高速公路石方爆破专项施工技术实施方案

1、 目 录TOC o 1-3 h u HYPERLINK l _Toc23787 1.编制说明 PAGEREF _Toc23787 1 HYPERLINK l _Toc20214 1.1编制依据 PAGEREF _Toc20214 1 HYPERLINK l _Toc30736 1.2编制范围 PAGEREF _Toc30736 1 HYPERLINK l _Toc19712 1.3编制原则 PAGEREF _Toc19712 1 HYPERLINK l _Toc13217 1.4编制目的 PAGEREF _Toc13217 2 HYPERLINK l _Toc3294 2.工程概况及周边环境

2、PAGEREF _Toc3294 2 HYPERLINK l _Toc24957 2.1工程概况 PAGEREF _Toc24957 2 HYPERLINK l _Toc27535 2.2地质情况 PAGEREF _Toc27535 3 HYPERLINK l _Toc31419 2.3水文条件 PAGEREF _Toc31419 3 HYPERLINK l _Toc13699 2.4爆破区周边环境 PAGEREF _Toc13699 4 HYPERLINK l _Toc15095 2.5全线爆破施工具体部署 PAGEREF _Toc15095 4 HYPERLINK l _Toc2025 3

3、.爆破设计与施工 PAGEREF _Toc2025 7 HYPERLINK l _Toc18134 3.1简述 PAGEREF _Toc18134 7 HYPERLINK l _Toc12230 3.2爆破技术参数设计概述 PAGEREF _Toc12230 7 HYPERLINK l _Toc10817 3.3隧道开挖爆破设计 PAGEREF _Toc10817 9 HYPERLINK l _Toc15128 3.4基坑、桩基爆破设计 PAGEREF _Toc15128 25 HYPERLINK l _Toc11895 3.5露天路基中深孔爆破设计 PAGEREF _Toc11895 33

4、HYPERLINK l _Toc10489 3.6桩板墙爆破设计 PAGEREF _Toc10489 42 HYPERLINK l _Toc26508 3.7爆破飞石的计算与防护 PAGEREF _Toc26508 45 HYPERLINK l _Toc14718 3.8爆破震动的计算 PAGEREF _Toc14718 46 HYPERLINK l _Toc2692 3.9爆破施工技术措施 PAGEREF _Toc2692 49 HYPERLINK l _Toc28743 4.爆破安全技术措施 PAGEREF _Toc28743 52 HYPERLINK l _Toc5689 4.1爆破安全

5、性效核及有效控制 PAGEREF _Toc5689 52 HYPERLINK l _Toc24960 4.2爆破器材检测 PAGEREF _Toc24960 57 HYPERLINK l _Toc2375 4.3盲炮处理与预防 PAGEREF _Toc2375 57 HYPERLINK l _Toc29260 4.4爆破安全防护措施 PAGEREF _Toc29260 58 HYPERLINK l _Toc24230 4.5路天爆破安全技术保障措施 PAGEREF _Toc24230 59 HYPERLINK l _Toc2569 4.6爆破警戒 PAGEREF _Toc2569 60 HYP

6、ERLINK l _Toc17019 5.起爆时间 PAGEREF _Toc17019 60 HYPERLINK l _Toc1416 6.施工组织及管理 PAGEREF _Toc1416 60 HYPERLINK l _Toc25251 6.1爆破器材的购买保管、领用清退 PAGEREF _Toc25251 60 HYPERLINK l _Toc22071 6.2爆炸物品的检验 PAGEREF _Toc22071 61 HYPERLINK l _Toc8637 6.3火工品安全管理 PAGEREF _Toc8637 61 HYPERLINK l _Toc7425 6.4安全注意事项 PAGE

7、REF _Toc7425 64 HYPERLINK l _Toc20905 7.安全防护措施及警戒 PAGEREF _Toc20905 65 HYPERLINK l _Toc1096 7.1安全防护措施 PAGEREF _Toc1096 65 HYPERLINK l _Toc19784 7.2警戒措施 PAGEREF _Toc19784 73 HYPERLINK l _Toc23048 7.3爆破监测 PAGEREF _Toc23048 75 HYPERLINK l _Toc30573 8.施工管理与材料机具配置 PAGEREF _Toc30573 78 HYPERLINK l _Toc359

8、0 8.1爆破信号与起爆 PAGEREF _Toc3590 78 HYPERLINK l _Toc4305 8.2安全技术培训 PAGEREF _Toc4305 78 HYPERLINK l _Toc15321 8.3钻爆材料与施工机具 PAGEREF _Toc15321 79 HYPERLINK l _Toc19193 8.4施工进度计划 PAGEREF _Toc19193 80 HYPERLINK l _Toc11679 8.5质量保证措施 PAGEREF _Toc11679 80 HYPERLINK l _Toc21387 8.6火工材料管理 PAGEREF _Toc21387 81 H

9、YPERLINK l _Toc15972 9.爆破作业操作规程 PAGEREF _Toc15972 82 HYPERLINK l _Toc21875 10.爆破工程事故应急救援预案 PAGEREF _Toc21875 82 HYPERLINK l _Toc294 10.1重要危险源辨识和预防对策 PAGEREF _Toc294 82 HYPERLINK l _Toc1112 10.2爆破安全专项应急救援预案 PAGEREF _Toc1112 91 HYPERLINK l _Toc7439 10.3预控措施 PAGEREF _Toc7439 95 PAGE 11.编制说明1.1编制依据隧道施工图

10、纸资料；根据现场勘察及咨询资料的整理、分析；本工程设计、施工及管理的依据和有关法律法规：中华人民共和国环境保护法(2014.5)；公路隧道施工技术规范(JTG F60-2009)；爆破安全规程(GB6722-2014)；土方与爆破施工及验收规范（GB50201-2012）；工程爆破理论与技术(中国工程爆破协会，于亚伦主编)。根据国家和行业颁布的与本工程有关的各种现行有效版本的技术规程规范及质量和验收标准。依据本公司所具备的技术管理水平、施工能力、机械设备及类似工程施工经验。1.2编制范围本方案为石方爆破专项施工方案，适用于中交建设路桥有限公司栾川至卢氏高速公路LLTJ-5标范围内的石方爆破施工

