新哨隧道爆破设计方案上报.doc

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1、目 录 1.1.设计依据设计依据.1 2.2. 工程概况工程概况.1 3.3. 爆破施工组织爆破施工组织.4 3.13.1 爆破管理爆破管理.4 3.23.2 主要施工方法及设备配置主要施工方法及设备配置.4 3.33.3 技术质量管理技术质量管理 .5 3.43.4 施工安全管理施工安全管理.6 4.4.隧道爆破施工设计隧道爆破施工设计.6 4.14.1 爆破器材、装药结构及起爆网络爆破器材、装药结构及起爆网络.9 4.24.2 级围岩钻爆设计级围岩钻爆设计.10 4.34.3 级围岩钻爆设计级围岩钻爆设计.13 4.44.4 级围岩钻爆设计级围岩钻爆设计 .15 4.54.5 V V 级围

2、岩钻爆设计级围岩钻爆设计.18 4.64.6 钻孔作业钻孔作业.21 4.74.7 装药作业装药作业.22 4.84.8 爆破作业爆破作业.22 4.94.9 钻爆效果检验钻爆效果检验.22 4.104.10 控制超欠挖措施控制超欠挖措施.23 5.5.爆破安全技术与安全措施爆破安全技术与安全措施.24 5.15.1 安全校核安全校核 .24 5.25.2 爆破飞石控制爆破飞石控制 .26 5.35.3 爆破器材存放、运输管理爆破器材存放、运输管理 .26 5.45.4 爆破施工常见问题及预防、处理办法爆破施工常见问题及预防、处理办法 .27 新新哨哨隧隧道道钻钻爆爆设设计计专专项项方方案案

3、1.1.设计依据设计依据 （1）新哨隧道设计文件； （2）公安部爆破作业人员安全技术考核标准 ； （3） 中华人民共和国爆破安全规程(GB6722-2003) ； （4） 铁路隧道工程施工安全技术规程TB10304-2009； （5） 铁路隧道钻爆法施工工序及作业指南TZ231-2007。 2.2. 工程概况工程概况 新哨隧道设计为双线隧道，位于南盘江至弥勒区间，隧道最大埋深约 500m，是云桂铁路级风险隧道，起止里程为 D1K607+430 和 D1K618+942,全 长 11512 米。为满足工期要求，加快施工进度，解决施工及运营期间排水问 题，并兼顾洞身超前地质预报，在隧道左线线路右侧

4、设置无轨运输单车道平 行导坑二座，进口平行导坑长度 5870 米，出口平行导坑长度为 3501 米。 新哨隧道处于构造剥蚀地貌区，出露地层岩性为法郎组第二段粉砂岩、 细砂岩及泥质页岩；三叠系灰岩、白云岩、白云质灰岩，泥质灰岩、泥质白 云岩等碳酸岩夹粉砂岩、泥质粉砂岩、泥岩、页岩等。线路穿越 T1y、T2g、T2fa等区域压扭性断层，地质构造复杂，断层带附近岩体破碎强 烈、岩溶发育，隧道存在围岩坍塌、涌水等地质问题。新哨隧道处于压扭性 构造部位且埋深较大，存在地应力异常并且在粉砂岩、碳酸盐等脆性围岩地 段存在岩爆、软岩地段存在围岩变形问题。 各级围岩施工方法见表 2-1-1。 表 2-1-1 隧

5、道各级围岩开挖方法 起始里程长度（m）围岩级别施工方法 DK607+440-DK607+52080V 大拱脚台阶法 DK607+520-DK607+620100IV 台阶法 DK607+620-DK607+67050IV 台阶法+临时横撑 DK607+670-DK607+71040IV 台阶法 DK607+710-DK607+880170 台阶法 DK607+880-DK607+92040IV 台阶法 DK607+920-DK608+100180 台阶法 DK608+100-DK608+13030IV 台阶法 DK608+130-DK608+20070V 大拱脚台阶法 DK608+200-DK

