隧道光面爆破和预裂爆破的原理是什么？应当采取的主要措施有哪些？两者有何区别？答：1.光面爆破作用原理：光面爆破的破岩机理十分复杂，目前仍在探索中。尽管在理论上还很成熟，但在定性分析方面已有共识。一般认为炸药起爆时，对岩体产生两种效应，主要是爆炸气体膨胀做功所起的作用。光面爆破是周边眼同时起爆，各炮眼的冲击波向四周作径向传播，相邻炮眼的冲击相遇，产生应力波德叠加，并产生切向拉力，拉力的最大值发生在相邻炮眼中心连线的中点，当岩体的极限抗拉强度小于此拉力时，岩体便被拉裂，在炮眼中心连线上形成裂缝，随后，爆炸气的膨胀令裂缝进一步扩展，形成平整的爆裂面。 预裂爆破作原理：主要指预裂爆破成缝机理。为了保证预裂爆破成功，首要的条件是不压坏预裂孔壁，其次是沿预孔连线方向成缝。当炸药爆炸后，产生的冲击压力和高压气体的作用，将会使孔壁产生剧烈破坏。要想不压坏孔壁必须采用不偶令装药法，即药包直径小于钻孔直径。试验发现，当药包与孔壁之间存在空气间隙时，由于空气的缓冲作用，使孔壁所受压力大大降低。试验得出，当不偶令系数M=2.5时，作用在炮孔内壁的最大切向应力只相当于不偶令系数为1时的大约1/16。因此，完全有可能利用现有的常用炸药，用不偶令装药来降低孔壁压力，把几万个大气压降到每平方厘米只有几千或几百会斤的压力值。当降低的压力值小于或极接近于岩石的极限抗压强度时，便可使孔壁不受爆破压缩破坏或者只受少量的振动。在利用不偶令装药保证孔壁不受破坏的前提下，第二个条件就是怎样保证在预定的方向成缝。实践经验证明，只需要调整相邻炮孔的距离或孔内装药量便可达到成缝的目的。 2.光面爆破的主要技术措施如下： （1）.根据围岩特点，合理选定周边眼的间距和最小抵抗线，尽最大努力提高钻眼质量。 （2）.严格控制周边眼的装药量，尽可能将药量沿眼大均匀分布。 （3）.周边眼宜使用小直径药卷和低猛度、低爆速的炸药。为满足装药结构要求，可借助导爆索（传爆线）来实现客气间隔装药。 （4）.采用毫秒微差有序起爆。要安排好开挖程序，使光面爆破具有良好的临空面。 （5）.边孔直径小于等于50mm。 预裂爆破主要措施如下： （1）炮孔直径一般为50-200mm，对深孔宜采用较大的直径。 （2）炮孔间距宜为孔径的8-12倍，坚硬岩石取小值。 （3）.不耦令系数(炮孔直径d与药卷直径d的比值)建议取2-4，坚硬岩石取小值。 （4）.线装药密度一般取250-400g/m。 （5）.药包结构形式，目前较多的是将药卷分散绑扎在传爆线上。分散药卷的相邻间距不宜大于50cm和不大于药卷的殉爆距离。考虑到孔底的夹制作用较大，底部药包应加强，约为线装药密度的2-5倍。 （6）.装药时距孔口1m左右的深度内不要装药，可用粗砂填塞段过短，容易形成 漏头过长则不能出现裂缝。 3两者有区别： 1.概念方面区别：光面爆破是先爆除主体开挖部位的岩体，然后再起爆布置在设计轮廓线上的周边孔药包，将光爆层炸除，形式一个平整的开挖；预裂爆破是先起爆布置在设计轮廓线上的预裂破孔药包，形成一条沿设计轮廓线贯穿的裂缝，再在该人工裂缝的屏蔽下进行主体开挖部位的爆破，保证保留岩体免遭破坏。 2.起爆方法的区别：由于光面爆破孔是最后起爆，导爆索有可能遭受超前破坏，为了保证周边孔准爆，对光面爆破孔采用高段延期雷管与导爆索的双重起爆法。预裂孔若与主爆区爆孔组成同一网络起爆，则预裂孔应超前第一排爆孔75-100ms起爆。 3.主要技术措施要求的区别：（见第二问光面爆破和预裂爆破的主要措施）。
爆破安全距离计算 Blasting safety distance calculation. 爆破中产生对人、设备、建筑物的主要危险有：爆破地震、空气冲击波、水中爆破冲击波、飞石、殉爆、有毒气体（炮烟）、噪音等，因此，必须做好安全措施，并保证足够的安全距离；而且，为了防止杂散电流、静电、射频电引起雷管、炸药的早爆事故，亦应做好安全工作。 1、爆破震动安全距离计算 选用GB6722-2003《爆破安全规程》确定公式：R=α/1'3)/(V KK Q ?。 R —爆破震动安全距离 Q —一次所允许起爆的最大装药量或毫秒延期起爆时的单段最大装药量 K 、α—与爆破点地形、地质等条件有关的系数和衰减指数，见表1-1 K '—修正系数（在拆除爆破中引入此系数），K '=0.25～1，近爆源且临空面少时取大值，反之取小值 V —周围房屋安全允许震动速度，见表1-2 表1-1爆区不同岩性的K 、a 值 岩性 K a 坚硬岩石 50~150 1.3~1.5 中硬岩石 150~250 1.5~1.8 软岩石 250~350 1.8~2 表1-2爆破地震安全速度（V ）值 建筑（构）物 V （cm/s ） 土窑洞、土坯房、毛石房屋 1 一般砖房、非抗震的大型砖块建筑物 2~3 钢筋混凝土框架房屋 5
水工隧道 10 交通隧道 15 矿山巷道 围岩不稳定有良好支护 10 围岩中等稳定有良好支护 20 围岩稳定无支护 30 2、爆破空气冲击波安全距离计算 R K Q =，m 式中：R —爆破空气冲击波安全距离，m ； Q —装药量，kg ； K —与装药条件和爆破程度有关的系数。如表2-1。 表2-1系数（K ）值 破坏程度 安全级别 裸露药包 全埋药包 完全无损 1 50~150 10~50 偶然破坏玻璃 2 10~50 5~10 玻璃全破坏、门窗局部破坏 3 5~10 2~5 隔墙、门、窗、板棚破坏 4 2~ 5 1~2 砖石结构破坏 5 1.5~2 1.5~1 全部破坏 6 1.5 __ 注：炸药库的设置，空气冲击波对建筑物和人员安全距离，也按此式计算。 根据《爆破安全规程》规定：露天裸露爆破时，一次爆破的装药量不得大于20kg ，并应按下式确定爆破空气冲击波对在掩体内避炮作业人员的安全距离。 325R Q =，m 式中：R —空气冲击波对掩体内人员的安全距离，m Q —一次爆破的装药量，kg 。
