孔则是通过钻
孔诱导突出，将石门揭煤发生的大突出转化为钻孔
的小突出，将不易控制的破坏性突出变为人为控制
的安全突出，使煤体和瓦斯的潜能预先释放出来。
常用的技术措施有：
在水力冲孔前，预留 5m的安全岩柱。
在距煤层 5m的石门工作面布臵若干水
力钻孔眼，布眼时考虑石门顶部以上 10m,左
右 8m，下部 6m作为卸压三危险区。
自上而下依次压注高压水冲孔，水压一般为
4～ 5MPa,为防止揭煤时顶部发生煤层坍塌，
在石门顶部可压入泥浆，以增加煤体强度。
在石门两侧做导洞，保留 2m安全岩柱，
以震动放炮安全揭开煤层。
第五节 隧道爆破的设计实例
某隧道为石灰岩，无地下水，属 Ⅳ 类围岩，采
用导坑法施工，设下导坑为矩形断面，其尺寸宽
4.2m× 高 3.0m,导坑月掘进计划为 130m,每月施工 28
天，采用四班四循环作业，炮眼利用率为 0.9,采用 2
号岩石铵梯炸药，导坑钻爆设计如下。
1,根据导坑的地质情况决定采用垂直楔
形掏槽。
2,计算导坑炮眼数 N
??
qSN ?
其中：开挖面积 S=4.2× 3=12.6m2
单位耗药量 q=1.4kg/m3(根据开挖面面积及围岩
类别查表 5-6）
α=0.8( 查表 5-3并根据工程实践经验）
γ ＝ 0.78(根据药卷直径 Ф32 查表 5— 4）
则 N=1.4× 12.6/0.8× 0.78=28(个）
3,根据采用的垂直楔形掏槽及 Ⅳ 类围岩由中国铁
道出版社 1996年版的, 隧道施工手册, 中查得：
掏槽炮眼与开挖面间的夹角 α ＝ 70°,
上下两对炮眼间的距离 a＝ 50cm,
同一平面上两炮眼眼底的距离 b=20cm，掏槽炮
眼 6个。
4,计算每一循环炮眼深度
（每一循环进尺为 1.3× 0.9=1.17m）
故掏槽眼及底眼深度 l掏、底＝ 1.3＋ 0.10=1.4m
辅助眼、帮眼、顶眼深度 l辅、帮、顶＝ 1.3m.。
ml 3.19.0428 130 ????
5,计算各种炮眼的长度 L及同一平面上两掏槽炮
眼眼口间的距离 B（如图 5-13）：
掏槽炮眼长度
同一平面上两掏槽炮眼眼口的距离 B（见图 5-14）
B=2c+b=2× 1.49× cos70° +0.2=1.22m
辅助炮眼长度 l辅，因辅助炮眼垂直于开挖，
∴ L辅＝ l辅＝ 1.3m
mlL 49.194.0 40.170s i n 40.1s i n ??? ??＝掏
底眼长度
则帮眼和顶眼长度
为钻眼方便，根据围岩情况，各周边眼眼口
均距开挖轮廓线 5cm，其眼底超出开挖轮廓线 10cm。
6,炮眼布臵（见图 5-14）
? ? mL 41.11.005.04.1 22 ????底
? ? mL 3.11.005.03.1 22 ?＋＋＝帮、顶
7,每一循环装药量 Q的计算及炮眼装药量的分配
根据炸药供应及围岩情况，使用 2号岩石铵梯炸
药，其药卷直径为 32mm，长度为 200mm，每卷药卷为
0.15kg。
Q=q〃 V； q=1.4kg/m3
V=12.6× 1.17=14.7 m3
Q=1.4× 14.7=20.6kg
各个炮眼的装药量分配如下：
折合 卷
因为采用 α ＝ 0.8,设各种炮眼的装药系数：
掏槽眼为 0.9,辅助眼为 0.8,帮、顶眼为 0.7,底眼
为 0.9.
则,6× 0.9＋ 8× 0.8＋ 9× 0.7＋ 5× 0.9=（ 6
＋ 8＋ 9＋ 5） α
∴α=0.8
故按上列装填系数进行分配是可以的。
1 3 815.0 6.20 ?
每个掏槽眼装药量＝ 0.78× 1.17× 0.9=0.82kg,
折合为 5.4卷，采用 6卷；
每个辅助眼装药量＝
0.78× 1.17× 0.8=0.73kg，折合 4.8卷,采用 4.5卷；每
个帮、顶眼装药量 =
0.78× 1.17× 0.7=0.64kg，折合 4.2卷，采用 4卷；
每个眼底装药量＝ 0.78× 1.17× 0.9=0.82kg，
折合 5.4卷，采用 6卷。
则各种炮眼用药量为：
掏槽眼,6× 6卷＝ 36卷
辅助眼,8× 4.5卷＝ 36卷
帮眼,4× 4卷＝ 16卷
顶眼,5× 4卷＝ 20卷
底眼,5× 6卷＝ 30卷
合计 138卷
8,根据爆破器材情况，采用导爆管雷管
孔内延期起爆法。
起爆顺序按炮眼布臵图的图标顺序起爆，
计分 6段，采用毫秒延期导爆管雷管，考虑爆
区长度 150m,首段掏槽眼 6个选用 5段,导爆管
雷管依次辅助眼 4个 6段,4个 7段、帮眼 4个 8
段、顶眼 5个 9段，底眼 5个 10段。
采用 连续装药 结构,反向起爆 方式。由起爆
药卷引出的导爆管在孔外通过反射四通连接
件联成闭合起爆网路，由 1发 8号火雷管起爆
导爆管网路。
隧道 (tunnel)是人们利
用地下空间的一种形式，
被广泛应用于铁路、公路、
水利、水电、矿山、市政、
人防等部门，在国民经济
建设中起着重要的作用。 八达岭高速公路
山羊洼二号隧道光面爆破
目前，钻爆法 (drilling blast method)
由于对地质条件适应性强、开挖成本低，
特别适合于坚硬岩石隧道、破碎岩石隧道
及大量短隧道的施工。 钻爆法 仍是隧道掘
进的主要手段。
虽然我国也在引进 全断面隧道掘进机 (tunnel
boring machine)，但是根据我国的国情,钻爆法
与 掘进机 在相当长的时间内将同时并存和使用，
而且在隧道掘进机及高压射流等新的岩石开挖技
术进一步发展的同时，隧道爆破技术也会随着钻
孔机具的不断改进、爆破器材的日益发展而不断
进步。
爆破开挖 (excavation by blasting)是以 钻
孔, 爆破工序 为主，配以装运机械出碴，完
成隧道施工的方法，是建设隧道的主要工序，
它的成败与好坏直接影响到围岩的稳定及后
续工序的正常进行和施工速度，是隧道建设
非常重要的组成部分。
隧道爆破一般采用小孔径的钻眼爆破，其钻眼、装
药、堵塞、爆破等施工操作具有以下 特点,
1.由于滴水、潮湿空气、照明、通风和洞内气
温、噪音、粉尘等的影响，钻眼爆破作业条件差；
加之它与支护、出碴运输等工作交替进行，致使爆
破工作面受到限制，增加了爆破的施工难度，必须
合理爆破施工，保证爆破循环的正常进行。
2,爆破的临空面少，岩石的夹制作用大，耗药量
大，不能充分发挥爆破效果。
3.对钻眼爆破质量要求较高。既要使隧道方
向正确，满足精度要求；又要使爆破后隧道断面达到
设计标准，不能超挖过大。爆破时要预防飞石崩坏支
架、风管、水管、电线等，爆落岩石块度要均匀，便
于装碴运输。
4.由于隧道一般断面较大，造价昂贵，服务年限长，
且维修和养护时常需中断、停止隧道的使用，这对
