沈海复线福安段A9标段石方爆破控制爆破设计书.doc

No:鑫爆字2013-02-18

沈海复线福安段A9标段石方爆破
技术设计说明书

福安市鑫恒工程机械有限公司
2013年02月18日

沈海复线福安段A9标段石方爆破
技术责任表

职 责 姓 名 技 术 职 称

审 批

审 核

设 计

校 对

福安市鑫恒工程机械有限公司
2013年02月18日

目 录

一、设计依据 2
二、工程概况 2
三、爆破方案选择、方法及参数计算 3
四、爆破安全校核 20
五、爆破安全警戒措施 22
六、爆破安全施工管理措施 26
七、火工材料计划 31
附图：
1. 爆区现场照片
2. 隧道开挖断面炮眼布置图
3. 隧道起爆网路图

一、设计依据
1、《爆破安全规程》（GB6722-2003）
2、《民用爆炸物品安全管理条例》
3、其他同类型工程的施工经验和工程技术总结
4、工程爆破实用手册
5、与中铁一局集团有限公司宁德沈海复线高速公路A9标项目经理部的爆破施工协议
6、福建省交通规划设计院的设计图纸
7、福建省交通规划设计院的地质勘探报告
8、《公路隧道施工技术规范》（JTJ042-94）（JTGF60）；
9、福建省公安厅关于印发《福建省公安机关民用爆炸物品行政
审批管理工作规范（试行）》的通知”闽公综【2012】582号
二、工程概况
1、概况
本工程项目为沈海复线福安段A9标段爆破工程，标段起点（YK70+840、ZK70+840.971）位于福安市潭头镇湾里岔，与A8标段对接，终点（YK79+700，ZK79+705）位于福安市康厝乡铜岩，线路总长8.860公里，石方量约为165万立方。线路主要控制点为：交溪特大桥、牛头山隧道、坑里垄大桥、福安北互通、坂中枢纽互通、铜岩隧道。其中牛头山隧道、铜岩隧道采用隧道爆破；交溪特大桥、坑里垄大桥采用基坑小直径浅孔微差爆破；福安北互通、坂中枢纽互通采用深孔松动爆破与浅孔松动爆破相结合的开挖方式。中铁一局集团有限公司宁德沈海复线高速公路A9标项目经理部委托我公司对该工程进行爆破技术设计和施工。
2、爆区环境
本工程项目标段起点位于福安市潭头镇湾里岔，终点位于福安市康厝乡铜岩，线路总长8.860公里，分八个爆区。其中需爆破的沿线各爆区距离保护物较近的有：一爆区K71+130距104国道最近距离约60m，且上下高差约15m；二爆区JK1+312距交溪河边水文站房屋（为框架结构）最近距离约145m；三爆区K73+055距110KV高压线最近距离约100m；四爆区K76+660距炉洋村（为砖混结构）民房160m；五爆区K76+920距崇福寺（为土木结构30m，距上空110kv高压线150m；六爆区K77+180距福阳居民区（为砖梁结构）50m；七爆区K77+420距上空110kv高压线140m；八爆区K76+070距五帝宫（土木结构）35m。（见附图1.爆区现场照片）
除以上爆区外，其余路段爆区周边300米范围内无需保护的建（构）筑物。
3、地形、地质
本段地处鹫峰山脉，东临东海，北与浙江省相毗邻，路线段经地区地貌较为复杂，地形总的趋势是西北高，东南低，为丘陵及山区地形夹着一些山间盆地。
本区属华南地层区东南沿海地层分区闽东地层小区，出露地层较为简单，中生代火山岩地层广布。据区域地质、工程地质调绘及钻探资料，线路经过区出露的地层岩性主要包括第四系堆积物和前四系基岩。第四系堆积物有：1、第四系全新统人工堆积物；2、第四系全新统冲洪积层；3、第四系残坡积层。前四系地层：出露主要为火成岩，公路沿线地段内发育的地层主要为燕山晚期侵入花岗岩，晚侏罗系潜火山岩的石英二长斑岩，凝灰熔岩，花岗斑岩，均为较硬质岩、坚硬岩为主。
石方开挖工程量（ 见下表）
表1 各爆区石方开挖工程量
围岩类别
区段（YK+）
长度m
方量m3
一爆区
K71+130
660
2072.4
二爆区
JK1+312
565（牛头山）
31104
三爆区
K73+055
1200
342062
四爆区
K76+660
1520
433200
五爆区
K76+920
1180
336300
六爆区
K77+188
1080
307800
七爆区
K77+420
310
88566.6
八爆区
K76+070
1978(铜岩)
108895
合计
起点（YK70+840）终点（YK79+700）
8860km（其中交溪大桥为367米）
1650000