预裂爆破和光面爆破 为保证保留岩体按设计轮廓面成型并防止围岩破坏，须采用轮廓控制爆破技术。常用的轮廓控制爆破技术包括预裂爆破和光面爆破。所谓预裂爆破，就是首先起爆布置在设计轮廓线上的预裂爆破孔药包，形成一条沿设计轮廓线贯穿的裂缝，再在该人工裂缝的屏蔽下进行主体开挖部位的爆破，保证保留岩体免遭破坏；光面爆破是先爆除主体开挖部位的岩体，然后再起爆布置在设计轮廓线上的周边孔药包，将光爆层炸除，形成一个平整的开挖面。 预裂爆破和光面爆破在坝基、边坡和地下洞室岩体开挖中获得了广泛应用。 （一）成缝机理 预裂爆破和光面爆破都要求沿设计轮廓产生规整的爆生裂缝面，两者成缝机理基本一致。现以预裂缝为例论述它们的成缝机理。 预裂爆破采用不耦合装药结构，其特征是药包和孔壁间有环状空气间隔层，该空气间隔层的存在削减了作用在孔壁上的爆炸压力峰值。因为岩石动抗压强度远大于抗拉强度，因此可以控制削减后的爆压不致使孔壁产生明显的压缩破坏，但切向拉应力能使炮孔四周产生径向裂纹。加之孔与孔间彼此的聚能作用，使孔间连线产生应力集中，孔壁连线上的初始裂纹进一步发展，而滞后的高压气体的准静态作用，使沿缝产生气刃劈裂作用，使周边孔间连线上的裂纹全部贯通成缝。 （二）质量控制标准 1）开挖壁面岩石的完整性用岩壁上炮孔痕迹率来衡量，炮孔痕迹率也称半孔率，为开挖壁面上的炮孔痕迹总长与炮孔总长的百分比率。在水电部门，对节理裂隙极发育的岩体，一般应使炮孔痕迹率达到10％～50％；节理裂隙中等发育者应达50％～80％；节理裂隙不发育者应达80％以上。围岩壁面不应有明显的爆生 裂隙。 2）围岩壁面不平整度（又称起伏差）的允许值为±15cm。 3）在临空面上，预裂缝宽度一般不宜小于1cm。实践表明，对软岩（如葛洲坝工程的粉砂岩），预裂缝宽度可达2cm以上，而且只有达到2cm以上时，才能起到有效的隔震作用；但对坚硬岩石，预裂缝宽度难以达到1cm。东江工程的花岗岩预裂缝宽仅6 m m，仍可起到有效隔震作用。地下工程预裂缝宽度比露天工程小得多，一般仅达0.3～0.5cm。因此，预裂缝的宽度标准与岩性及工程部位有 关，应通过现场试验最终确定。 影响轮廓爆破质量的因素，除爆破参数外，主要依赖于地质条件和钻孔精度。这是因为爆生裂缝极易沿岩体原生裂隙、节理发展，而钻孔精度则是保证周边控爆
露天矿爆破装药量如何计算？ 一、浅孔爆破每孔装药量可按体积公式计算： q＝kW3 或q＝kV或kɑHW 式中： q－每孔装药量，kg； k－炸药单耗，kg/m3； V－单孔爆破岩石体积。 一次爆破总量按下式进行计算： Q＝Nq或kV总 式中： Q－一次爆破炸药总量；kg； N－一次爆破炮孔总数； V总－一次炮孔爆破总方量；m3。 二、深孔爆破装药量计算： （一）单个深孔爆破时装药量计算： 正常情况下： Q＝qɑHWd 当ɑ≥Wd时，以底盘抵抗线代替孔距； Q＝qHWd2 当台阶坡面角小于55°时，应将底盘抵抗线用最小抵抗线代替： Q＝qɑHW， 当Wd与段高H相差悬殊时， Q＝qɑWdH1 式中： H1－换算标高，m。 H1＝Wd/（0.7～0.8） 在用上述公式计算每孔装药量时，还需用每孔最大可能装药量G进行验算。G＝g（L－Lr） 式中： G－炮孔可能最大装药量，kg； g－每米炮孔的可能装药量，kg/m； L－炮孔长度； Lr－填塞长度。 应满足：G≥Q即： G（L－Lr）≥qWdɑH （二）多排孔爆破时装药量的计算： 多排孔爆破时，第一排孔装药量计算同上，第二排起，装药量应有所增加。Q1＝kqɑbH 式中： Q1－第二排以后的各排每孔装药量，kg；
k－岩石阻力夹制系数，采用微差爆破时，取k＝1.0～1.2，采用齐发爆破时，取k＝1.2～1.5，第二排孔取下限，最后一排孔取上限。 （三）倾斜台阶深孔装药量计算 Q′＝qWɑL 式中： Q′－倾斜孔每孔装药量； q－炸药单耗； L－斜孔（不包括超深）长度，m。 倾斜深孔，超深部分药量应单独计算： Qc＝ph 式中： Qc－超深部分炮孔装药量，kg； p－每米炮孔的装药量，kg/m； h－超深。 （四）分段装药： 分段装药各分段装药量单独计算： Q1＝q1ɑW12 Q2＝q2ɑW22 Q3＝q3ɑW32 ... 式中： W1，W2，W3－各分段的最小抵抗线，m。 最大单响药量与距离 由或V=K(Q1/3/R)α推出Q＝R3（V/K）3/α 式中： V--振速，cm/s，（一般砖房安全允许振速为2.0-3.0，取2.0cm/s） Q--单响最大药量 R--安全距离，m， K，α--与岩性相关系数，对中硬岩石，取K=200，α=1.6 岩性 K a 坚硬岩石 50~150 1.3~1.5 中硬岩石 150~250 1.5~1.8 软岩石 250~350 1.8~2