6、608+23030IV 台阶法 DK608+200-DK608+430200 台阶法 DK608+430-DK608+47040IV 台阶法 DK608+470-DK608+53060V 大拱脚台阶法 DK608+530-DK608+57040IV 台阶法 DK608+570-DK609+260690 台阶法 DK609+260-DK609+30040IV 台阶法 DK609+300-DK609+420120V 大拱脚台阶法 DK609+420-DK609+560140IV 台阶法 DK609+560-DK610+280720 台阶法 DK610+280-DK610+33050IV 台阶法 D

7、K610+330-DK610+710380 台阶法 DK610+710-DK610+78070IV 台阶法 DK610+780-DK610+950170 台阶法 DK610+950-DK611+02070IV 台阶法 DK611+020-DK611+08060V 大拱脚台阶法 DK611+080-DK611+220140IV 台阶法 DK611+220-DK611+30080V 大拱脚台阶法 续表 2-1-1 隧道各级围岩开挖方法 起始里程长度（m）围岩级别施工方法 DK611+300-DK611+480180 台阶法 DK611+480-DK611+960480IV 台阶法 DK611+96

8、0-DK612+700740 台阶法 DK612+700-DK612+840140IV 台阶法 DK612+840-DK612+88040V 大拱脚台阶法 DK612+880-DK612+94060IV 台阶法 DK612+940-DK613+510570 台阶法 DK613+510-DK613+880370IV 台阶法 DK613+880-DK613+93050V 大拱脚台阶法 DK613+930-DK614+730800IV 台阶法 DK614+730-DK614+880150 台阶法 DK614+880-DK615+470590IV 台阶法 DK615+470-DK615+760290

9、台阶法 DK615+760-DK615+950190IV 台阶法 DK615+950-DK616+140190 台阶法 DK616+140-DK616+370230IV 台阶法 DK616+370-DK616+650280 台阶法 DK616+650-DK616+68030IV 台阶法 DK616+680-DK616+73050V 大拱脚台阶法 DK616+730-DK616+76030IV 台阶法 DK616+760-DK616+81050 台阶法 DK616+810-DK616+87060IV 台阶法 DK616+870-DK616+970100 台阶法 DK616+970-DK617+1

10、00130 全断面 DK617+100-DK617+360260 台阶法 DK617+360-DK617+700340 全断面 DK617+700-DK617+820120 台阶法 续表 2-1-1 隧道各级围岩开挖方法 起始里程长度（m）围岩级别施工方法 DK617+820-DK618+220400 全断面 DK618+220-DK618+30080 台阶法 DK618+300-DK618+36060V 台阶法 DK618+360-DK618+43070 台阶法 DK618+430-DK618+570140 全断面 DK618+570-DK618+850280 台阶法 DK618+850-D

11、K618+88030IV 台阶法 DK618+850-DK618+92171V 大拱脚台阶法 3.3. 爆破施工组织爆破施工组织 3.13.1 爆破管理爆破管理 根据本标段工程特点，项目部成立爆破领导小组，爆破组长负责本工程 的爆破施工的组织、指挥和管理。爆破组织机构图如图 3-1-1。 图 3-1-1 爆破组织机构图 隧道架子队设爆破员、火工用品押运员和安全员，且有丰富的隧道爆破 工作经验，并经当地公安部培训发证后上岗。 3.23.2 主要施工主要施工方法及设备配置方法及设备配置 本隧道开挖采用钻爆法施工，级围岩采用全断面法，级、级围岩 采用台阶法开挖，级围岩采用大拱脚台阶法开挖，仰拱全幅开

12、挖，设临时 栈桥保证车辆通行。 隧道采用 YT28 凿岩风枪钻孔，设空压机站集中供风，通风管路选用 150 钢管。山顶设 100m3高位水池一座，提供施工用水。隧道出碴采用无 轨运输，挖掘机、装载机配合自卸车出碴。 3.33.3 技术质量管理技术质量管理 (1) 技术交底 首先对爆破人员进行技术交底，将布孔原则，钻孔允许偏差等技术要求 传达给所有施工人员。 (2) 炮孔定位 设计及测量人员将炮孔中心位置按设计图准确标在爆破区内。 (3) 钻孔施工 使用有经验的钻工，严格按炮孔布置设计图钻孔。 (4) 炮孔验收 炮孔钻好，由技术人员验收，偏差不大于 5cm 为合格 ,抵抗线偏差大的 孔应废弃，验

