山岭隧道爆破专项施工方案

山岭隧道爆破专项施工方案
一、工程概况
某山岭深埋公路隧道穿过石灰岩，岩层结构完整性好，岩层含水量低，无瓦斯，岩石的主要物理力学性能参数见下表；隧道横断面设计为：隧道限界为10.0m，其中行车道宽7.0m，侧向宽度：L左=0.5m，L右=0.5m；两侧均设置人行道，宽1.0m。

内净空采用拱部单心圆方案，净空面积为44.75m2，净空周长29.38m。

试完成隧道钻眼爆破施工组织设计。

表格 1 石灰岩的主要物理力学性能参数
二、方案选择
在隧道爆破作业中通常使用的爆破方案有：（1）定向爆破（2）预裂光面爆破（3）微差爆破（4）聚能爆破
施工采用国产4臂门架式钻孔台车及7655型支腿式手风钻钻孔，全断面开挖，隧道正洞洞身掘进采用光面爆破施工。

三、施工方法
开挖掘进采用光面爆破，减少超挖，避免欠挖和减弱对围岩扰动，提高开挖质量，确保施工安全。

施工工艺流程
三、爆破器材选定
根据施工中常用的爆破器材，以及本地的实际情况隧道的爆破器材选用直径为32mm，爆速大于3200m/s的2号岩石乳化炸药作为主爆药；导爆索与2号岩石乳化炸药作为光爆药；电雷管和导爆管雷管作为起爆器材
四、爆破参数的确定
本工程采用的是平巷掘进爆破，平巷掘进的特点是只有一个自由面，同时炮眼深度受到限制，一般只有1.5~3.0。

平巷掘进中的炮眼，按其位置和作用不同，可分为掏槽眼、辅助眼、周边眼。

周边眼又可分为顶眼，底眼，帮眼。

三种炮眼起的作用不同,其孔径的大小、孔深、孔角、孔间距、排间距也不同。

(1)孔位的确立
孔位的确定直接影响爆破面形状、大小和轮廓。

而对炮孔有影响的是岩石的坚固系数、爆破面积和深度等。

根据辅助眼和周边眼的布置原则，其间距根据岩石的性质而定，一般辅助眼取0.4~0.8m，周边眼取0.5~1.0m，周边眼距巷道轮廓线取0.1~0.2m。

对于掏槽眼，由于岩石较为坚硬，眼的间距一般为8~15cm.本次采用15cm。

(2)孔径的确定：
炮眼直径的大小直接影响钻眼速度、工作面的炮眼数目、单位岩石炸药消耗量、爆落岩石的块度和巷道轮廓的平整性。

炮眼直径的增加，有利于爆炸稳定性的提高、爆速的增大。

但是，炮眼直径过大不仅钻速降低，而且因炮眼数目减少药量的均匀分布，使岩石破碎质量变差。

对于掏槽眼，空眼直径可与装药眼直径相同，直径可取50~100mm，本次取80mm。

对于其他的炮眼（辅助眼、周边眼、底眼），由于用的是普通型钻机，炮眼直径取40mm。

装药直径为35mm。

(3)孔深的确定
炮眼深度决定了一个循环的钻眼，装渣工作量、循环时间以及施工组织和掘进速度。

所谓合理的炮眼深度，应根据施工组织要求、技术条件和循环工作能力确定。

一般随着掘进速度的提高，炮眼深度也应相应的增加。

根据普通型眼径的炮眼深度对于岩石坚固系数在7~20，掘进面积大于12m2的炮眼深度在1.5~2.2m此时炮眼的利用率大90%以上，二掏槽眼比一般炮眼深0.15~0.25m。

此次采用炮眼深度为2.0m，掏槽眼深度为2.2m。

(4)、孔角的确定
对于掏槽眼的形式有倾斜掏槽眼、平行眼直线掏槽眼和混合式掏槽眼。

倾斜掏槽眼的特点是与工作面相交，分为:单向掏槽、锥形掏槽和楔形掏槽。

在此设计中炮眼深度小于等于2m，适用锥形掏槽和楔形掏槽。

楔形掏槽中，每对掏槽眼间距为0.2~0.6m，眼底间距为0.1~0.2m，炮眼数目4~6个。

掏槽眼与工作面交角为70~65度。

并且岩石叫为中硬适宜采用单楔形掏槽。

其他炮眼采用平行眼。

(5)超深的确定
对于浅台阶爆破，深刻h一般取台阶高度的10%~15%，即：
h=（0.1~0.15）H
台阶高度约为H。

=2.0m 从而超孔深为0.2~0.3m
(6)孔间距和排距
R1所围成断面
1）最小抵抗性：W:W=(0.4~1.0)H
2) 孔距a是指同一排深孔中相邻两钻孔中心线的间距。

孔距按下式计算：
a=(1.0~2.0)W或a=(0.5 ~1.0)H
3）排距b：b=（0.8~1.0）a
4）孔深L=H+Δh
5）炮孔超深Δh = （0.1~0.15）H
6）堵塞长度lˊ：lˊ≧ w
7）炸药单耗：q=（0.3~0.80 ）kg/m3
辅助眼和周边眼孔间距为0.62m，排距为0.58m。