路堑边坡光面（预裂）爆破施工作业指导书 1适用条件及范围: 适用于中铁二十五局衡茶吉铁路工程指挥部管段路堑开挖路堑边坡爆破作业。 2施工准备 （1）审阅图纸：仔细审阅施工图纸及文件，图纸所标注的尺寸、工程 数暈等有无错误.遗漏，是否详尽，发现问题及时与相关设计单位.监理联系，以便及时更正。 （2）测星放样：对照施工图纸准确放样边坡开挖桩，进行详细技术交 底。 （3）场地清理：路堑开挖前应做好堑顶和场内临时排水，对场地内的 植被和其他建筑物进行清理。 （4）根据工程量，配置足够的机械和人员。 3边坡爆破方案和施工工艺 3.1边坡光面（预裂）爆破设计 浅孔爆破宜采用光面爆破（预留光爆层）；深孔爆破宜采用预裂爆破, 与主体开挖爆破一次完成。 （1）浅孔（光面）爆破
1）浅孔（光面）爆破用手风钻钻孔，孔径巾38?48mra。 2）最小抵抗线W根据边坡预留岩体的情况取值1-1. 5m （取1?2DI）,边坡顶留层不宜过大（边坡一般预留1.5?2m光爆层）。 3）光爆孔炮孔间距一般取50?80cnb单位体积耗药量q根据岩石施 工分级确定，一般：软岩0. 26?0. 3Kg/m'，次坚石0. 3?0. 34Kg/m',每个炮孔的装药量q产qXaXwXh,最大每孔装药暈为（坡率按1： 0.75, 垂直高度按3m计算人软石1. 08kg,次坚石：1. 22kgO 4）光爆孔采用同段毫秒雳管起爆。 （2）预裂爆破 1）深孔爆破宜采用预裂爆破，与主体开挖爆破一次完成。 2）深孔爆破采用潜孔钻机钻孔，炮眼直径巾=80?lOOmnb光爆炮眼 间距沪80?120cnb炮眼深度根据开挖垂直深度和边坡设计坡率计算确定，倾斜度与边坡坡率相同。 3）预裂孔药量根据线装药密度计算确定，孔底1?2DI范R药量应增 加2?4倍，线装药密度：软石为0. 18-0. 28Kg/m,次坚石为0. 25-0. 4kg 叫线装药密度应该进行严格控制，以防药量过大而损伤边坡。 4）预裂孔需正确确定超深、超长和预裂孔与主炮孔的距离。 5）预裂孔应超前主炮孔100ms以上起爆。 6）预裂孔内应釆用导爆索起爆。
露天矿爆破危害及预防 王卫忠 （包钢集团巴润矿业公司） 摘要：露天爆破的危害有爆破地震效应、爆破个别飞石、爆破有毒气体、爆炸空气冲击波和噪声等危害。爆破时控制预防其危害极其重要。 关键词：露天矿、爆破危害、预防。 Abstract: The open-air explosion hazards are seismic effect, blasting individual flying rocks, blasting toxic gases, explosive air shock wave and noise hazards. Controlled blasting is extremely important to prevent the harm. Key words:open-pit, blasting hazards, prevention. 0.引言 露天爆破的危害有爆破地震效应、爆破个别飞石、爆破有毒气体、爆炸空气冲击波和噪声等危害。爆破地震效应严重危害露天矿边坡稳定和周边建筑物，个别飞石严重危害爆破作业人员及周边设备，爆破有毒气体对爆破人员及设备操作人员造成重大危害，空气冲击波与噪声对露天矿设备及人员也会产生特定危害。爆破时控制预防其危害极其重要。 1.爆破地震效应[1] 1.1 爆破地震效应 当药包在岩体中爆破时，邻近药包周围的岩石产生破坏，爆炸应力波传播一定距离后，它的强度迅速衰减，不能引起岩石的破坏，岩石质点只产生弹性振动，这种弹性振动以体积波和表面波的形式向外传播，造成地面的振动，即爆破地震效应[2]。 体积爆破地震波在岩体内部传播的主要是体积波，波可分为纵波和横波，传播速度快、频率高、衰减快，是爆破时造成岩石破裂的主要原因；在半无限岩体表面或岩层界面传播的波即表面波，表面波主要有瑞利波和拉夫波，其传授速度较慢、频率低、衰减慢、携带较多的能量，是造成地震破坏的主要原因。 爆破地震效应严重危害露天矿边坡稳定和周边建筑物。 1.2 爆破震动的安全距离 爆破震动的安全距离指爆破后不至引起被保护对象破坏的爆心至被保护对象的最离。由于地震波的传播过程非常复杂，影响因素也很多，很难从理论上进行精确的，一般都是由试验或经验公式计算。
6.4中深孔爆破参数的选择和装药量计算 （1）台阶高度：5-15m 。 （2）孔径D ：90mm 。 （3）单位炸药消耗量q 与岩石坚硬程度的关系列于下表（本矿体普氏硬度为10～12） 取q=0.45kg/m 3 （4）底盘抵抗线 采用过大的底盘抵抗线会造成根底多，大块率高，后冲作用大；过小则不仅浪费炸药，增大钻孔工作量，而且岩块易抛散和产生飞石危害。底盘抵抗线的大小与钻孔直径、炸药威力、岩石可爆性、台阶高度和坡面角等因素有关，在设计中可用类似条件下的经验公式来计算。 ① 根据钻孔作业的安全条件 B Hctga W +≥1 式中： W1—底盘抵抗线，m 。 H —台阶高度，m ； α—台阶坡面角； B —从钻孔中心到坡顶线的安全距离,一般B=2.5～3m 。 ② 按每孔的装药条件 mq W τ??=78.0D 1 式中：D —孔径，dm ； ?—装药密度，g/ml ； τ—装药系数，一般为0.6～0.8； m —炮孔密集系数，一般为0.8～1.3； q —炸药单耗（根据工程实际需要选择）； ③按炮孔直径确定 d W )45~25(1= 取W 1=4m （优化取值） （5）超深h 超深h (m)是指钻孔超过台阶底盘水平的深度。若超深过大，将造成钻机和炸药的浪费。同时还将增加爆破动强度和底盘的破坏。根据经验，超深可按下式确定：
