隧道爆破专项施工方案文档格式.docx

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Ⅰ级；

〔2〕正线数目：

单线，预留双线条件；

〔3〕设计旅客列车速度：

160km/h；

〔4〕最小曲线半径：

普通地段2000米，困难地段1600米。

〔5〕限制坡度：

衢州至政和段6‰、政和至宁德段13‰。

〔6〕牵引种类：

电力。

〔7〕机车类型：

客机：

HXD3D、CRH型动车组；

货机：

HXD3。

〔8〕牵引质量：

4000t。

〔9〕到发线有效长度：

850m、双机880m。

〔10〕闭塞方式：

自动站间闭塞。

〔11〕修建限界：

电力牵引时速160km客货共线铁路修建限界。

1.3适用范围

QNFJZQ-I标隧道爆破施工。

2工程概略

2.1工程概略

新建铁路衢州至宁德铁路起自沪昆铁路衢州站中心DK0+000〔=沪昆K443+800.06〕，终于沿海铁路宁德站中心DK391+284.709〔沿海铁路K794+574.250〕，正线全长379.169km。

新建铁路衢州至宁德铁路〔福建段〕由闽浙省界至松溪县城以东2km设松溪站，至政和县城以南3km设政和站，至建瓯市水源乡设建瓯东站，绕避白水洋～鸳鸯溪国度级景色名胜区、穿越鹫峰山脉至屏南县上培村设屏南站，至周宁县咸村镇设周宁站，至宁德蕉城区九都镇设蕉城站后引入沿海铁路宁德站。

福建省境内正线长172.056km。

宁德地域下行客车疏解线长度7.07km,仓西至宁德北货车联络线长度6.879km。

其中，DK224+200至DK239+300段为福建段先期工程段。

全线隧道合计8座，全长7056.4km。

其中L≤1km的隧道6座2264.28m，1＜L≤2km的隧道1座1331.62m，3km≤L的隧道1座3460.5m。

最长隧道为寨岭隧道，全长3460.5m。

2.2水文地质概略

松溪为闽江二级主流，发源于浙闽边界洞宫山庆元县境的凤岗尖西麓，凤岗尖主峰海拔1577.5m，河流出源口海拔约1410m。

河源段称杨楼溪，出源后北流过杨楼，至北湾坑口折西北，至半溪又折西南流，至黄坑口转向西北流，在兰溪桥与北源后广溪集合后称松源溪。

转西南流，至应岭尾转向西流，经松源镇、屏都镇，在马蹄岙电站下游约1km处出庆元县境，出境点河床高程约246m。

出境后继续西流，在坑下桥右岸纳竹口溪始称松溪，转西南流，在松溪县河东左纳里溪，过松溪县城，右岸汇入杉溪，继续西南流，至政和县郑源转南流，在西津左纳七星溪，过川石至建瓯市东游镇转西南流，过建瓯郊区后汇入建溪。

在松源溪丽水市庆元县境以上有集水面积749.1km2，其中庆元县境内有集水面积625.59km2，主流长度65.06km，河段平均比降17.89‰。

七星溪是松溪的一大主流，属建溪水系，闽激流域，是政和县主要河流之一，它发源于外屯乡黄坑村的青丝岭，由东向西流经黄坑、九房、湖屯、洋屯、外屯、东峰、姜屯、熊山、官湖、松源、工农〔倪屯〕、石屯、洋后、长城、王山口等四个乡镇15个村在西津村汇入松溪。

流域面积728km2，全长64.8km，平均坡降4.6%，每年平均径流量7.35亿立方米，每年平均流量23.3m3/s。

主流域上建有外屯电站，城关电站和灌溉200公顷以上的幸福渠道引水工程，其援用流量1.5m3/s。

百年一遇洪水Ｐ＝1％洪峰流量为2210m3/s、五十年一遇洪水Ｐ＝2％洪峰流量为1880m3/s、二十年一遇洪水Ｐ＝5％洪峰流量为1420m3/s。

2.3气候

本标段所在地属中亚热带陆地性季习尚候，光能充足，热量丰厚，雨水充沛，境内山地丘陵多，盆谷平原整齐，地形破碎复杂，在局部地域具有包括南亚热带，以及南温带的多种多样的农业气候类型。

