爆破施工方案.doc

*水电站工程支洞洞室开挖爆破设计编制：校核：审批：中国水利水电*水电站工程项目部二*年*月一 编制说明1.1 编制依据（1）中华人民共和国安全生产法中华人民共和国主席令第70号；（2）*设计施工图；（3）爆破安全规程GB6722；（4）中华人民共各国消防法（中华人民共和国主席第83号）；（5）中华人民共和国民爆物品管理条例。1.2 编制目的规范*水电站支洞洞身开挖的爆破施工，使隧道工程符合质量要求的同时，也符合环境保护、职业健康安全的相关要求。1.3 适用范围适用于*水电站支洞洞身开挖爆破施工。二 工程概况2.1 枢纽工程概况*水电站为引水式水电站，是以发电为主的水电枢纽工程，在梯级布置方案上，*水电站接*水电站尾水发电，*接*水电站尾水发电，电站安装4台混流式水轮发电机组，总装机约为248MW，额定水头250.0m。*水电站枢纽总平面布置主要建筑物为引水系统、电站厂房、开关站等。引水系统主要包括节制进水闸、引水渠、溢流侧堰、进水口前挡墙及冲砂闸、进水口、钢筋砼埋涵、发电引水隧洞和调压井等。发电引水隧洞主要由引水隧洞进口闸室段、箱涵埋管段、上平段引水隧洞、调压井、竖井段、下平洞段（含钢衬段）等部分组成，全长19281.37m（包括穿越*左岸滩地埋涵2296.0m），隧洞断面型式为圆形，内径7.05.8m。2.3 地质情况（1）洞室地质情况有压引水隧洞沿线出露地层主要为第四系、第三系、白垩系及元古界，隧洞沿线微风化新鲜岩体内岩体较完整，结构面一般处于闭合状态，主要结构面岩层倾角多为5565，岩性以砂岩、粉砂质泥岩、石英片岩、千枚岩为主，根据室内对弱风化岩石的物理力学试验，其砂岩、粉砂质泥岩单轴饱和抗压强度13.6147.9Mpa，石英片岩单轴饱和抗压强度28.55 Mpa，为较软岩中硬岩。有压引水隧洞位于*背斜东北翼，为一单斜构造，隧洞呈NWSE向穿过山体，北北东及北东东向两组扭性断裂较发育。据平面地质测绘及调查发现有10条断层穿过有压引水隧洞，其中F1断层规模较大，其破碎带宽度在2030m之间，属逆冲性质，根据隧洞沿线节理裂隙调查，其节理发育主要有3组。（2）隧洞围岩特性围岩特性：K0=58Mpa/cm ，=3.54.0；围岩特性：K0=45Mpa/cm ，=2.53.0；围岩特性：K0=12Mpa/cm ，=0.81.0；（3）洞室内水位情况有压引水隧洞区内地下水类型，主要有基岩裂隙水和第四系松散层中的孔隙水。基岩裂隙水主要赋存于第三系、白垩系、元古界的砂岩、粉砂质泥岩、千枚岩及石英片岩岩体的裂隙中，受断层和节理控制，深部岩体一般为不透水层。孔隙水主要赋存于第四系松散堆积物中，一般为孔隙潜水，不具承压性。主要接受大气降水补给，动态随时季节性变化较大。有压引水隧洞均位于地下水位以下。根据有压引水隧洞进、出口及中部冲沟段勘探平硐对围岩的揭露情况，岩体均处于干燥状态。三 总体爆破方案设计3.1 爆破特点及要求（1）本标段各支洞隧道地质大部分为风化的泥质砂岩，整体性好，但存在地层差异（主要为地质原因造成地层缺失、风化差异等），根据掌子面围岩揭示及地质素描，需灵活调整药量及开挖方法。（2）本标段支洞隧洞大部分为特浅埋隧洞，要求对爆破方法选择合理，最大限度减小爆破振动，减小对围岩的扰动深度，保持围岩的自身稳定性。炮眼利用率在90%以上；光面爆破炮眼残痕率在65%以上；平均线性超挖不大于15cm，最大不超过20cm，相邻两循环炮眼台阶不大于10cm，局部欠挖小于0.1m2；最大欠挖小于5cm。3.2 开挖工法选择隧洞施工方法应根据施工条件、围岩类别、埋置深度、断面大小以及环境条件等，并考虑安全、经济、工期等要求选择。选择施工方法时，应以安全为前提，综合考虑上述条件。当隧洞施工对周围环境产生不利影响时，应把环境条件作为选择施工方法的重要因素。