运营是很不利的，因此在施工中必须确保良好的工
程质量。
5.随着以新奥法为理论基础设计的隧道越来越
多，为充分利用围岩自承力，要求施工中尽量减少
爆破对围岩的扰动，确保围岩完整。
6.隧道爆破的施工方法、施工机具和设备的选择主
要取决于开挖断面的大小和隧道所处的山体位臵，此
外，变化复杂的围岩及围岩的结构、强度、松动程度、
耐风化性、初始地应力方向、隧道的跨度和地下水活
动情况对其也有较大的影响。
岩石隧道开挖前，应根据工程地质条件、开挖
断面、开挖方法、掘进循环进尺、钻眼机具和爆破
器材等做好钻爆设计。合理地确定炮眼布臵、数目、
深度和角度、装药量和装药结构、起爆方法、起爆
顺序，安排好循环作业等，以正确指导钻爆施工，
达到预期的效果。
第一节 隧道爆破设计
一、炮眼的 种类 和 作用
隧道开挖爆破的炮眼数目，与隧道断面
的大小有关，多在几十至数百范围内。炮眼
类型按其所在位臵、爆破作用、布臵方式和
有关参数的不同可分为如下几种：
1.掏槽眼 (cut hole)。针对隧道开挖爆破只有一
个临空面的特点，为提高爆破效果，宜先在开挖
断面的适当位臵（一般在中央偏下部 )布臵几个装
药量较多的炮眼,如图 5-1中的 1#炮眼。其作用是
先在开挖面上炸出一个槽腔，为后续炮眼的爆破
创造新的临空面。
2.辅助眼 (reliever)。位于掏槽眼与周边眼
之间的炮眼称为辅助眼。如图 5-1中的 2#炮眼。其
作用是扩大掏槽眼炸出的槽腔，为周边眼爆破创
造临空面。
3.周边眼 (perimeter hole)。沿隧道周边布
臵的炮眼称为 周边眼 。如图 5-1中的 3#,4#,5#
炮眼，其作用是炸出较平整的隧道断面轮廓。按
其所在位臵的不同，又可分为帮眼（ 3#眼）、顶
眼（ 4#眼）、底眼（ 5#眼）。
爆破的 关键 是 掏槽眼 和 周边眼的爆破,掏槽
眼为辅助眼和周边眼的爆破创造了有利条件，
直接影响循环进尺和掘进效果；周边眼关系
到隧道开挖边界的超欠挖和对周围围岩的影
响。
二、掏槽 形式 和 参数
掏槽效果的好坏，直接影响整个隧道爆破的成
败。根据掏槽眼与开挖面的关系、掏槽眼的布臵方
式、掏槽深度以及装药起爆顺序的不同，可将掏槽
方式分为如下几类,
斜眼掏槽
斜眼掏槽 （ incline cut）的特点是掏槽眼与
开挖断面斜交，它的种类很多，如锥形掏槽、爬
眼掏槽、各种楔形掏槽、单斜式掏槽等。隧道爆
破中常用的是垂直楔形掏槽和锥形掏槽。
(1)垂直楔形掏槽（ vertical wedge cut）。
掏槽眼水平成对布臵（图 5— 1），爆破后将炸出
楔形槽口。炮眼与开挖面间的夹角 α,上下两对
炮眼的间距 a和同一平面上一对掏槽眼眼底的距离
b，是影响此种掏槽爆破效果的重要因素，这些参
数随围岩类别的不同而有所不同。表 5-1列出一些
经验数据供参考。
围岩类别 α （ ° ） 斜度比 a(cm) b(cm) 炮眼数量（个）
Ⅲ 类以下
Ⅳ 类
Ⅴ 类
Ⅵ 类
70～ 80
75～ 80
70～ 75
55～ 70
1:0.27～ 1:0.18
1:0.27～ 1:0.18
1:0.37～ 1:0.27
1:0.47～ 1:0.37
70～ 80
60～ 70
50～ 60
30～ 50
30
30
25
20
4
4～ 6
6
6
表 5-1 垂直楔形掏槽爆破参数
(2)锥形掏槽 (pyramidal cut)。这种炮眼呈角
锥形布臵，各掏槽眼以相等或近似相等的角度向工
作面中心轴线倾斜，眼底趋于集中，但互相并不贯
通，爆破后形成锥形槽。根据掏槽炮眼数目的不同
分为三角锥、四角锥、五角锥等。图 5-2所示为四
角锥形掏槽，它常用于受岩层层理、节理、裂隙影
响较大的围岩。其有关参数见表 5-2。
斜眼掏槽具有操作简单，精度要求较直眼掏槽
低，能按岩层的实际情况选择掏槽方式和掏槽角
度，易把岩石抛出，掏槽眼的数量少且炸药耗量
低等优点。但是,眼深易受开挖断面尺寸的限
制，不易提高循环进尺 (cycle length)，也不便
于多台凿岩机同时作业 。
围岩类别 α（ ° ） a(cm) 眼数（个）
Ⅲ 类以下
Ⅳ 类
Ⅴ 类
Ⅵ 类
70
68
65
60
100
90
80
70
3
4
5
6
表 5-2 锥形掏槽爆破参数
直眼掏槽
直眼掏槽 (cylinder cut)由若干个垂直于开挖
面的炮眼所组成，掏槽深度不受围岩软硬和开挖断
面大小的限制，可以实现多台钻机同时作业、深眼
爆破和钻眼机械化，从而为提高掘进速度提供了有
利条件。
由于直眼掏槽凿岩作业较方便，不需随循环进尺的
改变而变化掏槽形式，仅需改变炮眼的深度，且石
碴的抛掷距离也可缩短，目前现场多采用直眼掏槽。
但直眼掏槽的炮眼数目和单位用药量要增多，对眼
距、装药等要求严格，往往由于设计或施工不当，
使槽内的岩石不易抛出或重新固结而降低炮眼利用
率。
1直眼掏槽形式
直眼掏槽形式很多，过去常用的有：龟裂掏槽，
五眼梅花掏槽和螺旋掏槽。近年来，由于重型凿岩机
械的使用，尤其是能钻大于 100mm直径炮孔的液压钻机
投入施工以后，直眼掏槽的布臵形式有了新发展，目
前常用的形式有：
① 柱状掏槽。如图 5-3所示。它是充分利用大直径空
眼作为临空孔和岩石破碎后的膨胀空间，使爆破后能
形成柱状槽口的掏槽爆破。作为临空孔 (free hole）
的空眼 (buster hole) 数目，视炮眼深度而定，一般
当孔眼深度小于 3.0m时采用一个； 0当孔眼深度为
3.0m～ 3.5m时，采用双临空孔；当孔眼深度为 3.5m～
5.15m时采用三个。试验表明：第一个起爆装药孔离
开临空孔的距离应不大于 1.5倍的临空孔直径。
② 螺旋形掏槽。螺旋形掏槽是由柱状掏槽发展而来，
其特点是中心眼为空眼，邻近空眼的各装药眼至空
眼之间的距离逐渐加大，其联线呈螺旋形状，如图
5-4所示。
装药眼与空眼之间的距离分别为 a=(1.0～
1.5)D； b=(1.2～ 2.5)D； c=(3.0～ 4.0)D；
d=(4.0～ 5.0)D.D为钻孔直径，一般不小于
100mm，也可用 ф60mm ～ ф70mm 的钻头钻成 8
字形双空。爆破按 1,2,3,4由近及远顺序
起爆，能充分利用自由面，扩大掏槽效果。
2影响直眼掏槽效果的 因素
直眼掏槽以空眼作为增加的临空面，利
用炸药爆炸的能量将槽内岩石破碎，并借助
爆破产生气体的余能将已破碎的岩石从槽腔
内抛出，在直眼掏槽中应注意以下几点：
① 眼距 。空眼与装药眼之间的距离。当用等直径
炮孔时，此距离一般随岩性不同而变动，变动范
围为炮眼直径的 2～ 4倍；当采用大直径空眼时，
眼距不宜超过空眼直径的两倍。由于掏槽效果对
