技术领域
[0001] 本
发明涉及隧道施工技术领域，具体涉及一种高海拔小断面长陡斜坡隧道全断面光面爆破施工方法。
背景技术
[0002] 目前，“
钻爆法”仍将长期主导国内外隧道及地下工程的开挖掘进施工领域。在隧道爆破设计、钻孔装药、爆破出渣以及爆后支护等施工工艺组成的“钻爆法”一次循环作业流程中，为实现隧道良好的光面爆破效果，确保理想的隧道爆破进尺，加快隧道开挖进度，以及提高隧道开挖
质量，降低施工成本。为此，国内外专家学者对隧道光面爆破施工技术展开了大量研究。在“超大断面隧道六部开挖的施工方法”(CN101666232B)中提出了一种安全、稳定、高效的适用于特大断面隧道爆破开挖的六部开挖方法，即将掌子面划分为六个区
块，错台阶同步开挖以实现点平行作业，以此提高工作效率，加快施工进度；在“特大断面暗挖隧道回旋开挖法”(CN102400689B)中提出了一种通过小导洞爬坡多部开挖，实现将小断面突扩至大断面的迂回折叠的回旋开挖方法，以此最长发挥核心土的
支撑作用，从而有效控制隧道爆破超挖量，并解决隧道独头掘进交通组织障碍问题；然而，在“一种小断面软弱围岩隧道三台阶五部开挖施工方法”(CN10788652A)中考虑到隧道爆后出渣作为隧道开挖进度的关键工序，提出了一种将小断面隧道按上、中、下三台划分成五部作业空间，由上而下错台分部进行施工，并实现连续出渣，以空间换时间的理论来缩短隧道循环作业时间，加快施工进度；在“隧道光面爆破方法”(CN104482815A)中针对小断面隧道光面爆破提出了一种由爆破参数
选定、掏槽方式确定以及炸药安装爆破组成的光面爆破施工方法流程，以隧道掌子面掏槽方式为核心，来调整隧道光爆效果。由此可知，针对大断面隧道多通过掌子面分部+错台阶施工方法，以增加平行作业的工作面来提高工作效率，加快施工进度，同时也避免大断面隧道一次成孔的安全
风险。而小断面隧道由于洞内作业空间受限，常规隧道作业机械无法平行作业，遂多采用一次爆破成孔技术；而小断面隧道全断面爆破常出现隧道爆破超挖量过大、爆破开挖进尺过短、炸药利用率低等问题，因此在小断面隧道全断面爆破技术中将会结合毫秒微差爆破技术来实现光面爆破效果。然而，贯穿于高海拔山区
断层破碎带的小断面隧道，因其长陡斜坡的存在而导致隧道单个爆破循环作业面内炮孔前后最小抵抗线差异过大而导致爆破超挖及塌方冒顶现象，对此若想实现全断面一次爆破成孔的光面爆破效果，单纯采用微差爆破技术仍存在诸多不足。
发明内容
[0003] 本发明所要解决的技术问题是提供一种高海拔小断面长陡斜坡隧道全断面光面爆破施工方法，解决小断面隧道空间受限、陡斜坡过大致使爆破超挖过大及爆后出渣运输效率低下和安全风险过高、高海拔隧道硐内
氧含量过低以及爆破掘进速度缓慢等问题。
[0004] 本发明解决技术问题所采用的技术方案是：高海拔小断面长陡斜坡隧道全断面光面爆破施工方法，具体包括：
[0005] A、隧道洞
门及洞门边坡治理，确保隧道进洞开挖前的
稳定性，避免爆破振动而出现边坡滑坡及垮塌。
[0006] B、地质勘探及爆前超前地质预探预报技术施工，在爆破施工阶段建立详细的超前地质预探预报方案和实施纲要，以避免或减少隧道掘进过程中发生各种不可预见的地质灾害。
[0007] C、爆破前超前预支护技术的实施，根据隧道不同区段采用不同结构的超前大管棚或超前小
导管进行爆破前超前预支护，以提高围岩的稳定性，避免爆破开挖出现硐顶塌方冒顶或超挖过大现象。
[0008] D、爆破参数设计及炮眼布设优化设计，根据掌子面断面尺寸、围岩结构及断层破碎带走向等情况，采用短导洞掏槽爆破技术，实现全断面一次爆破成孔的光面爆破效果，需对掌子面各炮眼的分布情况、炮眼数量、直径、深度、
角度、装药量以及装药结构等参数进行详细分析、设计及验算，以确保光面爆破质量。
[0009] E、装药，采用特征的装药设备高效、精准的完成各炮眼的装药，精确控制轴向连续装药和分段间隔装药结构以及径向耦合装药和不耦合装药结构的装药质量，以充分发挥其装药结构的特性。
[0010] F、起爆系统网络的优化设计，为实现小断面矿山隧道全断面一次爆破成孔的光面爆破技术，需结合毫秒微差爆破技术建立特征的起爆系统网络，提高引爆传爆效率。
