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1、爆破方案申请审查表工程建设单位：中交四公局第二工程有限公司重庆三环铜永段土建四标项目经理部（公章）爆破施工单位：重庆市海洲实业有限公司（公章）重庆公安局制目录1、爆破方案审查表2、爆破工程概况3、爆破方案4、施工图纸5、营业执照等6、任命书7、爆破人员资料8、安全管理保证书9、爆破安全承诺书10、安全管理责任书11、负责人职责12、事故应急预案13、合同14、有关部门意见爆破工程概况爆破工程名称重庆三环高速公路铜梁至永川段土建四标段工程施工工期2012年11月1日至2015年10月30日爆破施工地点永川区三教镇双坪村、利民村、陡沟河村爆破作业类型露天浅孔+中深孔台阶松动爆破+隧洞掘进爆破爆破岩
2、质种类和总土石方量（n!3）爆破岩质为：页岩、砂岩、泥岩、炭质页岩爆破总方量：96万立方米（其中路堑65万方;隧道31万方）一次最大爆破需用炸药名称2#岩石乳化炸药炸药计划用量437.4T数量14.768.2kg雷管计划用量57.3万发爆破现场工作领导人路堑：罗巧利；隧道：张学文爆破现场技术负责人张惠忠安全员姓名路童：戴斌、谭艳:隧道：杨三兰、胡庆爆破员姓名路堑:唐国海、陈顺刚、谢仁海、黄远志；隧道：舒召勇、李中仁、王成林、廖文军安全警戒人员姓名谭俊、畅青春、何泽、罗达胜、刘开远、贾梅安全警戒半径（In）路堑200米，隧道外200米（最远至300米）爆破现场爆破器材保管人员姓名路堑：张天莉:隧
3、道：肖天纯爆破方案编制人姓名和技术职称徐进中级爆破工程技术人员（程字伟协助编制）重庆三环高速公路铜梁至永川段土建四标段工程爆破方案一、编制依据1、民用爆炸物品安全管理条例(国务院令第466号)；2、爆破安全规程(GB6722-2003)；3、重庆市民用爆炸物品安全管理办法；4、公路隧道施工规范(JTJD-2004):5、公路路基施工规范(JTGF10-2006)；6、爆破作业单位资质条件和管理要求(GA990-2012)；7、爆破作业项目管理要求(GA991-2012)；8、重庆三环高速公路铜梁至永川段永川区境内(K45+900K64+385.794段)施工图及说明文件；9、重庆三环高速公路铜
4、梁至永川段永川区境内(K45+900-K64+385.794段)地质勘测报告；10、重庆三环高速公路铜梁至永川段永川区境内(K45+900K64+385.794段)施工合同文件；11、现场爆破环境、地质、水文情况及出露岩层调查资料；二、编制说明重庆三环高速公路铜梁至永川土建四标段(K45+900K53+500段)，工期36个月，其中路基开挖计划2012年Ii月1日开工，2015年10月30日完工；玉龙山隧道开挖计划2012年2012年11月1日开工，2015年IO月30日完工。1、爆破段周边构筑物调查(1)玉龙山隧道洞口K47+400周边最近距离红线50米处有民房4处，房屋属于砖混结构。(2)
5、K48+020-K48+240段右侧距离红线约100米处有通讯信号塔一座，K48+260左侧距离红线约35米处有一处民房，房屋属于砖混结构。(3)K48+700-K49+090段左侧下方40米有三处民房，房屋属于砖混结构。其余爆破段，根据业主提供资料和我司实地调查了解，无其他管线、电缆、构筑物。2、爆破方案设计说明严格遵守与执行国家和当地政府有关的政策、法规规定，严格按照施工设计图纸和施工组织设计进行施工，认真、充分研究施工条件,妥善解决施工现场与各方面关系的协调，应用新技术、新标准，制定技术先进、安全可靠、经济合理的施工程序和施工方案。该设计方案是根据施工现场的现状及有关地质资料报告和施工方