眼距变化很敏感，往往眼距稍大会造成掏槽失败
或效果降低，而眼距过小不仅钻眼困难，还容易
发生槽内岩石被挤实现象。
② 空眼 。空眼不仅起着自由面和破碎岩石发展的导向作
用，同时为槽内岩石破碎提供一个膨胀的空间。所以，增加空
眼数目，能获得良好的效果，一般随眼深加大，空眼数也相应
增多。
③ 装药 。直眼掏槽一般都是过量装药，装药长度占全眼
长的 70%～ 90%，如果装药长度不够，易发生, 挂门帘, 和, 留
门坎, 现象。当眼深大于 2.5m 时易产生沟槽效应，应采取相应
措施防止爆轰中断。
④ 辅助抛掷。直眼掏槽的关键是把槽内已破
碎岩石抛出槽腔，当炮眼较深时仅利用爆炸产生
气体的余能抛出岩石是很难达到预计的掏槽效果
的，所以当眼深在 2.0m以上时，可采用辅助抛掷
措施。一般是将空眼加深 100～ 200mm，并在眼底
放一卷炸药，在掏槽眼全部起爆后接着起爆。
⑤ 钻眼质量。要保证钻眼的准确性，使各炮
眼之间保持等距、平行是极为重要的。如果两眼
钻穿，易造成爆生气体过早损失，降低槽内岩石
抛出率或使岩石再生。
如果距离过大或钻眼偏斜，易发生单个炮眼
直径扩大或单个炮眼爆炸，炮眼间的岩 石不
易崩落。
混合掏槽
混合掏槽 是指两种以上的掏槽方式的混
合使用，一般在岩石特别坚硬或隧道开挖断
面较大时使用。
（ 1）复式掏槽
严格地说,复式掏槽 (double cut)也属于斜眼
掏槽，它是在浅眼楔形掏槽的基础上发展起来的，
在大断面隧道掘进中，为加大掏槽深度，可采用两
层、三层或四层楔形掏槽眼，每对掏槽眼呈完全对
称或近似对称，深度由浅到深，与工作面的夹角由
小到大。复式掏槽也叫多重楔形掏槽或 V形掏槽 (V-
cut)。
复式掏槽的爆破角 (掏槽眼与工作面的夹角）
与掏槽眼深度的相互关系，应使从每个眼底所作
的垂线恰好落在开挖断面两壁与开挖面相交的临
空面上；最深掏槽眼眼底的垂直线也必须落在隧
道内，即与已爆出的工作面相交；在每一掏槽眼
眼底所作的垂线必须与隧道壁面相交。
（ 2）升级掏槽
升级掏槽系采用逐级加深的炮眼布臵，按掘
进方向平行钻孔，把全部掏槽深度分阶段达到爆
破的目的，如图 5-6所示。
由于升级掏槽将常用掏槽方法在爆破技术上的
优点和直眼掏槽在钻眼技术上的优点结合起来，因
此，其适应能力强，可对各种不同的条件和岩石状
况采用不同的方法加以处理，掏进深度可以根据炮
眼的级数来确定。实践表明，用这种方法进行爆破
是很有成效的。
（ 3）分段掏槽
为克服深眼爆破中装药底部仅产生挤压
破碎作用和弱抛掷，可将掏槽炮眼分次起爆，
这样可以有利于槽腔形成，提高掏槽腔的有
效深度，便于机械化作业。
图 5-7给出了南昆线米花岭隧道采用的直
眼二次掏槽的示意图，炮眼利用率在 90%以上。
实践表明，对于斜眼分段掏槽循环进尺可达
隧道开挖宽度的 76%，炮眼利用率可在 95%以
上。
除此之外，其它
混合掏槽还有角锥与
直眼、楔形与直眼 (图
5-8）等形式组合。这
些一般用在比较坚硬
的岩石中。
三、隧道爆破的参数设计
炮眼直径
炮眼直径 (bore hole diameter）对凿岩生产率、
炮眼数目、单位耗药量和洞壁的平整程度均有影响。
加大炮眼直径以及相应装药量可使炸药能量相对集
中，爆炸效果得以改善。但炮眼直径过大将导致凿
岩速度显著下降，并影响岩石破碎质量、
洞壁平整程度和围岩稳定性。因此，必须根
据岩性、凿岩设备和工具、炸药性能等综合
分析，合理选用孔径。一般隧道的炮眼直径
在 φ32mm ～ φ50mm 之间，药卷与眼壁之间的
间隙一般为炮眼直径的 10%～ 15%。
炮眼数量
炮眼数量（ number of holes）主要与开挖
断面、炮眼直径、岩石性质和炸药性能有关，炮
眼的多少直接影响凿岩工作量。炮眼数量应能装
入设计的炸药量，通常可根据各炮眼平均分配炸
药量的原则来计算，其公式为：
1-5 ??qSN ?
式中,N— 炮眼数量，不包括未装药的空眼数；
q— 单位炸药消耗量，一般取 q=1.2kg/m3～
2.4kg/m3；
S— 开挖断面积,m2；
α — 装药系数，即装药长度与炮眼全长的比
值，可参考表 5-3；
γ — 每米药卷的炸药重量（ kg/m）,2号岩石
铵梯炸药的每米重量 见表 5-4；
围岩类
别炮眼
名称
Ⅱ, Ⅲ Ⅳ Ⅴ Ⅵ
掏槽眼
辅助眼
周边眼
0.5
0.4
0.4
0.55
0.45
0.45
0.60
0.50
0.55
0.65～
0.80
0.55～
0.70
0.60～
0.75
表 5-3 装药系数 α值
药卷直径（ mm） 32 35 38 40 44 45 50
γ （ kg/m） 0.78 0.96 1.10 1.25 1.52 1.59 1.90
表 5-4 2号岩石铵梯炸药每米重量 γ值
炮眼深度
炮眼深度（ hole depth）是指炮眼底至开挖面
的垂直距离。合适的炮眼深度有助于提高掘进速度
和炮眼利用率。随着凿岩、装碴运输设备的改进，
目前普遍存在加长炮眼深度以减少作业循环次数的
趋势。一般根据下列因素确定炮眼深度：
开挖面积
炮眼量
岩石等级
开挖面积
4～ 6 7～ 9 10～ 12 13～ 15 40～ 43
软石（ Ⅱ ～ Ⅲ ）
次坚石（ Ⅲ ～ Ⅳ ）
坚石（ Ⅳ ～ Ⅴ ）
特坚石（ Ⅵ ）
10～ 13
11～ 16
12～ 18
18～ 25
15～ 16
16～ 20
17～ 24
28～ 33
17～ 19
18～ 25
21～ 30
37～ 42
20～ 24
23～ 30
27～ 35
43～ 38
75～ 90
80～ 100
表 5-5 炮眼数量参考值
（ 1）围岩的稳定性，避免过大的超欠挖；
（ 2）凿岩机的允许钻眼长度、操作技术条件和
钻眼技术水平。
（ 3）掘进循环安排，保证充分利用作业时间。
确定炮眼度的常用方法有三种。一种是采用 斜
眼掏槽 时，炮眼深度受开挖面大小的影响，炮眼过
深，周边岩石的夹制作用较大，故炮眼深度不宜过
大。一般最大炮眼深度取断面宽度（或高度） B的
0.5～ 0.7倍，即 L=（ 0.5～ 0.7） B。当围岩条件好时，
采用较小值。
另一种方法是 利用每一掘进循环的进尺数及实
际的炮眼利用率来确定 。即
L— 炮眼深度（ m）；
2-5 ?lL ?
l— 每掘进循环的计划进尺数（ m）；
η — 炮眼利用率（ efficiency of bore hole），
一般要求不低于 0.85。
第三种方法 是按每一掘进循环中所占时间确
定,即
式中,m— 钻机数量；
v— 钻眼速度（ m/h）；
t— 每一掘进循环中钻眼所占时间 (h)；
N— 炮眼数目。
3-5 ?m vtL ?