三、爆破方法及参数设计
本设计将八个爆区归纳为三种情况，即第三、四、五、六、七爆区为路基爆破，第二、八爆区为隧道开挖爆破，第一爆区为孔桩爆破。
一、路基土石方松动爆破
1、爆破方案选择
本工程中需路基开挖的有第三、四爆区福安北互通（K73+055）、第五、六爆区坂中枢纽互通（K77+188），土石方量约为151万立方，工程石方量比较大，交通便利。故采用深孔与浅孔松动爆破相结合的方法，自上而下分层进行，根据地形、岩石结构灵活布孔，严格计算药量，控制好爆堆朝向空旷地带。在距居民区或高压线较近的爆区，对爆体表面加盖竹排、沙包、胶管联等实行多重防护。
2、爆破技术设计
2.1、先机械剥离岩体上植被覆土和全风化岩体，岩体爆破设计采用深孔与浅孔松动爆破相结合。分台阶从上到下进行爆破作业。深孔爆破台阶高度为8米，严格安爆破设计方案实施，将爆破的危害（地震波、冲击波、个别飞石控制在安全范围内。
2.2、安全警戒范围内有重要设施无法迁移时，对爆体与保护物实行三重防护，调整爆破规模，必要时实行机械破碎开挖。
2.3、每次爆破均用毫秒差导爆管雷管。
3、爆破方法及参数设计
3.1深孔爆破技术基本参数如下：
①　 最小抵抗线（W）
最小抵抗线是爆破设计中的重要参数，应从安全、经济、利于钻孔等多个方面综合考虑。本次深孔爆破钻孔孔径89mm，最小抵抗线2.5m。
②　 孔间距（a）
孔间距a=3.5m
③　 孔排距（b）
孔排距b=2.5m
④　 孔深（L）
开挖梯段台阶高度H=8m，钻孔时应超深h=1.0m;
⑤　 炸药单耗（q）
Q取0.30~0.38kg/m3,具体单耗由试爆后确定。
⑥　 单个药包药量计算
单孔药量Q=q×a×b×H
式中：q-岩石标准单耗，kg/m3。试爆取q=0.32kg/m3(由试爆后确定具体单耗)。
单孔药量：Q=0.32×3.5×2.5×8=22.4kg
⑦　 炮孔布置
深孔采用矩形或梅花形布孔方式。
3.2浅孔爆破技术设计
(1) 参数计算
孔径：d=38-42mm
台阶高度：H=4m
孔间距：a=1.2~1.4m
排间距及低抗线：w=b=1.0~1.2m
超深：h=30cm
采用梅花形或矩形布孔。
药量计算：
单孔药量：Q= q×a×b ×H
式中：q单位体积耗药量取(0.35～0.45kg/m3)岩性软取小值，岩性硬取大值，最低单耗经试爆确定。
每孔标准药量：
台阶高度4米时
Q=q×a×b ×H=0.4×1.4×1.2×4.0=2.68kg
(2)装药结构
采用连续装药结构，每次爆破的前排孔深超过2m时采用分层装药结构，（上层装40%，下层装60%），以得到良好的爆破效果并控制爆破危害效应。装药结构示意图见图1。

图1 装药结构示意图
(3)堵塞
采用密实沙土或炮泥堵塞，堵塞长度>1W。
4、起爆网路
爆破主要采用非电起爆网路，深孔爆破每孔装两发毫秒微差导爆管雷管（浅孔爆破装一发），采用不同段别雷管（1、3、5、7段）孔内微差来控制单段齐爆药量。孔外用瞬发雷管或四通连接；露天深孔爆破也可根据爆区情况在孔内装11段导爆管毫秒雷管，每排各孔采用四通连接后，排与排间采用4段导爆管毫秒雷管接力，使用导爆管起爆器起爆（见图2）。导爆管最外端接激发针，用导爆管起爆器，起爆整个网路。