6、现有设备进行的总体规划施工设计，由于地质条件比较好，爆破施工环境符合安全要求，在具体实施时应结合钻孔情况及爆破效果作适当调整。此设计经评估后作为施工方爆破施工的依据，在地质条件和其它条件不变的情况下，其爆破参数的选择不得改变，在爆破工程技术人员的指导下，根据爆破效果可对爆破参数进行优化。我司将对距离爆破区域较近的构筑物实行爆破地震波监测，以便有效控制爆破炮损。3、爆破方案的设计原则(1)按照国家爆破安全规程给出的规范性设计要求和施工现场的施工条件以及工程工期的紧迫性、尽可能使该工程综合经济成本最低；使整个工程的资源尽可能得到充分利用，能充分发挥露天浅孔和中深孔以及隧道掘进爆破的优越性。(2)路
7、基石方采用浅孔和中深孔法结合施工，电钻、空压钻、挖机钻和潜孔钻机钻孔，电力起爆网路，起爆器起爆；隧道V类围岩采用半断面开挖，IV、In全断面采用全断面开挖；炸药采用乳化炸药；煤炭开采区、煤炭采空区、瓦斯地段采用煤矿安全许用炸药及防爆型起爆器起爆。三、工程概况1、总体概述重庆三环高速公路铜梁至永川段永川区境内起于永川区三教镇双坪村，经利民村、陡沟河村与重庆三环高速公路铜梁至永川段五标衔接，本段起迄桩号为K45+900K53+500,全长7.6Km,爆破工程主要有路基开挖、隧道开挖和桥梁桩基开挖。2、路基工程路基石方爆破总方量约为65万立方米，爆破岩石以中风化砂岩为主，约占70%,余下30%为页岩
8、，石方爆破量主要集中在玉龙山隧道、K48+020K48+240、K48+700K49+090、K49+460K49+520、K52+080K53+480(三教停车区)等地段。设计路基开挖要求：采用分级开挖(开挖宽度66米一32米、高度与设计要求一致)，分级防护(加固)，同时采用预裂爆破或光面爆破等先进施工技术，并兼顾交通、环保、生态等方面要求，在确保边坡稳定的前提下，达到与周围环境和谐共存的结果。3、隧道工程(1)隧道概况玉龙山隧道是全线控制性工程，亦是全线重、难点工程之一，我标承建大里程端，左线里程ZK45+880ZK47+380,全长1500米，右线里程YK45+900YK47+398,全
9、长1498米，双向四车道分离式隧道，左右洞洞口为端墙式洞门，主洞为单心圆曲边墙，单洞行车道宽度3.75*2m隧道断面宽14.66m、高12.38m,衬砌厚0.5m,隧道围岩分IV、V级，其中隧道开挖石方31万立方米，最大埋深460米，隧址处穿越岩溶、煤炭开采区、煤炭采空区、瓦斯地段、断层破碎带等不良地质。(2)地形地貌隧址区为构造剥蚀低山地貌单元区。隧道穿越巴岳山，巴岳山为近南北向条形山，山体狭长，为由背斜形成的鱼脊状山；山体两侧地形同山脊为界分别向北西、向南东侧倾斜；隧道穿越区最高点位于洞身段K45+680西侧山顶部，地形标高为852.20m,最低点位于隧道出口的溪沟底部，标高为330m左右
10、，相对高差约为522.20m；隧道进口地形坡度一般为525,近山顶段为砂岩形成的陡崖，地形坡度可达8090；隧道出口自然斜坡地形坡度一般为1530,局部可达50左右。隧道两侧山底斜坡地形坡度相对平缓，地形坡度一般为1020,局部大于30。(3)水文、地质隧址区内地表水系多呈树枝状，次有羽毛状。隧道进口前缘为一向北西倾斜的山湾，其下为兰家湾煤矿的井口；山湾中发育由南向北的季节性溪沟，溪沟长约IKm,溪沟两侧地形坡度较小。勘察时铜梁段溪沟中有少量地表水流，流量约为0.1LOL/S,隧道铜梁端位于季节性溪沟的左侧谷坡中上部，地形总体北倾斜，南高北低。地形坡度约为520,表层局部为第四系粘土覆盖。隧道
11、永川端位于向南东侧倾斜的山湾，隧道南西侧为狮子山煤矿；隧道东、西侧发育由北西向南东的季节性冲沟，汇入到东西发育的溪沟中，溪沟构成隧道永川端地表水及地下水的最低侵蚀基准面。隧道区位于斜坡地段，有利于地表水及大气降水的径流排泄，不利于地下水的汇聚。隧道所在区域地质构造位于新华夏系第三沉降带之四川沉降褶带西南部川中褶带、川东褶带。隧道穿越西山背斜、渔口坳断层、唐家坝断层等褶皱、断裂构造。西山背斜：位于玉龙场、兴隆场，中经渔口坳，南至永城太平镇附近向南西倾没，轴向N45。E,渔口坳之南转为N20E,轴线向北弯突呈S”状，轴部由嘉陵江组、雷口坡组、须家河组构成，两翼叠次出露珍珠冲组至上沙溪庙组，两翼不对