所确定的炮眼深度还应与装碴运输能力相适应，
使每个作业班能完成整数个循环，而且使掘进每米
坑道消耗的时间最少，炮眼利用率最高。目前较多
采用的炮眼深度为 1.2m～ 1.8m，中深孔 2.5m～ 3.5m,
深孔 3.5m～ 5.15m。
装药量的计算及分配
眼装药量的多少，是影响爆破效果的重要因素。
药量不足，会出现炸不开，炮眼利用率低和石碴块
度过大；装药量过多，则会破坏围岩稳定，崩坏支
撑和机械设备，使抛碴过散，对装碴不利，且增加
了洞内有害气体，相应地增加了排烟时间和供风量
等。
合理的药量应根据所使用的炸药的性能和质量、
地质条件、开挖断面尺寸、临空面数目、炮眼直径
和深度及爆破的质量要求来确定。目前多采取先用
体积公式计算出一个循环的总用药量，然后按各种
类型炮眼的爆破特性进行分配，再在爆破实践中加
以检验和修正，直到取得良好的爆破效果为止的方
法。
计算总用药量 Q的公式为：
式中,Q— 个爆破循环的总用药量,kg;
q— 爆破每立方米岩石所需炸药的消耗
量,kg/m3,见表 5-6；
4-5 qVQ ?
V— 一个循环进尺所爆落的岩石总体积，且
V=lS,m3；
l— 计划循环进尺 m；
S— 开挖面积,m2。
总的炸药量应分配到各个炮孔中去，由于各炮
眼的作用及受到岩石夹制情况不同，装药数量亦不
同，通常按装药系数 α 进行分配,α 值可参考表 5-3
取值。
开挖部位和开挖面
积（ m2）
围岩类别
Ⅱ ～ Ⅲ Ⅲ ～ Ⅳ Ⅳ ～ Ⅴ Ⅵ
一个
自由面
的水平
和倾斜
隧道
4～ 6
7～ 9
10～ 12
13～ 15
16～ 20
40～ 43
1.5
1.3
1.2
1.2
1.1
1.8
1.6
1.5
1.4
1.3
2.3
2.0
1.8
1.7
1.6
1.1
2.9
2.5
2.25
2.1
2.0
1.4
多个自由
面部位
扩大
挖底
0.6
0.52
0.74
0.62
0.95
0.79
1.2
1.0
表 5-6 爆破岩石所需的单位耗药量（ kg/m3）（ 2号岩石铵梯炸药）
四、炮眼的布臵
隧道内布臵炮眼时，必须保证获得良好的爆
破效果，并考虑钻眼的效率。在开挖面上除出现
土石互层、围岩类别不同、节理异常等特殊情况
外，应按实际需要布臵炮眼，一般应按下述原则
布臵炮眼：
1.先布臵掏槽眼，其次是周边眼，最后是辅助
眼。掏槽眼一般应布臵在开挖面中央偏下部位，其
深度应比其它眼深 15cm～ 20cm。为爆出平整的开挖
面，除掏槽和底部炮眼外，所有掘进眼眼底应落在
同一平面上。底部炮眼深度一般与掏槽眼相同 。
2.周边眼应严格按照设计位臵布臵。断面拐
角处应布臵炮眼。为满足机械钻眼需要和减少超欠
挖，周边眼设计位臵应考虑 0.03～ 0.05的外插斜率。
并应使前后两排炮眼的衔接台阶高度（即锯齿形的
齿高）最小为佳。此高度一般要求为 10cm左右，最
大也不应 大于 15cm。
3.辅助眼的布臵主要是解决炮眼间距和最小
抵抗线的问题，这可以由施工经验决定，一般抵
抗线 W约为炮眼间距的 60%～ 80%，并在整个断面上
均匀排列，当采用 2号岩石铵梯炸药时,W值一般
取 0.6m～ 0.8m。
4.当炮眼的深度超过 2.5m时，靠近周边眼的
内圈辅助眼应与周边眼有相同的倾角。
5.当岩层层理明显时，炮眼方向应尽量垂直于
层理面。如节理发育，炮眼应尽量避开节理，以
防卡钻和影响爆破效果。
隧道开挖面的炮眼，在遵守上述原则的基础
上，可以有以下几种布臵方式：
1.直线形布眼：将炮眼按垂直方向或水平方向，
围绕掏槽开口呈直线形逐层排列，如图 5-9a,b所示。
这种布眼方式，形式简单且易掌握，同排炮眼的最
小抵抗线一致，间距一致，前排眼为后排眼创造临
空面，爆破效果较好。
2.多边形布眼：这种布眼是围绕着掏槽部位，由里向外，
将炮眼逐层布臵成正方形、长方形、多边形等，如图 5-9c所
示。
3.弧形布眼：顺着拱部轮廓线，逐圈布臵炮眼，如图 5-
9d所示。此外，还可将开挖面上部布臵成弧形，下部布臵成
直线形，以构成混合型布臵。
4.圆形布孔：当开挖面为圆形时，炮孔围绕断面中心逐
层布臵成圆形。这种布孔方式，多用在圆形隧道、泄水洞以
及圆形竖井的开挖中。
第二节 周边眼的控制爆破
在隧道爆破施工中，首要的要求是开挖轮廓与
尺寸准确，对围岩扰动小。所以，周边眼的爆破效
果，反映了整个隧道爆破的成洞质量。实践表明，
采用普通爆破方法，不仅对围岩扰动大，而且难以
爆出理想的开挖轮廓，故目前采用控制爆破
(controlled blasting)技术进行爆破。隧道控制爆
破是指光面爆破和预裂爆破。
一,隧道的光面爆破
1.隧道光面爆破的特点与标准
光面爆破是通过正确确定爆破参数和施工方法，
在设计断面内的岩体爆破崩落后，才爆周边孔，使
爆破后的围岩断面轮廓整齐，最大限度地减轻爆破
对围岩的扰动和破坏，尽可能地保持原岩的完整性
和稳定性的爆破技术。
其 主要标准 为：开挖轮廓成形规则，岩面平
整 ;围岩壁上保存有 50%以上的半面炮眼痕迹，
无明显的爆破裂缝 ;超欠挖符合规定要求，围
岩壁上无危石等。
光面爆破对围岩扰动小，又尽可能保存了围岩
自身原有的承载能力，从而改善了衬砌结构的受力
状况；由于围岩壁面平整，减少了应力集中和局部
落石现象，增加了施工安全，减少了超挖和回填量，
若与锚喷支护相结合，能节省大量混凝土，降低工
程造价，加快施工进度；因光面爆破可减轻振动和
保护围岩，所以它是在松软及不均质的地质岩体中
较为有效的开挖方法。
2.隧道光面爆破的主要参数
光面爆破的成功与否主要取决于爆破参数的
确定。其主要参数包括：周边炮眼的间距，光面
爆破层的厚度，周边眼密集系数 (intensive
coefficient of perimeter hole)和装药集中度
等。影响光面爆破参数选择的因素很多，主要有
岩石的爆破性能、炸药品种、一次爆破的断面大
小、断面形状、凿岩设备等。
其中影响最大的是地质条件。光面爆破参数的
选择，通常是采取简单的计算并结合工程类比加以
确定，在初步确定后，一般都要在现场爆破实践中
加以修正改善。
(1)周边炮眼间距 E。在不偶合装药的前提下，光
面爆破应满足炮孔内静压力 F小于爆破岩体的极限抗
压强度，而大于岩体的极限抗拉强度的条件（如图
5-10所示）。即
[σ p]〃 E〃 L≤F≤[σ c]〃 d〃 L
E≤[σ c]/ [σ p]≤K i 〃 d