平均每年台风4次，最微风力12级以上。

3明洞段钻爆设计

隧道洞口段明挖与路堑开挖一同停止，隧道进、出口开挖长度、宽度、高度依据设计要求确定，开挖边坡坡比满足设计要求，隧道洞口段采用梯段爆破，实施小型松动控制爆破，边坡采用预裂爆破，预裂孔一次成形，爆破孔采用分层梯段爆破，分层高度最大为3.0m。

3.1设计原那么

〔1〕开挖爆破孔深度小于等于5m为浅孔，开挖爆破孔深度大于5m为深孔。

〔2〕为保证平安，飞石要尽能够控制在30m以内。

〔3〕为增加对周边结构物的爆破震动效应，采用边坡预裂微差起爆技术，严厉控制单响药量。

〔4〕选择合理的孔网参数及施工处置技术，以取得良好的爆破效果。

3.2设计参数

3.2.1主爆孔参数

〔1〕台阶高度H、孔距a、排距b的取值：

由于隧道明洞段地质岩层为粉质黏土、全风化、强风化及弱风化粉砂岩等破碎围岩，爆破压力波能够窜孔，削弱爆破效果，采取小药量、密集孔方式。

主爆破孔采用φ78mm潜孔钻钻孔。

最小抵抗线：

〔0.5～0.9〕H，分层高度H按3米计算。

W=1.5～2.7米，本次取2.0米。

炮孔间距a：

依据阅历公式a=〔0.8～0.9〕W=1.6～1.8米，本处取1.7米。

炮孔排距b：

依据阅历公式b=〔0.8～1.2〕W=1.6～2.4米，本处取2.0米。

〔2〕钻孔深度：

由于本地岩层均为坚实岩石，故h=〔0.85～0.95〕H=2.55～2.85米，本处取2.7m。

〔3〕单孔装药量：

依据现场状况，采用松动爆破方式，那么单孔装药量Q=0.33qabh

其中：

e为炸药换算系数，本处取1.0。

q为炸药单位消耗量〔1.6～1.85kg/m3〕,本处取1.6kg/m3。

那么Q=0.33×

1.0×

1.6×

1.7×

2.0×

2.7=4.85kg。

〔4〕装药长度L1：

L1=Q/q1

其中q1为每m药包的重量，查表q1=2.0kg/m〔采用50mm乳化炸药〕；

那么L1=4.85/2.0=2.425m。

依据计算，本爆破设计开挖主爆孔相关参数确定为：

台阶高度H选3m，钻孔深度L为2.7m，前排底盘抵抗线Ｗ距离为2.0m，孔距a取1.7，孔排距b取2.0m，单孔装药4.85kg，装药长度2.425m，装药结构为延续集中装药。

3.2.2起爆网络

预裂爆破孔采用10孔一段，单响药量控制在50kg以内。

为便于网络结合及增加爆破后冲作用对坡面的影响，以及控制抛石、飞石，排数控制在10排，最大一段起爆药量不大于300kg，逐渐递减至临近设计边坡缓冲孔爆破时，不大于100kg。

采用梅花形布孔排间微差起爆方式，采用非电毫秒延期，导爆管传爆、引爆方式联接。

关于段数过多，能够出现〝串段〞或〝重段〞现象，采用孔外延期接力传爆，保证最大段装药量控制在300kg范围内。

爆破时严厉依照先起爆预裂孔，再起爆主爆孔，最后起爆缓冲孔的起爆顺序，严厉控制药量，爆破后的地表缝宽不大于1cm，预裂面不平整度不大于15cm，孔壁表层不发生严重的爆分裂隙。