图2起爆网路示意图
二、牛头山隧道、铜岩隧道隧道爆破开挖
1、隧道概况
本工程中需爆破的隧道有牛头山隧道、铜岩隧道，两条隧道净空均为10.9米×8.5米，进口端采用端墙式洞门。其中牛头山隧道长565米，铜岩隧道隧道左洞长1978米，隧道右洞长1965米，共计石方量约14万方。隧道洞身段围岩主要为中-微风化花岗岩，岩石较新鲜，岩体完整，力学强度高，需要爆破开挖。
2、隧道施工的主要技术要求
2.1严格按新奥法原理组织施工，加强监控量测工作，施工中的必测项目为：洞外观测，地表下沉量测，拱顶下沉量测，净空收敛量测、每一施工循环工作面地质描述。及时预报变位状况，以便制定加强措施，防止坍塌。
2.2施工开挖必须采用光面爆破，施工中及时核对围岩级别，尽可能减少超挖及减轻对围岩的扰动和破坏。隧道不允许有欠挖现象（V级围岩应尽量采用无爆破施工），对于V级围岩，二次衬砌要求应紧跟掌子面，III级围岩段要求在围岩变形基本稳定后施作。当围岩变形过大，初期支护力不足时，应及时加强初期支护。
2.3施工初期应做好洞口范围的排水，成洞时应选择有利的施工方法，严禁洞口大开挖，防止滑坡及坍塌。
2.4隧道进、出口成洞面地质较差。成洞面采用喷射砼、锚杆群及挂网加固稳定，进、出口结合大管棚、超前小导管、型钢支撑或超前锚杆、钢格栅拱架成洞。仰拱应采用跳槽开挖，开挖后应及时施作，尽快形成闭合环。成洞面刷坡只允许刷临时边、仰坡，待临时边仰坡按设计进行临时加固后才能开挖进洞；永久边仰坡的刷坡须待洞口二衬完成不少于20米后，方可进行。若按设计坡率边仰坡一次刷坡到位，则应按设计要求及时完成边仰坡的防护加固后，方可开挖进洞。
2.5V级围岩采用小导管预注浆超前支护，采用单侧壁导坑加上下台阶法开挖，IV级围岩采用超前锚杆进行超前预支护；V级围岩采用“Ф108管棚+注浆”预支护或小导管注浆预支护，开挖时宜采用人工挖掘，注意掌子面的观察及及时必要的支护。各级围岩开挖后应及时施作初喷砼，封闭围岩外露面，初喷厚度当初期支护设有钢支撑时不得小于4厘米，当初期支护不设钢支撑时不得小于2厘米，并紧跟掌子面，对V、IV级围岩在初喷后应立即安装钢拱架、钢筋网、锚杆等。
2.6本工程采用单向掘进施工但当两隧道爆破点相距15米时只能允许一个爆点施工，且在起爆时必须通知另一爆点施工人员撤出，绝不允许两个爆点同时施工
3、隧道开挖方案选择
3.1隧道开挖总体方案隧道围岩为V、IV、III级。V级围岩占40%主要集中在洞口处，一般采用人工或机械开挖，无法开挖的部分采用爆破开挖。IV级围岩占34%采用台阶法开挖施工，配合超前锚杆支护。III级围岩占26%采用全断面法施工。爆破施工时多分段位，控制单段药量，减少对围岩的破坏。
3.1.1该隧道采取由北向南单向、顺（反）坡掘进；
3.1.2洞外、洞脸、洞口及洞身V类围岩采取机械开挖。洞身V 类围岩采取CD法（中隔墙法）或CRD法（交叉中隔墙法）短进尺机械开挖，及时喷锚支护。对个别孤石或局部难挖处，采用小药量在加强履盖的前提下，爆破解小或弱松动后，机械挖运
3.1.3对III、IV类围岩采取短进尺、弱松动的上下台阶法开挖掘进；
3.1.4隧道周边一律采用光面爆破，以减少爆破振动对围岩的挠动和保证隧道轮廓的平整度；
3.1.5毛洞超欠挖：拱顶、侧墙超挖控制在10~15cm，地沟、地坪超挖控制在10cm以内，整个隧道不允许有欠挖。
4、隧道III级围岩开挖爆破参数设计
4.1隧道开挖总断面面积约S=70 m2，周边眼采用光面爆破。
爆破设计参数：
① 炮眼直径D=38~42 mm；
② 炮眼深度L=3.6~3.8m,平均炮眼深度按3.6米计算；
③炸药单耗：据隧道工程施工经验及有关资料，III级围岩掘进炸药单耗为1.2kg/m3。
④工作面炮眼数量：用图解法确定炮眼数量为143个（见附图. III级围岩全断面开挖炮眼布置图）
4.2炮眼数量计算（校核）
炮眼数量N= =1.2×70×0.85×0.20/0.65×0.15=146个
式中： q—炸药单耗，kg/m3;
S—巷道掘进断面积，m2；
η—炮眼利用率，η=0.85；
m—每卷炸药重量，0.15kg；
b—每卷炸药长度，0.2米；
a—炮眼平均装药系数a取为0.65。
上述计算布置炮眼数为146个，而图解法确定的炮眼数量是143个。因此取N=143个是合理的。
4.3炮眼布置
①掏槽眼：掏槽眼用来先掏出开挖面上的一部分岩石，增加临空面，改善其它炮眼爆破条件。掏槽眼开挖采用复式楔形掏槽。
考虑到岩石坚硬程度，设计采用复式楔形掏槽。有4对对称的斜眼，成对的在炮眼地集中炸出一个楔形空间。楔形掏槽眼孔口距为分别80cm、40cm，底口距分别为20cm、20cm，孔深为1.9m、3.8m。炮眼数量为16个。
②辅助眼：辅助眼用以扩大掏槽的体积，为周边眼爆破创造有利条件。辅助眼应交错均匀地布置在周边眼与掏槽眼之间，并垂直于开挖面打眼，力求爆下的石渣块体大小适合装渣要求。
辅助眼炮眼间距为0.85~0.95m，抵抗线W=0.7～0.9m，炮眼深度为3.6m，炮眼数量为72个。
③ 边眼（光面爆破）：周边眼是指沿边缘轮廓线布设的炮眼。周边眼炮眼数量为35个，炮眼间距a=0.50m，抵抗线W=0.65m，炮眼深度为3.6m，孔底向轮廓线外倾斜10cm。
④底眼：垂直于开挖面打眼，炮眼间距为0.55～0.6m ,底眼抵抗线W=0.65m，炮眼深度为3.6m，炮眼数量为20个,孔底向轮廓线外倾斜10cm。
4.4炮眼装药量计算:
爆破一次总装药量计算：Q=K·s·L·η, kg
式中： Q—爆破一次总装药量，kg；
K—爆破每岩石所需炸药消耗量，kg/m3；
L—炮眼深度，m；
s—隧道断面积，m2；
η—炮眼利用率，η=0.8-0.95。
Q=K·s·L·η=1.2×70×3.6×0.81=246.1kg
掏槽眼：Q孔1=×P=×0.15≈1.21kg/孔
Q孔1=×P=×0.15≈2.42kg/孔
辅助眼：Q孔2=×P=×0.15≈1.89kg/孔
底眼: Q孔3=×P=×0.15≈2.16kg/孔
周边眼：
光爆眼线装药密度：q线=0.3kg/m
每孔装药量：Q孔=q线×L=0.3×3.6=1.08kg
表2 隧道III级围岩全断面钻爆参数表
炮 眼 名 称
炮眼类型
掏槽炮眼
辅助眼
周边眼(光爆眼)
底眼
炮眼数量（个）
8
8
72
35
20
炮眼深度m
1.9
38
3.6
3.6
3.6
每孔装药量（kg)
1.21
2.42
1.89
1.08
2.16
每孔装药量(节）
8
16
12.5
7
14
小计装药量（kg)
9.68
19.36
136.08
37.82
43.2
起爆顺序
1
3
5、7、9
11
13
共计装药量
246.14kg
炮孔总数
143个
隧道断面面积
70m2
单耗药量
1.2kg/m3