12、称，西翼倾角5060,东翼倾角4045,西南端倾角1235,呈箱状，以下沙溪庙组叶肢介页岩为表层圈定之构造，长51公里，闭合面积250平方公里，核部被断层破坏，南与新店子背斜呈斜鞍相接。在地表基岩露头上，背斜轴部及附近伴生或派生有次级小构造，如小褶皱、节理、小断层及破碎带等。线路分别在ZK45+430.K45+435附近穿越背斜轴面，隧道走向于背斜轴线近似正交。渔口坳断层：位于西山背斜核部，北起马槽沟、中经渔口坳，南至白家沟附近，长16公里，走向N4045E,倾向南东，倾角3062。,断于嘉陵江组与须家河组内，断距1472米，最大可达134米，大足玉龙禅乐寺附近形迹清楚，断距上下盘均有牵引褶曲
13、、断层角砾岩和擦痕，为压性逆断层。路线在ZK45+600、K45+630附近穿越断层，地表位于须家河组一段与二段中，地表断层带形成砂岩陡崖，其两侧底层岩性、产状有明显差异，裂隙特别发育，并将岩体切割成网格状。断层带内，岩石产状紊乱，岩体破碎，深部砂岩呈球形风化。在断层两盘岩石中均具有明显的牵引现象，伴生有羽状排列的张、剪节理。隧道附近断层上盘产状145150。Z12-20o；下盘产状为325330。N289。该高角度压扭性逆冲断层属于喜马拉雅运动第一幕生成，为死断层，不会诱发地震。唐家坝断层：位于西山背斜西翼，北起梁家湾南至白纸场，长5.5公里，走向N25oE,倾向北西，倾角3570。不等，断
14、于须家河组至下沙溪庙组间，断距143238米，断层上盘有牵引褶区，下盘有断层角砾岩，南段被北西向横断层错断，为压扭性逆断层。距离隧道进口约为500100Om,对隧道影响较小。（4）有毒有害气体隧址区有毒有害气体为T3xj含煤地层瓦斯。须家河组一、三、五段为含煤地层，共含煤层、煤线14层，其中可采煤9层。据调查访问，隧址区现有矿井及废弃小煤窑均属低瓦斯矿井，未发生过瓦斯燃烧、爆炸、窒息等事故，也未出现过瓦斯集中涌出现象。据收集的隧址区附近4个煤矿的瓦斯鉴定报告(见附件矿井瓦斯等级鉴定结果批复)：拟建隧道穿过的T3xj煤系地层中，煤层的瓦斯成分主要为N2,次为CH4、C02,煤矿2008年度矿井瓦
15、斯涌出绝对量介于0.320.84m3/min之间，相对量介于4.479.22m3/t之间，隧址区附近4个煤矿均为低瓦斯矿井。隧洞穿过T3xj煤层段为低瓦斯区段，其余为无瓦斯区段。由于煤层瓦斯含量不高，且隧道基本大都穿越采矿区，直接测定瓦斯压力十分困难，根据煤矿开采的经验，按煤层瓦斯风化带下限考虑，煤层瓦斯压力约为015MPa。因此本区须家河煤层的瓦斯压力约在00.15MPa之间，不大于0.15MPao据矿区煤的自燃倾向检测报告，以上矿区煤层均属不易自燃煤层，但煤尘有爆炸危险性。尽管隧道穿越的三叠系上统须家河组(T3xj)为低瓦斯区煤层，但采空区年代久远，可能存在采空区可集聚瓦斯，应进行超前钻探
16、、超前放气，在隧道开挖施工时，仍要求对瓦斯气体浓度等加强监测，以避免瓦斯局部集中，产生燃烧、爆炸等危害。同时，建议通过加强通风降低有害气体浓度和进行瓦斯地层分布做全封闭施工，阻止瓦斯气体进入隧道酿成灾害。表错误!未指定书签。隧道瓦斯等级划分表里程范围地层长度（m）瓦斯危险等级ZK45+071ZK45+098K45+090K45+129T3xj533/29低瓦斯段ZK45+296ZK45+330K45+311-K45+344T3j327/39低瓦斯段ZK45+408ZK45+487/K45+415K45+513T3xji79/98低瓦斯段ZK46+096ZK46+381/K46+125K46+3