13、收合格后方可装药施工。 (5) 炮孔装药 装药前用高压风吹孔，将炮孔泥砂吹净，由专业爆破作业人员将炸药送 到相应的孔位，放好雷管；药卷要装到底，药卷间不留空隙、泥砂，然后堵 塞。堵塞用木质炮棍堵粘土，严禁使用铁器冲击炮孔内药包，雷管，装药由 专业技术人员指导，由熟练的炮工持证上岗作业。 (7) 爆破网络检查 以上工作全部完工后，由专业人员联网，经反复检查后无误开始警戒。 (8) 爆破质量检查 每排炮后由爆破人员、安全员及技术人员进入爆破现场对爆破质量进行 检验。 3.43.4 施工安全管理施工安全管理 (1) 施工前对有关人员进行技术培训和安全教育，认真学习爆破安全 规程的有关规定。 (2)

14、严格按炮孔布置图钻孔、验收、装药。 (3) 分台阶装填的炮孔数，以一次爆破为限。 (4) 导爆管起爆时必须事先检测导通状况，同时导爆管必须符合爆破 安全规程规定。 (5) 处理瞎炮必须遵守下列规定： 在距瞎炮至少 0.5 米处另打同瞎炮平行新炮孔，重新装药放炮； 严禁用风镐，铲蚀或从炮孔中取出原放置的引药或从引药中拉出雷 管，严禁将炮孔残底(无论有无残余炸药)继续加深；严禁用打孔方法往外掏 药；严禁用压风吹这些炮孔； 处理瞎炮的炮孔爆炸后，放炮员和清碴工必须详细检查危石。 (6) 施工中及时清除台阶和围岩邦壁浮石，防止掉碴石片打伤人，工作 台阶不得留有伞檐。 (7)火工品运输、储存、领用、登记

15、、退回按爆破安全规程的规定 执行和当地公安局的规定执行。 (8) 放炮员、仓管员必须持证上岗。 4.4.隧道爆破施工设计隧道爆破施工设计 按光面爆破设计布眼，采用 YT28 型凿岩机钻孔，塑料导爆管非电起爆、 毫秒微差爆破。 测量放线 钻孔前测量放样，准确绘出开挖轮廓线及周边眼、掏槽眼和辅助眼的位 置，用激光铅直仪控制边线。距开挖面 50m 处埋设中线桩，每 100m 设置临 时水准点。每次测量放线的同时，要对上次爆破断面进行检查，利用隧道开 挖断面量测系统对测量数据进行处理，及时调整爆破参数，以达到最佳开挖 断面效果。 钻孔作业 钻眼前，钻工要熟悉炮眼布置图，严格按钻爆设计实施。特别是周边眼

16、 和掏槽眼的位置、间距及数量，未经主管工程师同意不得随意改动。 定人定位，周边眼、掏槽眼由经验丰富的司钻工司钻。准确定位凿岩机 钻杆，使钻孔位置误差不大于 5cm，保持钻孔方向平行，严禁相互交错。 周边眼钻孔外插角度控制：眼深 3m 时外插角3，眼深 5m 时外插角 2，使两茬炮接口处台阶不大于 15cm。 同类炮眼钻孔深度要达到钻爆设计要求，眼底保持在一个铅垂面上。 周边眼的装药结构 周边眼的装药结构是实现光面爆破的重要条件，严格控制周边眼装药量， 采用合理的装药结构，尽量使炸药沿孔深均匀分布。施工时采用不耦合装药 结构，不耦合装药系数一般控制在 1.42.0 范围内。 装药及起爆 根据岩石