11、，主要包括隧道开挖、人工挖孔桩、桩板墙爆破、石质路堑开挖、石质基坑开挖。1.3编制原则1、响应和遵守招标文件中的安全、质量、工期、环保、文明施工等的规定及公路建设工程施工合同条件、合同协议条款及补充协议内容；2、坚持专业化作业与综合管理相结合。充分发挥专业人员和专用设备的优势，综合管理，合理调配，采用先进的施工技术，科学安排各项施工程序；3、安全无事故，确保质量第一，保证施工人员人身健康安全；4、文明施工，重视环保，珍惜土地，合理利用，严格执行环境管理体系和职业健康安全管理体系。1.4编制目的为贯彻“安全第一、预防为主、综合治理”的安全生产方针，在爆破施工过程中保障人身、设备、设施安全，预防安

12、全事故发生，确保工程优质、高效完成。2.工程概况及周边环境2.1工程概况本标段为栾川至卢氏高速公路LLTJ-5标段，位于卢氏县汤河乡及横涧乡境内，起点位于卢氏县汤河乡高里坪村附近，项目终点位于碾盘村附近。栾卢高速设计双向四车道高速公路标准，设计时速80公里/小时，路基宽25.5米。路面面层采用沥青混泥土结构，桥涵设计荷载采用公路-级。本标段土建工程起讫桩号K51+682K62+536,路线长10.854km。主要工程量有：大中桥2485m/8座，隧道7557m/4座（其中象君山隧道5502m），路基挖土石方45.2万立方米，路基填土石方27.8万立方米，桩基共计14746延米。2.2地质情况项

13、目区位于秦岭东西复杂构造带南亚支的西段，自震旦亚界以来，经受了多次复杂的构造变动，不同方向、不同性质、不同规模、不同时期的构造形迹发育。其中纬向构造体系尤为发育，组成了项目区内的基本构造格架。纬向构造体系的褶皱成紧密线状。主要有木家桠-曹沟倒转倾斜、西坪单斜、寨根复背斜、伏牛山大背斜、黄柳店复向斜、三川-栾川复向斜、白石崖-凉水泉背斜等。隧道附近的主要断裂为七寸街-陶湾断裂（简称陶湾断裂）。2.3水文条件项目区域内各水系河流均属于山区雨源型河流，分别归属于长江流域沅江水系、乌江水系。沅江水系有车坝河、舞阳河和龙江河，乌江水系有石阡河、凯峡河。沿线水系较发育，与项目路线交叉的较大的常年性地表水体

14、主要为石吁河、凯峡河、以及凯峡河支流五德河。这些河流的河谷深切、河床狭窄、落差大，夏季河流水量充沛.秋冬季河流水位锐减，部分河床暴露。根据初勘测绘成果，并结合本次测绘工作，K53+482.898K69+000 段不良地质作用类型主要为岩溶，特殊性岩土主要为膨胀土和软土。项目区域内碳酸盐岩分布广泛，岩溶地貌形态丰富，岩溶发育中等，溶蚀沟槽、落水洞、塌陷、漏斗、洼地、岩溶谷地（坡立谷）、溶洞、暗河等岩溶形态发育。沿线岩溶大多以及寒武系娄山关群、高台组等碳酸盐岩中，以灰岩地段为主，主要分布在 K53+500K62+000 线路段内。爆破区域主要受到大气降水影响，如遇含有地下水的地段可使用防水乳化炸药

15、进行爆破施工。2.4爆破区周边环境 象君山隧道进口200米范围内有少量居民居住，出口35米处有1户居民，距离民宅近，爆破施工有一定难度，控制爆破飞石、震动等影响至关重要。本标段始于高里坪，途径高里坪、象君山隧道、竹林峪、南木峪，四座隧道隧址区属同一山脉，仅起点、终点处有零散专户，其余周边环境良好。路基及便道施工位于人迹稀少的山林，但山体陡峭，爆破作业时人员高处作业及控制爆破飞石尤为重要。桥梁桩基施工处于卢氏县X028县道相邻，来往车辆及行人较多，桩基附近有高压农网110Kv线路，爆破施工时协调安排好高压线路及警戒工作。本工程爆破环境较为复杂，在爆破作业时应对其爆破安全性进行校核和有效的控制。2

16、.5全线爆破施工具体部署2.5.1隧道开挖根据本工程规模和特点，本标段施工以隧道施工为主，合理配套生产要素，合理划分施工区段，由项目部统一安排指挥，隧道采取多工作面，多工序交叉平行流水作业，保证安全、保证质量、保证按期全面完成施工任务。象君山隧道级围岩825米，级围岩3084米，级围岩6475米。隧道工程V级浅埋及V级围岩段采用三台阶及台阶预留核心土开挖法施工，级围岩段采用二台阶开挖法施工，局部采用局部爆破施工，级围岩段采用全断面光面爆破开挖法施工。爆破网络采用非电毫秒起爆网络。爆破完后，挖掘机、装载机配合大型载重自卸车运输至弃碴场。爆破作业必须加强整体爆破作业的协调统一与安全管理，严格执行爆

17、破安全规程，遵守公安部门有关爆破作业的有关规定；严格按照爆破施工程序进行爆破施工。象君山隧道进出口围岩为级，表层为第四系粉质黏土，全风化岩石，结构松散，稳定性一般，施工时应加强防护措施，宜采取预支挡等安全防护措施后开挖。洞身段整体稳定性好较好，在断层带岩石破碎或成碎石状，易发生坍塌等，基本事宜隧道通过。但应对雨季洞体滴水状况做好防护。经隧道进出口实地勘察，采用小松260挖掘机进行破碎及挖掘易能满足施工要求，为保证施工进度，洞口进洞前实施爆破采用松动爆破，并预留靠近民房的一侧作为防护墙，挖机进行辅助配合，保证周边居民、住房及设备设施安全。2.5.2路基爆破方案根据设计图纸、工程地质勘探及我公司实