[0011] G、爆破振动监测及控制技术实施，通过爆前设置特征的爆破振动监测点，分析爆破振动监测数据，制定详细的爆破振动控制方案，削减爆破振动对围岩的扰动破坏。
[0012] H、爆破，检查各炮眼装药情况及起爆系统网络，确定准确无误后开始引爆，进行隧道爆破开挖掘进。
[0013] I、爆后降尘
通风排险，爆后首先启动自动喷雾系统对硐内粉尘颗粒进行降尘，开启轴流式风机采用压入式通风方式对炮烟及爆破产生的CO、NO、SO2、H2S等有毒有害气体进行通风换气，通过空气流动降低其浓度；最后通过有毒有害气体检测仪进洞检测、排险，以确保硐内施工作业安全。
[0014] J、爆后出渣，根据小断面陡斜坡隧道的特性，为提高爆破出渣效率，采用无轨反向牵引技术进行爆后出渣，以缩短爆破循环周期。
[0015] K、断面复核及支护
定位放线，由专职测量技术人员进行复核隧道爆破开挖断面轮廓、光面爆破效果和隧道
中轴线情况，同时进行隧道初期支护拱架的定位点以及下一次爆破超前支护和炮眼钻孔的定位点。
[0016] L、爆后支护施工，隧道爆后支护包括初期支护和二次衬砌施工，其中初期支护采用的是沿爆破轮廓面采用
砂浆锚杆并结合双层
钢筋网片进行喷护封闭，同时采用支撑钢拱架沿隧道掘进方向依次布置，利用
锁脚锚杆和拱架连接筋将各匹支护拱架进行整体连接加固；而二次衬砌采用定型尺寸的液压台车作为模板支撑体系，通过两侧拱架设置移动轨道推移前行，在洞门外采用滚筒式
搅拌机进行
混凝土现场拌制，通过地
泵进行混凝土输送及浇筑；
[0017] 上述步骤形成高海拔小断面陡斜坡隧道全断面光面爆破循环作业的工艺流程，如此反复B至L持续进行隧道爆破开挖掘进及硐内支护施工，直至全线顺利贯通。
[0018] 进一步地，步骤B中，在爆破施工阶段建立详细的超前地质预探预报方案和实施纲要，并采用综合地质预探预报技术，通过工程地质分析法初步判断隧道贯穿地带围岩的岩性、地质结构、
水文地质及掌子面自稳状况等情况；采用隧道地质素描及掌子面编录预测法，详细记录硐内岩层结构、节理裂隙发育情况、断层带及岩性
接触带的软硬变化等情况，以及对
地下水和围岩稳定性情况的详细描述和记录；通过超前钻探法钻速来分析前方围岩的均质情况和软硬情况，以及钻孔取芯的
岩石颗粒分析来了解前方围岩的岩性，并通过观察钻孔内流出的水量及状态来判断前方围岩的水文地质情况。
[0019] 进一步地，步骤C中，在隧道洞门区段采用超前大管棚进行超前预支护，具体的，爆破施工前在隧道洞门区段拱顶环向布置17～20根Ф108的无缝钢管，内部穿插四根C25以上等级的
钢筋组成的钢筋笼，通过内置注浆管及无缝钢管壁上渗浆孔完成压
力注浆直致围岩板结硬化；而超前小导管预支护是在隧道洞内区段拱顶采用环向布置17～20根Ф50的无缝钢管，其中一段搭承在支撑拱架上，一段打入掌子面前方围岩之中，其入岩深度至少满足一次爆破循环进尺加上0.5m，同样通过内置注浆管进行压力注浆。
[0020] 进一步地，步骤D中，所采用的短导洞掏槽技术，即在掌子面中下部先设置中空导向眼，其深度超出一次爆破循环进尺20～30cm；同时，在其四周环向对称布置4个掏槽炮眼形成中心掏槽区域，爆破时优先起爆掏槽眼完成掏槽爆破；随后由中心掏槽区域向四周环向放射状依次布置三排辅助炮眼以及最外侧一圈的周边炮眼和
底板炮眼，起爆时根据合理的微差起爆间隔时差依次完成扩孔掘进爆破、周边光面爆破以及最后底板翻渣爆破；
[0021] 表1隧道掌子面炮眼参数表
[0022]
[0023]
[0024] 进一步地，采用安全稳定性较好的2#岩石乳化炸药进行爆破掘进，中心掏槽炮眼采用大直径的连续耦合装药结构，辅助炮眼采用分段间隔耦合装药结构，而周边炮眼和底板炮眼采用小药卷装药，并采用分段间隔偏心不耦合装药结构。
[0025] 进一步地，步骤E中，采用一种可灵活调整炮眼内炸药轴向分布和具体
位置，以及药卷在炮眼内径向的空间位置的特征装药装置，具体地，通过装药筒两端
内圈设置的可调节固定环及固定顶托来灵活调整药卷与孔壁间的间隙，而利用带刻度的送药杆来精确控制炸药轴向分布及具体装药位置。