17、强度选用不同猛度爆速的炸药，有水地段及周边眼选用乳化炸 药，其余均用 2 号岩石硝铵炸药。周边眼用 32200 小药卷，不耦合装药； 其余炮眼用 32200 药卷，连续装药。采用塑料导爆管复式起爆网路非电 起爆。装药按钻爆设计图确定的装药量定人、定位、定段别，自上而下顺序 进行，导爆管要“对号入座” 。所有炮眼均以炮泥堵塞，堵塞长度不小于 20cm。 爆破作业管理控制 按“一标准、二要求、三控制、四保证”的原则进行光面爆破施工。 “一标准”即一个控制标准。 “两要求”即钻眼作业要求和装药联线作 业要求。 “三控制”即控制钻眼角度、深度、密度；控制装药量和装药结构； 控制测量放线精度。 “四保证

18、”即搞好思想保证，端正态度，纠正“宁超勿欠”等错误思想； 搞好技术保证，及时根据爆破实际情况调整钻爆设计参数；搞好施工保证， 落实岗位责任制，组织 QC 小组活动，严格工序自检、互检、交接检；搞好 经济保证，落实经济责任制。 装药前，所有炮眼全部用高压风吹洗；严格按爆破设计的装药结构和药 量施作。 严格按设计的联接网络实施，控制导爆索连接方向和连接点牢固性。 微震爆破 隧道周边采用光面爆破，不良地质、浅埋地段采用微震控制光面爆破。 微震爆破作业段最大一段允许装药量： QmaxR3（VkpK）3a 式中： Qmax最大一段爆破药量，kg； Vkp安全速度，cm/s；取 Vkp2cm/s； R爆破

19、安全距离，m； K地形、地质影响系数； a衰减系数。 K、a 值是针对隧道的具体情况，通过多次试爆基础上进行 K、a 值回归 分析后确定。根据爆破物距爆心的安全距离要求，并由此推出的每段的最大 装药量。 根据以往施工经验，爆破产生大振速部位通常为：掏槽爆破、底板或底 角爆破、周边光面（预裂）爆破，为此，采用的措施一是采用楔形复式掏槽 技术；二是根据根据爆破震动衰减规律公式反算控制最大单响起爆药量，将 药量大的炮眼，分段进行起爆。 4.14.1 爆破器材、装药结构及起爆网络爆破器材、装药结构及起爆网络 （1）主要爆破器材： 炸药规格采用 32mm-200g 药卷。雷管采用非电毫秒雷管分为 115

20、 段， 脚线分 3m、5m、7m 三种，根据爆破循环进尺长度和炮眼间距分别选用。 （2）钻眼及装药： 为保证隧道光面爆破效果，级围岩周边眼间距在拱部控制在 5560cm 并均匀布置，辅助眼间距控制在 6070cm 并均匀布置；级围岩周边眼间 距在拱部控制在 4555cm 并均匀布置，辅助眼间距控制在 5565cm 并均匀 布置；级围岩周边眼间距在拱部控制在 3545cm 并均匀布置，辅助眼间 距控制在 4555cm 并均匀布置；周边眼间距在拱部控制在 3545cm 并均 匀布置，辅助眼间距控制在 4555cm 并均匀布置；周边眼采用间隔装药结 构，辅助眼采用连续装药结构，掏槽眼采用集中装药。

21、掏槽眼采用斜眼掏槽，超深 20cm。为保证掏槽效果，掏槽眼水平间距按 2.44m 进行控制，炮眼底间距不大于 60cm，掏槽眼采用集中装药。炮眼布 置根据现场围岩具体情况可进行个别调整，眼底必须在同一面上，为保证爆 破效果炮眼必须采用炮泥进行堵塞且周边眼堵塞不低于 20cm。连续装药及间 距装药结构示意图如图 4-1-2 所示。 图 4-1-2 装药结构示意图 （3）起爆网络及起爆方式 起爆网路采用族联形式，导爆管起爆。 4.24.2 级围岩钻爆设计级围岩钻爆设计 级围岩采用全断面法开挖，循环光面爆破炮眼布置、雷管段别见图 4- 2-1 所示。 20 1362 炮眼布置平面图 隧 道 中 线