5、隧道IV围岩台阶法开挖爆破参数设计
IV级围岩采用台阶开挖法，隧道开挖分为上下两层向前掘进，上下断面按顶板下来5.4米为界。上断面先开挖7.8米左右时，再开挖下断面。隧道总面积约73平方米，其中上断面约50平方米，下断面约23平方米。周边眼采用光爆。
5.1 IV围岩上断面爆破设计参数：
5.1.1上断面积为50 m2
①炮眼直径D=38~42 mm；
②炮眼深度L=2.6~2.8m，平均炮眼深度按2.6米计算；
③炸药单耗：据隧道工程施工经验及有关资料，IV级围岩掘进炸药单耗为1.1kg/m3。
④工作面炮眼数量：用图解法确定炮眼数量为100个（见附图：隧道炮眼布置图）
5.1.2炮眼布置：
①掏槽眼：掏槽眼用来先掏出开挖面上的一部分岩石，增加临空面，改善其它炮眼爆破条件。掏槽眼开挖采用复式楔形掏槽。
考虑到岩石坚硬程度，设计采用复式楔形掏槽。有4对对称的斜眼，成对的在炮眼地集中炸出一个楔形空间。楔形掏槽眼孔口距为分别80cm、40cm，底口距分别为20cm、20cm，孔深为1.5m、2.8m。炮眼数量为16个。
②辅助眼：辅助眼用以扩大掏槽的体积，为周边眼爆破创造有利条件。辅助眼应交错均匀地布置在周边眼与掏槽眼之间，并垂直于开挖面打眼，力求爆下的石渣块体大小适合装渣要求。
辅助眼炮眼间距为0.85~0.95m，抵抗线W=0.7～0.9m，炮眼深度为3.6m，炮眼数量为42个。
③底眼：垂直于开挖面打眼，炮眼间距为0.55～0.6m ,底眼抵抗线W=0.65m，炮眼深度为2.6m，炮眼数量为12个,孔底向轮廓线外倾斜10cm。
④周边眼（光面爆破）：周边眼是指沿边缘轮廓线布设的炮眼。周边眼炮眼数量为30个，炮眼间距a=0.50m，抵抗线W=0.65m，炮眼深度为2.6m， 孔底向轮廓线外倾斜10cm。
5.1.3炮眼装药量计算:
爆破一次总装药量计算：Q=K·s·L·η, kg
式中：Q—爆破一次总装药量，kg；
K—爆破每岩石所需炸药消耗量，kg/m3；
L—炮眼深度，m；
s—隧道断面积，m2；
η—炮眼利用率，η=0.8-0.95。
Q=K·s·L·η=1.1×50×2.6×0.85=121kg
掏槽眼：Q孔1=×P=(1.5×0.80)/0.2×0.15≈0.9kg/孔
Q孔1=×P=(2.8×0.8)/0.2×0.15≈1.68kg/孔
辅助眼：Q孔2=×P=(2.6×0.65)/0.2×0.15≈1.27kg/孔
底眼: Q孔3=×P=(2.6×0.75)/0.2×0.15≈1.5kg/孔
周边眼：
光爆眼线装药密度：q线=0.25kg/m
每孔装药量：Q孔=q线×L=0.3×3.6=0.65kg
表3 IV级围岩上断面钻爆参数表
炮 眼 名 称
炮眼类型
掏槽炮眼
辅助眼
周边眼(光爆眼)
底眼
炮眼数量（个）
8
8
42
30
12
炮眼深度m
1.5
2.8
2.6
2.6
2.6
每孔装药量（kg)
0.9
1.68
1.27
0.65
1.5
每孔装药量(节）
8
16
12.5
7
14
小计装药量（kg)
7.2
13.44
53.34
19.5
18
起爆顺序
1
3
5、7
9
11
共计装药量
111.48kg
炮孔总数
100
隧道断面面积
50
单耗药量
1.16