掏槽眼孔距为0.32m和1,02m。

(7)、炮孔数目的确定
炮眼数目的确定，根据公式：
N=3.3f 1/3s2/3
式中f为围岩坚固性系数(6~8)；s为截面面积44.75m2 。

计算得N=159，即N为159个炮孔。

掏槽眼采用小直径中空直眼掏槽眼，掏槽眼为6个。

周边眼的个数=周长/孔距=75（个）。

辅助眼的个数=周长/孔距=64（个）
故总炮眼数为159个。

(8)、炸药单耗量
炸药单耗就是每爆破一立方米岩石所耗费的炸药量(kg)，计算公式如下：
q=ρ*q，
其中ρ为岩石密度，ρ=2.30t/m3
q，=(0.5~0.53)kg/t，
炸药单耗q=(0.5~0.53)×2.30=(1.15~1.219)kg/m3
由f=6~8，所以q=1. 2 kg/ m3 。

(9)、总装药量的计算
Q =1.2 kg/ m3 *2m*44.75㎡=107.4kg
qLS
总装药量=Q*2=214.8kg（台阶爆破为两次）
式中：Q——一次爆破总装药量，kg；
q——单位岩石爆破炸药消耗量，kg/ m3，
L——炮眼深度或循环进尺，m；
S——断面积，m2
带入数据的Q=43.872kg
(10)、单眼炮孔炸药消耗量
隧道爆破，炮眼所在部位不同，所起的作用是不同的，掏槽眼要求抛掷；掘进眼只要求松动，而在掏槽部位的两侧与其上下部位各部位的炮眼要求又不一样，侧部要求松动，上部要求弱松动，下部要求加强松动，周边眼则要求光面爆破，底板眼则要抛掷爆破的药量，否则可能底板爆破失败。

所以各部位炮眼的装药是不同的。

周边眼的装药量，参考部分铁路光面隧道光面爆破参数表可知周边眼的装药集中度为140g/m。

所以周边眼的单眼装药量为0.21kg。

而周边眼，辅助眼的单眼装药量均可按下式计算：
λ
q=
KaWL
式中：q——单眼装药量，kg；
K——可参阅表得K为0.45kg/m3；
a——炮眼间距，m，
W——炮眼爆破方向的抵抗线，m；
L——炮眼深度，m；
λ——炮眼所在部位系数，可参阅表选取。

炮眼所在部位系数λ
带入数值的：掏槽眼的单眼装药量为1.9kg和6.12kg。

辅助眼的单眼装药量为2.7kg。

周边眼的单眼装药量2.0kg。

(11)、装药结构
光面爆破采用不耦合装药，一般不耦合系数为 1.5～2.0，炮眼装药按装药集中度计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2）装药结构：①1/2普通标准药卷（ø32）起爆；②小直径药卷（ø25）空气间隔装药。

导爆管
竹片支架
1/2φ32起爆药卷
φ25药卷
堵塞物
导爆索
周边眼装药结构示意图
五、装药参数表
六、主要经济技术指标
1警戒距离
根据爆破安全规程计算的安全距离可知安全警戒距离至少应大于等于60m.
2设立岗哨
（1）设立岗位责任制。

（2）安排专门人员进行警戒工作,阻止行人,车辆通行。

（3）使用铃声或哨声作为示警标志。

3施工钻眼工作
（1）作好钻眼准备工作,为了安全,钻眼前要检查并处理顶帮的活石,加固靠近工作面的棚子,同时,检修好凿岩机,合理布置工作面风水管路。

（2）建立钻工岗位责任制,多台凿岩机作业容易产生拥挤和干扰,采用定人定机定位定任务定时间的钻工岗位责任制,任务确立后,每个循环基本不变,既利于工人熟悉炮眼的设计位置,深度,角度,又利于凿岩机的保养。

八、钻爆作业施工安全措施
洞内爆破时，必须统一指挥，所有人员应撤至不受有害气体、振动及飞石伤害的地点，安全距离大于200米。

爆破后必须经过通风排烟，且至少相距20分钟以上，才准安全检查人员进入工作面。

经过检查和处理确认安全后，其它施工人员才准进入工作面。

瞎炮处理必须设立警戒区，瞎炮必须由原爆破手按规定处理。

视情况确定具体处理方法：将引线或电线重新接好，再行起爆，严禁打残眼；在距瞎炮0.6m处打一平行炮眼诱爆，但必须注意岩层节理情况，在打眼地点不得有连通瞎炮的裂缝；安全妥善地取出堵塞物，重装药起爆。

爆破器材加工，在远离洞口100m外的加工房中进行。

钻眼前，应检查工作环境的安全状态，灯光照明是否良好，支护、
顶板及两帮是否牢固，应待开挖面清除浮石并进行及时支护以及处理完瞎炮后方可钻眼作业。

参考文献
王玉杰.爆破工程-高等学校教材.[M]武汉：武汉理工大学出版社.2009.6
戴俊.爆破工程－21世纪高等教育土木工程系列规划教材[M].机械工业出版社,北京.2005.2
张志毅，王中黔.交通土木工程爆破工程师.[J].北京：人民交通出版社.2002.12。