22、35 35 断面炮眼布置图 70 70 1362 20 17370 673224 370 431 1 370 371 377 388 808080 370 371 377 388 10090100 3 5 7 9 13 9 11 13 55 65 65 65 65 55 60 60 60 70 173 图 4-2-1 全断面光面爆破炮眼布置图 附注：图中尺寸以 cm 计 表 4-2-1 全断面法钻爆设计参数计算表（进尺为 3.2m） 炮眼装药量 炮眼数 单孔装药 量（Kg) 序 号 部位 炮眼分 类 （个） 雷 管 段 数 单孔炮 眼长度 （米） 炮眼长 度（米）装药系 数 （Kg） 合计药量

23、 （Kg) 装药 结构 爆破 方量 （m3 ) 1 掏槽眼 1414.31 60.3 0.5 2.636.4 集中 2 1933.88 73.7 0.50 2.2 41.8 连续 3 2353.77 86.7 0.50246 连续 4 29 73.71 107.60.50 258 连续 5 辅助眼 33 93.7122.10.50 2 66 连续 6 周边眼 51 113.7188.7 0.45 1.8 91.8 间隔 7 全 断 面 底板眼 62113.7 229.4 0.45 2 124 间隔 372 8 合计 231868.5464 表 4-2-2 台阶法钻爆主要经济技术指标 序号项目单

24、位数量/指标备注 1 开挖断面 m2116.24 2 预计每循环进尺 m3.2 3 每循环爆破方量 m3372 4 炮眼总数个 231 5 钻孔总长度 m868.5 6 雷管用量发 231 7 炸药用量 Kg464 8 比钻眼数个/m2 2 9 比钻眼量 m/m32.3 10 比装药量 Kg/m31.25 11 单位体积岩体耗雷管量发/m3 0.6 12 预计炮眼利用率 %95% 4.4.3 3 级围岩钻爆设计级围岩钻爆设计 级围岩采用台阶法开挖，施工顺序见图 4-3-1。 仰拱栈桥 2 部 1 部 仰 拱 填 充 二 次 衬 砌 图 4-2-1 台阶法开挖顺序图 循环光面爆破炮眼布置、雷管段

25、别见图 4-3-2 所示。 7090100101 45 1362 炮眼布置平面图 断面炮眼布置图 16670 673224 350 408 350 351 356 367 808080 350 351 356 367 20 20 1 3 5 7 9 11 9 1 3 5 7 1 3 7 55 55 55 55 55 55 55 55 55 55 55 55 45 981001001007464 166 85 图 4-3-1 级台阶法光面爆破炮眼布置图 附注：图中尺寸以 cm 计 台阶法钻爆设计参数计算表见表 4-3-1。 表 4-3-1 台阶法钻爆设计参数计算表（进尺为 3.0m） 序 号 部

26、位 炮眼分 类 炮眼数 雷 管 单孔炮 眼长度 炮眼长 度（米） 炮眼装药量 装药 结构 爆破 方量 单孔装 药量 （Kg) （个） 段 数 （米） 装药系 数 （Kg） 合计药量 （Kg) （m3) 1 掏槽眼 714.08 28.60.50 214 集中 2 13 33.67 62.40.50 1.823.4 连续 3 19 53.56 67.60.50 1.834.2 连续 4 2573.51 87.80.50 1.640 连续 5 辅助眼 3193.5108.50.501.649.6 连续 7 周边眼 43 113.5 150.50.40 1.460.2 间隔 8 底板眼 25 113

27、.5 87.50.45 1.640 间隔 187.8 上 台 阶 合计 163592.9261.4 9 一排眼 12213.5 84 0.55 2 242 连续 10 二排眼 12233.5 84 0.55 2242 连续 11 三排眼 112 53.5770.55 2 222 连续 周边眼 9273.5630.501.816.22 间隔 12 底板眼 112 73.5 77 0.55 2222 间隔 812 下 台 阶 合计 110385108.22 13 辅助眼 1313.5 45.50.55 2 26 连续 14 周边眼 2233.5 770.50 1.843.2 间隔 43.0 15