同时应考虑围岩变化时施工方法的适应性及其变更的可能性，以免造成工程失误和增加不必要的投资。隧道施工方法有很多，根据本工程支洞施工条件、围岩类别、埋置深度、断面大小以及环境条件等特点，拟对隧洞、类围岩采用全断面法开挖，楔形掏心爆破，周边光面爆破的开挖方法。全断面法控制重点是：常规布孔，孔内按常规布设微差毫秒雷管，孔外采用毫秒导爆管雷管串联技术，此法可以大大减小爆破振动。3.3 钻爆设计原则根据工程实际、工程要求、地质地形条件，确定设计原则为：（1）确保现场施工人员的安全。要严格按照爆破安全规程GB6722-2003进行设计和施工，要有具体的安全施工措施。（2）严格控制掏槽爆破、光面爆破、预裂爆破的单段齐爆药量，尽可能多的创造爆破临空面，尽可能减小爆破振动对围岩的扰动深度。（3）根据隧洞所处围岩类型的特点，采用全断面法开挖，对软弱岩层采用缩短进尺距离，及时支护等手段，保证顶板安全。（4）对设计确定的钻爆参数进行现场爆破试验，以取得合理的爆破参数。爆破参数应根据地质地形条件及相应的爆破效果，适时调整、动态管理。考虑以上设计原则，该工程应按总体施工组织分期实施。不同阶段对应不同的工作内容和施工方法。本设计主要针对适合采用钻爆法施工的、级围岩地段进行爆破设计。综合工程特点：级围岩循环进尺为2.7m，级围岩循环进尺为1.5m，级围岩循环进尺为1.0m。具体根据实际爆破效果进行调整。3.4 爆破方式选择根据本工程隧洞特点，对洞室开挖采用光面爆破开挖。光面爆破的特点：（1）岩体能按照设计轮廓线爆破，壁面平整规则，围岩较完成，能明显地保留半面炮孔痕迹。（2）避免了因爆破导致围岩局部坍塌，施工安全，从而及加快施工进度。（3）与锚喷支护喷配套应用，可改善不良地质段的围岩稳定性，如果做永久支护，则可节省工程造价，提高工程质量，加快工程进度。3.5 施工工艺流程隧洞采用钻孔爆破开挖方式，首先进行上部开挖，然后，进行中下部开挖。各导流洞上部开挖按不同围岩采取不同的工艺流程，其施工工艺流程见框图。开挖施工工艺流程图开挖准备超前支护 测量放线钻 孔装药爆破通风散烟、洒水除尘安全撬挖、平渣临 时 支 护出渣、扒底永久支护延伸风水电管路，进入下一个工作循环3.6爆破设计采用理论计算、工程类比与现场试爆相结合的方法确定爆破参数。根据各部位炮眼所承担的任务不同，爆破作用指数也不相同。具体为：掏槽眼采用加强抛掷爆破，辅助眼、崩落眼、底板眼采用松动爆破，内圈眼采用弱松动爆破。另外，周边眼采用光面爆破，爆破网路采用孔内外微差达到弱振动控制爆破的目的。炮眼深度与循环进尺：炮眼深度是指炮眼眼底至开挖面的垂直距离。炮眼深度一般根据围岩的稳定性、凿岩机的钻凿能力和掘进循环安排。根据现场考察和以往工程经验，取循环进尺为2.7m，炮眼深度3m。炮眼直径：本设计选用手持式风动凿岩机，炮眼直径取d=42mm。炮眼布置：（4）内圈眼内圈眼的间距a、排距b应大于或等于周边眼的最小抵抗线W，而且a、b的取值与炮眼的单孔装药量有关。（5）崩落眼崩落眼采用松动爆破装药结构。3.6.1 爆破参数的确定本工程采用YT28手风钻进行造孔，设计造孔直径为42mm，爆破采用的炸药为乳化炸药（标准型），炸药直径32mm。类围岩炮孔造孔深度为3m，计划进尺2.7m；、类围岩炮孔造孔深度1.8m，计划进尺1.5m；类围岩炮孔造孔深度1.3m，计划进尺1m。（1）确定不偶合系数不偶合系数D= dk / d1式中：dk 为炮眼直径，单位mm d1 为炸药直径，单位mm求得D=42/321.31，不偶合系数一般为13。（2）确定周边眼间距、最小抵抗线和炮孔密集系数 理论和实践证明光面爆破炮眼间距与最小抵抗线之比取0.8为好，但是应当根据围岩的具体形式进行调整。