3.2.3装药结构设计

主爆孔采用乳化炸药延续耦合装药结构，预裂孔采用距离不耦合装药结构，不耦合系数2.0。

（a）主爆孔（b）预裂孔

装药布置结构表示图

3.2.4爆破平安技术

爆破发生的飞石及空气冲击波对周围环境会发生危害，故采取有效措施控制爆破的震动效应是施工重点处置的效果。

依据实践状况，采用控制单响药量和边坡预裂技术来增加爆破震动效应〔依据阅历边坡预裂爆破可将震动效应增加40%〕。

从爆破源到被维护物的距离应保证被维护物不受爆破震举措用的破坏，这段距离称为爆破地震平安距离。

可按下式计算：

式中：

R——爆破地震平安距离，m；

Q——炸药量，kg，明挖单响药量最大50kg；

υ——平安震动速度，普通砖房，非抗震的大型修建物为2～3cm/s；

m——药量指数，集中药包取1/3；

K、a——与爆破点地形、地质等条件有关系数和衰减指数，中硬岩石K=150～250，a=1.5～1.8；

由此计算得R=42.99～50m，即爆破对修建物地震波影响平安距离为50m。

3.2.5爆破飞石防护措施

从现场看，飞石距离大于修建物平安距离，需对一般飞石停止防护，防护措施如下：

〔1〕严厉按设计停止施工；

〔2〕孔口停止掩盖防护〔掩盖沙包、柴禾或稻草、毛竹片、钢丝网等〕；

〔3〕保证梗塞长度和梗塞质量；

〔4〕合理调整自在面，控制飞石方向。

〔5〕必要时需对周边变压器、民房等采取防护措施，详细为在变压器、民房朝向爆破区方向搭设钢管排架，排架上挂两层毛竹排。

防护表示图

4隧道洞身爆破设计

4.1爆破方式

隧道断面开挖采用〝新奥法〞停止施工，严厉依照〝弱爆破〞、〝短进尺〞、〝勤量测〞、〝早支护〞原那么停止施工。

充沛发扬围岩的自承才干，减轻对围岩的震动破坏。

依据围岩级别及施工工法要求，Ⅱ、Ⅲ级围岩采用全断面光面爆破，IV、IV围岩采用三台阶光面爆破，局部围岩采用预裂爆破。

4.2爆破器材选用

依据开挖断面方式及本标段地质状况爆破器材选用：

有水地段周边眼采用防水乳化炸药，无水地段采用2号岩石硝铵炸药，周边眼采用φ25×

250㎜规格的炸药，人工钻眼采用φ32×

250规格的炸药，钻孔台车钻爆，内圈眼采用φ32×

250㎜规格的药卷，掏槽眼、掘进眼、底板眼采用φ32×

250㎜药卷，毫秒管用1-15段非电毫秒雷管，传爆资料采用导爆管、光爆线。

爆破工艺流程图

4.3爆破器材的运用

〔1〕起爆器选择K73-3D型多功用起爆器，能完成400米引线距离引爆导爆管雷管。

爆破现场添加一个击发头，引线距离可达1000米.为爆破作业节省少量的导爆管，从而降低了爆破作业本钱。

该仪器平安牢靠，操作简便。

〔2〕装药时，要严厉按爆破设计规则的爆破器材类别和药量装药，并梗塞炮泥，装药与钻孔不得平行作业，装药与钻孔必需自上而下停止。

〔3〕网络衔接好后，必需先反省连线能否正确，以下图为爆破网络的正确与错误衔接方式。

〔4〕连线反省终了并确认后，由经过专业培训并取得相关资质的人员操作起爆器起爆。

起爆时，左手握机体、右手握钥匙，反时针转动是充电，起爆器指示灯亮后，顺时针方向旋转，用力要迅速，转动角度要到达止境处。

〔5〕电力起爆连线前，母线与起爆器的衔接端必需扭结成短路，并应反省开挖任务面及母线沿经地段的杂散电流，假定大于30mA，应查明缘由，采取平安措施后，允许停止网路衔接。