18、地勘察情况，路基爆破位置地处深山，周边300米范围内无住房及其他设施，爆破环境良好，为保证施工进度，提高施工效率，主要采用中深孔爆破法施工。（1）路基爆破施工石方量大，采取中深孔微差控制爆破的施工方法，控制爆破震动和飞石，以保证施工安全。（2）根据部分路段山体落差高，从安全的角度出发，施工前必须修建可供施工人员方便、安全通行的路径，路径附近有高空作业的安全防护措施，确保人员施工安全。（3）当开挖厚度低于5米时，均采用浅眼爆破开挖，浅眼爆破也用于修整便道、清理边坡、对不便用深孔爆破的小方量开挖进行清除等项目的施工作业。本标段路基爆破施工共分两阶段，进场便道施工为第一个阶段；主线路基施工为第二个阶

19、段。2.5.3桩基施工方案本工程桥梁8座，桩径1.5-2.2，计划采用人工挖孔施工。人工机械无法满足的采用爆破施工。桩基爆破无临空面，为保证爆破效果及安全，采用掏槽爆破，启用微差起爆网络，合理设置起爆顺序，各段之间时间间隔控制在25毫秒以上，以大大削弱爆破震动，改善破碎效果，根据本工程实际情况，最大一段起爆要来控制在3公斤以内，最大单次爆破量控制在10公斤内。复杂地形路段采用严密的防护措施，如在爆破孔桩口用炮被覆盖，并加压砂袋，以防止爆破飞石飞出地面，将爆破飞石及噪音等危害的强度控制在安全范围内。3.爆破设计与施工3.1简述在爆破施工过程中，其关键过程主要是与爆破作业有关的技术方案设计和相应的

20、各作业工序。主要包括：爆破设计和与之相关的爆破安全、施工作业以及爆破后的临时支护。在本方案的设计中主要是关于与爆破相关的技术参数和施工设计。在爆破初期，先针对相应的岩性和结构进行爆破试验，使得待爆破的岩石得到松动，且岩壁不受或少受破坏；试验时，对爆破效果进行分析，在此基础上调整设计参数，完善设计方案，及时进行总结。3.2爆破技术参数设计概述隧道爆破的效果和质量在很大程度上决定于钻眼爆破参数的选择。除掏槽方式及其参数外，主要的钻眼爆破参数还有：单位炸药消耗量、炮眼深度、炮眼直径、装药直径、炮眼数目等。合理地选择这些爆破参数时，不仅要考虑掘进的条件(岩石地质和断面条件等)，而且还要考虑到这些参数的

21、相互关系及对爆破效果和质量的影响(如炮眼利用率、岩石破碎块度等)。3.2.1单位炸药消耗量单位炸药消耗量不仅影响岩石破碎块度、岩块飞散距离和爆堆形状，而且影响炮眼利用率、断面轮廓质量及围岩的稳定性等。合理确定单位炸药消耗量决定于多种因素，其中主要包括：炸药性质(密度、爆力、猛度、可塑性)、岩石性质、断面、装药直径和炮眼直径、炮眼深度等。因此，要精确计算单位炸药消耗量q是很困难的。本工程设计中所选取的单位炸药消耗量参见后面第6.3章节的爆破说明书部分，以供施工初期参考。随着以后不同的隧道岩性的爆破试验和经验总结，其所得出的q值还需在实践中作些调整。3.2.2炮眼直径炮眼直径大小直接影响钻眼效率、

22、全断面炮眼数目、炸药的单耗、爆破岩石的块度与岩壁的平整度。在隧道内掘进施工中主要考虑断面大小、炸药性能和钻眼速度来确定炮眼直径；在明挖段的爆破开挖还要考虑周边建筑物的安全问题。在本工程的爆破钻眼施工中，将根据不同的爆破地点采取钻眼直径。隧道段：采取42mm的钻孔钻凿隧道断面内的各爆破炮孔和临时支护锚杆孔。3.2.3炮眼深度从钻眼爆破综合工作的角度说，炮眼深度在各爆破参数中居重要地位。因为，它不仅影响每一个掘进循环中各工序的工作量、完成的时间和掘进速度，而且影响爆破效果和材料消耗。在本工程中，将针对不同围岩类型、开挖方法、爆破环境来调整炮眼深度，其炮眼深度范围在1.2m3.5m之间选取。在具体的

23、爆破施工中，将根据岩性和前几次的爆破效果，在后面设计的爆破说明书提供的参数基础上可适当加深或减小炮眼深度(同时须调整孔距、装药量等其它的爆破参数)，以提高循环进度。3.2.4炮眼数目炮眼数目的多少，直接影响凿岩工作量和爆破效果。孔数过少，大块增多，井壁轮廓不平整甚至出现爆不开的情形；孔数过多，将使凿岩工作量增加。炮眼数目的选定主要同爆破断面、岩石性质及炸药性能等因素有关。确定炮眼数目的基本原则是在保证爆破效果的前提下，尽可能地减少炮孔数目。3.2.5炮眼利用率炮眼利用率是合理选择钻眼爆破参数的一个重要准则。通常用爆破全断面的炮眼利用率来进行定义和计算，即：全断面炮眼利用率=每循环的工作面进度/

24、炮眼深度试验表明，单位炸药消耗量、装药直径、炮眼数目、装药系数和炮眼深度等参数对炮眼利用率的大小产生影响。隧道掘进的较优炮眼利用率为0.850.95。在本方案设计中，对于隧道爆破施工考虑到隧道断面较大，炮眼利用率在0.80.9之间，计算时取0.85。3.3隧道开挖爆破设计本标段隧道以石英片岩为主，围岩岩性较好，围岩级别以级为主，基岩区浅埋段岩石受地址构造运动和风化作用影响岩体普遍破碎，、围岩所占比例相对较大，施工中将随时对施工方法进行合理的调整。设计中将分别就级围岩采用全断面爆破，级围岩采取两台阶，级围采用环形开挖预留核心土法进行爆破设计。3.3.1 级围岩全断面爆破设计象君山隧道净宽为10.