1)35.0~15.0(W h = 或 H h )2.0~1.0(= 式中：1W —底盘抵抗线，m 。 当岩石松软时取小值，岩石坚硬时取大值。对于要求特别保护的底板，应将超深取负值。 （6）孔距a 孔距按下式计算： a ＝m ×W1 m 为炮孔密集系数，一般为0.8～1.3 取a=3.5～4m （7）排距b b ＝（0.8～1）×a 取b=2.5～3m （8）孔深L 垂直孔： L ＝H ＋h ， 倾斜孔： L ＝（H ＋h ）/Sin α α为炮孔倾角； （9） 填塞长度LT 堵塞长度LT (m)是指装药后炮孔的剩余部分作为填塞物充填的长度。合理的堵塞长度应从降低爆炸气体能量损失和尽可能增加钻孔装药量两个方面考虑。堵塞长度过长将会降低延米爆破量，增加钻孔费用，并造成台阶上部岩石破碎不佳；堵塞长度过短，则炸药能量损失大，将产生较强的空气冲击波、噪声和个别飞石的危害，并影响钻孔下部破碎效果，常用的经验公式为 ???=≥（倾斜孔）垂直孔或11T T )0.1~9.0()()8.0~7.0(L L W W W 或 LT ＝（20-40）D （m ） （10）单孔药量Q ： 单排孔爆破或多排孔爆破的第一排孔的单孔装药量按下式计算： H qaW Q 1= 多排孔爆破时，从第二排孔起，以后各排孔的单孔装药量按下式计算： kqabH Q = 式中：K — 考虑受到前面多排孔的矿岩阻力作用的增加系数k ，一般取1.1~1.2；
石方爆破施工作业指导书 二〇一六年十一月
目录 1.0编制目的 (1) 2.0范围 (1) 3.0相关文件 (1) 4.0术语／定义： (1) 5.0职责 (1) 6.0技术管理 (2) 7.0工作流程 (2) 8.0记录总结 (6) 8.0爆破事故处理措施 (6) 9.0文明施工实施措施 (6) 10.0施工安全措施 (7)
溢洪道建筑工程 石方爆破施工作业指导书 1.0编制目的 为了保证溢洪道石方爆破施工《施工合同书》的原则，满足达到安全、质量、工期等要求，使建设单位各项要求得到有效保证。确保溢洪道石方爆破开挖施工的各项活动在受控状态下进行，使现场施工及管理人员有章可查，有据可依，并满足操作人员可操作性，特编制此作业指导书。 2.0范围 此作业指导书适用于总工程师、安全总监、质量副经理、生产副经理、工程管理部部、质量管理部、安全环保部部、质检站、爆破作业队。 3.0相关文件 4.0术语／定义： 石方爆破建筑物安全 5.0职责
5.1本作业指导书由质量副经理负责保持与改进，生产副经理配合协助； 5.2工程管理部负责该作业指导书的编制、归口、控制，工程管理部与爆破作业队具体实施，测量队检查，质量部、安全部检测验收。 6.0技术管理 6.1爆破区周围环境情况 溢洪道周边无居民区，左岸紧临已完建的泄洪洞及输水洞（进水塔已建成，距溢洪道水平最近距离15m），其中输水洞（洞径2.2m）从溢洪道桩号0+000—0+090段下部穿过，洞顶距溢洪道泄槽底板高度约7m；泄洪洞与溢洪道轴线基本平行，两结构物相临边水平距离约30m。右岸为依据设计开挖成形的土质边坡，及距溢洪道斜距约167m的110KV高压电线从进口引渠段高空。 6.2施工方案 综合考虑爆区地形、地质、环境条件、设备和技术条件，拟采用露天中深孔、浅孔爆破方案，边坡控制采取预裂爆破技术进行施工；整体自上而下逐层、自下游向上游先中间开槽在两侧的方法进行。通过爆破设计参数不断调整优化，控制好地震波和飞石对附近地下、地面建筑物的危害。因此，对溢洪道爆破施工进行分区，采用不同设计参数进行爆破作业。溢洪道爆破分区见图1。 图1 溢洪道爆破分区示意图 7.0工作流程
水工隧洞施工 水工隧洞施工的主要内容是开挖、出渣、衬砌或支护、灌浆工作等。常用的开挖掘进方法为钻孔爆破法，也有采用掘进机直接开挖的。衬砌和支护的型式，常用现浇钢筋砼以及喷锚支护。隧洞灌浆的目的是为了加固围岩或充填衬砌与围岩之间的空隙。 钻爆法开挖掘进的施工过程为测量放线、钻孔、装药、爆破、通风散烟、安全检查与处理、装渣运输、洞室临时支护、洞室衬砌或支护、灌浆及质量检查等。同时还需要进行排水、照明、通风、供水、动力供电等辅助作业，以保证隧洞施工的顺利进行。 上述各项工作，绝大部分是在地面以下，施工场地狭窄的情况下进行的，施工干扰大，劳动条件差，施工组织复杂，安全问题突出。如果遇到不良的地质和水文地质情况，如大的断层和破碎带、大的溶洞和地下暗河、高压含水层等，将严重影响施工进度和安全。正确处理安全、质量、进度和经济的关系，采用有效的机械设备与新的施工技术，加强安全措施，严密组织施工。 第一节隧洞开挖 一.开挖方式 隧洞开挖方式有全断面开挖法和导洞开挖法两种。开挖方式的选择主要取决于隧洞围岩的类别、断面尺寸、施工机械化程度和施工水平、合理选择开挖方式对于加快施工进度，节约投资，保证施工安全和施工质量均有重要的意义。 （一）全断面开挖法
是在整个断面上一次钻爆开挖成型。在隧洞断面不大，围岩稳定性好，不需要临时支护或局部支护，又有完善的机械设备时，可采用这种开挖方式。全断面开挖上午净空面积大，个工序相互干扰小，有利于机械化作业，施工组织较简单、掘进速度快。但这种方式受到机械设备、地质条件和断面尺寸的限制。全断面开挖又分为垂直掌子面掘进和台阶掌子面掘进两种。 （二）导洞开挖法 导洞开挖法就是先开挖断面的一部分，称为导洞，然后开挖至整个设计断面。这种开挖方式，可利用导洞进一步了解和掌握地质情况，并在扩大开挖时增大爆破临空面，提高爆破效果。根据导洞与扩大部分的开挖次序，有导洞专进法和并进法两种。 根据导洞在横断面位置的不同有下导洞、上导洞、中导洞、双导洞等；1.下导洞开挖法，导洞布置在断面的下部，又称漏斗棚架法； 2.上导洞开挖法，对称顶拱掘进法，常用的“上导洞边挖边衬，先拱后墙衬砌法”。 二.导洞的形状和尺寸 导洞一般采用上窄下宽的梯形断面，这样的断面受力条件较好，也便于利用断面底角，布置风、水、电等管线。 三.炮孔布置和装药量计算 （一）炮孔布置布置在开挖面上的炮孔，按其作用不同为掏槽孔、崩落孔和周边孔等三种。 1.掏槽孔布置在开挖面中心部位，首先炮出一个小的槽穴，其作