[0026] 进一步地，步骤F中，根据隧道掌子面炮眼装药结构和起爆顺序，结合电力起爆、非电起爆和毫秒微差起爆技术，通过“簇连-并联-簇连”起爆网络连接方式，组成一种适用于小断面陡斜坡隧道全断面爆破的特征起爆系统网络；具体地，通过电容式发爆器→专业传爆
导线→电
雷管→塑料导爆管→非电毫秒延时雷管→塑料导爆管→炸药；即在洞门外采用电力起爆系统，硐内采用高效传爆的塑料导爆管非电起爆系统，再通过非电毫秒延时雷管填充的不同剂量的缓燃剂产生的延时效应，按掌子面各炮眼的分布情况实现依次顺序起爆，实现整个掌子面全断面一次爆破成孔的光面爆破。
[0027] 表2非电毫秒延时雷管的引爆间隔时差
[0028]雷管段数(段) 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11
间隔时间(ms) 0 25 50 75 110 150 200 250 310 380 460
[0029] 5、进一步地，步骤G中，根据爆破振动波传播原理及“共振效应”，在隧道掌子面后方已开挖区段5m范围的拱脚、拱顶和直墙与弧拱连接点处对称设置五排爆破振动监测点，通过爆破振动监测数据分析，制定爆破振动控制方案；
[0030] 具体地，首先在爆破掏槽区域环中心导向孔设置一圈减振空眼以降低掏槽爆破因克服较大夹制作用而产生的较大振动；同时合理调整隧道掌子面各炮眼的微差起爆间隔时差，采用跳段毫秒微差雷管，实现错峰爆破，避免爆破振动峰值相互
叠加而加强；最后通过改变各炮眼内炸药轴向间隔分布来降低炮眼装药集中度，降低单位空间内炸药的爆炸威力，以及利用炮眼内炸药径向不耦合装药结构中的间隔层来有效削减爆炸峰值压力，降低爆破振动。
[0031] 进一步地，步骤J中，考虑爆后出渣在单个爆破循环周期内所占时间较长，且高海拔小断面陡斜坡隧道硐内氧含量稀薄，受限空间致使常规出渣设备无法作业，长陡斜破增加爆破渣土运输风险。为此，通过无轨反向牵引技术有效解决这一矛盾，由
履带式扒渣机、运渣矿车、反向牵引
钢丝绳、卷扬机和导向轮组等组成的无轨反向牵引系统，快速高效的完成爆后出渣工作。
[0032] 具体出渣步骤包括：
[0033] J1、当隧道完成爆破及通风排险工作，先将履带式扒渣机开到隧道掌子面恰当位置处，保持一定间距，确保扒渣机有足够的伸展空间，调整固定并伸展扒渣机两侧的水平液压撑杆和后端液压支腿，借助液压支撑力使其牢固的支撑在左右两侧的岩壁上以及隧道底板硬质岩层上。
[0034] J2、在隧道洞门外设置卷扬机工作室，通过混凝土扩大
基础和地锚牢固固定卷扬设备；由卷扬机引出的牵引钢丝绳先穿过隧道洞门底板中心位置的固定导向轮，再穿过扒渣机尾部设置的移动导向轮，最后穿过运渣矿车尾部设置的移动导向轮并连接其固定轴上。
[0035] J3、通过扒渣机扒渣臂将爆破产生的碎石和渣土扒到喇叭口的收料铲内，再由扒渣机的传送履带将收料铲中的渣土传送至扒渣机尾部，直接落入刚好停在扒渣机后方的运渣矿车车斗之内，如此装满运渣矿车停止收料，开始向洞外运渣。
[0036] J4、当运渣矿车空载进洞装渣时，通过卷扬机提供的
牵引力将其拖拽至扒渣机尾部进行装渣，牵引力提供动力，运渣矿车则不需启动自身驱动系统；而当满载渣土的运渣矿车向洞外运渣时，借助自身重力沿隧道底板陡斜坡向下运输，此时卷扬机放卷，并通过牵引钢丝绳提供牵制力，避免满载矿车因自重过大，在如此陡斜坡隧道出现运输速度过大而无法控制，导致矿车冲出隧道平台发生坠崖事故；
[0037] J5、由固定导向轮和移动导向轮组成的导向轮组均设有脱槽装置，即牵引钢丝绳穿过导向轮的导向轮盘，其内设滚动钢珠，通过支撑端头和中
心轴固定，由外侧的托槽防护销进行封闭。固定导向轮也通过地锚固定在洞门底板混凝土
基座之中，而移动导向轮通过
焊接或
螺栓连接，牢固设置在扒渣机和运渣矿车尾部，且其相对高度不阻碍装渣；
[0038] J6、如此重复步骤J1到J4，直到一次爆破作业产生的所有渣土全部运输至洞外渣场。
[0039] 进一步地，在步骤J2中，在隧洞内还设置了移动
监控系统和远程电话，并与洞门外卷扬机操作室内监控显示器连接，以便操作人员能随时掌控硐内情况，精准把控运渣矿车装渣
停车位置及满载出洞运输时机。