28、仰 拱 合计35122.569.2 总计 3081100.4547392 台阶法钻爆主要经济技术指标见表 4-3-2。 表 4-3-2 台阶法钻爆主要经济技术指标 序号项目单位数量/指标备注 1 开挖断面 m2131.03 2 预计每循环进尺 m3.0 3 每循环爆破方量 m3392 4 炮眼总数个 308 5 钻孔总长度 m1100.4 6 雷管用量发 308 7 炸药用量 Kg547 8 比钻眼数个/m2 2.4 9 比钻眼量 m/m32.8 10 比装药量 Kg/m31.4 11 单位体积岩体耗雷管量发/m3 0.78 12 预计炮眼利用率 %90% 4.44.4 级围岩钻爆设计级围岩钻

29、爆设计 IV 级围岩采用台阶法，台阶法开挖顺序图见图 4-4-1。 图 4-4-1 IV 级围岩台阶法开挖法施工顺序图 炮眼布置、雷管段别见图 4-4-2 所示。 1362 炮眼布置平面图 断面炮眼布置图 15070 250 295 250 251 255 262 808080 250 251 255 262 673224 40 50 50 50 50 40 150 709010010087 50 50 50 50 50 50 50 40 1 3 5 7 9 11 99 1 3 5 7 1 3 11 11 20 图 4-4-2 级台阶法光面爆破炮眼布置图 附注：图中尺寸以 cm 计 台阶法钻爆

30、设计参数计算表见表 4-4-1。 表 4-4-1 台阶法钻爆设计参数计算表（进尺为 2m） 炮眼装药量爆破 合计方量 炮眼数 单孔装 药量 （kg) 药量 序 号 部 位 炮眼分 类 （个） 雷 管 段 数 单孔炮 眼长度 （米） 炮眼长 度 （m） 装药 系数 （Kg）（Kg） 装药 结构 （m3 ） 1 掏槽眼 912.9526.50.451.210.8 集中 21532.6239.20.40115 连续 32352.5558.60.40123 连续 42972.5172.80.40129 连续 5 辅助眼 3592.587.50.40135 连续 6 周边眼 45112.5112.50.

31、4045 间隔 7 上 台 阶 底眼 2792.567.50.4027 间隔 127.4 8 合计 183464.6184.8 9 一排眼 132122620.400.816.22 连续 10 二排眼 132322620.400.8 16.2 2 连续 11 三排眼 122522420.400.8 9.62 连续 12 周边眼 102722020.400.8 82 间隔 13 下 台 阶 底眼 132722620.400.8 16.22 间隔 14 合计 612122266.22 582 15 辅助眼 1512300.400.812 连续 16 仰 拱周边眼 2532500.400.820 间

32、隔 32.7 17 合计 408032138 总计 345788.6348.8276.1 台阶法钻爆主要经济技术指标见表 4-4-2。 表 4-4-2 台阶法+临时横撑钻爆主要经济技术指标 序号项目单位数量/指标备注 1 开挖断面 m2138.06 2 预计每循环进尺 m2 3 每循环爆破方量 m3276.1 4 炮眼总数个 345 5 钻孔总长度 m788.6 6 雷管用量发 345 未计连接管 7 炸药用量 Kg348.8 8 比钻眼数个/m2 2.50 9 比钻眼量 m/m31.25 10 比装药量 Kg/m3 1.26 11 单位体积岩体耗雷管量发/m3 1.2 12 预计炮眼利用率

33、%85% 4.54.5 V V 级围岩钻爆设计级围岩钻爆设计 V 级围岩采用大拱脚台阶法开挖方式，大拱脚台阶法开挖顺序图见图 4- 5-1。台阶法光面爆破炮眼布置、雷管段别见图 4-5-2 所示， 台阶法钻爆设计参数计算表见表 4-5-1。 台阶法钻爆主要经济技术指标见表 4-5-2。 图 4-4-1 大拱脚台阶法开挖顺序图 图 4-4-2 大拱脚台阶法光面爆破炮眼布置图 表 4-4-1 大拱脚台阶法钻爆设计参数计算表（进尺为 0.6m） 炮眼装药量 单孔合计 炮眼数 量 装药量药量 序 号 部 位 炮眼分 类 （个） 雷管 段数 单孔炮 眼长度 （米） 炮眼长 度（米） 装药系数 （Kg）（

34、Kg） 装药 结构 爆破方 量 m3 1 掏槽眼 411.14.40.550.5 1.89 集中 2 辅助眼 30 3、5 1300.450.4 10.53 连续 3 周边眼 2871280.430.3 9.39 间隔 4 上 台 阶 底板眼 1391130.450.4 4.56 连续 19.8 5 合计 7575.4 26.37 6 一排眼 7211720.450.4 2.82 连续 7 二排眼 7231720.450.4 2.82 连续 8 三排眼 8251820.450.4 3.22 连续 9 周边眼 9271920.430.3 2.72 间隔 10 中 台 阶 底板眼 8291820.