5.2 IV围岩下断面爆破设计参数
5.2.1下断面积为20 m2
①炮眼直径D=38~42 mm；
②炮眼深度L=2.6~2.8m,平均炮眼深度按2.6米计算；
③炸药单耗：据隧道工程施工经验及有关资料，IV级围岩掘进炸药单耗为1.1kg/m3。
④工作面炮眼数量：用图解法确定炮眼数量为44个。
5.2.2炮眼布置：
①扩槽眼：扩槽眼用以扩大掏槽的体积，为周边眼爆破创造有利条件。垂直于开挖面打眼，力求爆下的石渣块体大小适合装渣运输。
扩槽眼间距0.85~0.9 m，炮眼深度为2.6米，炮眼数量为20个。
②底眼：垂直于开挖面打眼，炮眼间距为0.55～0.6m ,底眼抵抗线W=0.65m，炮眼深度为2.6m，炮眼数量为16个,孔底向轮廓线外倾斜10cm。
③周边眼（光面爆破）：周边眼是指沿边缘轮廓线布设的炮眼。周边眼炮眼数量为8个，炮眼间距a=0.50m，抵抗线W=0.65m，炮眼深度为2.6m，孔底向轮廓线外倾斜5cm。
5.2.3炮眼装药量计算:
扩槽眼：Q孔1=×P=(2.6×0.60)/0.2×0.15≈1.17kg/
底眼: Q孔3=×P=(2.6×0.75)/0.2×0.15≈1.46kg/孔
周边眼：
光爆眼线装药密度：q线=0.25kg/m
每孔装药量：Q孔=q线×L=0.3×3.6=0.65kg
表4 IV级围岩下断面钻爆参数表
炮 眼 名 称
炮眼类型
扩槽炮眼
周边眼(光爆眼)
底眼
炮眼数量（个）
20
8
16
炮眼深度m
2.6
2.6
2.6
每孔装药量（kg)
1.17
0.65

1.46
每孔装药量(节）
8
4.5
10
小计装药量（kg)
23.4
5.2
23.36
起爆顺序
1、3
5
7
共计装药量
51.96kg
炮孔总数
44
隧道断面面积
23
单耗药量
1.04
6、起爆方法
①采用毫秒微差导爆管雷管一次起爆方法
炮眼起爆顺序为：掏槽眼——辅助眼——底眼——周边眼，所以应选用多段毫秒导爆管雷管起爆。
②起爆网路：导爆管毫秒雷管孔内延时簇联起爆网路，采用导爆管雷管将各孔外的导爆管簇连，簇连的导爆管每把不多于15根。光爆孔采用导爆索连接，再用导爆管雷管起爆导爆索，采用高能脉冲起爆器来起爆网路。
7、隧道施工通风、排烟
7.1通风布置图见图3.