25、2米，净高为5米，级围岩全断面爆破断面面积为56.1m2。目前，大断面隧道光面爆破施工有2种方法：一是预留光爆层法；二是全断面一次性开挖法。根据施工现场的实际条件及围岩情况，本段隧道采用全断面一次性开挖法。周边眼采用不耦合间隔装药（炸药为：2号岩石乳化炸药），其他炮眼采用连续柱状装药，采用导爆索和毫秒延期导爆雷管起爆。严格控制周边眼的装药量，采用合理的装药结构，尽可能的使药沿药眼长均匀的分布，这是实现光面爆破的重要条件。在光面爆破中，炮眼间距E、最小抵抗线V、炮眼密集系数K、装药密度q是相互制约的。炮眼深度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

26、大炮眼深度取断面宽度（或高度）的0.50.7倍，同时考虑到级围岩每循环掘进一般不超过3.0m,本方案级围岩钻孔深度取3.0m。钻孔采用YT-28风钻，钻头直径为42mm，炮眼孔径为42mm，为克服及减少岩石的夹制作用，除掏槽眼和底眼深度L=3.2米外，其余周边眼、辅助眼等炮孔深度L=3.0米。光面爆破不耦合系数（D）及装药直径（d）炮眼直径dk与药卷直径di之比称为不偶合系数，合适的周边眼不偶合系数应使爆炸后作用于炮眼壁的压力小于围岩抗压强度，理论与实践证明，当岩石种类为软岩（我标段四座隧道岩层）时，不偶合系数在2.02.5范围时，缓冲作用最佳，光爆效果最好。D=dk/di式中D不耦合系数；

27、dk炮眼直径（cm）； di装药直径（cm）； 在实际使用过程中，我们采用直径为32mm的2号岩石乳化炸药，周边眼采用2号岩石乳化炸药沿长度方向对半切（相当于20小药卷）即周边眼的不耦合系数D=42/20=2.1，符合D=2.02.5的要求。周边眼间距（E）、最小抵抗线（V）和相对距系数（K）最小抵抗线与开挖的隧道断面大小有关。在断面跨度大，光爆眼所受到的夹制作用小，岩石比较容易崩落，最小抵抗线可以大些，断面小，光爆眼所受到的夹制作用大，最小抵抗线可以小些，最小抵抗线与岩石的性质和地质构造也有关，坚硬岩石最小抵抗线可小些，松软破碎的岩石最小抵抗线可大些。我标段隧道岩质主要为石英片岩，故确定最小

28、抵抗线（V）为0.400.60。相对距系数是周边眼间距（E）与最小抵抗线（V）的比值，是影响爆破效果的重要因素。K= E/V式中, E为周边炮眼间距，cm；V为最小抵抗线，cm；K值总是小于1,当d=3846mm，E=3050cm，V=4060cm时，K=0.50.8。考虑到全爆区岩石节理较发育，并参照规范周边眼间距取值范围30cm-50cm, 对周边眼间距取45cm,最小抵抗线值取60cm，K=E/V=0.75。装药量计算：光面爆破装药量的计算，主要是确定周边眼光爆层炮眼装药集中度，即以kg/m表示，一般采用试验方法求得或从同类工程中选取。q=QEV式中q装药集中度，kg/m；Q单位体积耗药

29、量，g/m3；E周边眼间距，m；V最小抵抗线，m；通过现场试验和施工经验数据，用计算法进行校核，确定q=0.070.15kg/m。按照q=0.15kg/m计算。炮眼数量 N=qS/ 式中：N炮眼数量，不包括未装药的空眼； q单位炸药消耗量，一般取q=1.22.4kg/m； S开挖段面积，； 装药系数，即装药长度与炮眼长度的比值，暂取0.7； 每米药卷的炸药质量，kg/m，2号岩石乳化炸药=0.91。 即：N=（1.4756.1）/（0.70.91）=130个 其中掏槽眼6个（向内倾斜15），辅助掏槽眼8个（向内倾斜15），辅助眼69个，周边眼33个，底眼14个，非装药眼四个（增加临空面，增强爆

30、破效果）。每一循环装药量计算及分配 Q=qV 式中：q单位炸药消耗量，取q=1.47kg/m； V1个开挖循环进尺爆落岩石总体积，m； 即：Q=1.472.856.1=230kg各炮眼装药量分配如下： 因为计算炮眼数量时，采用=0.7，由周边眼装药集中度：q=0.15kg/m，得出周边眼装药系数为0.165，设其它各炮眼装药系数取值：掏槽眼0.9，底眼0.9，辅助眼0.9，则 60.9+80.9+530.165+140.9+1110.9=（6+8+53+14+111）计算得：=0.7若计算0. 7，则需重新调整值代入N=qS/，并适当调整所设掏槽眼、底眼、辅助眼装填系数，使试选值与计算相符。

31、所以按上列装填系数进行分配是可以的。 每个掏槽眼装药量=0.913.1060.9=2.544kg，折合为12.719卷，采用13卷每个辅助掏槽眼装药量=0.913.3130.9=2.713kg，折合为13.57卷，采用13.5卷； 每个辅助眼装药量=0.913.00.9=2.439kg，折合为12.195卷，采用12卷； 每个周边眼装药量=0.913.00.165=0.447kg，折合为2.236卷，采用2卷； 每个底眼装药量=0.913.20.9=2.621 kg，折合为13.1卷，采用13卷；装药结构和起爆方式光面爆破采用不耦合装药，软岩一般不耦合系数为2.02.5，炮眼装药按装药集中度计