[0040] 与
现有技术相比，本发明的有益效果是：本发明所提出的高海拔小断面长陡斜坡隧道全断面光面爆破施工方法，是基于“钻爆法+新奥法”隧道施工原理，以短导洞掏槽爆破技术和毫秒微差控制爆破技术为核心，全面系统化的从隧道超前地质预探预报技术、超前预支护技术、爆破参数设计及炮眼分布设计、起爆系统网络、炮眼装药结构及装药技术、爆后通风排险、爆后出渣以及爆后支护等方面进行优化设计和技术改进，以解决高海拔小断面长陡斜坡隧道存在的隧道作业空间受限、陡斜坡导致爆破超挖过大及爆后出渣运输效率低下和安全风险过高、高海拔隧道洞内氧含量过低以及爆破掘进速度缓慢等问题，从而在实现全断面光面爆破效果的同时，加快施工进度，节约施工成本。
附图说明
[0041] 图1为光面爆破施工工艺原理图
[0042] 图2为隧道洞门边坡治理断面图
[0044] 图4为超前大管棚预支护示意图
[0045] 图5为超前大管棚构造示意图
[0046] 图6为超前小导管预支护示意图
[0047] 图7掌子面炮眼分布示意图
[0048] 图8为起爆系统网络示意图
[0049] 图9为掌子面炮眼起爆网络连接示意图
[0050] 图10为爆破振动检测点布置示意图
[0051] 图11-1为爆后出渣无轨反向牵引设备纵断面示意图
[0052] 图11-2为爆后出渣无轨反向牵引设备俯视示意图
[0053] 图11-3为出渣装置固定导向轮构造示意图
[0054] 附图标记：101—勘探预支护阶段；102—爆破设计阶段；103—爆后排险出渣复核阶段；104:—爆后支护阶段；201—洞门边坡；202—隧道洞门；203—
钢筋网片；204—砂浆锚杆；205—泄水孔；301—内圈钢拱架；302—
外圈钢筋骨架；303—扩大基础；304—上连接板；305-下连接板；306—缩脚钢筋；401-超前预支护区域；402—超前大管棚；501-大管棚外无缝钢管；502—渗浆孔；503—管棚钢筋；504—固定环；601—支撑拱架钢立柱；602—支撑拱架弧拱：603—超前小导管；701—掏槽区域；702—中空导向眼；703—掏槽眼；704—扩孔眼；
705—辅助眼；706—周边眼；707—底板眼；801—电力起爆系统；802—非电起爆系统；803—毫秒微差起爆系统；804—电容式发爆器；805—专业传爆导线；806—电雷管；807—塑料导爆管：808—非电雷管；809—掏槽眼；810—辅助眼(1)；811—辅助眼(2)；812—辅助眼(3)；
813—周边眼；814—底板眼；901—主导爆管；902—围岩区；903—二级塑料导爆管；1001—已开挖区段；1002—未开挖区段；1003—掌子面；1004—监测点；1101—履带扒渣机；1102—牵引钢丝绳；1103—运渣矿车；1104—卷扬机；1105—扒渣臂；1106—收料铲；1107—履带轮；1108—传送履带；1109—液压撑杆；1110—液压支腿；1111—固定导向轮；1112—移动导向轮；1113—支撑端头；1114—中心轴；1115—导向轮盘；1116—托槽防护销；1117—导向轮基座。
具体实施方式
[0055] 下面结合说明附图和具体实施情况对本发明进一步说明。
[0056] 在隧道爆破开挖前，应熟悉地勘报告和设计文件，尤其对地勘报告所描述的隧道贯穿地带的岩层地质结构、节理裂隙发育情况、岩层破碎情况以及地下水、暗河、流沙等水文地质情况应进行详细分析；同时，考虑到高海拔小断面隧道地勘钻探施工较难，已形成的地勘报告相对粗犷，遂在施工阶段仍需建立详细的超前地质预探预报方案和实施纲要，采用较为全面的综合地质预探预报技术进一步进行地质预探预报。即先采用地质分析法对隧道掌子面前方围岩的岩性、地质结构、水文地质及掌子面围岩自稳状况等进行初步判断；其次采用隧道地质素描及掌子面编录预测法来详细记录硐内岩层结构、节理裂隙发育情况、断层破碎带及岩性接触带的软硬变化情况；最后，通过
地震波法和掌子面超前钻探法进一步掌握掌子面前方较近范围内详细的地质结构及水文地质情况，以此为爆破设计提供必要的技术参数。可有效弥补高海拔相对粗犷的地勘报告，并有效减少或避免施工阶段各种不可预见的地质灾害的发生。