图3 隧道通风布置图
7.2洞内施工应采取通风、洒水等防尘措施，搞好个人防护并定期测试粉尘和有害气体的浓度。
7.3爆破后立即开动通风机向洞内送风排烟。通风量计算原则：平均风速0.15m/s，爆破30min排烟完毕。每人每分钟供应3m3新鲜风。

三、交溪特大桥、坑里垄大桥孔桩小直径浅孔微差爆破
1、概况
交溪特大桥、坑里垄大桥，全长806.5米，位于R=710米的圆曲线和缓和曲线、直线上。交溪特大桥跨交溪和G104国道，坑里垄大桥在长汀村与福安北互通与G104线连接，由于大桥地势陡峭，工作面受限，不便展开钻孔施工，采用机械钻孔不可行。因此决定采用人工配合爆破作业成孔。由于人工挖孔桩入岩爆破施工时，自由面狭小、作业面较深、岩石的夹制力较大，中风化层以上地段成孔时，受流沙、流泥的影响，有些地段护壁质量较差抗震能力小。所以孔桩入岩爆破采用小直径浅孔微差爆破。
桩基入岩爆破参数不同于自由面大的隧道爆破参数，但可参照矿山竖井开挖时的一些爆破参数。其实际值应根据所爆破的孔桩直径、岩石的物理学性能、岩石的风化程度、岩石的结构组分、内聚力、裂隙性、特别是岩石的变形性及其动力特性、以及所用炸药的性能来确定。
2、单位用药量系数
桩孔入岩爆破的岩石为中、微风化，桩孔直径为Φ1.6m、Φ1.8m、Φ2.0m、Φ2.2m、Φ2.5m。周边对所爆破岩石的约束力大。根据孔桩工程入岩的爆破参数类对比、修正，得出单位用药量系数K如下表：
表5 岩石单位用药量系数
岩石类别
岩石坚固性系数（f）
单位用药量系数（g/m3）
强-中风化
4—6
1200-1600
中风化
6—7
1600-2000
中-微风化
7—8
2000-2400
微风化
8—10
2400-3000

3、炮眼间距
桩孔入岩采用手持式气动凿岩机钻眼，炮眼直径d=32-42mm，间距按a=（15-20）d布置，即a=500-800mm。
4、炮眼深度与循环进尺
在桩孔入岩爆破中，岩石的周边夹制力大，炮眼利用率低。一般炮眼深度L取孔桩直径D的0.6-0.8倍，即L=（0.6-0.8）D。其中掏槽眼应比周边眼加深100-200mm。孔桩爆破炮眼的利用率η一般可以达到85-95%，则循环进尺L′=ηL=（0.85-0.95）L。
5、炮眼布置
在小直径孔桩爆破中，工作面通常按掏槽眼3-4个，辅助眼4-6个，周边眼7-13个。其中掏槽眼按照锥形布置，倾角10-15°；辅助眼和周边眼多用垂直眼，周边眼距孔桩护壁100-200mm均匀布置。

图4 桩基爆破炮孔布置示意图

6、装药量计算
①每循环进尺所需用药量Q=（πD2/4）×L×K
式中：Q—每循环进尺用药量（g）
K—单位用药量系数，见表5g/m3）
D—孔桩掘进直径，（m）
L—炮眼的平均深度，（m）
②单孔理论装药量q=Q/N
式中：q—单孔理论装药量（g）
Q—每循环进尺用药量（g）
N—工作面炮眼数量（个）
6、装药量的分配
一般情况下，掏槽眼的药量qt比周边眼及辅助眼药量qb多装20-25%
qt=（1.2-1.25）q
qb=（0.85-0.95）q
式中：qt—掏槽眼装药量，（g）
qb—周边眼装药量，（g）
7、爆破施工参数
结合本项目相应设计图纸及其相关规范，炮眼深度及装药量见下表。
表6炮孔参数表
序号
桩径（m）
一般 炮眼 深度（m）
掏槽 眼深 度m）
炮眼设置（个）
装药量（g）
掏槽眼
辅助眼
周边眼
强-中风化
中风化
中-微风化
微风化
1
1.6
1.28
1.48
2
3
4
3600
4700
5700
7000
2
1.8
1.44
1.64
4
4
5
4200
5400
6600
8100
3
2
1.6
1.8
4
4
6
7100
9100
11000
14000
4
2.2
1.76
1.96
4
5
7
9400
12000
15000
18000
5
2.5
2
2.2
4
6
8
13800
17700
22000
26500
8、起爆方法
①采用毫秒微差导爆管雷管一次起爆方法
炮眼起爆顺序为：掏槽眼—辅助眼—周边眼，所以应选用多段毫秒导爆管雷管起爆。
②起爆网路：导爆管毫秒雷管孔内延时簇联起爆网路，采用导爆管雷管将各孔外的导爆管簇连，簇连的导爆管每把不多于10根。采用高能脉冲起爆器来起爆网路。
9、防护措施
在基坑口处加盖钢筋网、沙袋等实行多重防护。
四、 爆破安全校核
爆破安全技术措施有二个方面：一是施爆过程中的安全，二是爆破个别飞石、地震波、空气冲击波、爆破烟尘方面的安全。本工程通过精心设计、精心施工、严格控制，达到既能满足工程需要，又能保证安全要求的目的。
1.1爆破震动的安全校核
根据国家标准《爆破安全规程》中的规定，各种类型的建、构筑物的地面振动安全振速，对于一般砖混结构房屋按2cm/s进行爆破振动安全验算。
爆破震动安全距离按下式计算：