17、83T3jl285/258低瓦斯段ZK46+942ZK47+012K46+957K47+027T3xj370/70低瓦斯段ZK47+183-ZK47+251K47+207-K47+266T3j568/59低瓦斯段备注：除以上段落外，隧道其余段落均为无瓦斯段。（5）断层破碎带玉龙山隧道分别在ZK45+600、K45+630附近穿越断层，地表位于须家河组一段与二段中，地表断层带形成砂岩陡崖，其两侧底层岩性、产状有明显差异，裂隙特别发育，并将岩体切割成网格状。根据地面调查及收集资料结果表明，断层走向N4045。E,倾向南东，倾角3062,断于嘉陵江组与须家河组内，断距1472米，最大可达134米，大
18、足玉龙禅乐寺附近形迹清楚，断距上下盘均有牵引褶曲、断层角砾岩和擦痕，为压性逆断层。断层带内，岩性主要为灰岩、泥灰岩、泥岩、页岩。从距断层较近的SZK2孔的岩芯情况，其岩心破碎，呈碎块状、切片状。具明显的磨光面构造。受断层的影响，隧道围岩岩体破碎，层间结合差，围岩级别低，易坍塌，处理不当会出现大坍塌，侧壁经常小坍塌。（6）各类围岩的地质构造及岩性Va隧道进口段：地表分布第四系全新统残坡积粉质粘土及崩坡积层块碎石土,土层厚约37.20m；下伏地层为侏罗系下统珍珠冲组的灰杂色、紫红色泥岩、夹中厚层状石英砂岩，岩层产状为349。Z32。岩体中主要发育二组构造裂隙，其产状为：162。/64、102。/8
19、4。；呈微张张开状，裂面平整，局部为粘土充填。岩层层间结合较差，岩体完整性差。地下水较贫乏，隧道出水形式以渗水或滴水为主。岩石饱和单轴抗压强度=274Mpa;岩体纵波速度2.503.15kms;岩体完整性系数Kv=O.52Vb隧道洞身段：穿越地层为三叠系上统须家河组第六岩性段的厚、厚层状中、粗粒岩屑长石砂岩。岩层产状为327349。/5572oo岩体中主要发育二组构造裂隙，其产状为：318300。/5263。、4357。/6866。；呈微张张开状，裂面平整，局部为粘土充填。岩层层间结合较差，岩体较完整。为含水岩组，隧道出水形式以点滴状出水为主。砂岩饱和单轴抗压强度=47.76Mpa；岩体纵波速
20、度2.683.50km/s;岩体完整性系数Kv=O.64VC隧道洞身段：穿越地层为三叠系上统须家河组第二段，岩性为粉砂岩。岩层位于西山背斜的西翼，岩层产状为327。Z72oo岩体中主要发育二组构造裂隙，其产状为：30。Z57o、263oZ52o；呈微张张开状，裂面平整，局部为粘土充填。岩体受地质构造影响较重，岩体中裂隙发育，岩层层间结合一般，岩体完整性较好。为含水岩组，隧道出水形式以点滴状出水为主。粉砂岩饱和单轴抗压强度=6.81Mpa;岩体纵波速度2.503.25kms;岩体完整性系数KV=O.62。IVa隧道洞身段：穿越地层为三叠系上统须家河组第三岩性段，主要岩性为页岩、炭质页岩、粉砂岩，
21、为含煤地层，煤层厚度10-30cm。岩层产状为349。Z72o0岩体中主要发育二组构造裂隙，其产状为:3040/60、13。N66：呈微张张开状，裂面平整，局部为粘土充填。岩层层间结合较差，岩体完整性差。地下水较贫乏，隧道出水形式以渗水或滴水为主。页岩饱和单轴抗压强度=7.61Mpa;岩体纵波速度2.762.98km/s;岩体完整性系数KV=O.59。该段存在有毒有害气体的影响，地下水具弱腐蚀性。IVb隧道洞身段：穿越地层为三叠系上统须家河组第一岩性段，主要岩性为页岩、炭质页岩、粉砂岩，为含煤地层，煤层厚度10Y0cm。岩层位于西山背斜的西翼，岩层产状为327。/72。岩体中主要发育二组构造裂
22、隙，其产状为：30。N57。、263oZ52o；呈微张张开状，裂面平整，局部为粘土充填。岩层层间结合较差，岩体完整性差。地下水较贫乏，隧道出水形式以渗水或滴水为主。页岩饱和单轴抗压强度=7.61Mpa；岩体纵波速度2.762.98km/s;岩体完整性系数KV=O.59。该段存在有毒有害气体的影响，地下水具弱腐蚀性。11Ia隧道洞身段：穿越地层为三叠系上统须家河组第五岩性段，主要岩性为页岩、炭质页岩、粉砂岩，为含煤地层，煤层厚度10-30cm。岩层产状为349。Z72oo岩体中主要发育二组构造裂隙，其产状为:298oN63、590Z66o；呈闭合微张状，裂面平整，局部为粘土充填。岩层层间结合较差