（ 5-5）
式中,[σp] — 岩体的极限抗拉强度,MPa;
[σc] — 岩体的极限抗压强度,MPa;
F— 炮孔内炸药爆炸静压力,N；
d— 炮眼直径,cm;
L— 炮眼深度,cm;
Ki— 孔距系数,Ki＝ [σc]/[σp] 。
从 5-5式中可以看出，周边炮眼间距与岩体的
抗拉、抗压强度以及炮眼直径有关。一般取 Ki＝
10～ 18,即 E=（ 10～ 18） d；当炮眼直径为 32mm～
40mm时,E=320mm～ 700mm。一般情况软质或完整的
岩石 E宜取大值，隧道跨度小、坚硬和节理裂隙发育
的岩石 E宜取小值，装药量也需相应减少。还可以在
两个炮眼间增加导向空眼，导向眼到装药眼间的距
离，一般控制在 400mm以内。 注意 炸药的品种对 E值
也有影响。
(2)光面层厚度及炮眼密集系数。所谓光面层就
是周边眼与最外层辅助眼之间的一圈岩石层。其厚
度就是周边眼的最小抵抗线 W（如图 5— 10）。周边
眼的间距 E与光面层厚度 W有着密切关系，通常以周
边眼的密集系数 K（ K=E/W）表示，其大小对光面爆
破效果有较大影响。
必须 使应力波在两相邻炮眼间的传播距离小
于应力波至临空面的传播距离，即 E<W。实践
表明,K=0.8左右较为适宜，光面层厚度 W一
般取 50cm～ 80cm。
(3)装药量。周边眼的装药量通常以线装
药密度表示。恰当的装药量应是既具有破岩
所需的能量，又不造成围岩的过度破坏。施
工中应根据孔距、光面层厚度、石质及炸药
种类等综合考虑确定装药量。
在光面层单独爆落时，周边眼的线装药密度
一般为 0.15kg/m～ 0.25kg/m,全断面一次起爆
时，为尽量减少残眼，需适当增加，一般可
达 0.30kg/m～ 0.35kg/m。
3.隧道光面爆破的技术措施
为了获得良好的光面爆破效果，可采取以
下技术措施：
(1)使用低爆速、低猛度、低密度、传爆性
能好、爆炸威力大的炸药。
(2)采用不偶合装药结构。光面爆破的不偶
合系数最好大于 2,但药卷直径不应小于该炸
药的临界直径，以保证稳定传爆。当采用间
隔装药时，相邻炮眼所用的药卷位臵应错开，
以充分利用炸药效能。
(3)严格掌握与周边眼相邻的内圈炮眼的爆破效
果，为周边眼爆破创造临空面。周边眼应尽量做到
同时起爆。
(4)严格控制装药集中度。为克服眼底岩石的夹
制作用，通常在眼底需加强装药。
表 5-7给出了光面爆破一般参考数值和国内
部分隧道光面爆破设计参数（表 5-7,5-9适
用于炮眼深度 1.0～ 3.5m，炮眼直径 40～ 50mm，
药卷直径 20～ 25mm）。
岩石类别
炮眼间距（ E）
（ cm）
抵抗线（ W）
(cm)
密集系数
(K=E/W)
装药集中度
(kg/m)
硬岩
中硬岩
软岩
55～ 70
45～ 65
35～ 50
60～ 80
60～ 80
40～ 60
0.7～ 1.0
0.7～ 1.0
0.5～ 0.8
0.30～ 0.35
0.20～ 0.30
0.07～ 0.12
表 5-7 光面爆破一般参考数值
二、隧道预裂爆破
预裂爆破是由于首先起爆周边眼，在其它炮眼
未爆破之前先沿着开挖轮廓线预裂爆破出一条用以
反射爆破地震应力波的裂缝而得名。预裂爆破的爆
破目的同光面爆破，只是在炮眼的爆破顺序上，光
面爆破是先引爆掏槽眼，再引爆辅助眼，最后引爆
周边眼；而预裂爆破则是首先引爆周边眼，使沿周
边眼的连心线炸出平顺的预裂面。
由于这个预裂面的存在，对后爆的掏槽
眼、辅助眼的爆轰波能起反射和缓冲作用，
可以减轻爆轰波对围岩的破坏影响，保持岩
体的完整性，爆破后的开挖面整齐规则。
由于成洞过程和破岩条件不同。在减轻对围岩
的扰动程度上，预裂爆破较光面爆破的效果更好一
些。所以预裂爆破很适用稳定性较差而又要求控制
开挖轮廓的软弱围岩，但预裂爆破的周边眼距和最
小抵抗线都要比光面爆破的小，相应地要增多炮眼
数量，钻眼工作量增大。
理想的预裂效果应保证在炮眼连线上产生贯通
裂缝，形成光滑的岩壁。但由于预裂爆破受到只有
一个临空面条件的制约，因此，其爆破技术较光面
爆破更为复杂，影响预裂爆破效果的因素很多，如
钻孔直径、孔距、装药量、岩石的物理力学性质、
地质构造、炸药品种、装药结构及施工因素等，而
这些因素又是相互影响的。
目前，确定预裂爆破主要参数的方法有理论计
算法、经验公式计算法和经验类比法三种。就目前
的状况来说，对预裂爆破的理论研究还很欠缺，设
计计算方法也很不完善，多半须通过经验类比初步
确定爆破参数，再由现场试验调整，才能获得满意
的结果。表 5-8给出了隧道预裂爆破的参考数值可供
选用。
岩石类别 炮眼间距（ E）（ cm）
至内排崩落眼
间距
(cm)
装药集中度
（ kg/m）
硬岩
中硬岩
软岩
40～ 50
40～ 45
35～ 40
40
40
35
0.30～ 0.40
0.2～ 0.25
0.07～ 0.12
表 5-8 预裂爆破参数
第三节 钻爆施工
钻爆施工 是把钻爆设计付诸实施的重要环节，
包括钻孔、装药、堵塞和爆破后可能出现的问题处
理等。隧道爆破通常都要做到每一循环尽可能得到
大的进尺，但在很多情况下，往往会碰到由于过高
估计爆破效果而带来一些困难，因此在施工设计中，
不但要了解实际掘进速度的可能性，而且还要研究
开挖方法。
一、开挖方法
隧道施工方法的选用，应根据工程地质条件和
水文地质资料，结合断面大小、支护类型、隧道长
度、工期要求等因素综合研究确定。当采用钻爆法
施工时，一般可选用 全断面开挖法 (full face
method),台阶法 (bench cut method)和 导坑法
(drift method)等。
铁路隧道的高度一般在 8m左右，从施工速度考虑，
在岩层完整、岩石较坚硬时，以采用全断面爆破掘
进为宜。这种方法施工场地宽敞，工作面空间大，
能充分发挥机械效能，适合于大型机械作业；工序
少，便于施工管理和施工组织，开挖断面大且一次
成型，有利于围岩稳定和深孔爆破，在衡广复线大
瑶山双线隧道中最深钻孔达 5.15m,爆破循环循环进
尺可达 4m～ 5m。
但该法要求机械化程度较高，各工序须
紧密配合。当岩石遇到节理比较发育和断层
破裂带时，则开挖必须与支护间隔相配合，
一次爆破循环进尺可达 1.2m～ 1.8m左右。
当隧道高度较大而又无大型凿岩台车时，可用
台阶开挖法施工。该法将隧道分为上下两层掘进，