路基开挖爆破施工方案 一、工程简介 DK1811+643.35～DK1811+896.12段,长252.77米,属深路堑,丘陵区,丘坡,地形较陡,自然坡度15°～35°,相对高差30~40米,植被发育.线路沿坡顶通过。丘间谷地，狭长，辟为旱地。 该段路基设计边坡坡度为1:1. 5，表面岩石风化严重，Ⅳ级。 二、爆破方法的选择 开挖深度不大，方量较小，地形较复杂地段采用浅孔爆破；开挖深度大于5m，开挖方量较集中地段采用深孔爆破。 边坡采用预裂爆破，主炮孔为垂直孔，边坡预裂孔与设计边坡坡率相同。岩石较完整，临空情况较好时边坡采用光面爆破，光面爆破与主爆破同时进行 爆破前应进行爆破设计，并根据爆破效果进行参数的调整。爆破设计方案必须报有关部门审核批准后方可实施。 根据实际地形、边坡与既有线的距离和边坡的位置、形式调整爆破的方式。 三、爆破石方及炸药用量 本路基段开挖石方爆破共有1997 m3，需炸药约1.6t。 四、选择爆破设备、器材 浅孔爆破采用手持式风动凿岩机钻孔，孔径38～42mm，孔深1.5～2.0m，根据路堑开挖深度分一个或3～4个台阶进行爆破。深孔爆破法一般取孔径80mm，潜孔钻机钻孔。 爆破设备：空气压缩机一台（12m3），露天钻机两台；手持式煤电钻4台，导向钻头（φ38mm）8个。
爆破材料：乳化炸药Φ32mm，长19cm，重0.15Kg；2#岩石铵梯炸药Φ32mm、非电毫秒雷管1～11段；火雷管；导爆索。 五、钻孔和钻孔参数选择 采用手持式内燃凿岩机、手持式风动凿岩机或煤电钻进行钻孔。钎杆采用中空六棱钢,钻头采用“一”字型合金钻头;对于表层较风化的岩层,为防止泥岩卡钻,采用手持式煤电钻、燕尾式螺纹钻杆进行钻孔作业。所钻的炮孔直径为38-42MM。 对于质量要求较高的部位，钻孔直径d以32～100mm为宜，最好能按药包直径的2～4倍来选择钻孔直径。而预裂面的钻孔间距取a=（7～10）d。 因此做了以下参数选择： 每次爆破台阶高度为：H L=2.5m ①钻孔方向：预裂孔和辅助孔按照边坡设计坡度方向进行钻孔；主爆孔为竖直方向钻孔。 ②钻孔深度：预裂孔深L= 2.5～4m ,主爆孔深2.5m。 ③孔眼间距：根据岩体性质确定，预裂孔间距取50 cm，辅助孔孔距 一般取：孔距×排距=50×80cm 主爆孔一般取：孔距×排距=100×100cm。 ④钻孔直径：D=40mm。 六、炮孔布置 为保证主爆区爆破不对边坡造成破坏，预裂爆破采用两次爆破，先进行预裂孔爆破，再实施辅助孔、主爆孔爆破相结合的布孔方式。
石方路基作业指导书
一、设计概况
A11 合同段路线总体走向由北向南,起点位于武平县十方镇梅坑村附近, 起 点 里 程 为 K182+600, 终 点 位 于 武 平 县 岩 前 镇 大 布 村 闽 粤 省 界 处 , 桩 号 K197+513、545,接长春至深圳国家高速公路粤境蕉岭广福至城东段起点 K0+000。 主线全长 14、913545Km。我项目部施工路基起点里程为 K182+600,终点里程 YK185+258、ZK185+210。本段主线路基横断面分为整体式断面与分离式断面两种, 采用 4 车道高速公路标准。其中整体式路基宽度为 26m,分离式断面路基宽度为
13m 。 匝 道 路 基 尺 寸 各 异 。 本 段 路 基 挖 方 总 量 为 377573m3, 填 方 量 为 498098m3(不包括清表土方量)。借方量为 159124m3,弃方 38599m3。
二、施工条件
⑴地形多呈丘陵地貌,高低起伏较大。主要地层岩性如下:表层自上而下 为素填土、杂填土、亚粘土、亚沙土、粘性土、以下为强～弱风化灰岩。
⑵气候条件 本项目所处区域得气候就是亚热带季风型大陆性气候,四季分明,温与湿 润。雨季一般在 3～9 月份。 ⑶交通条件 路线所经区域交通发达,附近有村公路经过,各区域可修筑施工便道进入 施工现场。 ⑷施工用水、电 施工用水就地蓄水,电可由隧道进口施工用电处接入。
三、工程总体目标
1、质量目标 确保本段路基石方工程全部达到工程质量验收标准,工程一次验收合格率达 到 100%,优良率达到 95%以上。工程质量等级达到优良,配合全标段创优工作。 2、安全目标 工程实施过程中坚决实施“五杜绝”,既杜绝施工死亡事故、杜绝多人伤亡 事故、杜绝重大机械事故、杜绝重大交通事故、杜绝重大火灾事故,争创 “安全 文明工地”。