隧洞开挖光爆孔即周边孔的最小抵抗线可按照经验公式计算：W=KD式中：D炮眼直径，cm W最小抵抗线，cmK系数，一般取1522。岩石坚硬完成，跨度小，取小值；岩石松散破碎跨度大，取大值。 炮孔密集系数周边眼的炮眼密集系数m与最小抵抗线W之间的关系为m=E/W。一般EW，结合节理发育状况，爆破后不易形成大块的特点，m=0.8。根据模型试验和生产实践表明，一般情况下，m取0.81.0较为适宜。M值是一个相对参数，它随炮孔间距和最小抵抗线的大小而变化，兵根据围岩性质、地质构造和开挖条件不同而适当调整。 根据经验及地质条件拟定洞室在不同围岩条件下的周边孔距离和最小抵抗线，具体如下：类围岩：最小抵抗线W=KD=1542=63cm，取60cm。周边孔间距E=Wm=600.8=48cm，取50cm；类围岩：最小抵抗线W=KD=1742=71.4cm，取70cm。周边孔间距E=Wm=700.6=42cm，取42cm；类围岩：最小抵抗线W=KD=1842=75.6cm，取75cm。周边孔间距E=Wm=750.5=37.5cm，取35cm；周边眼采用导爆索将药卷串联间隔装药结构，使炮孔内炸药爆炸围岩受力均匀，可以减小对围岩的扰动深度。（2）辅助眼辅助眼用于扩大掏槽，布置在掏槽眼两侧，采用松动爆破装药。（4）掏槽孔掏槽孔选择形式：垂直楔形掏槽。掏槽眼爆破时在围岩中形成空腔，为后续炮孔爆破创造良好的临空面，一般为加强抛掷爆破。支洞开挖面积主要有三种形式：7.56.5和56.5和6.56.5城门洞型。7.56.5城门洞型面积为44.04m2；56.5城门洞型面积为30.4m2；6.56.5城门洞型面积为38.02m2；楔形掏槽炮眼的对数，根据围岩类别而定，一般类围岩，掏槽眼2对，类围岩，掏槽眼23对，类围岩，掏槽眼3对。掏槽炮眼一般比其他炮孔深20cm。本工程中=0.84.0每对炮眼的距离根据设计槽眼深度按照下式计算： 眼口距离=2掏槽深度炮眼倾斜坡度+眼底距离式中：对于类围岩，计划掏槽炮眼深度为3.31m。炮眼倾角75，每对炮眼间距70cm，眼底间距30cm，求得眼口距离为2.0m；对于类围岩，计划掏槽炮眼深度为2.03m。炮眼倾角80，每对炮眼间距80cm，眼底间距35cm，求得眼口距离为1.1m；对于类围岩，计划掏槽炮眼深度为1.52m。炮眼倾角80，每对炮眼间距90cm，眼底间距为40cm，求得眼口距离为0.9m；本工程中，断面1炮眼均采用3对，断面2炮眼均采用6对，断面3炮眼均采用6对。3.6.2 爆破药量的确定爆破炸药为乳化炸药（标准型），炸药直径32mm，长度32cm，单重300g。3.6.2.1 炮眼数量的确定（1）单耗q的确定根据经验单耗q范围在0.781.2kg/m3之间，先拟定q=1.10kg/m3，算出炮孔数量后，再反推算实际q值。（2）通过确定单耗q，确定每一循环的装药量Q。每一循环的装药量Q可按下式计算：Q=qsL式中：Q每一循环的炸药量，kg； L平均炮孔深度，m；s断面面积，m2。其中施工支洞主要断面形式有两种，断面1为30.4m2，断面2为44.04m2，断面3为38.02m2；平均炮孔深度L根据围岩类别及进尺确定，类围岩L=3m，类围岩L=1.8m，类围岩L=1.3m。不同断面及不同围岩条件下每一循环炸药量用量表 表3.6-1洞室截面面积S（m2）围岩类别平均炮孔深度L（m）每一循环炸药量（kg）断面1（56.5m城门洞型）类围岩3100.32类围岩1.860.19类围岩1.343.47断面2（7.56.5m城门洞型）类围岩3145.33类围岩1.887.20类围岩1.362.98断面3（6.56.5m城门洞型）类围岩3125.47类围岩1.875.28类围岩1.354.37（3）炮孔数量的确定 炮孔的数量炮孔的数量N可按下式计算：N=qs/式中：q炸药单耗，kg/m3； S断面面积，本工程支洞断面1为30.4m2，断面2为44.04m2，断面3为38.02m2； 炮孔装药系数，见下表2.3-1；每米炸药的质量，0.9kg/m。