23、，岩体完整性差。地下水较贫乏，隧道出水形式以渗水或滴水为主。页岩饱和单轴抗压强度=7.61Mpa;岩体纵波速度2.762.98kms?岩体完整性系数KV=O.590四、爆破设计（一）路堑爆破设计及施工对于表层土及风化层和松软岩部位，先用大马力推土机推走，无法松动地段，实施浅孔爆破或深孔毫秒延时控制爆破。单边坡路堑开挖时采用纵断面开挖，以增加开挖工作面；双边坡路堑采用横断面分层开挖，开挖层纵向间距50T00m。中风化砂岩基本为软岩，边坡采用人工及机械清刷，边坡实施光面爆破，根据本路线石方开挖特点，采用浅孔爆破、深孔毫秒延时控制爆破、光面爆破相结合施工方案。具体段落根据地勘报告所示作出。施工时，炮
24、孔布置及双边坡路槽计划采用多排孔微差爆破顺序掏槽联接法，即在炮孔中选择一排作为掏槽中心，依次向两侧进行微差分段（见图1、图2、图3）,这种联接法能利用先起爆的掏槽来改变以后几段爆破排的投掷方向，使爆破距离减少，对减小爆破后清理工作具有一定意义，起爆由导爆索、继爆管网路控制。当在单边坡路基段开挖时，计划从临空面向边坡方向微差分段爆破（见图4、图5）。1、露天浅孔松动爆破方案浅孔爆破孔深度不超过5m,炮孔直径不超过50mm,主要用于部分石方的破碎，深孔爆破钻孔平台的平整清理，孤石爆破，清理石质边坡及处理危石及个别路堑地段等，成孔采用以电钻及液压钻机，施工时根据需要采用拉槽浅孔爆破、台阶式浅孔爆破。
25、A、炮孔布置采用梅花形布置，见下布置图。,台烟孔方向OOOOO图3一孔梅花形布置示意图B、爆破设计参数(1)钻孔直径D：根据钻具能力D=3842mm。(2)钻孔长度L：根据钻具能力选择L=l.53.Om0(3)超钻深度h：本工程爆破岩石为软岩石，因此超钻深度取h=0.15o(4)台阶高度H：采用向下垂直打眼,因此H=L-h=(1.352.85)m(5)孔距a:浅孔台阶爆破a=(0.4-1.0)L,本工程根据实际孔距情况取a=0.5L-(O.81.5)mo(6)排距b：根据经验b=0.866a=(0.71.2)m(7)最小抵抗线W:W=b=(0.71.2)mo(8)堵塞长度L?LzHW(9)单孔
26、装药量计算根据爆破岩石体积与炸药量成正比原理，单孔装药量按以下公式计算:Q=qabHq：单位体积耗药量，松动爆破q=0.2O.4kg/m:根据爆破施工段不同的岩体，q值取值也不同，页岩：q=0.20kg/mi;砂岩：q=0.30kgm爆破参数选择列表计算如下:O爆体为页岩的爆破参数：L(m)D(mm)H(m)a()b(m)W(m)q(kgm3)L()Q(kg)1.5401.350.80.70.70.20I.30.202.2402.051.21.01.00.20L60.503.01()2.851,51.21.20.201.91.002）爆体为砂岩的爆破参数:L(m)D(mm)H(m)a(m)b(
27、m)W(m)q(kgm3)L(m)Q(kg)1.5401.350.80.70.70.31.20.302.2402.051.11.01.00.31.40.703.0402.851.3LlLl0.3L6L202、露天中深孔毫秒延时控制爆破方案该标段土石方最大挖深23.5m,根据石方开挖施工经验，计划采用潜孔钻机钻孔进行深孔控制爆破施工。深孔毫秒延时控制爆破是用普通毫秒导爆管雷管作为起爆器材，把一次爆破分成若干段，每段之间以毫秒计算时差进行爆破，中深孔毫秒延时控制爆破具有：岩石破碎后粒径均匀，大粒径率降低，能提高挖装机械的工作效率；爆破形状整齐，后冲作用减小；每延米孔的爆破方量大，单位耗药量少；爆破
28、地震效应轻，爆破规模大等优点。在中深孔控制爆破施工中，按照设计要求首先对场地布局分段平整，规范布孔操作和孔位选置，严格控制装药量，注意装药和填塞质量及网络连接和起爆工序，选择施工间歇作为放炮时间，避免作业干扰，提高工作效率。A、炮孔布置图2单边坡分层爆破横断示意图炮孔OOOOOOOOOO图3一孔梅花形布置示意图B、爆破参数1、钻孔直径D：根据钻具能力D=90IOomnI。2、钻孔梯段高度H：钻孔梯段高度按路槽开挖边坡分台阶高度设置，一般下层取定8米，最上层根据施工现场实际独立分层或同次下层一起施工；3、炮孔间距a、排距b：选择a=2.5米；b=2.0米。4、钻孔方式：钻孔方向单边坡路基开挖采用