隧道光面爆破和预裂爆破的原理 一、爆破原理 1、光面爆破作用原理：光面爆破的破岩机理十分复杂，目前仍在探索中。尽管在理论上还很成熟，但在定性分析方面已有共识。一般认为炸药起爆时，对岩体产生两种效应，主要是爆炸气体膨胀做功所起的作用。光面爆破是周边眼同时起爆，各炮眼的冲击波向四周作径向传播，相邻炮眼的冲击相遇，产生应力波德叠加，并产生切向拉力，拉力的最大值发生在相邻炮眼中心连线的中点，当岩体的极限抗拉强度小于此拉力时，岩体便被拉裂，在炮眼中心连线上形成裂缝，随后，爆炸气的膨胀令裂缝进一步扩展，形成平整的爆裂面。 2、预裂爆破作原理：主要指预裂爆破成缝机理。为了保证预裂爆破成功，首要的条件是不压坏预裂孔壁，其次是沿预孔连线方向成缝。当炸药爆炸后，产生的冲击压力和高压气体的作用，将会使孔壁产生剧烈破坏。要想不压坏孔壁必须采用不偶令装药法，即药包直径小于钻孔直径。试验发现，当药包与孔壁之间存在空气间隙时，由于空气的缓冲作用，使孔壁所受压力大大降低。试验得出，当不偶令系数M=2.5时，作用在炮孔内壁的最大切向应力只相当于不偶令系数为1时的大约1/16。因此，完全有可能利用现有的常用炸药，用不偶令装药来降低孔壁压力，把几万个大气压降到每平方厘米只有几千或几百会斤的压力值。当降低的压力值小于或极接近于岩石的极限抗压强度时，便可使孔壁不受爆破压缩破坏或者只受少量的振动。在利用不偶令装药保证孔壁不受破坏的前提下，第二个条件就是怎样保证在预定的方向成缝。实践经验证明，只需要调整相邻炮孔的距离或孔内装药量便可达到成缝的目的。 二、技术措施 1、光面爆破的主要技术措施如下： （1）根据围岩特点，合理选定周边眼的间距和最小抵抗线，尽最大努力提高钻眼质量。 （2）严格控制周边眼的装药量，尽可能将药量沿眼大均匀分布。 （3）周边眼宜使用小直径药卷和低猛度、低爆速的炸药。为满足装药结构要求，可借助导爆索（传爆线）来实现客气间隔装药。 （4）采用毫秒微差有序起爆。要安排好开挖程序，使光面爆破具有良好的临空面。 （5）边孔直径小于等于50mm。 2、预裂爆破主要措施如下： （1）炮孔直径一般为50-200mm，对深孔宜采用较大的直径。
6.6 爆破参数与爆破图表 6.6.1 爆破参数 （1）单位炸药消耗量 3，对应断面面积S＝＝0.7～2.5kg/m按照新奥法爆破施工设计经验，单位耗药量K22，硬质砂岩，岩石完整性?=3～64m，以及“电子三所”振动的特殊要求，拟定～20m3，因小导洞开挖后凌空面较大，kg/m＝1.8进尺1.5米左右。为了确 保掏槽效果小导硐取K3kg/m＝K1.1同理次导硐和光面爆破扩至设计面单位炸药消耗量取。（2）每循环爆破总药量的确定 依据Q＝K×L×S (43) 式中：Q：每循环爆破总装药量（kg）； 3）；K：炸药单耗量（kg/m L：爆破掘进进尺（m）；2）。：开挖断面面积（m S小导硐： 32，，导洞开挖面积S=7.5m，L＝8K＝1.kg/m1.5m Q＝K×L×S＝1.8×1.5×7.5＝20.25kg 次导硐： 32，.467m，L＝1.5m，导洞开挖面积S=K＝1.1 kg/m Q＝K×L×S＝1.1×1.5×46.7＝77.1kg 扩挖至设计界面： 32，m 34.21 kg/m，导洞开挖面积，L＝1.5mS=1.K＝Q＝K×L×S＝1.1×1.5×34.2＝56.4kg （3）单段最大装药量计算 3/α3来确定单段药量初始值。）V/KQ=R采用目前国内常用的经验公式：（R-爆 破振动的安全距离， V-保护对象所在地质点振动安全允许速度， K、α-与爆破点至计算保护对象间的地形、地质条件有关的系数和衰减指数 因岩层处于硬质砂岩地段根据经验取K＝120，α＝2.0，以最近点居民房（危房）的振速要求为条件，考虑到电子三所的爆破振动影响，按文物要求V＝0.5cm/s，R取25米计算。 Q＝4.2kg 周边施打减震孔可以减震30％～50％，取30％，即单段最大爆破药量为4.2×1.3＝5.46kg，小导硐按此药量进行钻爆设计。 次导洞、隧道扩挖至设计断面爆破时临空面较大，减振效果较好，主要由单段最大药量控制，与总药量无关，按减振50％考虑，即单段最大爆破药量为5.46×1.5＝8.2 kg，按此药量设计。 6.6.2 爆破图表 小导硐爆破设计、次导硐爆破设计、最后光面爆破设计见下:图27~29和表2~4。
一、浅孔爆破每孔装药量可按体积公式计算： q＝kW3 或q＝kV－kɑHW 式中： q－每孔装药量，kg； k－炸药单耗，kg/m3； V－单孔爆破岩石体积。 一次爆破总量按下式进行计算： Q＝Nq－kV总 式中： Q－一次爆破炸药总量；kg； N－一次爆破炮孔总数； V总－一次炮孔爆破总方量；m3。 二、深孔爆破装药量计算： （一）单个深孔爆破时装药量计算： 正常情况下：Q＝qɑHW d 当ɑ≥W d时，以底盘抵抗线代替孔距； Q＝qHW d2 当台阶坡面角小于55°时，应将底盘抵抗线用最小抵抗线代替： Q＝qɑHW， 当W d与段高H相差悬殊时， Q＝qɑW d H1 式中： H1－换算标高，m。 H1＝W d/（0.7～0.8） 在用上述公式计算每孔装药量时，还需用每孔最大可能装药量G 进行验算。 G＝g（L－Lr） 式中： G－炮孔可能最大装药量，kg； g－每米炮孔的可能装药量，kg/m； L－炮孔长度； Lr－填塞长度。
应满足：G≥Q即： G（L－Lr）≥qW dɑH （二）多排孔爆破时装药量的计算： 多排孔爆破时，第一排孔装药量计算同上，第二排起，装药量应有所增加。 Q1＝kqɑbH 式中： Q1－第二排以后的各排每孔装药量，kg； k－岩石阻力夹制系数，采用微差爆破时，取k＝1.0～1.2，采用齐发爆破时，取k＝1.2～1.5，第二排孔取下限，最后一排孔取上限。 （三）倾斜台阶深孔装药量计算 Q′＝qWɑL 式中： Q′－倾斜孔每孔装药量； q－炸药单耗； L－斜孔（不包括超深）长度，m。 倾斜深孔，超深部分药量应单独计算： Q c＝ph 式中： Q c－超深部分炮孔装药量，kg； p－每米炮孔的装药量，kg/m； h－超深。 （四）分段装药： 分段装药各分段装药量单独计算： Q1＝q1ɑW12 Q2＝q2ɑW22 Q3＝q3ɑW32 … 式中： W1，W2，W3 -------各分段的最小抵抗线，m