上述公式中，因为为各种孔的系数，不是总体系数，所以不能直接计算出结构，需要通过炸药量反算炮孔数量。 单个炮孔用药量单个炮孔的装药量Qi可按下式计算：Qi=L式中：Qi炮孔的装药量，kg L孔深，m 、意义同上 装药系数值 表3.6-2A 周边孔的确定根据周边孔间距，洞室开挖断面，通过画图布置，其中断面1中类围岩周边孔有31个，类围岩周边孔有37个，类围岩周边孔有44个；断面2中类围岩周边孔有35个，类围岩周边孔有40个；类围岩周边孔有49个；断面3中类围岩周边孔有32个，类围岩周边孔有38个，类围岩周边孔有46个。B 掏槽孔的确定根据围岩类别，洞室开挖面积，通过上述掏槽孔设计中，已经明确掏槽孔的数量，其中断面1掏槽孔有3对，断面2掏槽孔有6对（双排布置），断面3掏槽孔有3对。C 底板孔的确定根据以往爆破经验，考虑底板爆破后效果，拟定在周边孔爆破后进行底板孔爆破，底板孔间距拟定80cm。根据洞室断面尺寸，明确断面1有底板孔7个，断面2有底板孔10个，断面3有底板孔9个。D 辅助孔的确定通过上述内容已经明确了周边孔、掏槽孔、底板孔，每一循环的炸药量Q已经通过单耗q确定，即用总的药量减去已经明确的炮孔的药量之和，再通过Qi=L公式，就能明确崩落孔的数量。崩落孔初步确定表 表3.6-3洞室S（m2）围岩类别每一循环炸药量（kg）周边孔底板孔掏槽孔崩落孔（初步）孔数（个）单孔药量（kg）孔数（个）单孔药量（kg）孔数（个）单孔药量（kg）孔数（个）单孔药量（kg）断面1类100.32311.2271.2261.6336.21.22类60.19370.6970.6960.9534.90.69类43.47440.4770.4760.5933.90.47断面2类145.33351.22101.22121.6358.11.22类87.20400.69100.69120.9559.80.69类62.98490.47100.47120.5959.90.47断面3类125.47321.2291.2261.6353.81.22类75.28380.6990.6960.9553.80.69类54.37460.4790.4760.5953.10.47通过上表初步根据药量，明确了崩落孔的数量，但是根据画图发现，炮孔数量无法布置，考虑到围岩类别的不同，单耗应该不同，所以通过降低单耗q来确最终的布置图。具体调整如下：根据洞室布置图确定最终的崩落孔 表3.6-4断面面积S围岩类别崩落孔（初步）崩落孔（实际）修整前单耗q修整后单耗q断面1类36.2311.10kg/m31.03类34.9281.10kg/m31.01类33.9241.10kg/m30.98断面2类58.1541.10kg/m31.06类59.8461.10kg/m30.98类59.9341.10kg/m30.89断面3类53.8471.10kg/m31.03类53.8411.10kg/m30.97类53.1351.10kg/m30.93（3）炮孔布置图根据上述经验公式，进行布置炮孔布置图，具体见后附炮孔布置图。3.6.2.2 装药量的确定根据支洞的断面尺寸不同，及各类围岩的性质，综合计算后，确定各类围岩在不同断面的炸药用量表，主要参数具体间下表3.6-3和表3.6-4。（1）断面1装药计算断面1面积为30.4m2，理论类围岩进尺2.7m，类围岩进尺1.5m；类围岩进尺1m。