29、斜孔，角度为边坡的坡度a,双边坡路堑时采用垂直孔（=90。）,炮孔采用梅花形布置；5、钻孔超钻深度h：h=（0.100.15）H,可根据现场实际情况进行调整；6、炮孔深度,L=HSina+h（垂直孔时a=90）7、单位体积耗药量松动爆破q=0204kg/m根据爆破施工段不同的岩体，q值取值也不同，页岩：q=0.20kg/m3;砂岩：q=0.30kgm8、装药量：单孔装药量Q=qabH9、爆破参数一览表1)爆体为页岩的爆破参数：L(tn)D(mm)H(m)a(m)b(m)Wl(m)q(kgm3)L2(m)Q(kg)5.59052.2.02.00.203.55.06.69062.U2.02.00.
30、204.06.07.79072.U2.02.00.204.77.08.89082.U32.02.00.205.58.02)爆体为砂岩的爆破参数:L(m)D(mm)H(m)a(m)b(m)Wl(m)q(kg)L2(m)Q(kg)5.59052.52.02.00.302.57.56.69062.52.02.00.302.89.07.79072.52.02.00.303.210.58.89082.52.02.00.303.312.0根据道路开挖边坡设计高度取值。9、减弱装药中深孔爆破与光面爆破(1)中深孔爆破中靠边坡最近的一排炮孔采用减弱装药爆破方法，此种爆破作用在于采用比前方正常爆破小的爆破参数，
31、形成一缓冲保护层，将深孔爆破对边坡的影响降低。减弱装药爆破采用的孔网参数为：单孔装药量Q=qabH,页岩q=0.15kgm,中风化砂岩q=0.20kgm,o1)爆体为页岩的爆破参数:L(m)D(mm)H(m)a(m)b(m)Wl(m)q，(kgmj)L2(m)Q，(kg)5,59052,52,02.00.153.93.86,69062.52.02.00.154.64.57,79012.52.02.00.155.75.38.89082.52.02.00.156.36.02)爆体为砂岩的爆破参数:L(m)D(mm)H(m)a(m)b(m)Wl(m)q(kgms)La(m)CT(kg)5.59052
32、.52.02.00.203.55.06.69062.52.02.00.204.06.07.79072.52.02.00.204.77.08.89082.52.02.00.205.58.0根据道路开挖边坡设计高度取值。(2)光面爆破是主体爆破之后，利用布设在设计开挖轮廓线上的光爆孔，准确地将预留的光爆层从保留岩体上切下来，形成平整的开挖坡面。主要参数为:炮孔间距a=(8-12)dd为钻孔直径90mm,孔距a=l.2米抵抗线W=LO米。单孔装药量，用线装药度QX表示即：Qx页=0.15kg/m,Qx页=0.2kgmooD爆体为页岩的爆破参数:L(m)D(mm)H(m)a(m)Qx(kgm)L2(m
33、)Q(kg)5.59052.口0.15LO0.8256.69062.口0.15LO0.997.79012.口0.15LOL1558.89082.口0.15LO1.322)爆体为砂岩的爆破参数:L(m)D(mm)H(m)a(m)Qx(kgm)L2(m)Q(kg)5,59052.50.201.01.16.69062.50.20LoL327.79072.50.20LoL548.89082.50.2Lo1.76根据道路开挖边坡设计高度取值。10、装药方式对于大梯段炮孔采用间隔装药方式，即在钻孔中把炸药分成数段，使爆破能量在岩石中比较均匀分布；对于小梯段炮孔，采用连续装药结构，炸药从孔底装起，一起装到设