1目的 本作业指导书旨在规定在高边坡施工中直接影响施工安全的过程的操作，以保证施工安全。 2适用范围 本作业指导书适用于。 3引用标准和相关文件 GB/T19000-ISO9000族标准 4定义 4.1 高边坡施工 高边坡施工指边坡高度在50m～100m之间的边坡施工。 5 职责 5.1 技术人员按本作业指导书，认真指导高边坡的施工。 5.2 技术人员按本作业书，对具体的施工进行设计。 5.3 技术人员按本作业书，对影响施工安全的细节加以控制。 5.4 施工操作人员按本作业指导书进行施工。 5.5 项目施工负责人负责履行本作业指导书。 5.6 安全管理部门要定期对高边坡施工进行安全检查。 5.7 施工队长对施工部位的安全生产工作负具体领导责任。 5.8 生产、技术、材料、财务、劳资等职能部门，在各自的业务范围内对实现安全生产的要求负责。生产部门要合理组织生产，贯彻安全规章制度和施工组织设计；加强现场平面管理，建立安全生产、文明生产秩序。 技术部门要严格按照国家有关安全技术规程、标准编制施工文件，提出相应的安全技术措施。 材料部门对实现安全措施所需材料保证供应。 财务部门要按照规定提供实现安全技术措施的经费，并监督其合理使用。 劳资部门要配合安全部门做好新工人、调换岗位工人、特殊工种工人的培训、发证工作，严格控制加班加点。 5.9 在有几个施工单位联合施工时，应由统一的组织管理现场的安全工作。 6 现场安全纪律 6.1 遵守劳动纪律，服从领导和安全检查人员的指挥，工作时思想集中，坚守岗位，未经许可不得从 事非本工种工作；严禁酒后上班；不得在禁止烟火的地方吸烟动火。
6.2 严格执行操作规程，不得违章指挥和违章作业，对违章作业的指令有权拒绝，并有责任制止他人 违章作业。 6.3 按照作业要求正确穿戴个人防护用品，进入施工现场必须戴安全帽，现场不得穿硬底鞋和带钉易 滑的鞋，不得往下投掷物料，严禁赤脚或穿高跟鞋、拖鞋进入施工现场。 6.4 在施工现场行走要注意安全，不得攀登脚手架或边坡。 6.5 施工现场、临边部位、易燃易爆场所，变压器周围都要指定专人设置围栏和安全标志，夜间要设 红灯示警。各种防护设施、警告标志未经施工负责人批准，不得移动和拆除。 6.6 从事高边坡作业人员要定期体检，经医生诊断凡患高血压、心脏病、贫血病、癫痫病以及其他不 适于高空作业的，不得从事高边坡作业。 6.7 作业所用材料要堆放平稳，工具应随手放入工具袋内，上下传递物件禁止抛掷。 6.8 遇有恶劣气候影响施工安全时，禁止进行高边坡作业。 7 高边坡的开挖 7.1 开挖前，对岩坡稳定性进行分析，判明影响边坡稳定的主导因素，对边坡变形破坏形式和原因作出判断，并且制定可行的开挖措施，以免因工程施工影响和恶化边坡稳定性。 7.2 尽量改善边坡的稳定性，拦截地表水和排除地下水，防止边坡稳定性下降，可在边坡变形区开挖截水沟、排水沟，拦截和排除地表水，同时采用喷浆、勾缝、覆盖等方式保护护体不受渗水侵害。 7.3 对于不稳定型边坡开挖，可先做稳定处理，然后进行开挖，例如采用抗滑挡墙、抗滑桩、锚筋桩、预应力锚索以及化学灌浆等方法，必要时进行边挡护边开挖。 7.4 采用分层留出平台或马道以提高边坡的稳定性。台阶高度由边坡处于稳定状态下的极限滑动体高度hv和极限坡高Hv来确定，其值由力学计算的有关算式求得。 7.5 按照“先坡面，后坡脚”自上而下的开挖程序施工，并限制坡比、坡高在要求允许范围内。 7.6 开挖时，注意不切断层面和楔体棱线，不使滑体悬空而失去支撑作用，坡高应尽量控制到不涉及有害软弱面及不稳定岩体。 7.7 控制爆破规模，应不使爆破震动附加动荷载使边坡失稳，为避免造成过多的爆破裂隙，开挖邻近最终边坡时，应采用光面预裂爆破，必要时改用小炮、风镐或人工撬挖。 7.8 在施工中必须坚持边施工下挖。边进行边坡处理，即下挖一层，边坡处理完成一层，处理内容含设计指定的所有处理。如欠挖处理、危石处理、喷锚支护、排水设施等等。 7.9 避免雨季施工，并力争一次处理完毕。 7.10 高边坡施工过程中，需对岩坡变型进行观测，观测范围包括大体积整体岩体的滑动，局部岩体或
爆破作业 一般由类似工程条件的工点实际测得的爆破震动速度衰减规律公式计算，计算式为：Qm=R3Vkp/K2/3 式中：Qm——最大一段允许用药量 Vkp——震速安全控制标准 R——爆源中心至震速控制点的距离 K——与爆破技术、地震波传播途径介质的性质有关的系数。 ⑵掏槽形式的选择根据以往有关巷道爆破震动速度的观测数据，选用楔型掏槽。这样不仅可以有效的控制震动速度，而且容易掏出槽来，且能使掏槽的单段用药量减小。 ⑶选择合理的段间隔时差为避免爆破震动叠加作用，雷管跳段使用，其时差控制在100ms左右。 ⑷循环进尺的选定主要根据地质条件、进度安排进行，根据本巷道的地质情况及工期要求，循环进尺控制在0.75～1.2m范围内。 ⑸爆破参数的选定 爆破参数的选定按照计算法结合工程类比法确定，并经现场试验进行检验调整。 ①炮眼深度L 以循环进尺作为炮眼深度，掏槽眼加深20。 ②炮眼数目N按照下式计算确定炮眼数量， N=K×S×L/L×n×r 式中N——炮眼数目，个