断面1炸药用量 表3.6-5序号炮孔数量孔深L（m）单孔药量（kg）孔径（mm）总用药量（kg）类围岩周边孔3131.223293.96崩落孔3131.2232掏槽孔63.31.63 32底板孔731.2232合计75单耗：1.03kg/m3类围岩周边孔371.80.693255.38崩落孔281.80.6932掏槽孔62.50.9532底板孔71.80.6932合计78单耗：1.01kg/m3类围岩周边孔441.30.473238.79崩落孔241.30.4732掏槽孔61.50.5932底板孔71.30.4732合计81单耗：0.98kg/m3（2）断面2装药计算断面2面积为44.04m2，理论类围岩进尺2.7m，类围岩进尺1.5m；类围岩进尺1m。断面2炸药用量 表3.6-6序号炮孔数量孔深L（m）单孔药量（kg）孔径（mm）总用药量（kg）类围岩周边孔3531.2232140.34崩落孔5431.2232掏槽孔123.31.63 32底板孔1031.2232合计111单耗：1.06kg/m3类围岩周边孔401.80.693277.64崩落孔461.80.6932掏槽孔122.50.9532底板孔101.80.6932合计108单耗：0.98kg/m3类围岩周边孔491.30.473250.79崩落孔341.30.4732掏槽孔121.50.5932底板孔101.30.4732合计84单耗：0.89kg/m3（3）断面3装药计算断面3面积为38.02m2，理论类围岩进尺2.7m，类围岩进尺1.5m；类围岩进尺1m。断面3炸药用量 表3.6-7序号炮孔数量孔深L（m）单孔药量（kg）孔径（mm）总用药量（kg）类围岩周边孔3231.2232117.14崩落孔4731.2232掏槽孔63.31.63 32底板孔931.2232合计94单耗：1.03kg/m3类围岩周边孔381.80.693266.42崩落孔411.80.6932掏槽孔62.50.9532底板孔91.80.6932合计94单耗：0.97kg/m3类围岩周边孔461.30.473245.84崩落孔351.30.4732掏槽孔61.50.5932底板孔91.30.4732合计96单耗：0.93kg/m33.6.3 堵塞长度的确定炮孔装药后孔口未装药部分应该用堵塞物进行堵塞。炮眼填塞的目的是保证炸药充分反应，使之产生最大热量，防止炸药不完全爆轰；防止高温高压的爆轰气体过早地从炮眼或导洞中逸出，使爆炸产生的能量更多地转换成破碎岩体的机械功，提高炸药能量的有效利用率。常用的堵塞材料有沙子、粘土、岩粉等。炮孔堵塞长度可以是全部堵塞，也可以是部分堵塞，但堵塞过短则起不到堵塞作用。堵塞应是连续的，中间不要间断。填塞应采用分层捣实法进行，不得有空隙或间断。各炮眼应填塞足够长度的堵塞材料，除周边眼根据光面爆破，其他各炮眼填塞炮泥的长度不得小于40cm。3.6.4 爆破器材的选择炸药：乳化炸药（标准型），规格为32mm320mm，每卷300g。雷管：雷管选用毫秒导爆管雷管。起爆选用普通瞬发电雷管或导爆管激发针起爆。3.6.5 装药结构掏槽眼采用正向起爆。光面爆破炮眼采用空气间隔不偶合装药结构（图3-1）。为保证炮孔内各间隔药卷同时起爆，所有空气间隔装药均使用导爆索连接各药卷。本工程采用(b)型装药结构。3.6.6 起爆网络的确定（1）起爆原则爆破由内向外进行爆破，爆破原则如下：掏槽孔崩落孔周边孔底板孔（2）爆破网络连接见炮孔布置及网路联结图,具体见炮孔布置图。（3）起爆方式根据施工特点及经验结论，洞室爆破采用反向起爆。既炮孔内起爆药包的安置放置在孔底，并将雷管的聚能穴朝向孔口和被起爆的药卷时，就是所谓的“反向起爆”。3.7 爆破施工要点（1）隧洞钻爆作业应该按照钻爆设计进行施工。当地质情况出现变化时，爆破设计随围岩条件变化做出调整，同时根据爆破的效果不断优化爆破设计，达到最好的爆破效果。