32、算出的药量均匀装入炮眼内。为克服底部炮眼的阻力，在炮眼底部放半个标准药卷，使光爆层易于脱离岩体。施工中采用如下图装药结构：1/2普通标准药卷（32）起爆；普通标准药卷沿长度方向对半切（相当于20小药卷）不耦合间隔装药。周边眼装药结构示意图光面爆破的分区起爆顺序为：掏槽眼辅助眼底板眼周边眼。采用多段微差起爆（由内向外），其中主爆区的周边眼比辅助眼眼跳2段起爆，并用同一段雷管。主爆区使用非电毫秒雷管，周边眼用导爆索一次同时起爆。、装药量分布及光面爆破参数表（见后表）全断面开挖断面面积：56.1平方米，掘进长度按2.8m考虑。炸药单耗量：k=1.47kg/立方米。复式楔形掏槽：槽口尺寸80cm240

33、cm和120cm280cm。周边眼直径：42mm，使用32mm药卷切半（相当于小直径药卷20mm），装药不耦合系数=2.1。周边眼间距E=45cm，最小抵抗线V=4060cm，E/V=0.50.8，单孔装药量q=0.4kg。3.3.2 级围岩爆破设计上下台阶爆破时，可分两种情况：一是上下两部分断面全断面一次起爆；另一种是上下两部分断面分次单独钻眼分次单独起爆，不允许一次钻眼分次起爆。以上部分断面超前下断面510m的间距为宜。如图所示。 上下台阶开挖示意图爆破参数设计 = 1 * GB2 周边眼数量N1 周边眼=(BL-B)a+1级围岩（三台阶爆破）上台阶开挖时：=13.670.6+1=24个中

34、台阶开挖时：=19.050.6+1=33个下台阶开挖时：=15.710.6+1=27个级围岩（二台阶爆破）上台阶开挖时：=（3.146.19+12.68-12.68）0.6+1=34个下台阶开挖时：=16.140.6+1=28个其中BL隧道掘进周长，m。B隧道掘进宽度，m。a周边眼平均间距，本隧道采用0.6m。 = 2 * GB2 炮眼总数量 N=qs/ar级围岩（三台阶爆破）上台阶开挖时：=0.8418.66（0.780.5）=40 中台阶开挖时： =0.8442（0.780.5）=91个下台阶开挖时：=0.8440.74（0.780.5）=88个级围岩（二台阶爆破）上台阶开挖时：=0.84

35、（3.146.192）（0.780.5）=130个下台阶开挖时：=0.8438.05（0.780.5）=82个级围岩（三台阶）：炮眼深度:L=1.0m级围岩（三台阶）：炮眼深度:L=2.0mN-炮眼数目（此处炮眼指未装药的空眼数）；s-隧道断面积，其中级（三台阶）围岩上台阶取：18.66，中台阶取：42，下台阶取：40.74；级围岩（二台阶）上台阶取：60.15，下台阶取：38.05。q-单位炸药消耗量，取0.84kg/m3；a-炮眼装填系数，取0.5；r-每延米药卷的炸药量kg/m，取0.78； = 3 * GB2 炸药量的计算及分配炮眼装药数量的多少，是影响爆破效果的重要因素，药量不足，会

36、出现炸不开，块度偏大，炮眼利用率低，轮廓线不整体等现象，药量过多则会破坏围岩的稳定，抛碴分散影响装运，而且很不安全，合理的药量应根据所使用炸药的性能，地质条件，开挖面情况及爆破的质量要求来确定，目前多采取先用体积法计算出一个循环的用药总量，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。级围岩（三台阶）：Q上=qv=0.841.018.66=16.0kg Q中=qv=0.841.042=36.0kgQ下=qv=0.841.040.74=35.0kg级围岩（二台阶）：Q上=qv=0.842.060.15=101.0kg Q下=qv=0.842.03

37、8.05=64.0kgQ上、Q下-一个爆破循环的上下台阶总药量，kgv-岩石体积，v=lSm3 ，l为进尺l=L*0.85。级围岩L为1.2m，级围岩L为2.4m。q-单位用药量：取0.84kg/m3 = 1 * GB3 炸药量分配总的炸药量应分配到各炮孔中去，由于各种炮眼的作用及受到的岩石夹制情况不同，装药量亦不相同，通常按装药系数a进行分配。 = 2 * GB3 装药系数a值围岩级别炮眼名称备 注掏槽眼、底眼0.550.6辅助眼0.450.5周边眼0.450.55 = 3 * GB3 周边眼控制爆破周边眼的爆破结果，反映了整个爆破的成洞效果，实践表明，采用一般方法进行爆破，不但对围岩扰动大

38、，而且难以爆破出理想的开挖轮廓，故目前多采用控制爆破技术进行爆破，隧道控制爆破是指光面爆破和强裂爆破。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，光面爆破层的厚度和装药集中度等。全断面光面爆破诸参数见下表：炮眼名称毫秒雷管段位炮眼/药卷直径（mm）炮眼个数（个）炮眼深度（m）炮 眼间距（cm）单 眼装 药kg/孔累计装药量（kg）掏槽眼142/3263.1802.615.6辅助掏槽眼342/3283.21202.721.6辅助眼542/3253.0802.010辅助眼542/32113.0802.022辅助眼742/32143.0802.230.8辅助眼742/

39、32183.0802.239.6辅助眼942/32213.0802.450.4底板眼1142/32143.0682.433.6周边眼1342/32333.00450.26.6192130230 = 4 * GB2 爆破装药结构型式 = 1 * GB3 光面爆破装药结构采用隔块方法，在药卷与药卷之间安放隔块，以便药卷之间分离，隔块可使竹木块，聚丙烯管或纸筒。 = 2 * GB3 辅助眼，掏槽眼装药结构形式： = 5 * GB2 爆破器材的选择 = 1 * GB3 炸药：隧道爆破使用的炸药，应该是爆炸威力大，使用安全，产生有毒气体少的炸药，本隧道中采用2#岩石硝铵炸药，有水地段采用乳化炸药，对可能