[0057] 此外，还需要熟悉隧道工程的设计图纸、隧道功能和用途以及相关的工艺流程，确保隧道成品能满足实际工程需要；此外，还应查阅隧道工程相关的技术资料、规范标准及工艺要求等技术资料，组织编制专项施工方案和安全技术方案，确定详细的隧道“钻爆法”光面爆破施工方法，并组织相关的技术培训和技术交底工作。
[0058] 上述准备工作完成后即可进行正式施工，本发明的高海拔小断面长陡斜坡隧道全断面光面爆破施工方法如图1所示，具体实施过程为：
[0059] A、洞门工程及洞门边坡防护工程施工。其主要包括：洞门边坡治理(图2)、隧道外延明洞(图3)以及洞门防护
挡墙工程。其中洞门边坡采用L＝2.5m长砂浆锚杆204梅花状布设，通过其坡面弯钩悬挂双向Φ8@200的钢筋网203，利用150mm厚的C20喷射混凝土对整个坡面进行封闭硬化，如图2所示；洞门外3m至5m范围内采用“内圈型钢拱架301+外圈钢筋骨架302”结构形式进行整体浇筑，形成向外延伸的明洞，以防止边坡滑坡及落实掩埋隧道洞口，并采用有筋扩大基础303以提高明洞基础稳定性，如图3所示；而洞门防护挡墙采用的“八字形”分布于洞门两侧，形成“喇叭口”洞门翼墙，依据其较厚的
钢筋混凝土墙体列及洞门，有效阻挡洞门后方边坡滑坡的渣土及碎石的冲击。
[0060] B、地质勘探及爆前超前地质预探预报施工；在爆破施工阶段建立详细的超前地质预探预报方案和实施纲要，采用综合地质预探预报技术，具体是通过工程地质分析法初步判断隧道贯穿地带围岩的岩性、地质结构、水文地质及掌子面自稳状况等情况；采用隧道地质素描及掌子面编录预测法，详细记录硐内岩层结构、节理裂隙发育情况、断层带及岩性接触带的软硬变化等情况，以及对地下水和围岩稳定性情况的详细描述和记录；通过超前钻探法的钻速来分析前方围岩的均质情况和软硬情况，以及钻孔取芯的岩石颗粒分析来了解前方围岩的岩性，并通过观察钻孔内流出的水量及状态来判断前方围岩的水文地质情况。
[0061] C、根据隧道不同区段采用不同结构的超前大管棚或超前小导管进行爆破前超前预支护。考虑隧道洞口区段顶部盖层较薄，爆破扰动易引发洞门边坡滑坡及掩埋事故，以及隧道轴线与山体斜交产生的
偏压效应也易造成隧道
变形垮塌，因此在隧道洞门区段采用超前大管棚进行超前预支护。而隧道硐内爆破开挖改变了围岩原始地
应力状态，爆破扰动及新临空面的形式致使地应力重新分布形成二次应力状态，并且在隧道硐内软弱糜泥岩、断层破碎岩等自稳性差的不良岩层地质大量存在，围岩自承能力因难以维持其自身稳定性而导致自然塌方或冒顶现象，为此硐内爆破施工前应采用超前小导管进行加强预支护。
[0062] 实际实施中，环向均匀布置于隧道顶部围岩区域401的超前大管棚402通常包括隧道洞门区段拱顶环向布置17～20根Ф108的无缝钢管501，Φ108无缝钢管501内穿插四根C28的钢筋503，并焊接于中心固定环504，通过中心固定环504内穿插注浆管进行压力注浆，再由无缝钢管壁梅花状设置的渗浆孔502对洞门围岩壁进行渗透填充，使其板结硬化形成整体稳定性较高的预支护结构层，如图4和图5所示。而超前小导管603通过7～20根Φ50的无缝钢管，环向布设于隧道拱顶围岩之中，是以其后方稳固的型钢拱架602开孔和掌子面前方未开挖区段拱顶围岩搭承为端部支撑，其入岩深度至少满足一次爆破循环进尺加上0.5m，同样通过内置注浆管进行压力注浆。如此使的单根超前小导管603形成类似于简支梁支撑体系，而多根超前小导管注浆后板结硬化整体形成类似拱结构支撑体系，从而有效提高隧道爆破前拱顶围岩的稳定性和支撑能力，如图6所示。