34、计药量为止，钻孔完后要封好孔口，防止雨水把岩粉冲入孔内。为防止底部潮湿有水，底部用05m深的防水乳化炸药装药。在光爆孔装药时，使用小直径的药卷,沿钻孔深度剪段绑在传爆线上，药卷置放于近正常装药方向的一边，炮孔全部堵塞。预计路基民爆物品使用量：炸药：216T,雷管:210000发。炸药量计算：65万m30.27kgm3=176T雷管量计算：65万、0.5发/kg=325000发11、起爆网络：(1)采用非电复式起爆网路，“同段别、等微差”起爆网路。口嗫*空秒导爆雷管二起爆市管/H虹贵O!=S6圜匚iJ乃扣捏而以冰坟班而希智闵(2)实施方法分层爆破开挖：根据实际情况采用由上而下，自左向右分层分台阶
35、爆破的方法，以保证各工序间实行流水作业。钻孔与炮孔验收：严格按照钻孔设计要求进行钻孔，在装药之前,首先检查炮孔位置、方向、深度是否符合要求，孔内是否有残渣、积水和堵孔，发现不符合要求的及时处理，以免影响爆破效果。起爆药包的制作：在现场工作时，将导爆管按孔深和孔外所需的长度剪断，然后与雷管进行组装，把组装后带导爆管的雷管插入药包中，并用胶布缠紧，将药卷与插好管的药卷捆绑在一起放入孔底。装药和堵塞：装药包括装药结构和装药方法，装药结构包括连续装药和间隔装药，连续装药由于孔的上部不装药容易产生大块，间隔装药可以使爆破能量在岩石上均匀分布，深孔控制爆破采用两间隔装药，中间不装药部位长1一2米。网络的连
36、续和起爆：完成上述工序后进行网络连续，人员撤离危险区后进行爆破。低版断装药皿SS三三I耀孔装药结构图6炮孔装药结构示意图(二)、爆破危害控制1、爆破工地杂散、感应电流测试根据爆破安全规程(GB6722-2003)规定，使用电雷管时，在爆破前应进行杂散、感应电流测试，爆区周围杂散、感应电流不超过30毫安。2、爆破振动测试爆破振动对建(构)筑物安全有重大影响，为及时了解爆破振对周围的影响，我们将用TOPBoX振动测试仪进行爆破振动测试。爆破最大段药量与爆破距离关系爆破振速控制在3cm/s以内。每次爆破前，根据建筑物的距离及地形等条件，对最大段起爆药量进行计算。(1)计算公式：根据爆破安全规程爆破振
37、动安全允许距离公式：R=(K/V)“Q3得Q=R(KV)R-爆破振动安全允许距离，m。Q一炸药量，齐发爆破为总药量，延时爆破为最大一段药量，kgoV-保护对象所在地质点振动安全允许速度，根据本工程四周实际建(构)筑物结构条件为砖混结构，安全允许速度宜取l.Ocm/s。K.a与爆源至保护物间地质、地形有关系数和衰减指数，爆区为坚硬岩石时K=50150,a=L31.5,本工程取K=IO0,a=1.4。将以上相对应的数值代入公式得：Q=R3/(100/3)3/14=0.000545Ri(2)爆破最大段药量与爆破距离关系对照表距离m5677.58910允许药量Kg0.0680.1170.1870.23
38、00.2790.3980.545距离m11121314151617允升药量Kg0.7260.9421.1981.4961.841Z2342.679距离m18192021222321允许药量Kg3.1813.7414.3635.0515.8076.6357.539（3）补充说明A、以上公式的对象为一般砖混房屋，公式含有一定的安全系数;B、构筑物的固有频率与爆破振动频率不一样，所以爆破不会使构筑物产生共振；C、岩石到建筑物之间有断层、裂纹、岩石到土壤等情况下地震波都会有急剧的减少，一般实际的震动均小于公式计算结果；D、爆区岩石每增加一个自由面，地震波将减小15%。（4）减少爆破振动对建筑物的危害影
39、响措施：1）、限制爆破振动源强度（一次爆破装药量）。根据保护对象所在地面质点振动的安全允许速度和保护对象至爆心距离，算出爆破振动安全允许装药量，作为本次爆破不产生爆破振动危害的极限用药量。根据以上爆破振动安全校核值，结合实际施工经验，距离建筑物30米以内的施工区域，采用机械破碎方法来分层开挖，距离建筑物30米以上的区域才可以采用钻爆法开挖，并将最大一段装药量控制在14,768.2kg（即30米以上50米以下距离算出的最大一段装药量）2）、分段延期起爆，降低单位时间内爆炸能量的释放。分散、均匀布药，分段延期（毫秒）起爆；采用合理的分段数、起爆顺序和延期间隔时间，将每段药包的爆破振动控制在安全允许