式中：Q—最大一段药量；
V—地震安全速度，框架、砖混结构房屋取V=2cm/s，石砌房、土坯房、砖木结构房取V=0.5cm/s；
K、a为有关系数 K=150、a=1.5；
不同距离下的最大单段允许药量校核表如下，最大单段允许爆破药量校核表(单位：kg)
表7 距离和最大药量关系表
距离(m)
震速控制
30
50
80
100
125
150
200
2.0cm/s
4.8
22.2
91.0
177.7
347.2
599.7
1421.6
0.5cm/s
0.3
1.4
5.6
11.1
21.7
37.5
88.0
1.2爆破飞石的安全距离按公式
个别飞石的安全距离计算公式为：　　　　
式中：n—爆破作用指数，可取0.8；
　　 W—最小抵抗线，m；
　　 kf—与地形、风向等有关的系数，一般可取1.1~1.5。
经计算Rf =32m。在正常情况下飞石半径为32m以内，本工程为确保安全，合理选定抵抗线方向，使被保护对象避开飞石主方向，从而最大限度地使被保护对象免受飞石危害，且选择强度高、质量大、韧性好的材料将爆区覆盖，防止飞石产生。人员和贵重设备撤离到安全警戒线外，人员撤到洞外隐蔽处，人员必须撤出300米外。
1.3隧道爆破有害气体安全允许距离计算公式：
有害气体的安全距离按公式计算
式中：Rg—有毒气体的安全距离（m）；
k—通风系数，通风时0.84，不通风时取1，本次取1计算；
і—爆破工作面相通连的隧道数目有关的值,取1.0；
Q—炸药量（kg），一个断面最大的总药量为241.8kg；
b—每千克炸药产生的有毒气体量，一般为0.9m3/kg；
∑∆—爆区炮烟通往附近巷道的总体积（m3），取1；
S—作业断面面积m，隧道断面积S＝70m2。
经计算：R＝(0.833×1×1.0×241.8×0.9)/70=2.58m
也就是说爆破后，爆破作业后炮烟在2.58m范围内是有毒气会至人于死亡，需做好隧道排气通风工作，经通风排烟，不得少于15分钟并确认安全后，经现场指挥员批准方能进入作业区。
1.4爆破冲击波影响
隧道爆破，为了避免人员受到空气冲击波的伤害,规定爆破必须将洞内人员撤离至洞外安全警戒范围之外，最好为安全隐蔽处。
五、 爆破安全警戒措施
5.1 爆破安全警戒
5.1.1 组织
成立爆破指挥组，施工单位负责爆破范围内的现场安全及警戒，协调地方关系及人员、设备撤离，爆破的一切指挥由指挥组统一发出。
5.1.2 警戒范围
安全警戒范围按规程规定取200米，该距离由每个爆破工作面的最边缘向外开始算起。爆破工作开始前，应在危险区外围设置明显标志。
5.1.3 警戒人员
起爆前在爆区四周根据地形环境设置足够的警戒点对警戒范围内进行戒严，禁止任何人员进入爆区，每个警戒点根据其附近条件委派1-2进行安全警戒。
5.1.4 安全警戒措施
装药前必须对装药区域四周五十米范围进行安全警戒，除爆破员、安全员及爆破技术人员在现场进行装药外，其余人员一律不得进入。
警戒点必须事先设定，并有专人负责。警戒点之间要通视，用对讲机保持密切联系。爆破警戒开始后，要同时发出视觉(红旗)和声响(警报)信号，每日在计划爆破装药前，挂红旗，以示警报，告知周围单位、居民和施工人员等，爆破时不得进入安全警戒范围内。
爆破采用电起爆，起爆器由专人(指定的爆破员)保管和使用。爆后进行安全检查，确定无爆炸危险后，解除警戒。
爆前半小时各警戒点人员必须到位，并用对讲机与指挥组保持联系。在爆区内的人员、设备在爆前做好撤退准备，在起爆前撤退出安全区域。
爆破指挥组与起爆站设在安全隐蔽处。
5.1.5 爆破时间规定
爆破时需对爆区附近村道进行警戒，暂定每日上午10:30～11:30或下午15:30～16:30时间段为爆破时间，具体时间与有关部门协商后确定。
5.1.6爆破信号规定
每日在计划爆破的部位，树立起一面红旗(或设置警报器)，告示该地区有爆破。
5.1.7爆破警报规定
第一次警报：两长音
第一次警报拉响后，用扩音器报送爆破部位，提示人员、设备撤退，提示爆破作业人员作好准备，各警戒人员必须到达指定警戒位置，各单位场内负责清场的警戒人员，开始由内向外清场。
第一次警报后约l0分钟，各警戒点断隔交通。场内清场人员逐层清理，到达安全警戒区，用对讲机向指挥中心报告安全警戒工作完成情况。
爆破人员进行起爆网检查
起爆网路检查完成后，向爆破负责人报告起爆准备结束情况。
第二次警报：三声短音 起爆信号，开始爆破。
第二次警报后，爆破负责人根据各警戒人员的联系结果，最终确定起爆时间。原则第二次警报后10～20分钟开始起爆。
各施式单位必须严格遵守本项规定。
第三次警报：一声长音解除警报
爆破后10分钟，各单位安全负责人及爆破负责人进入检查区进行爆破后安全检查，确认无瞎炮后向爆破中心发出解除警报要求。
爆破指挥中心与各单位安全检查人员联系，确认爆破正常后，发出第三声解除警报。
原则规定，爆破后10～20分钟发出解除警戒。
5.1.8爆破后检查、处理
①爆破后边坡围岩地质情况、爆破效果。
②爆堆稳定情况。
③是否有盲炮。
5.1.9瞎炮处理
当班发生的瞎炮，原则上当班处理完。
凡当日无法处理的瞎炮必须在瞎炮区设置临时警戒线，明确值班人员防守。
较大规模的瞎炮处理方案应编制处理方案，报送监理工程师审核。
爆破区发生的瞎炮，必须通过监理工程师到场检查，任何单位不得隐瞒瞎炮事故。
由爆破专业人员进行盲炮处理，无关人员禁止进入爆破作业区。
5.1.10爆破应急措施
①在施工中，必须有专职安全员进行监督，检查执证上岗情况，杜绝违章作业，避免安全隐患。
②爆破前切断警戒区临时设施电源，熄灭所有明火，做好防火工作，爆前与当地医院联系，准备好必备的药品及搭救设备，并制定医疗抢救措施，安排一辆救护车待命，若发生工伤事故，及时抢救。
5.2 爆破指挥组织机构
以上各项工序工作，预防各种事故，已有详尽安全技术规定防范，为防止意外事故的发生，指挥组专设了应急处理职能组，处理各种意外事故。
爆破施爆组织管理工作牵涉面宽，专业技术性强，组织纪律性要求高，而且具有一定的风险性，根据有关规定建议由有关部门和施工单位联合组成爆破指挥组，便于组织、管理、协调。
①爆破工程指挥：负责全面管理与指挥。
②爆破施工技术组：负责解决爆破技术问题，负责钻孔的检查，指挥记录装药、安装雷管、引爆线路、检测、起爆等工作。