40、存在的瓦斯地段拟使用煤矿硝铵炸药，隧道用的炸药制成药卷使用，标准药卷规格为外径32mm，装药净重300g，长度240mm。 = 2 * GB3 雷管配合非电导爆管起爆系统，选择使用导爆管（又称非电雷管），有既发和延期之分，它是由导爆管传递的爆轰波进行点火，由延期药实现延期，本工程选择1、3、5、7、9、11段别雷管，引爆用电雷管。注：数码雷管按照所需分段时间进行设定。 = 6 * GB2 起爆网路导爆管起爆网路有串联、并联合混合联等多种联接方式，在隧道爆破中，针对隧道开挖断面较小，炮眼数量多而密集的特点，采用以集束联接为主的混合联接方式。注：数码雷管用专线进行网络并联即可。 = 7 * GB2

41、 炮眼布置：根据该隧道围岩情况及单位积累经验，炮眼布置采用弧形布孔，炮眼布置见图。隧道掘进爆破起爆网络装药时，每2人一组，量自上而下进行装药，起爆网路采用复式联结网路，每一簇即“一把握”，导爆管在自由端15cm以上处，安装1个引爆雷管（链接导爆管数量在15个以上时连接管用2个，以保证连接雷管接触到所有导爆管），各联结均采用黑胶布包扎，以保证起爆的可靠性和准确性。联结时注意：导爆管不能打结、打折和拉细；网路连接好后，要有专人负责检查。3.3.3 级围岩采用环形开挖预留核心土法1） 施工方法象君山隧道、高里坪、竹林峪、南木峪为双线隧道，考虑采用环形开挖预留核心土法。上部环形导坑及边墙导坑以人工风镐

42、或挖掘机开挖为主，辅以弱爆破，开挖后及时喷砼封闭岩面，并采取支护措施。上环形导坑出碴由挖掘机扒碴至下半断面后，装入自卸汽车运走，上断面扒碴用人工配合，核心土开挖采用控制爆破，核心土开挖后立即施工作仰拱，衬砌采用全断面衬砌台车，砼输送车配合砼输送泵灌注。2） 爆破参数爆破参数参考3.3.2 级围岩三台阶爆破设计。3） 施工顺序环形开挖预留核心土法，上部留核心土支挡开挖工作面，利于及时施作拱部初期支护以增强开挖工作面的稳定，核心及下部开挖在拱部初期支护保护下进行，施工安全性好。施工主要步骤： 上弧形导坑开挖； 拱部初期支护； 中核心开挖； 中部开挖，边墙初期支护； 下部开挖，仰拱初期支护。完成隧道

43、开挖及初期支护后，立即进行仰拱二次衬砌混凝土的浇筑。 4）施工技术要点1）导坑开挖采用弱爆破或人工开挖，上部环形导坑初期支护应紧跟开挖，及早封闭成环。2）各部分开挖时，钢架设计加工尽量与开挖轮廓吻合，支护尽量圆顺，从而减小应力集中。3）左、右边墙导坑交错施工，不得两边同时开挖。边墙围岩较差时分两层开挖。4）上部弧形导坑比下断面开挖超前5-7m，两工序平行作业。5）核心土必须在初期支护封闭成环后再开挖，开挖时采用控制爆破以免损坏初期支护。6）施工中认真进行围岩量测工作，根据对围岩变化的观测及量测数据，考虑调整支护参数。5） 施工工艺及方法施工示意图如下：说明:1环形开挖上断面、2施作上断面初期支

44、护3开挖上断面核心土4跳槽开挖下断面5施作下断面初期支护6跳槽开挖下断面7施作下断面初期支护8施作仰拱9仰拱回填10整体模筑二次衬砌6） 施工工艺流程7） 安全质量环保措施1、坚持“弱爆破、短进尺、强支护、早封闭、勤量测”的原则。2、将超前地质预报与监控量测紧密结合，随时掌握围岩动态，以便指导施工工艺，为支护参数的调整提拱依据。3、严格控制炮眼深度及装药量，搞好光面爆破，严格控制超欠挖，以便达到开挖轮廓圆顺，开挖面平整。4、分部开挖时，钢架应设锁脚钢管或锁脚锚杆，以确保钢架基础稳定，钢架纵向连接钢筋应按要求设置，及时施作并连接牢固。5、隧道初期支护严格按照设计要求进行，并紧跟开挖，及早封闭成环

45、，喷射混凝土采用湿喷工艺。6、应随时注意开挖过程中初期支护结构的稳定性，必要时进行初期支护加固，以策安全。7、隧道内施工污水必须经治理净化处理后排放，不得直接排入河道，做好排水系统，保证排水通畅。8、加强设备养护，减少设备漏油施工机械的废油废水，采用隔油池等有效措施加以处理，不得超标排放。9、弃碴场先挡后护，并预先严格按设计做好防排水系统。弃碴场使用完毕后，及时平整、复耕和绿化。10、隧道内加强通风和照明，在有粉尘的作业环境中作业，除洒水和通风外，作业人员还必须配备劳保防护用品。3.4基坑、桩基爆破设计3.4.1矩形基坑爆破参数本设计为卢栾高速5标基坑工程进进行石方爆破。编制原则：采用先进爆破

46、技术。如采用塑料导爆管毫秒延期爆破，分段爆破，预裂爆破技术。采用小间距、小药量布药原则，使爆破能量均匀分布，采用松动爆破，加以有效的防护措施，避免产生飞石，降低噪声，确保周围环境安全。以小型浅孔基坑为例，设计采用浅孔爆破，自上而下共分层进行，1.0m一层，炮孔直径取40mm。1）主要参数设计孔径取40mm。每个分层开挖高度为1.0m，浅眼爆破参数的选取：底盘抵抗线（W）可采用下式计算：W =（0.41.0）H式中：H分层（台阶）高度，m计算得：W=0.41.0m取W=0.8m炮孔深度和超深L=H+hh=（0.100.15）H式中：L炮孔深度，m；H分层（台阶）高度，m；h超深，m。计算的：h=