40、程度内。3）、均匀释放爆破能量，降低峰值效应。采用低爆速、低威力炸药和不耦合装药结构，将炸药能量突然释放改为均匀释放，降低单个药包爆破振动峰值效应。3、飞石防护本工程均采用松动爆破，以尽量减少飞石的产生。对地表路堑及路基爆破，根据具体情况，对炮眼口抵抗线方向用砂袋、竹片及细网格建筑尼龙网进行覆盖。砂袋、竹片阻止飞石飞出，细网格建筑尼龙网起到阻止飞石飞出和将覆盖层连成整体。4、空气冲击波的防护因本工程禁止采用裸露药包爆破，炮孔爆破又是采用松动爆破，爆破作用指数nl,所以在核实个别飞散物和地震安全距离后，空气冲击波的危害距离不会大于上述距离。(三)、施工注意要点1、石方爆破作业，以及爆破器材的管理
41、、加工、运输、检验和销毁等工作均应按国家现行的爆破安全规程(GB6722-2003)执行。2、选择炮位时，炮眼口避开正对的电线、路口和构造物。3、凿打炮眼时，坡面上的浮岩危石予清理。凿眼所用工具和机械详加检查，确认完好。严禁在残眼上打孔。4、机械扩眼，采用湿式凿岩或带有捕尘器的凿眼机。凿岩机支架要支稳，严禁用胸部和肩头紧顶把手。风动凿岩机的管道要顺直，接头要紧密，气压不应过高。5、爆破器材严格管理，实施实销实报，剩余的爆破材料当日退库，严禁私自收藏，乱丢乱放。更不得用爆炸物品炸鱼、炸兽。发现爆破器材丢失、被盗立即报告，等待处理。6、作业人员在保管、加工、运输爆破器材过程中，严禁穿着化纤衣服。7
42、、爆破器材按规定要求进行检验，对失效及不符合技术条件要求的不得使用。8、爆破器材由专人领取，炸药与雷管严禁由一人同时搬运。电雷管严禁与带电物品一起携带运送。爆破器材运送，避开人员密集地段，并直接送往工地，中途不得停留，并不得随地存放或带入宿舍。9、装药工作必须遵守下列规定：(1)装药前对炮眼进行验收和清理；对刚打成的炮眼待其冷却后装药，湿炮眼擦干后才能装药；(2)严禁烟火和明火照明；无关人员撤离现场；(3)用木质炮棍装药，严禁使用金属器皿装药；(4)不得采用无填塞爆破，也不得使用石块和易燃材料填塞炮孔；不得捣固直接接触药包的填塞材料或用填塞材料冲击起爆药包，也不得在深孔装入起爆药包后直接用木楔
43、填塞；填塞炮眼时不得破坏起爆线路。10、起爆时严格按照设计进行装药、堵塞、联线、覆盖、爆破,覆盖时确保网路不受破坏；已装药的炮孔当班爆破，装填的炮孔数量以一次爆破的作业量为限。11、爆破工作设有专人指挥。确定的危险区边界有明显的标志,警戒区四周派设警戒人员。警戒区内的人、畜必须撤离，施工机具妥善安置。预警、起爆、解除警戒等信号有明确的规定。12、个别飞散物对人员的安全距离(m)浅眼爆破法300(m)深孔爆破按设计，但不小于200(m)注：沿山坡爆破时，下坡方向的安全距离比表内数值增大50%。13、电力起爆必须遵守下列规定：(1)在同一爆破网路上使用同厂、同型号的电雷管，其电阻值差不得超过规定值
44、(应控制在02Q以内)；(2)爆破网路主线绝缘良好，并设中间开关，与其它电源线路分开敷设；(3)必须严格检查主线、区域线、端线、电源开关和插座等的断通与绝缘情况，在联入网络前各自的两端应短路；(4)爆破网路的联接必须在全部炮孔装填完毕，无关人员全部撤至安全地点后进行；联接由工作面向起爆站依次进行，两线的接点错开IOCm,接点必须牢固，绝缘良好；(5)用电起爆时，起爆开关必须放在上锁的专用起爆箱内，起爆开关箱和起爆器的钥匙在整个爆破作业时间里，严格由爆破工作的负责人严加保管，不得交给他人；(6)装好炸药包后，必须撤除工作面的一切电源；雷雨季节采用非电起爆法。14、各种类型的“盲炮处理按国家现行的爆破安全规程有关规定办理。盲炮处理必须在爆破工程技术人员的指导下，派有经验的爆破员实施，并实行专人定责制，防止哑炮产生的民爆物品流失到社会