K——单位炸药消耗量 kg/m3 L——炮眼深度， n——炮眼装药系数 r——炸药的线装药密度 S——开挖断面积，m2。 以上计算数据按照比钻眼数进行校核后确定。 ③炮眼布置 先布置掏槽眼、周边眼，然后是地板眼、内圈眼、二台眼，最后布置掘进眼。周边眼布置经验计算式如下： 间距：E=8-12d d为炮眼直径，cm 抵抗线：W=1.0-1.5E，cm 装药集中度：q0.04-0.19kg/m ④一次爆破总装药量的计算： Q=K×S×L Kg 式中K——炸药单耗； S——开挖断面积； L——炮眼深度； Q——一次爆破的总装药量。 ⑤单眼装药量的计算 周边眼参照上述光面爆破进行计算确定。其它各部位炮眼的装药量均可按下式计算：
Ⅳ级围岩爆破设计 工程概况 大瑶山隧道位于广东省乐昌市的庆云镇至两江镇的九峰河，隧道全长 10331m，隧道以碳酸盐岩和碎屑岩为主，隧道内考虑到断裂带、部分浅埋段岩体 2风化、破碎等，隧道围岩多为Ⅳ级。隧道穿越地区有断裂构造，围岩较为破碎， 裂缝较发育，断裂带附近易富水，岩溶水赋水性为中等，碎屑岩及浅变质岩属含 水丰富的基岩裂隙水含水层，所以地下水较发育。隧道断面设计为马蹄型，跨度 B=，高为H=。 爆破方案选择 为了保证隧道的开挖质量，又能加快施工速度，缩短工期，故IV级围岩实 施爆破区段采用上、中、下三台阶开挖的光面爆破方案，由于围岩较为破碎，所 以采用段台阶法，实现及早支护封闭。由于采用三台阶的开挖方法，所以每循坏 进尺的爆破工作都要分成三部分完成的。对于一个开挖断面，先对上台阶进行爆 破开挖、出渣，当上台阶向前开挖推进一定距离后，再对中、下进行爆破作业，应尽量减少相邻两个工作面之间施工相互干扰。每月施工28天，采用2班循环 掘进平行作业，月掘进计划进尺为120m。 爆破参数选择 (一)上台阶参数计算 (1)炮眼数N 断面炮眼数是受多个因素限制，它和爆破作业面积、围岩等级等因素有关。炮眼 数目N可根据式（4-1）计算得出： (4-1) 式中，q—炸药消耗量，一般取~ 实际根据表4-1选取:
,,,。 S—爆破作业的面积，由开挖断面图可知，IV 级围岩开挖断面 ， 上台阶断面积为，中台阶断面积，下台阶断面积；仰拱断面积。 —系数，根据表4-3取值，选取时要综合考虑各类炮眼,上台阶取； —药卷的炸药质量，2号岩石铵梯炸药的每米质量见表4-2；本工程中取； 根据上式计算得出，上台阶炮眼数为N1109个，中台阶炮眼数为N2102个，下台阶炮眼数为N394个，仰拱炮眼数为N425个。 表4-1 隧道爆破单位耗药量（） 开挖部位和掘进断面积/围岩类别 ⅣⅤⅢⅣⅡⅢI 单自由面 4—6 7—9 10—12 13—15 16—20 40—43 多自由面扩大挖底 表4—2 2号岩石铵梯炸药每米质量值 药卷直径32353840444550 (kg/m)
6露天矿穿孔爆破（专题） 露天矿穿孔爆破时生产中的第一道工序。本设计中，因矿岩的硬度不能直接挖掘，因此必须采用露天深孔爆破对矿岩松动。 6.1穿孔设备的选择及需要量的计算 穿孔设备主要根据矿岩物理学性质、矿岩生产能力，选择不同型号的潜孔钻机或牙轮钻机。 6.1.1钻机选型 设计矿山规模为45万t/a ,属中型矿山，宜用深孔钻机，岩石为矽卡岩、片岩，中等稳固，f=1~7，矿岩断层,裂隙发育，虽然潜孔钻机单位钻孔成本较高，但潜孔钻机能量损失少(冲击器活塞直接撞击在钻头上)，噪声小（冲击潜入孔内工作），节省动力（冲击器排出的废气可用来排渣），钻杆使用寿命长，与牙轮钻机相比，潜孔穿孔轴压小，钻孔不易倾斜；工作气压高，回转扭矩大，凿岩效率高，性能可靠：钻机轻，设备购置费用低；钻孔方位广，调节灵活，定位准确。穿孔设备需要量主要根据钻孔的生产能力和矿岩生产能力计算，另外参考类似矿山昆阳磷矿的应用经验，故初步设计采用的主要钻孔设备为直径200mm的KQ-200型潜孔钻机。 6.1.2钻机需求量计算 （1）钻机的台班生产能力 V b V b = 0.6VT bηb（6-1） ＝0.6×30×8×0.4=57.6 m∕(台·班) (2) 钻机的需求数量 N 露天矿所需钻机数量取决于矿山设计年采剥总量、所选钻机年穿孔效率与每米炮孔的爆破量。 N = A n ∕[L·q (1－e)] （6-2） = 12486937/[44550×100×(1-3%)]=0.9取N= 1台 式中：
符号符号意义单位取值备注 V b台班生产能力m/(台·班) 100.8 V 钻机机械钻进速度cm∕min 30 查钻机相关参数 得18m/h T b班工作时间h 8 η 班工作时间利用系数0.7 一般为0.7~0.8 b N 所需钻机数量台 2 A n矿山设计年采剥量万t/a125 100×(1+5.53× 1.3) L每台潜孔钻年穿孔效率m∕a 32310 L= 75×3×330× 0.6 q 每米炮孔爆破量t∕m 100 参考《露天采矿 学》类比国内矿山 e 废孔率% 3 一般小于5% 6.1.3钻机相关指标 表6—1 钻机相关指标 钻机型号KQ-200型潜孔钻机。 孔径200mm 台班生产能力57.6 m∕(台·班) 废孔率3% 班工作时间利用系数0.8 钻机穿孔效率系数0.6 钻机需要量 2 台（1台备用）6.2爆破工作 6.2.1深孔爆破设计的基本要求 1、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》(国务院令466号) （3）公安部《爆破作业人员安全技术考核标准》GA53-93； （4）国家和地方政府颁布的有关技术规范和法规。