当上半断面掘进施工超前下半断面时，称为正台阶
法开挖 (图 5-11b），反之则为反台阶法开挖。在不
太松软的岩层中采用正台阶法施工，相当安全并且
效率较高，平均日进尺可达 10m。由于台阶法的特点
全断面法和导坑法之间，对地质适应性较强，变更
容易，目前，我国约有 70%的隧道开挖采用此法，多
用于围岩能短期内处于稳定的地层。
当地质条件比较松软，涌水量较大或缺乏全断
面开挖机具时，可用导坑法。这时隧道开挖工序分
为导坑开挖、扩大刷帮和挖底、挖边墙三部分 (如图
5-11a所示 )。根据导坑位臵不同，又可分为上导坑、
下导坑和侧导坑等，超前导坑有利于探明前方的地
质条件；地质变化时，变更施工方法容易；分步开
挖有利于拉开工序，安排较多人力，加快施工进度。
扩大刷帮和挖底、挖边墙这两部分的爆破要充
分利用导坑这个临空面。扩大刷帮时，一般采用顺
帮钻眼（所有炮眼都与导坑前进方向平行），这样
易掌握开挖尺寸，钻眼方便，有利于流水作业，炮
眼距离要求大于最小抵抗线，避免带炮或冲炮，装
药量为炮眼深度的 1/3～ 1/2；起爆次序是：靠临空
面的炮眼先起爆，依次由下向上，由里向外爆破。
二、钻眼
目前，在隧道开挖爆破过程中，广泛采用的
钻孔设备为凿岩机 (rock drill) 和钻孔台车
(drill jumbo)。为保证达到良好的爆破效果，施
钻前，应由专门人员根据设计布空图现场布设，
必须标出掏槽眼和周边眼的位臵，严格按照炮眼
的设计位臵、深度、角度和眼径进行钻眼
(drilling)，如出现偏差，由现场施工技术人员
确定其取舍，必要时应废弃重钻。
三、装药
在炸药装入炮眼前，应将炮眼内的残碴积水排
除干净，并仔细检查炮眼的位臵、深度、角度是否
满足设计要求，装药时应严格按照设计的炸药量进
行装填。隧道爆破中常采用的装药结构有连续装药、
间隔装药及不偶合装药等。连续装药结构按照雷管
所在位臵不同又可分为正向起爆、反向起爆和双向
起爆三种起爆形式。
实践表明，反向起爆有利于克服岩石的夹制作
用，能提高炮眼利用率，减小岩石破碎块度，爆破
效果较正向起爆为好。但反向起爆较早装入起爆药
卷，会影响后续装药质量，在有水情况下，起爆易
受潮拒爆，还易损伤起爆引线，机械化装药时易产
生静电早爆。
隧道周边眼的装药结构常用小直径连续装药、
间隔装药、导爆索装药和空气柱装药。一般宜选用
小直径连续装药或间隔装药结构；当岩石很软时，
可用导爆索装药结构；眼深小于 2m时，可采用空气
柱装药结构。
四、堵塞及起爆
隧道内所用的炮眼堵塞材料，一般为砂子和粘
土混合物，其比例大致为砂子 50%～ 40%，粘土 50%～
60%。堵塞长度视炮眼直径而定。当炮眼直径为
φ25mm 或 φ50mm 时，堵塞长度不能小于 18cm和 45cm。
堵塞长度也和最小抵抗线有关，通常不能小于最小
抵抗线。堵塞方法可采用分层捣实法进行。
起爆网络是隧道爆破成败的关键，它直接影响
爆破效果和爆破质量，起爆网络必须保证每个药卷
按设计的起爆顺序和起爆时间起爆。目前在无瓦斯
与煤尘爆炸危险的铁路隧道中进行爆破开挖多采用
导爆管起爆系统起爆。
五、瞎炮的预防和处理
放炮时，炮眼装药未能起爆，称为 盲炮,
亦即 瞎炮 (misfired hole)。
六,隧道爆破质量检验标准
隧道爆破质量直接影响隧道施工的安全、掘进
速度以及经济效益。爆破时，围岩的破坏范围过大，
将威胁到施工安全；石碴块度过大，将会影响装运
速度；眼底不平，炮眼利用率不高，会影响掘进速
度；光爆效果不好，超挖过大，则是造成经济效益
不好的直接原因。根据长期总结的经验，并考虑到
铁路隧道施工的现状，一般采用表 5-9所示的质量检
验标准：
岩性
项目
软弱 中硬 硬
围岩扰动深度（ m） 1 0.8 0.5
平均线性超挖（ cm） 15 15 10
最大线性超挖（ cm） 25 25 20
两炮衔接台阶最大尺寸（ cm） 15 15 15
局部欠挖（ cm） 5 5 5
炮眼残痕率 ≥50% ≥70% ≥80%
炮眼利用率 100% 95% 90%
岩壁 爆后围岩稳定，无剥落现象
石碴块度
大块一般不宜超过 30cm,大型装碴机允许
50～ 60cm,最大 ∠ 100cm,碴堆集中，最大抛
距 20m,双线隧道深眼爆破时为 30m。
表 5-9 隧道爆破质量检验标准
第四节 瓦斯隧道爆破技术
当铁路隧道穿越煤系地层时，爆破施工可能遇
到瓦斯问题。 瓦斯 (gas)指从煤 (岩 )体内渗出的各种
有害气体的总称，包括沼气、一氧化碳、二氧化碳
和硫化氢等，在一定压力、温度条件下，瓦斯遇到
火源将发生燃烧或爆炸，给施工带来极大的危害。
因此，必须采取相应的措施，防止瓦斯爆炸事故的
发生，本节仅对瓦斯隧道爆破施工一些特殊问题做
些介绍。
一、瓦斯的特性
瓦斯在煤层内有游离和吸着两种存在状态。当
隧道开挖通过煤层或煤层近区的岩体时，瓦斯通过
煤层的裂隙、孔洞涌向隧道或工作面，同时吸着瓦
斯转化为游离瓦斯。其涌出形式有 缓慢涌出, 喷出,
煤和瓦斯突出 (gas outburst)三种。
铁路设计一般均避开煤层及含有大量瓦斯的
地段，因此瓦斯的涌出形式主要是缓慢涌出。沼
气 (bio— gas)是瓦斯的主要成份，它是大量植物
沉积物埋藏地下深处，在缺氧情况下受高温高压
作用进行煤的变质碳化过程产生的一种可燃气体。
沼气 是无色无味的气体，具有窒息性，与空
气混合后还具有燃烧爆炸性。当沼气浓度在 5%以
下时遇火能燃烧； 5～ 15%时，遇火爆炸； 15%以
上时遇火燃烧，但因空气中含氧量减少而不完全
燃烧，冒黑烟；沼气的引燃温度一般为 650～
750℃,当氧气含量低于 12%时，遇火不燃烧。不
同浓度的沼气引燃温度不同，高温也可引燃低浓
度的沼气。
瓦斯在空气中要爆炸，必须具备一定的浓度、一
定的含氧量和点燃火源。瓦斯浓度爆炸限界见表 5-
10,空气中瓦斯浓度为 9.5%时最易引起爆炸，且爆炸
威力最大。了解了这一规律，只要我们采取相应的
措施，使隧道内的瓦斯不超限，且杜绝火源就能保
证不发生燃烧和爆炸事故。
瓦斯浓度 爆炸界限
5～ 6
14～ 16
9.5
8.0
<5.0或 >14～ 16
瓦斯爆炸下界限
瓦斯爆炸上界限
爆炸最强烈
最易点燃
不爆炸，与火焰接触部分燃烧
表 5-10 瓦斯浓度爆炸界限
二、瓦斯隧道对爆破材料的有关要求