〔6〕通电后假定网路拒爆，爆破员必需先从起爆器上取下钥匙，并将母线从起爆器上摘下，扭结成短路，至少再等15min后，允许沿线路反省，找出缘由。

4.4装药量计算

光面爆破装药量的计算，主要是确定周边目光爆层炮眼装药集中度，即以kg/m表示，普通采用实验方法求得或从同类工程中选取。

隧道开挖爆破总装药按以下公式计算：

Q=qSLη

Q—按定额确定的一茬炮所需求的总装药量〔kg〕；

q--按定额确定的单位炸药消耗量〔kg/m3〕；

S—隧道断面积〔m2〕；

L—炮孔平均深度〔m〕；

η—炮眼应用率；

式中q值选取可参照2#岩石乳化炸药的功用目的值。

依据阅历，普通在光面爆破中采用0.8~1.1g/cm3。

2#岩石乳化炸药功用目的

项目

密度g/cm3

猛度mm≥

爆速m/s≥

爆力ml≥

殉暴距离cm≥

运用有效期月

功用目的

0.95-1.30

16

4200

280

5

6

各级围岩每循环爆破运用炸药总装药量计算如下表：

每循环爆破运用炸药总装药量计算表

序号

围岩类别

q（kg/m3）

η

L〔m〕

S〔m2〕

Q（kg）

备注

1

Ⅱ

1.02

0.96

3.0

56.01

164.5

全断面

2

Ⅲ

62.16

182.8

3

Ⅳ

1.0/0.8

2.7

38.4

/29

99.5/60.1

下台阶

/下台阶

4

Ⅴ

1.04/0.5/1

0.9/1.8/1.8

26.56/31.15/13.88

26.5/26.9/23.9

下台阶/中台阶

4.5开挖断面的炮孔数量及布置

依据波尔建议公式，开挖断面的炮孔数量按以下公式计算：

N=a1+a2S（取整数值，不含空眼数〕

a1、a2—由岩体可爆水平确定的系数，见下表,S—开挖隧道断面面积〔m2〕

a1，a2值

岩体性质

a1

a2

易爆的

25.1

0.62

中等可爆的

30.9

1.00

难爆的

37.6

1.36

上述公式为波尔建议公式，在国际运用小炮孔的2号岩石炸药时，系数a1偏小，应添加1～2倍方能运用。

各级围岩开挖断面的炮孔数量如下：

N〔个〕

37.6×

1.5

133

141

30.9×

67.42

114

25.1×

70.8

82

依据波尔建议公式，结合实践施工阅历，以及设计对临近既有线爆破对爆破震速的控制到达5cm·

s的要求，各级围岩开挖断面实践炮孔布置数量按下表布置:

隧道各级围岩炮孔布置表

围岩

类别

周边眼〔个〕

掏槽眼〔个〕

辅佐眼〔个〕

底板眼（个）

算计〔个〕

43

20

58

14

135

47

72

29

97上/55下

50

12

46

30

69上/39中/32下

〔1〕掏槽孔

Q1=η•L•r

η——炮孔装药系数，取η=0.9

L——孔深，LⅢ=3.2m、LIV＝2.9m、LV＝1.1m

r——每米长度炸药量，r=0.78kg/m

经计算：

Ⅲ级围岩Q=η•L•r=0.9*3.2*0.78kg=2.25kg，取2.3kg。

Ⅳ级围岩Q=η•L•r=0.9*3.2*0.78kg=2.03kg，取2.0kg。

Ⅴ级围岩Q=η•L•r=0.9*3.2*0.78kg=0.77kg，取0.7kg。

〔2〕辅佐孔

Ⅲ级围岩QⅢ=η•L•r=0.8*3*0.78=1.872kg取QⅢ=1.8kg

Ⅳ级围岩QIV=η•L•r=0.8*2.7*0.78=1.68kg取QIV=1.6kg

Ⅴ级围岩QV=η•L•r=0.7*0.8*0.78=0.437kg取QV=0.4kg

〔3〕光爆孔

通常为辅佐孔的1/3～1/4，Ⅲ级围岩QⅢ＝0.6，Ⅳ级围岩QIV=0.5kg，Ⅴ级围岩QV=0.2kg

4.6光面爆破

严厉控制周边眼的装药量，采用合理的装药结构，尽能够使药沿炮眼平均散布，这是完成光面爆破的重要条件。

在光面爆破中，炮眼间距、最小抵抗线、炮眼密集系数、装药密度是相互制约的。

〔1〕炮眼深度

炮眼深度受开挖面大小的影响，炮眼过深，周边岩石的夹制造用较大，故炮眼深度不宜过大，普通最大炮眼深度取断面宽度〔或高度〕的0.5～0.7倍，同时思索到Ⅲ级围岩每循环掘进普通不超越3.0m，故Ⅲ级围岩钻孔深度取3.0m。

钻孔采用YT-28风钻，炮眼孔径为φ42mm，为克制及增加岩石的夹制造用，除掏槽眼和底眼深度L=3.2米外，其他周边眼、辅佐眼等炮孔深度L=3.0米。

〔2〕光面爆破不耦合系数〔D〕及装药直径〔d〕

炮眼直径与药卷直径之比称为不巧合系数，适宜的周边眼不巧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，实际与实际证明，当岩石种类为软岩时，不巧合系数在2.0～2.5范围时，缓冲作用最正确，光爆效果最好。

在实践运用进程中，周边眼采用直径为25mm的2号岩石乳化炸药，乳化炸药沿长度方向对半切〔相当于φ20小药卷〕，即周边眼的不耦合系数D=42/20=2.1，契合D=2.0～2.5的要求。

〔3〕周边眼间距E、最小抵抗线W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，光爆眼所遭到的夹制造用小，岩石比拟容易崩落，最小抵抗线可以大些；

断面小，光爆眼所遭到的夹制造用大，最小抵抗线可以小些。

最小抵抗线与岩石的性质和地质结构也有关，稳固岩石最小抵抗线可小些，坚实破碎的岩石最小抵抗线可大些。

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要素。

光面爆破参数表

岩石种类

周边眼间距E（cm）

周边眼最小抵抗W（cm）

相对距离E/W

装药集中度q（kg/m）

极硬岩

50～60

55～75

0.8～0.85

0.25～0.3

硬岩

40～50

0.15～0.25

软质岩

35～45

45～60

0.75～0.8

0.07～0.12

4.6.1单线全断面光面爆破

炮眼称号

炮眼编号

炮眼深度（m）

药卷规格

炮眼数量（个〕

单眼装药量〔kg）

总药量〔kg〕

起爆顺序

掏槽眼

3.2

Φ32

10

2.3

23

斜眼

辅佐眼

8

2.0

直眼

7

19

1.8

34.2

9

31

1.6

49.6

周边眼

11

Φ25

0.6

25.8

底板眼

13

0.8

11.2

算计

409

开挖断面

62.16m2

估量循环进尺

2.7m

爆破方量

186.48m3

炮眼应用率

96%

炸药单耗

0.98kg/m3

雷管单耗

0.739发/m3

比钻眼量

2.237m/m3

图Ⅱ、Ⅲ级围岩光面爆破炮眼布置图

Ⅱ、Ⅲ级围岩掏槽眼布置图

4.6.2单线台阶法爆破

4.6.2.1单线IV级围岩爆破参数

〔1〕下台阶爆破参数

2.9

17.6

25

40

0.5

6.4

214.1

79

106.2

38.4m2

2.4m

103.68m3

1.02kg/m3

0.74发/m3

2.06m/m3

（2）下台阶爆破参数

中空眼

Φ102

14.4

12.8

Φ25Φ32

145.8

54

59.8

29.00m2

78.3m3

0.76kg/m3

0.69发/m3

1.86m/m3

下台阶炮眼布置图

4.6.2.2单线V级围岩爆破参数

1.1

0.7

4.2

0.9

0.4

2.8

4.4

0.2

59.1

63

23.8

26.56m2

0.8m

23.904m3

0.996kg/m3

2.64发/m3

2.47m/m3

〔2〕中台阶爆破参数

9.9

0.3

27.2