[0063] D、爆破参数设计及炮眼布设优化设计，根据掌子面断面尺寸、围岩结构及断层破碎带的走向，采用掌子面中心短导洞掏槽爆破技术进行中心掏槽爆破，通过毫秒微差起爆技术进一步完成扩孔爆破、周边光面爆破以及底板翻渣爆破，对掌子面各炮眼的分布情况、炮眼数量、直径、深度、角度、装药量以及装药结构参数进行详细分析、设计及验算，实现全断面光面爆破。具体地，高海拔小断面长陡斜坡隧道采用短导洞直眼掏槽爆破技术，结合毫秒微差爆破技术，从而实现短导洞掏槽爆破与隧道爆破掘进一次完成的全断面光面爆破效果。根据掌子面各炮眼的作用不同，将其划分为掏槽眼703、辅助眼705、周边眼706和底板眼707，其爆破参数主要有炮眼直径、深度、数量、装药量、炮眼间距和倾角等，根据相关的隧道爆破理论和经验公式进行计算设计和调整后，结合毫秒微差爆破技术及起爆系统网络，完成炮眼分布的优化设计，如图7所示。具体是在掌子面中下部设置中空导向孔702，其深度超出一次爆破循环进尺20～30cm，可减小掏槽爆破的夹制作用，并起到良好的导向作用，同时，在其四周环向对称布置4个掏槽炮眼703形成中心掏槽区域701，通过掏槽区域701设置的4个大直径的Φ50掏槽眼703完成掏槽爆破，直眼掏槽爆破形成短导洞；随后由中心掏槽区域701向四周环向放射状依次布置三排辅助炮眼705以及最外侧一圈的周边炮眼706和底板炮眼707，起爆时根据合理的微差起爆间隔时差依次完成扩孔掘进爆破、周边光面爆破以及最后底板翻渣爆破，通过掏槽区域701顶部的辅助眼704和外侧两圈辅助眼705进行扩孔爆破，完成爆破开挖掘进；而掌子面最外侧设置的周边眼706采用Φ25的小药卷进行光面爆破，以形成光滑的爆破轮廓面；最后，通过底板眼707完成爆破翻渣，为爆破出渣提供方便。
[0064] 实际实施中，掌子面各炮眼采用毫秒微差爆破技术并结合特征起爆系统网络，实现掏槽眼、辅助眼、周边眼和底板眼依次顺序起爆，全断面一次爆破成孔，免去了掏槽爆破出渣及支护工作，也避免了短导洞爆破形成的新临空面因暴露时间过长而出现塌孔。
[0065] 实际实施中，为改善爆破效果对各炮眼分别采用不同的装药结构，其中掏槽眼采用连续耦合装药结构以克服较大地应力及夹制作用，辅助眼采用分段间隔耦合装药结构来合理调整轴向爆炸能进行四周放射破岩开挖，而周边眼和底板眼采用分段间隔偏心不耦合装药结构产生的偏心效应，即削减爆炸荷载对外侧围岩的扰动破坏，又对内圈光爆层围岩进行有效爆破。此外，针对各炮眼不同装药结构，采用特征可调节炮眼装药导向固定装置，能高效、快速完成各炮眼的装药工作，并有效保证各炮眼装药结构径向和轴向的尺寸、位置和间隔分布情况，有效保证炮眼装药质量和光面爆破效果。
[0066] E、装药，采用分段间隔装药和径向不耦合装药结构相结合的装药工作。采用安全稳定性较好的2#岩石乳化炸药进行爆破掘进，中心掏槽炮眼采用大直径的连续耦合装药结构，辅助炮眼采用分段间隔耦合装药结构，而周边炮眼和底板炮眼采用小药卷装药，并采用分段间隔偏心不耦合装药结构。
[0067] F、起爆系统网络的优化设计，通过结合毫秒微差爆破技术建立一种由电力起爆、非电起爆和毫秒微差起爆技术相结合而形成的特征起爆系统网络。根据隧道掌子面炮眼装药结构和起爆顺序，结合电力起爆、非电起爆和毫秒微差起爆技术，组成一种适用于小断面陡斜坡隧道全断面爆破的特征起爆系统网络。毫秒微差起爆技术需结合特征的起爆系统网络才能得以实现。本发明所提出的特征起爆系统网络是结合了电力起爆系统801、非电起爆系统802和毫秒微差起爆系统803，并通过“簇连-并联-簇连”起爆网络连接方式而组成的特征起爆系统网络，如图8所示。该起爆系统网络的引爆传爆原理为：电容式发爆器804→专业传爆导线805→电雷管806→塑料导爆管807→非电毫秒延时雷管808→塑料导爆管807→炸药。即在洞门外采用连接方便、操作简单、点火快速的电力起爆系统；硐内采用高效传爆的塑料导爆管非电起爆系统，将电雷管引出的主导爆管901分别连接到各炮眼上的非电延时雷管之上，如此能有效避免硐内杂散
电流的干扰或各种感应电流的影响而引发意外爆炸事故；最后，再通过非电毫秒延时雷管填充的不同剂量的缓燃剂产生的延时效应，按掌子面各炮眼的分布情况实现依次顺序起爆，从而实现整个掌子面全断面一次爆破成孔的光面爆破，如图8和图9所示。通过该特征起爆系统网络不仅能有效提高传爆率和炸药引爆成功率，避免传统起爆方式中常出现的盲炮和哑炮现象，能有效提高炸药利用率、节约施工成本，同时还能降低爆破欠挖出现概率，有效改善隧道光面爆破效果。
[0068] G、爆破振动监测及控制措施。为避免爆破振动过大而引发地质灾害，爆破前还应对隧道特征位置设置爆破振动监测点，爆破振动仪和位移
传感器进行爆破振动