（2）钻孔根据不同地质地段的施工方法，采用风钻，钻孔前按设计和规范要求进行测量放线，绘出开挖断面中线、水平和断面轮廓线，并根据爆破设计标出炮眼位置，经检查符合要求后，方可施钻。（3）炮眼深度、角度、间距按设计要求确定，并符合设计要求的精度。（4）钻眼完毕，按爆破设计进行检查，并作好记录，经检查合格后，方可进行装药。（5）装药前将炮眼内泥浆、水及石粉用高压风吹净，装药时严格按爆破设计进行，并派专人现场指挥，并作好装药记录，所有装药的炮眼均须及时堵塞炮泥，周边眼的堵塞长度不宜少于200mm。（6）爆破时，人员和机械须撤至受爆破影响范围之外；爆破后必须立即进行安全检查，查出有未起爆的瞎炮，须按爆破安全规程的规定进行处理，确认无误后才能出碴。四 爆破施工（1）光面爆破施工工艺流程图光爆设计放样布眼定位开眼钻 眼清 孔装 药联起爆网络起 爆通 风光爆效果检查地质调查原因分析修改光爆设计否是（2）施工布眼钻眼前，测量人员用红油漆准确绘出开挖断面的中线和轮廓线，按爆破设计（修正设计）标出炮眼位置，其误差不超过5cm。（3）定位开眼采用人工手持风钻（YT28）利用自制开挖台架钻孔。台架就位后，人工按炮眼布置图正确钻孔。对于掏槽眼和周边眼的钻眼精度要求比其他眼要高，开眼误差分别控制在3cm和5cm以内。（4）钻眼钻工要熟悉炮眼布置图，要能熟练地操纵凿岩机械，特别是钻周边眼，一定要由有丰富经验的钻工造孔，方向由测工确定并在台架上确定参照物供钻工人员使用，确保周边眼有准确的外插角（按爆破设计或修正设计），尽可能使两茬炮交界处台阶不小于15cm。同时，根据眼口位置岩石的凹凸程度调整炮眼深度，保证炮眼底在同一平面上。（5）清孔装药前，用由钢筋弯制的炮钩和小直径高压风管输入高压风将炮眼石屑刮出吹净。（6）装药装药分片分组，按炮眼设计图确定的装药量自上而下进行，雷管“对号入座”。所有炮眼均以炮泥堵塞，堵塞长度不小于20cm。（7）联结起爆网路起爆网路为复式网路，以保证起爆的可靠性和准确性。联结时注意：导爆管不能打结和拉细；各炮眼雷管连接次数相同；引爆雷管用黑胶布包扎在离一簇导爆管自由端10cm以上，网路联好后，专人负责检查。 （8）瞎炮的处理发现瞎炮，首先查明原因。应由原施工人员参加处理,采取安全措施排除。如果是孔外的导爆管损坏引起的瞎炮，则切去损坏部分重新连接导爆管即可，但此时的接头尽量靠近炮眼。对于大爆破，应找出线头接上电源重新起爆，或者沿导洞小心掏取堵塞物,取出起爆体，用水灌浸药室使炸药失效,然后清除。对中小型炮，可在距瞎炮的最近距离不小于0.6M处，另行打眼爆破，当炮眼不深时,也可用裸露药包爆破。（9）光面爆破质量检验标准超欠挖：爆破后的围岩面须圆顺平整，无欠挖，超挖量控制在设计规范范围内。残留炮孔痕迹，须在开挖面上均匀分布。炮孔痕迹保留率不少50%。相邻两孔之间的岩面平整，孔壁不须有明显的爆破裂隙。相邻两孔之间出现的台阶误差不得大于150mm。（10）注意事项 掏槽区钻眼布置及钻孔方向控制钻爆人员按区域分工，人员要长期固定，各自掌握该区域钻孔参数，并根据爆破效果责任明确。掏槽孔方向利用台架框及底板做明确标识，作为参照物，保证钻孔方向。整个台架上的炮孔特别是掏槽区钻孔装药之前必须统一检查，长度、角度必须符合要求，避免漏打或堵孔后其它孔已装药而不敢再补钻的现象发生。 炮孔雷管段别的准确性控制掏槽孔与扩槽孔之间，以及扩槽孔与内圈眼之间在局部地区由于孔口位置较近，稍不注意而造成段别混淆，为此：爆破工按照爆破设计段分别先在各炮孔中放入起爆药卷，然后按区域进行检查；钻工须同时对自己负责区域段别进行核对，对导爆管上无明确标识段别的雷管及时更换。 底部超欠挖控制利用台架与地面上卡一榀工字钢（可直接将台架顶推前进用横担卸在地上用枕木卡死即可，然后打底板眼时风钻平扒在地面上，司钻工只管调节风量即可使钻眼平顺，确保底部成型好。