47、(0.10.15)m；取h=0.1mL=1.0+0.1=1.1m孔距（a）和排距（b）孔距按下式计算：a=（1.02.0）W=0.8m1.6m,取a=1。排距按下式计算：b=（0.81.0）W=0.64m0.8m，取b=0.7。单位炸药消耗量（q）该工程岩石为中硬岩层，浅孔松动爆破时其单位炸药消耗量q可取0.35kg/m3。上述各参数实际合理的数值，还应进一步在工程初期的实践中通过试爆而确定具体数值。爆区炮孔布置示意图单孔装药量Q=qabH=0.3510.71.0=0.245kg，取Q=0.20kg炸药选用直径为32mm的乳化炸药药卷，每支长20cm，重200g，则装下200g的炸药，其装药长

48、度为0.2m，炮孔深度为1.1m，则能够供填塞部分长度为0.9m。填塞长度l填=（0.71.0）W=0.56m0.8m，根据计算可知，选取的参数经计算能满足填塞的要求，故填塞长度取0.9m，在距离孔口0.9cm处用牛皮纸捣填，上部90cm用炮泥填塞捣实。浅孔爆破参数详见下表，浅孔爆破工艺每孔装一个起爆体，敷设一塑料导爆管雷管，见下图。浅孔爆破参数计算表炮孔装药结构示意图2）预裂排参数设计炮孔直径预裂孔的孔径可取d=40mm，考虑实际情况，炸药仍选用直径为32mm的乳化炸药药卷，每支长20cm，重200g。可采取导爆索上捆绑炸药，再装入炮孔内部的方式进行装药。炮孔深度确定预裂孔深度的原则是确保不

49、留根底和不破坏调节地步岩体的完整性，根据这一原则可选择孔深为L预=1.1m。孔距a预=（812）d=0.32m0.48m，取a预=0.4m。线装药密度线装药密度，根据岩石具体情况取系数k=0.15kgm3。填塞长度l填=（1220）d =0.48m0.8m，取0.6m。单孔装药量Q预=k（l-l填）=75g，取75g（不含导爆索的药量）。3）装药结构为防止爆破噪声，使用导爆索绑药卷的串连装药，导爆索长度1.1-0.6=0.5m，底部药包为25g，上部4个12.5g的药包均匀分布，导爆索上端用l段非电导爆管雷管起爆。距离孔口0.6m处捣填牛皮纸，上部用炮泥密实充填。缓冲孔与最后一排主炮孔排距，以

50、及缓冲孔与预裂孔的排距均取0.8m，缓冲孔孔距为主爆区孔距的一半，即取0.5m，单孔装药量取主爆区单孔药量的一半，即取100g，其填塞方式参考主爆区炮孔的填塞方式。预裂孔参数详见下表，其主要结构见下图，预裂孔的布孔长度要长于爆区两端各13m，根据地形条件可灵活选取，爆区炮孔布置示意图见爆区炮孔布置示意图。预裂孔爆破参数计算表预裂爆破炮孔装药示意图3.4.2桥梁桩基爆破参数桥梁桩基通常采用松动控制爆破，本工程的桩孔直径为1.2-2.0m不等，在施工过程中参考被爆破岩石的特性。1）爆破参数穿孔直径D=42mm穿孔深度L=85100cm单孔装药量：第一阶段起爆孔：0.400.50kg第二阶段起爆孔：

51、0.350.40kg第三阶段起爆孔：0.300.35kg布孔方法（桩基直径1.6m）：在桩基中心岩石上钻第一阶段起爆孔一个（孔内采用毫秒1段电雷管）；在距桩基中心40cm处岩石上呈正六边形状钻第二阶段起爆孔六个（孔内采用毫秒5段电雷管）；在距桩基中心80cm处岩石上呈正十二边形状钻第三阶段起爆孔十二个（孔内采用毫秒9段电雷管），见下图： 布孔方法（桩基直径1.8m）：在距桩基中心15cm处岩石上呈正三角形状钻第一阶段起爆孔三个（孔内采用毫秒1段电雷管）；在距桩基中心50cm处岩石上呈正八边形状钻第二阶段起爆孔八个（孔内采用毫秒5段电雷管）；在距桩基中心90cm处岩石上呈正十五边形状钻第三阶段起

52、爆孔十五个（孔内采用毫秒9段电雷管），见下图：布孔方法（桩基直径2.0m）：在距桩基中心15cm处岩石上呈正三角形状钻第一阶段起爆孔三个（孔内采用毫秒1段电雷管）；在距桩基中心55cm处岩石上呈正八边形状钻第二阶段起爆孔八个（孔内采用毫秒5段电雷管）；在距桩基中心100cm处岩石上呈正十六边形状钻第三阶段起爆孔十六个（孔内采用毫秒9段电雷管），见下图：装药及起爆网路图起爆网路图炮眼剖面图装药结构示意图3.5露天路基中深孔爆破设计3.5.1中深孔台阶控制爆破参数卢栾高速部分道路不便于施工车辆通行，需进行道路改建，改建区域最高位置为35米，最低6米，宜采用中深孔台阶爆破。采用孔内微差毫秒爆破，控制

53、单孔药量，防止地震波和个别飞石。施工时，严格控制单孔装药量，采用毫秒延期微差爆破防止地震波和个别飞石对周边环境的影响，确保施工的正常正规和安全。部分路段施工现场图如下：3.5.1.1中深孔爆破（90mm）主要用于爆除高度在6m以上的部位。布孔方式为能很好地控制爆破飞石，确保爆破自由面与飞石方向一致，全部实施垂直钻孔，排间呈梅花形，详见下图：钻孔直径（D）D=90mm爆除高度（H）H=16m底盘抵抗线（W1）W1=(20-50)d,W1=3.6m超深hh=（0.15-0.35）W1h=1m钻孔深度（L）L=H+hc=17m孔距（a）a=4m排距（b）b=3m炸药单耗（q）q=0.300.38kg