数据采集，通过分析并与《爆破安全规程GB6722—2014》进行对比，从而制定有效的爆破振动控制方案，如图10所示。根据爆破振动波传播原理及“空洞效应”原理，在掌子面后方已开挖区域1001布置五条爆破振动监测点1004，分别位于拱脚处、直墙与弧拱连接处和中心拱顶处，并在掌子面后方5m范围内每间隔2m如此布置一圈。由爆破振动检测数据分析所制定的爆破振动控制方案，主要通过掌子面掏槽爆破设置中空导向孔和四周的减振眼来降低掏槽爆破因克服较大夹制作用而产生引发的较大振动，其次通过合理调整隧道掌子面各炮眼的微差起爆间隔时差，实现错峰爆破，避免爆破振动峰值相互叠加而产生“共振效应”，以及在炮眼装药结构上通过轴向分段间隔装药来降低炮眼装药集中度，降低单位空间内炸药的爆炸威力，径向不耦合装药结构中的间隔层有效削减爆炸峰值压力，并对爆炸
地震波的传播起到很好的缓冲和延缓效应，以此来有效控制爆破振动。
[0069] H、爆破开挖。完成上述A至G工作，检查各项爆破参数及起爆系统网络，确保洞内所有机械及作业人员安全撤离，洞外点火引爆，完成爆破开挖。
[0070] I、爆后降尘通风排险。完成爆破后应先启动隧道内自动喷雾系统，对隧道爆后产生的粉尘颗粒进行降尘，紧接着开启洞门外轴流式风机，采用压入式通风方式对炮烟及爆破产生的CO、NO、SO2、H2S等有毒有害气体进行通风换气，通过空气流动降低其浓度，通风除烟时间不得少于15min；最后由隧道专职安全技术人员携有害气体检测仪进行检测，同时观察隧道洞内爆破效果、围岩稳定性、塌方冒顶、地下水以及掌子面危岩
浮石等情况。确定洞内作业安全后，然后再进行出渣。
[0071] J、爆后出渣。考虑隧道爆后出渣占据大量的时间，出渣效率高低直接影响爆破循环周期的长短。目前现有的出渣方式包括有轨出渣和无轨机械出渣，考虑小断面陡斜坡隧道受限空间的局限性，有轨运输轨道及动力设备无法铺展，运渣矿车无法在狭小空间内完成装渣及调转运输，且有轨运输的一次性投入成本过高；而无轨运输又多需借助装载机和自卸
汽车等燃
气动力机械，过多的使用燃气动力机械将会释放出大量的尾气，在反向掘进隧道中极难排除，如此增加了中毒窒息的风险，且满载渣土的运渣矿车沿下行陡斜坡(20％坡度)运输会因坡度过陡致使运输速度过快，极易冲出隧道平台发生坠崖事故。为此，本发明提出了一种适用于高海拔小断面长陡斜坡隧道爆后出渣的无轨反向牵引技术，其主要由履带式
排渣机1101、牵引钢丝绳1112、运渣矿车1103、卷扬机1104和导向轮组1111和1112等共同组成的无轨反向牵引系统，如图11-1和11-2所示。该牵引系统具体工作原理如下：
[0072] J1、当隧道完成爆破及通风排险工作，先将履带式扒渣机1101开到隧道掌子面恰当位置处，保持一定间距，确保扒渣机有足够的伸展空间，调整固定并伸展扒渣机两侧的水平液压撑杆1109和后端液压支腿1110，借助液压支撑力使其牢固的支撑在左右两侧的岩壁上以及隧道底板硬质岩层上，如此提高扒渣机的整体稳定性，避免扒渣机尾部移动导向轮1112穿插的牵引钢丝绳1102提供的牵引力过大而发生侧翻事故。
[0073] J2、在隧道洞门外设置卷扬机工作室1104，通过混凝土扩大基础和地锚牢固固定卷扬设备，操作室设专人监管使用；由卷扬机1104引出的牵引钢丝绳1102先穿过隧道洞门底板中心位置的固定导向轮1111，再穿过扒渣机尾部设置的移动导向轮1112，最后穿过运渣矿车尾部设置的移动导向轮1112并连接其固定轴上。如此实现通过卷扬机1104提供牵引力牵引运渣矿车进洞装渣以及出洞运渣阻挡作用。
[0074] J3、通过扒渣机扒渣臂1105将爆破产生的碎石和渣土扒到喇叭口的收料铲1106内，再由扒渣机的传送履带1108将收料铲中的渣土传送至扒渣机尾部，直接落入刚好停在扒渣机1101后方的运渣矿车1103车斗之内，如此装满运渣矿车停止收料，开始向洞外运渣。
[0075] J4、当运渣矿车空载进洞装渣时，通过卷扬机1104提供的牵引力将其拖拽至扒渣机尾部进行装渣，此时，牵引力提供动力，运渣矿车1103则不需启动自身驱动系统；而当满载渣土的运渣矿车1103向洞外运渣时，借助自身重力沿隧道底板陡斜坡向下运输，此时卷扬机1104放卷，并通过牵引钢丝绳1102提供牵制力，避免满载矿车因自重过大，在如此陡斜坡隧道出现运输速度过大而无法控制，导致矿车冲出隧道平台发生坠崖事故。