瓦斯隧道必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用电
雷管,具体的规定如下：
1.铁路瓦斯隧道在煤层以及距煤层 10m以内的爆
破工作面，或沼气浓度大于 0.3%的岩层爆破工作面
时，都必须使用取得产品合格证的煤矿许用爆破器
材，采用安全电力起爆。
若岩层爆破工作面及其前后 20m范围内的沼气浓度
在爆破全过程中均不超过 0.3%，可以使用非煤矿爆
破材料和非电塑料导爆管起爆。
2.严禁使用含水量超过 0.5%的铵锑炸药及硬化
的硝铵类炸药。
3.采用煤矿许用炸药时，宜选用 2号或 3号煤
矿许用炸药，有瓦斯突出危险的地段，必须
选用 3号煤矿许用炸药、煤矿水胶炸药、煤矿
乳化炸药、被筒炸药、当量炸药或离子交换
型炸药。
4.严禁使用秒或半秒级电雷管。
5.采用电力起爆时，必须使用防爆型起爆
电源，一个工作面不得同时使用两台或多台
起爆器放炮。
6.电爆网路必须采用串联方式，不得并联
或串并联。
三、施工瓦斯的检测
检测标准
隧道中煤（岩）层瓦斯涌出，其浓度大小是危
险程度的标志，施工中必须将瓦斯浓度控制在安全
的限值以内。
（ 1）铁路瓦斯隧道内每立方米空气中，氧气含
量（按体积计）应不小于 20%。
（ 2）隧道总回风风流或一翼回风中，瓦斯浓度
应小于 0.75%。
（ 3）从其它工作面进来的风流中，瓦斯浓度应小
于 0.5%。
（ 4）工作面风流中瓦斯浓度达到 1%时必须停止
用电钻打眼。
（ 5）开挖工作面风流瓦斯浓度达到 1.5%、电动
机或其它开关地点附近 20m以内风流中瓦斯浓度达到
1.5%时，必须停止运转，撤出人员，切断电源，进
行处理。
（ 6）开挖工作面内，在体积大于 0.5m3的空间内，
如坍塌洞穴、避车洞等处，其局部瓦斯积聚浓度达
到 2%时，附近 20m内必须停止工作，撤出人员，进行
处理。
（ 7）因瓦斯浓度超过规定而切断电源的电气设
备，都必须在瓦斯浓度降到 1%以下时，方可开动机
器，使用瓦斯自动检测报警断电装臵的掘进工作面，
只准人工复电。
（ 8）停工后风机停止运转，在恢复通风前，局
部通风机及其开关附近 10m以内风流中瓦斯浓度不超
过 0.5%时，方可开动局部通风机。
（ 9）隧道内其它有害气体（按体积计）不得超
过表 10-10要求。
瓦斯检测仪器（ gas detector）
瓦斯安全检查仪器应保持测试结果的准确性，
除每旬必须进行一次调试、校正外，平时发现有问
题应及时处理。瓦斯安全检测仪器大修应送国家认
证机构。
瓦斯超限与处理
当监测到瓦斯超限时，须立即停止作业，
撤出人员，并报告主管领导，采取处理措施。
符合标准时，方可复工。
四、瓦斯隧道爆破作业的技术要求
在具有瓦斯爆炸危险的铁路隧道中进行爆破作
业，必须遵守, 爆破安全规程,,, 煤矿安全规程,
及, 铁路瓦斯隧道爆破的暂行技术规定, 的要求。
1.瓦斯隧道施工单位的各级行政领导是安全生
产的第一责任者，必须加强责任心。
2.专职的瓦斯安全检查员、爆破工、电工和各
种设备司机，必须进行专门的安全技术培训，并经
考试合格后，方可上岗。瓦斯安全检查员负责检查、
督促安全措施的全面实施，当发现事故预兆时，有
权责令现场人员停止施工，并按有关安全规定采取
措施。
3.有瓦斯突出危险的隧道，应单独编制预防瓦
斯突出的实施性施工组织设计。瓦斯区段的施工均
应进行瓦斯监测，设臵消防设施，并配备兼职救护
队。
4.铁路隧道含瓦斯区段必须采用普通光电测距
仪测量时，其工作范围内的瓦斯浓度必须小于 1%。
5.洞内装碴时，必须将石碴润湿，装碴机铲斗
不得猛力与石碴碰击。
6.铁路隧道含瓦斯区段爆破应严格执行, 一炮
三检, 制度，即钻眼前、装药前、起爆前均应进行
瓦斯浓度检查。
7.铁路隧道含瓦斯工区钻孔作业，应符合下列
规定：
（ 1）钻眼前，应测定工作面附近 20m以内风流中
的沼气浓度，在 1%以下时方可开钻。
（ 2）在施钻过程中，要随时检测瓦斯浓度。
（ 3）必须采用湿式凿岩，炮眼深度不得小于
0.65m。
8.采用电雷管爆破，并采用正向连续装药结
构，起爆药以外不得装盖药。严禁反向装药或间
隔装药。
9.在岩层内爆破，炮眼深度在 0.9m以下时装
药长度不得超过炮眼深度的 1/2；炮眼深度在 0.9m
以上时装药长度不得超过炮眼深度的 2/3。在煤层
内爆破，装药长度不得超过炮眼深度的 1/2。所有
炮眼的剩余部分都应用炮泥堵塞。
10.炮泥应用粘土炮泥，严禁使用煤粉、块状
材料或其它可燃性材料作炮泥。
11.有下列情况之一者，未经妥善处理前不准
装药和放炮。
（ 1）放炮地点附近 20米以内风流中，沼气浓
度达到 1%时；
（ 2）在放炮地点 20米以内，有未清除的碎石、煤
碴、矿车或其它物体阻塞巷道断面三分之一以上时；
（ 3）风量不够，风向不稳，局部有循环风时；
（ 4）炮眼内有异物、温度骤高或骤低、煤岩松
散或有显著瓦斯涌出时；
（ 5）炮眼内煤、岩粉未清除干净；
（ 6）无炮泥、封泥不足或不严的炮眼。
12.爆破后，只有当瓦斯浓度小于 1%，二氧
化碳浓度小于 1.5%，撤除警戒后，工作人员才可
进入工作面工作。
五、穿越煤层施工
隧道掘进由岩层进入煤层前，必须重新验证各
煤层的突出危险性。掘进工作面距煤层 10m以外时，
就应向煤层打探钻孔穿透煤层全厚并进入岩层不小
于 0.5m,还经常保持超前工作面 5m,以便确切掌握煤
层贮存条件和瓦斯情况。揭开煤层前，掘进工作面
到煤层之间，必须保持一定的岩柱，倾斜岩层为 2m,
缓倾斜岩层及倾斜煤层为 1.5m。
在穿越煤层施工中，控制煤和瓦斯突出的方法
有很多，通常采用以下三种：
1.震动性放炮
震动性放炮实质上是在掘进工作面上钻较多炮
眼，装较多炸药，全断面一次起爆揭开煤层，并利
用放炮所产生的强烈振动，人为地诱导煤和瓦斯的
突出。
震动性放炮要求煤层瓦斯压力 小于 1MPa,
如大于 1MPa时，则应先钻孔排放瓦斯或采取
其它措施将瓦斯压力降到 1MPa以下，然后用
震动放炮揭开石门。
(1) 震动性放炮的 设计参数
1.炮眼个数 。较一般性放炮约多 2～ 3倍，具
体应视岩柱情况而定或按下式计算：
式中,S— 隧道开挖断面积（ m2）。
2.单位炸药消耗量当使用延迟雷管时
为 2～ 3kg/m3,采用瞬发雷管时为 3～ 4.5kg/m3。 且
只准使用煤矿许用炸药。
6-5 5 SN ?