35、450.4 3.22 连续 15.02 11 合计 39239214.72 12 一排眼 7211140.450.4 2.82 连续 13 二排眼 7231130.450.4 2.82 连续 14 三排眼 7251140.450.4 2.82 连续 15 周边眼 9271180.430.3 2.72 间隔 16 下 台 阶 底板眼 6291120.450.4 2.42 连续 13.02 17 合计 36236213.52 18 辅助眼 1111110.450.4 4.4 连续 19 仰 拱周边眼 2431240.430.3 7.2 间隔 12.7 20 合计 353511.6 21 总计 26

36、0 2604 94.488.2 表 4-4-2 大拱脚台阶法钻爆主要经济技术指标 序号项目单位数量/指标备注 1 开挖断面 m2147 2 预计每循环进尺 m0.6 3 每循环爆破方量 m388.2 4 炮眼总数个 260 5 钻孔总长度 m260.4 6 雷管用量发 260 未计连接管 7 炸药用量 Kg94.4 8 比钻眼数个/m2 1.8 9 比钻眼量 m/m32.95 10 比装药量 Kg/m31.07 11 单位体积岩体耗雷管量发/m3 2.9 12 预计炮眼利用率 %70% 4.64.6 钻孔作业钻孔作业 钻孔作业前，划定每台风枪作业区域，规定作业时间，规定周边眼、底 眼、掏槽眼开

37、孔偏角及插入角，钻孔时严格按规定作业，力求钻孔方向、位 置满足设计要求，准确控制周边眼外插角。 钻孔标准：达到准、平、直、齐。 准：钻孔按设计布眼钻孔，当受节理、裂隙影响时稍稍移动孔位，但顶 眼只能左右移动，帮眼只能上下移动，周边眼轮廓的放线误差控制在 1cm，眼口开眼误差：V 级围岩可从轮廓线偏内 5cm，IV 级围岩可从轮廓线 偏内 3cm，周边眼外插率不得大于 5cm/m，方向与轮廓线法线方向一致。 直：边墙直线段炮眼先钻上方标准孔，插上炮杆，使边墙在同一条垂线 上。 平：周边炮眼要相互平行。 齐：各炮眼底落在垂直隧道轴线的同一平面上，掏槽眼加深 1020cm， 钻孔深度根据掌子面的起伏

38、“凸”加， “凹”减。 4.74.7 装药作业装药作业 清孔：装药前核对雷管段数，使之与设计相符，同时按钻爆设计的装药 结构及药卷规格药量装药。装药时，装药到孔底，起爆药包用炮棍缓慢送入， 防止拉雷管或破损导爆管。 装药检查：装药时，将雷管段数标于孔外导爆管上，由检查人员对雷管 段数进行复核，确保准确无误，同时核对药卷规格及装药长度，使每孔装药 符合设计要求，检查后做好记录。 堵塞：所有炮眼装药后，用炮泥进行堵塞，其长度不小于 20cm。炮泥用 炮棍顶进，堵塞做到封闭严密。 4.84.8 爆破作业爆破作业 连结网络：在所有非必须的机具、设备撤离爆破之后，开始连结网路。 连结时尽可能靠近眼孔，孔