[0076] J5、由固定导向轮1111和移动导向轮1112组成的导向轮组均设有脱槽装置，如图11-3所示，即牵引钢丝绳1102穿过导向轮的导向轮盘1115，其内设滚动钢珠，通过支撑端头
1113和中心轴1114固定，由外侧的托槽防护销1116进行封闭，如此在减小牵引钢丝绳的摩擦阻力的同时也能有效避免钢丝绳脱槽卡断事故发生。此外，固定导向轮1111也通过地锚固定在洞门底板混凝土基座之中1117，避免牵引力将其拔出。而移动导向轮1112可通过焊接或螺栓连接，牢固设置在扒渣机1101和运渣矿车1112尾部，且其相对高度不阻碍装渣。
[0077] J6、如此重复步骤J1到J4，直到一次爆破作业产生的所有渣土全部运输至洞外渣场。
[0078] 实际实施中，在步骤J2中，可利用隧洞内设置的移动监控系统和远程电话，与洞门外卷扬机操作室内监控显示器连接，以便操作人员能随时掌控硐内情况，精准把控运渣矿车装渣停车位置及满载出洞运输时机。
[0079] K、爆后断面复核及支护定会放线。完成隧道爆后出渣后开始进行爆破断面复核工作，即通过全站仪、精密水准仪和激光导向仪等精密测量仪器对隧道效果进行复核，主要复核项包括：爆破开挖轮廓线、平整度、隧道坡脚、中轴线等。将复核后的数据与设计图纸进对比分析，同时进行隧道初期支护拱架的定位点以及下一次爆破超前支护和炮眼钻孔的定位点。此外，复核工作中还应对隧硐内的支护结构进行定位放线，如钢拱架的位置、标高、垂直度和同心度等参数。
[0080] L、隧道爆后支护施工。隧道支护工程主要包括两部分，一是隧道爆后迅速完成的初期支护结构，即基于“新奥法”支护理论形成的“支护拱架+索脚锚管+砂浆锚杆+挂网喷护”新型初期支护结构，即沿爆破轮廓面采用砂浆锚杆并结合双层钢筋网片进行喷护封闭，同时采用支撑钢拱架沿隧道掘进方向依次布置，利用锁脚锚杆(或锚管)和拱架连接筋将各匹支护拱架进行整体连接加固，其中支护拱架可采用工字型钢拼接而成门洞形式，起主要的支撑作用，承受隧洞顶部荷载及隧道变形沉降荷载；拱架连接筋和锁脚锚杆(管)对钢拱架起连接固定作用，使每拱架彼此相互连接，形成整体稳定的初期支撑结构体系；拱圈外双层钢筋网片+喷射混凝土能对裸露的围岩进行快速封闭，并使硐内围岩表面板结硬化，形成具有一定强度的壳体结构；而打入围岩内并通过注浆锚固填充的砂浆锚杆不仅对隧洞围岩具有悬吊作用，还能起到良好的支撑和加固作用，从而提高围岩的稳定性；二是隧硐内二次衬砌支护结构，即在隧道内圈紧贴岩壁形成的一层30～50cm厚的钢筋混凝土结构层，考虑隧道施工地处高山悬崖，无法进行商混浇筑，遂通过“液压台车+地泵+滚筒式搅拌机”来完成二衬模筑混凝土浇筑，即采用定型尺寸的液压台车作为模板支撑体系，通过两侧拱架设置移动轨道推移前行，在洞门外采用滚筒式搅拌机进行混凝土现场拌制，通过地泵进行混凝土输送及浇筑。
[0081] 实际施工中，考虑到隧道断面尺寸过小，当完成二衬混凝土浇筑后将进一步缩减了其断面尺寸，导致爆破开挖施工的局限性更为严峻，将无法进行炮眼钻孔、爆后出渣及钢拱架支护等工序。为此，针对小断面隧道应在完成隧道全线爆破开挖及初期支护工程后再进行隧洞内的二衬结构施工，以避免二者相互掣肘的影响，同时也能避免炸药爆炸冲击波对二衬结构的冲击破坏。
[0082] M、根据图1所示的小断面高海拔长陡斜坡隧道全断面光面爆破施工方法
流程图。在单个爆破循环作业中，主要包括了勘探预支护阶段101、爆破设计阶段102、爆后排险出渣及复核阶段103、爆后支护阶段104。其中，勘探预支护阶段为爆破设计阶段提供必要的技术参数和预支撑结构，而爆破设计阶段的合理效果又反映到爆后出渣及支护工作中，直接影响到其工作量和工程效果。即在完成步骤A后，重复上述步骤B至L进行隧道爆破开挖和初期支护，最后进行步骤I中的二次衬砌及排水系统等工程施工。通过如此系统完整的工艺流程，不仅能有效确保小断面长陡斜坡隧道全断面光面爆破效果，同时也能大大提高施工效率、降低施工成本、提高爆破施工作业的安全性。