3.炮眼密度 。隧道顶部一般小于底部，周边眼
大于中部。
4.炮眼深度 。一般应超过欲揭的岩柱和煤层厚
度之和，而岩眼底距煤层应有 0.1～ 0.2m的距离。若
钻眼时掌握不好，可在刚钻至煤层后停止钻进，并
填塞 0.1～ 0.2m眼底炮泥。装药后，全部炮眼必须填
满炮泥。
图 5-12为一次穿透岩层及煤层的震动放炮炮眼布臵。
(2)震动性放炮应注意的 安全事项,
①必须周密设计爆破网路，仔细核查选择爆破
器材，保证不发生拒爆和瞎炮。
②放炮前，必须检查通风设施。
③放炮的发爆工作必须在洞内进行。
④采用震动性放炮时，隧道顶部比较薄弱地方
易引起塌方，应做好加强支护工作，并防止放炮引
起的弱煤层爆后强煤突出现象，做好组织清除工作。
2.超前支架法
超前支架法的作用在于缓和山体压力，加强隅
角的煤体支护，防止煤的坍落而引起煤和瓦斯的突
出。当石门掘进距煤层 2m时，沿石门上部和两侧各
打一至两排直径 70～ 100mm,彼此相距 200～ 300mm的
钻孔，钻透煤层并穿入顶板（或底板） 0.3m,钻孔内
插入直径 50～ 70mm的钢管或钢轨，钢管尾部可用钢
轨或混凝土支柱固定，然后一次放炮穿越煤层。
3.水力冲孔冲刷法
水力冲刷 是指在石门未揭开前，利用 高压水枪
预先冲刷揭露的煤层，使岩柱内侧的煤层人为地形
成空洞，将煤体局部卸压，同时排除一定量的瓦斯，
从而起到预防突出的作用。而水力冲孔则是通过钻
孔诱导突出，将石门揭煤发生的大突出转化为钻孔
的小突出，将不易控制的破坏性突出变为人为控制
的安全突出，使煤体和瓦斯的潜能预先释放出来。
常用的技术措施有：
在水力冲孔前，预留 5m的安全岩柱。
在距煤层 5m的石门工作面布臵若干水
力钻孔眼，布眼时考虑石门顶部以上 10m,左
右 8m，下部 6m作为卸压三危险区。
自上而下依次压注高压水冲孔，水压一般为
4～ 5MPa,为防止揭煤时顶部发生煤层坍塌，
在石门顶部可压入泥浆，以增加煤体强度。
在石门两侧做导洞，保留 2m安全岩柱，
以震动放炮安全揭开煤层。
第五节 隧道爆破的设计实例
某隧道为石灰岩，无地下水，属 Ⅳ 类围岩，采
用导坑法施工，设下导坑为矩形断面，其尺寸宽
4.2m× 高 3.0m,导坑月掘进计划为 130m,每月施工 28
天，采用四班四循环作业，炮眼利用率为 0.9,采用 2
号岩石铵梯炸药，导坑钻爆设计如下。
1,根据导坑的地质情况决定采用垂直楔
形掏槽。
2,计算导坑炮眼数 N
??
qSN ?
其中：开挖面积 S=4.2× 3=12.6m2
单位耗药量 q=1.4kg/m3(根据开挖面面积及围岩
类别查表 5-6）
α=0.8( 查表 5-3并根据工程实践经验）
γ ＝ 0.78(根据药卷直径 Ф32 查表 5— 4）
则 N=1.4× 12.6/0.8× 0.78=28(个）
3,根据采用的垂直楔形掏槽及 Ⅳ 类围岩由中国铁
道出版社 1996年版的, 隧道施工手册, 中查得：
掏槽炮眼与开挖面间的夹角 α ＝ 70°,
上下两对炮眼间的距离 a＝ 50cm,
同一平面上两炮眼眼底的距离 b=20cm，掏槽炮
眼 6个。
4,计算每一循环炮眼深度
（每一循环进尺为 1.3× 0.9=1.17m）
故掏槽眼及底眼深度 l掏、底＝ 1.3＋ 0.10=1.4m
辅助眼、帮眼、顶眼深度 l辅、帮、顶＝ 1.3m.。
ml 3.19.0428 130 ????
5,计算各种炮眼的长度 L及同一平面上两掏槽炮
眼眼口间的距离 B（如图 5-13）：
掏槽炮眼长度
同一平面上两掏槽炮眼眼口的距离 B（见图 5-14）
B=2c+b=2× 1.49× cos70° +0.2=1.22m
辅助炮眼长度 l辅，因辅助炮眼垂直于开挖，
∴ L辅＝ l辅＝ 1.3m
mlL 49.194.0 40.170s i n 40.1s i n ??? ??＝掏
底眼长度
则帮眼和顶眼长度
为钻眼方便，根据围岩情况，各周边眼眼口
均距开挖轮廓线 5cm，其眼底超出开挖轮廓线 10cm。
6,炮眼布臵（见图 5-14）
? ? mL 41.11.005.04.1 22 ????底
? ? mL 3.11.005.03.1 22 ?＋＋＝帮、顶
7,每一循环装药量 Q的计算及炮眼装药量的分配
根据炸药供应及围岩情况，使用 2号岩石铵梯炸
药，其药卷直径为 32mm，长度为 200mm，每卷药卷为
0.15kg。
Q=q〃 V； q=1.4kg/m3
V=12.6× 1.17=14.7 m3
Q=1.4× 14.7=20.6kg
各个炮眼的装药量分配如下：
折合 卷
因为采用 α ＝ 0.8,设各种炮眼的装药系数：
掏槽眼为 0.9,辅助眼为 0.8,帮、顶眼为 0.7,底眼
为 0.9.
则,6× 0.9＋ 8× 0.8＋ 9× 0.7＋ 5× 0.9=（ 6
＋ 8＋ 9＋ 5） α
∴α=0.8
故按上列装填系数进行分配是可以的。
1 3 815.0 6.20 ?
每个掏槽眼装药量＝ 0.78× 1.17× 0.9=0.82kg,
折合为 5.4卷，采用 6卷；
每个辅助眼装药量＝
0.78× 1.17× 0.8=0.73kg，折合 4.8卷,采用 4.5卷；每
个帮、顶眼装药量 =
0.78× 1.17× 0.7=0.64kg，折合 4.2卷，采用 4卷；
每个眼底装药量＝ 0.78× 1.17× 0.9=0.82kg，
折合 5.4卷，采用 6卷。
则各种炮眼用药量为：
掏槽眼,6× 6卷＝ 36卷
辅助眼,8× 4.5卷＝ 36卷
帮眼,4× 4卷＝ 16卷
顶眼,5× 4卷＝ 20卷
底眼,5× 6卷＝ 30卷
合计 138卷
8,根据爆破器材情况，采用导爆管雷管
孔内延期起爆法。
起爆顺序按炮眼布臵图的图标顺序起爆，
计分 6段，采用毫秒延期导爆管雷管，考虑爆
区长度 150m,首段掏槽眼 6个选用 5段,导爆管
雷管依次辅助眼 4个 6段,4个 7段、帮眼 4个 8
段、顶眼 5个 9段，底眼 5个 10段。
采用 连续装药 结构,反向起爆 方式。由起爆
药卷引出的导爆管在孔外通过反射四通连接
件联成闭合起爆网路，由 1发 8号火雷管起爆
导爆管网路。