39、外网路尽量短，使连结整齐，使连结整齐，使用 直观检查网路。连结系统尽量短，但不拉细、打结，避免导爆管、连结块受 损坏等。网路连结好后，认真检查连结是否正确。 爆破完成后检查人员发现瞎炮时，先查明原因，因孔外导爆管损坏引起 的瞎炮，切去损坏部分，重新连接导爆管，再行起爆。此时，接头尽量靠近 孔眼位置。因孔内导爆管损坏或是导爆管本身问题引起的瞎炮处理办法按照 国家标准爆破安全规定中有关规定进行。 4.94.9 钻爆效果检验钻爆效果检验 每次掘进爆破通风排烟后，值班技术员和质检员即进入现场对钻爆效果 进行检查记录。检查记录光爆效果，炮孔利用率，平均掘进长度，碴体的破 碎程度，抛掷距离，围岩的损坏程度

40、等，作为不断优化钻爆设计的依据。 4.104.10 控制超欠挖措施控制超欠挖措施 根据不同地段情况，选择合理的钻爆参数：每次钻爆循环后，根据爆破 震动速度，炮痕保存率、装药量、残眼深度及数量、抛碴距离、堆碴高度、 岩碴块度等多方面的测量和数据对比分析，选择合理的钻爆参数，不断优化 钻爆设计。 控制打眼精度：钻孔前用全站仪测出隧道开挖轮廓线，画出每个炮孔位 置，开孔位置偏差不能超过2cm，钻周边眼时插上炮杆，使侧墙孔在一条 垂线上。施工时使用专业的作业人员来领钻，禁止用目测量。钻孔时，专人 校核。 提高装药质量和炮眼口堵塞质量：在装药前，各段钻孔装药量严格控制， 不能超装，雷管不能混装和错装。

41、炮眼装药后，认真堵塞炮泥，边堵边用炮泥棍捣实。 加强地质预报工作：配备一名有专业特长的地质工程师进行掌子面地质 描述，对岩性、地层结构、裂隙节理发育情况及水文地质情况作出描述，并 配合有关设备或仪器作出开挖前的地质预报，协助爆破人员进行修正和改善 装药参数，达到提高爆破效果，控制超欠挖的目的。 坚持对开挖断面的信息反馈：开挖放炮后，及时了解断面超欠挖情况、 爆破效果等，以使制定下一个循环的改进措施。并准确标出超欠挖部位的位 置，提醒司钻人员纠正偏差，根据信息反馈及时调整钻爆参数，优化钻爆设 计，钻爆施工工艺见图 4-9-1。 图 4-9-1 钻爆施工工艺图 5.5.爆破安全技术与安全措施爆破安

42、全技术与安全措施 5.15.1 安全校核安全校核 在爆破工程中，一般多以振速来衡量爆破振动强度，并作为划分破坏程 度的指标，我国也用质点垂直振动速度值作为判断、评价爆破点周围建筑物 安全程度的标准，其公式如下: 3 (/) k vKQ R 建筑物质点垂直振动速度，； v /mm s 炸药重量，kg，取 III 级围岩上台阶开挖总装药量 261.7Kg； Q 自爆源到被保护建筑物或构筑物的距离，m。爆破中心一般按药量分 R 布几何中心计算。如果被保护建筑物与各爆源点的距离大于药量分布几何中 心至被保护建筑物距离的 10%时，则 R 值按下式计算： 123 ()/ n Rrrrrn 式中：被保护建

43、筑物或构筑物的距离，m； 123n rrrr 药包总数； n 与岩石性质、地势高低、爆破方法和爆破条件有关的系数。岩石取 k K 300700，土取 15002500； 爆破地震波随距离衰减的系数，一般为 1.52.0，较远距离为 1.5，近距离为 2.0； 根据铁道部文件铁建设【2010】120 号文件二次衬砌距长子面的距离： 级围岩不得大于 90m，、级围岩不得大于 70m；考虑到掌子面爆破对 二次衬砌的影响，当围岩等级为时，取 R=90m，=1200 k K 由公式计算： =，由表 6-1-1 知，混凝土建筑 3 (/) k vKQ R 2 3 1200 ( 261.7 /90)6.1/mm s 物、构筑物爆破振动速度临界值为200mm/s，故安全。 当围岩等级为时，取 R=70m，=1600 k K 由公式计算： =，由表 6-1-1 知，混凝土建筑 3 (/) k vKQ R 2 3 1600 ( 261.7 /70)13.4/mm s 物、构筑物爆破振动速度临界值为20