五 钻爆质量的控制（1）人员的配备光面爆破与预裂爆破炮眼的钻凿技术要求高，操作难度大。因此，应注意对钻爆人员的合理调配。固定技术好的钻工进行光爆孔和预裂孔的钻凿作业。从布眼、钻孔、装药到爆破网络联接层层把关，责任到人。（2）钻孔机具的配备周边眼分布在隧道轮廓的不同部位，高度、角度各不相同。配备合适的多功能简易钻孔台架非常关键。根据断面尺寸，利用钢管、网片制成简易拼装钻孔台架，可以快速拆卸，便于施工。钻孔机具采用YT-28手风钻造孔，人工装药卷爆破。人工配合挖掘机进行危岩清撬处理后，装载机退至错车道位置装车，20t自卸车运至弃渣场存放。（3）炮眼深度及装填药量的控制 炮眼深度。根据钻爆设计，钻眼深度严格按照设计进行施钻。 清孔装药。装药前将炮孔内的石屑、杂物用水冲净。 装药连线。严格按照装药结构图进行装药，药量应严格按照设计装填，炮泥填塞应分层捣实，填塞长度应满足设计要求。 预裂孔、光面孔应按设计图纸钻凿在一个布孔面上，钻孔偏斜误差不超过1。 验孔、装药等应在现场爆破工程技术人员指导监督下由熟练爆破员操作。 起爆网路。起爆网路连接应由专人负责。对于孔外延期部分的连线，应特别注意对孔外雷管及滞后起爆网路的保护，防止先爆雷管产生的飞片炸坏滞后起爆的网路，以及先行起爆产生的飞石损坏之后起爆的网路。 爆破。装药、连线结束后，经技术人员检查合格后，撤离人员和机械设备，最后引爆。六 安全管理及措施爆破安全管理执行项目部爆破安全管理办法。爆破施工中重点做好以下工作：贯彻执行“从严管理，依法监督，方便生产，保障安全”和“谁主管，谁负责”的原则，实行主管领导负责制。工班长对所在班组爆破器材使用过程中的安全管理工作负主要责任，物资管理部门负责购买、运输、储存、退库过程中的安全工作。6.1 开挖及凿孔 开挖人员到达工作地点时，首先检查工作面是否处于安全状态，并检查支护是否牢固，顶板和两帮是否稳定，如有松动的石、土地或裂缝先予以清除或支护。 站在碴堆上作业时，须注意碴堆的稳定，防止滑坍伤人。 风钻钻眼时，须先检查机身、螺栓、卡套、弹簧和支架是否正常完好；管子拉头是否牢固，有无漏风；钻杆有无不直、带伤以及钻孔堵塞现象；湿式凿岩机的供水是否正常；干式凿岩机的捕尘设施是否良好。不合要求者须予修理或更换。 带支架的风钻钻眼时，必须将支架安置稳妥。风钻卡钻时须用板钳松动拔出，不可敲打，未关风前不得拆除钻杆。 在工作面内不得拆卸、修理风、电钻。 严禁在残眼中继续钻眼。6.2 爆 破 装药与钻孔在同一平台上严禁平行作业。 爆破器材严禁在加工房地以外的地点改制和加工爆破器材。 爆破作业和爆破器材加工人员严禁穿着化纤衣物。 进行爆破时，所有人员须撤离现场，其安全距离为：A 独头巷道不少于200m；B 相邻的上下坑道内不少于100m；C 相邻的平行坑道，横通道及横洞间不少于50m； 装药前须检查爆破工作面附近的支护是否牢固；炮眼内泥浆，石粉须吹洗干净；刚打好的炮眼热度过高，不得立即装药。如果遇有照明不足，发现流砂、流泥不经妥善处理，或可能有大量溶洞涌水时，严禁装药爆破。 洞内爆破不得使用黑色火药。 火花起爆时严禁明火点炮，其导火索的长度须保证点完导火索后，人员能撤至安全地点，但不得短于1.2m。 为防止点炮时发生照明中断，爆破工须随身携带手电筒。严禁用有火照明。 爆破后必须经过30min通风排烟后，检查人员方可进入工作面，检查有无“盲炮”及可疑现象，有无残余炸药或雷管；顶板两帮有无松动石块；支护有无损坏与变形。在妥善处理并确认无误后，其他工作人员才可进入工作面。6.3 空气冲击波、爆破有害气体与爆破飞石隧道爆破产生的空气冲击波沿隧道传播时，比沿地面半无限空间的传播衰减要慢，故要求的安全距离也更大。爆破产生的有害气体也必须通过通风管道或隧道才能排出。