54、/m3，试验按0.35kg/m3计算。单孔最大装药量（Q）Q=qHab=0.351743=71.4kg延米装药量（P）P=1/4dr1=5.6-6.0kg装药长度（LZ）LZ=Q/P=12.75m填塞长度（LT）LT= L1LZ4.25m装药结构采取炸药沉底、孔口强填塞的连续装药结构，如下图所示。起爆方法采用孔内非电微差起爆法，具体为：击发枪（击发）导爆管（传爆）非电延期毫秒雷管（引爆）药柱起爆网路该工程爆破条件良好，起爆网路设计为“排间起爆”，前排先爆，由前往后逐排起爆，边孔比同排孔高一个段别，如图3所示。网路联接该设计网路为孔内微差，为加强网路的安全性，最大强度地避免盲炮的产生，孔内装入所

55、需段别的双发雷管，整修网路敷设成双复式闭合形式。3.5.1.2 浅孔爆破该孔径主要用于较低爆高处爆破及根底处理。布孔方式水平布孔，排间呈三角形布置。钻孔直径d=42mm孔深（L） L=3.55.0m炮孔间距a=1.21.6m排距b=0.81.0m炸药单耗q=0.300.35kg/m3，试验炮按0.35kg/m3计算。单孔装药量 Q=qabL=0.351.21.60.81.03.55.0=1.182.8kg装药长度LZ=Q/P=2.03.6m填塞长度LT1.4m装药结构采用连续装药结构，药卷直径为32，每孔装一个起爆雷管，如下所示。起爆网络起爆网路设计成排间起爆形式，上排孔先爆，向下依次延伸。为

56、确保起爆网路的安全传爆、改善爆破质量、减少爆破危害、方便施工操作，结合我公司成熟的施工技术和经验，本工程的爆破起爆网路拟采用复式微差起爆网路，起爆网路采用塑料导爆管和四通连接，起爆器起爆。为控制爆破有害效应，最大单响药量距民房5060m为4.0kg、60m以上为25kg，一次爆破最大装药量为150kg。当药量受到限制或导爆管雷管的段数不能满足上述要求采用孔外延期的方法控制单响用药量（导爆雷管的起爆时间差以间隔50毫秒为宜）。起爆网络敷设图起爆方式： 非电毫秒微差起爆，每个炮孔内装2个起爆药包。非电毫秒雷管孔外延时，四通和导爆管毫秒雷管复式连接。3.5.2边坡光面爆破设计为保证保留岩体按设计轮廓

57、面成型并防止围岩破坏，边坡光面爆破采用不耦合装药，不耦合系数为2.1，设计孔径D=4070mm，装32乳化小药卷，针对边坡的岩石情况初次选用如下爆破参数，在施工中可按照选定的参数总结每次爆破效果，测量半孔率和轮廓不平整度，不断调整光爆参数, 边坡处根据设计要求应预留80cm的保护层，用光面爆破进行施工。最小抵抗线W光=KD=200.07=1.4m。式中K-计算系数，一般取K=15-20，本工点取20。炮孔间距及孔深：amW光0.71.40.98m，取a1.0m，式中m为比列系数，一般取0.60.8；取L=1.8 m光面炮孔装药量：QqaW光L0.31.01.41.80.25kg/孔，q取0.2

58、kg/孔式中q松动爆破单位炸药消耗量，取0.1kg/m3。光面爆破炮孔布置及装药图3.5.3浅孔台阶爆破参数选择设计钻孔直径D;根据钻孔能力，选 D=3842mm。钻孔长度L：根据钻具能力选择L=1.5、1.7、2.0。超钻深度h：本工程超钻深度取h=0.2m。台阶高度H：本工程边坡采用机械破碎方式施工，爆破采用向下垂直打眼，因此H=L-h。最小抵抗线w：w=（0.60.8）H，为了减少爆破大块率，本过程采用小排距。孔距a；浅孔台阶爆破a=（0.51.0）H。排距b；根据经验b=w。填塞长度L2 L2w，同时L2（2530）D。单孔装药量计算。根据爆破岩石体积与炸药量成正比原理，单孔装药量按以

59、下公式计算Q=qawHQ单位体积耗药量，根据现场实际岩石中硬情况和一般施工经验，松动爆破单位耗药量q=0.25kg/m3。浅孔台阶爆破炮孔平面布置如下图如下：浅孔台阶爆破炮孔平面位置图b、浅孔台阶爆破炮孔横断面示意图如下所示：浅孔台阶爆破炮孔横断面示意图注：H台阶高；L孔深；h超深；l2堵塞长度；l1装药长度。浅孔爆破孔网参数及装药量表岩石台阶高H(m)孔径D(mm)最小抵抗线W （m）孔深L(m)间距a（ m）排距b（ m）单耗药量qkg/m3单孔装药量Q（kg）堵塞L2（m）页岩1.338420.71.50.90.70.250.21.0砂岩0.71.50.80.70.30.21.0页岩1.

60、51.01.71.11.00.250.41.1砂岩0.91.71.00.90.30.41.1页岩1.81.12.01.21.10.250.61.2砂岩1.02.01.11.00.30.61.2注:1、表中单孔装药量Q，为第一排单孔装药量,爆破临空面按2个面考虑；如爆破临空面为1个面时（多排孔爆破从第二排孔），单孔装药量Q1.1；如爆破临空面为3个面时（转角爆破孔），单孔装药量Q0.9。2、每组起爆网路之间设置隔断炮孔，隔断炮孔距按正常排距和间距宽度乘以1.2倍。3、表内数据为理论计算数据,在实际爆破中根据试炮后进行调整选取。3.6桩板墙爆破设计3.6.1爆破方案选择桩板墙开挖尺寸为2.0m*3