③爆破安全保卫组：负责施爆现场内外的安全警戒保卫工作，由指挥部请公安部门主持安排。
④群众工作组：负责爆区警区周围居民及机械设备的撤离工作。
⑤后勤组：负责参加爆破人员的交通、生活、工作，确保供应爆破工作所需的一切材料、器具、设备等工作。
六、爆破安全施工管理措施
6.1 本工程施工操作中，各工种应严格遵守以下安全规范
《爆破安全规程》GB6722—2003
《施工现场临时用电安全规范》JGJ46—2005
《建筑机械使用安全技术规程》JGT33—200J
以及国家、省、市颁发的其它相关的有关安全规范和规定。
6.2 建立施工现场安全检查制度
6.2.1 建立以工地负责人领导参加的包括施工员、安全员，各工种操作人员组成的安全领导小组，并组在安全管理小组，以监督各分项工程施工中的施工安全。
6.2.2 在施工中还应建立健全各工程的安全生产岗位责任制，做好安全技术交底并履行手续，安全宣传教育，安全检查，安全设施验收的安全管理工作。
6.2.3 安全技术交底应由施工员，专职安全员向各工种班组进行书面交底，各作业班组在未接到安全技术交底任务书时不得开工作业。
6.2.4 各工种使用的机械设备应按其技术性能要求正确使用，缺少安全装置或安全装置不灵的机械设备不得使用。
6.2.5 施工平面布置，施工道路，临时设施，临时用电、用水、主要施工机械设备及工地办公