爆破飞石的飞行方向无法准确预测，飞行距离难以准确计算，会给爆区附近的人员及设备造成严重威胁，特别是二次破碎爆破造成的事故更多，因此应加以严格控制和防范。爆破产生个别飞石的距离与爆破参数、填塞质量等因素有关。主要采取以下措施。（1） 隧道爆破时，人员应在地面避炮。（2）进洞阶段，沿洞口向外的爆破冲击波和飞石强度较大。应特别注意对洞口附近人员、建筑物和设施的防护，可在洞内悬挂胶帘，洞外布置防护挡墙。（3） 爆破后，应进行充分通风，保持爆破作业场所通风良好。（4） 采取控制爆破技术缩小危险区，合理确定爆破参数，特别注意最小抵抗线的实际长度和方向，避免出现大的施工误差。（5） 将可移动设备撤出飞石影响区域。6.4 早 爆爆炸材料（雷管或装药）比预期时间提前发生爆炸的现象称为早爆。对于本工程应采取以下措施防止早爆事故。（1）使用电雷管起爆时，爆破主线、区域线、联接线，不应与金属管物接触，不应靠近电缆、电线、信号线、铁轨等。（2）电雷管在接入网路前，脚线应短路。（3）装药、连线人员应穿不产生静电的工作服。（4）在距电雷管15m范围内，禁止使用无限通讯工具。（5）工作面所用炸药、雷管应分别存放在加锁的专用爆破器材箱内，不应乱扔乱放。爆破器材箱应放在顶板稳定、支架完整、无机械电器设备的地点。每次起爆时都应将爆破器材箱放置于警戒线以外的安全地点。（6）必须所有人员撤出警戒区域后，方能在爆破作业领导人的指示下，将爆破母线与发爆器相联接。6.5 盲炮处理盲炮是指预期发生爆炸的炸药未发生爆炸的现象。对于本工程项目中出现的盲炮，应遵循以下原则和方法来处理。（1）处理盲炮前应由爆破领导人定出警戒范围，并在该区域边界设置警戒。处理盲炮时无关人员不准许进入警戒区。（2）应派有经验的爆破员处理盲炮。（3）电力起爆发生盲炮时，应立即切断电源，及时将盲炮电路短路。（4）导爆索和导爆管起爆网路发生盲炮时，应首先检查导爆管是否有破损或断裂，发现有破损或断裂的应修复后重新起爆。（5）不应拉出或掏出炮孔中的起爆药包。（6）可打平行孔装药爆破，平行孔距盲炮不应小于0.3m。为确定平行炮孔的方向，可从盲炮孔口掏出部分填塞物。（7）盲炮应在当班处理，当班不能处理或未处理完毕，应将盲炮情况（盲炮数目、炮孔方向、装药数量和起爆药包位置，处理方法和处理意见）在现场交接清楚，由下一班继续处理。（8）盲炮处理后，应仔细检查爆堆，将残余的爆破器材收集起来销毁。在不能确认爆堆无残留的爆破器材之前，应采取预防措施。（9）盲炮处理后应由处理者填写登记卡片或提交报告，说明产生盲炮的原因、处理的方法和结果、预防措施。6.6 安全距离 爆破地震安全距离A 一般建筑物和构筑物的爆破地震安全性应满足安全震动速度的要求，主要类型的建(构)筑物地面质点的安全震动速度规定为交通隧洞15cm/s；围岩不稳定有良好支护10cm/s；围岩中等稳定有良好支护20cm/s；围岩稳定无支护30cm/s。B 爆破地震安全距离可按以下公式计算：R=（KV）（1/）Qm式中：R-爆破地震安全距离，m； Q-炸药量，kg；齐发爆破取总炸药量；微差爆破或秒差爆破取最大一段药量； V-地震安全速度,cm/s； m-药量指数，取1/2； K、-与爆破点地形、地质等条件有关的系数和衰减指数，可按下表选取，或由试验确定。爆区不同岩性的K、值岩性Ka备注坚硬岩石501501.31.5中硬岩石1502501.51.8软岩石2503501.82.0 爆破冲击波安全距离露天裸露爆破时，一次爆破的炸药量不得大于20kg，并应按以下公式计算确定空气冲击波对在掩体内避炮作业人员的安全距离。 Rk=25Q(1/3)式中：Rk-空气冲击波对掩体内人员的最小安全距离，m；Q-一次爆破的炸药量，kg；秒延期爆破时，Q按各延期段中最大药量计算；毫秒延期爆破时，Q按一