1、兴国隧道爆破方案设计01231编制依据（1）现行的国家有关方针政策，以及国家和行业有关法律、规范、验标、施工指南和行业最新规章制度等；（2）新建南昌至赣州铁路客运专线兴国隧道及相关工程（CGXJ标）施工图图纸；（3）昌赣客专兴国隧道实施性施组；（4）爆破安全规程（GB6722-2011）；（5）项目经理部的组成、机械设备、各类技术人员配备及施工队伍施工能力的基本情况；（6）国家和地方关于环境保护、职业健康安全、水土资源及文物保护、节能减排的要求。（7）公司类似工程的施工经验。2工程概况新建南昌至赣州客运专线兴国隧道站前工程CG-XJ标段。兴国隧道起讫里程：DK319+342.4DK329+68
2、7.5，全长10345.1m。主要工程数量：兴国隧道10345.1延长米、里溪斜井1座/763延长米、兴国隧道无砟道床10345.1m及相关附属工程。隧道进口与竹高坡大桥赣州台台尾相接，采用倒切开孔式缓冲结构洞门，洞口里程为DK319+342.4，明暗分界里程为DK319+358。隧道出口与朱屋大桥南昌台台尾相接，采用斜切开孔式缓冲结构洞门，洞口里程为DK329+687.5，明暗分界里程为DK329+668。隧址区位于赣中南褶隆，大湖山、芙蓉山隆断束中部。岩浆活动强烈，先后经历了印支、燕山期等多次强烈的构造运动，断裂纵横切割，形成多种形态的褶皱与不同组合的断裂。区域内的主构造主要有北东向华夏系
3、、北北东向新华夏系和南北向构造。进口DK324+200段约4860m隧道穿越地层主要为砂岩（石英、长石）、板岩（砂质、钙质、碳质），4060m交错分布；DK324+200出口段5480m为花岗岩。进口斜井间穿越6条断层带，5条节理密集带，地质较为复杂。斜井出口间穿越6条断层带，围岩以、级围岩为主，局部为、级围岩。采用台阶法、三台阶法或三台阶临时仰拱法施工。围岩级别详见表1-1。表2-1 兴国隧道围岩设计概况表隧道名称起讫里程长度(m)围岩分级长度(m)备注兴国隧道DK319+342.4DK329+687.510345.12330418525801250.1占全隧长度百分比22.5%40.5%2
4、4.9%12.1%隧道洞身围岩主要以花岗岩、板岩、炭质板岩为主，局部为砂岩。不良地质主要为12条断层、3条接触带、13条节理密集带。隧道建筑限界采用高速铁路设计规范（试行）“图1.0.6 高速铁路建筑限界轮廓及基本尺寸”，轨面以上内轮廓净空面积为100m2，最大开挖断面167.93m2。隧道采用复合式衬砌，初期支护采用喷锚支护。3周边环境隧道进口位于龙口镇五斗村，出口位于兴国乡兰溪村，洞口范围内民房与洞口最近距离约110m，且位于线路两侧，需进行拆迁，其他均大于200m，民房为砖瓦结构。隧道爆破过程中需考虑爆破震动影响。4控制参数选取在爆破安全规程（GB6722-2011）中要求一般民用建筑物
5、的安全允许振速为1.53.0cm/s。为确保安全，选取的安全允许振速为不大于2.0cm/s。5爆破设计原则为了降低爆破震动，洞室开挖均采用微差减振光面爆破，一次爆破的允许装药量采用萨道夫斯基公式计算控制。萨氏公式： 由上式推导出：Q=R3（Vmax/K）3/式中：Vmax最大允许振速（cm/s）；K、与爆区地形、地质条件、爆破等因素有关的参数；R测点距爆区几何中心距离（m）；Q最大单段允许药量（kg）。6 K、值的分析根据爆破安全操作规程要求，结合兴国隧道工程地质情况，K值取129.9053，值去1.60880。取值范围详见表6-1。表6-1 不同岩性的K、值一般取值范围岩 性K硬质岩5015
6、01.31.5中硬岩1502501.51.8软岩2503501.82.07爆破设计7.1爆破设计7.1.1爆破技术要求根据围岩地质条件，开挖断面、开挖进尺，爆破器材等编制光面爆破施工方案，钻爆参数根据围岩变化及时动态修正和动态管理。根据围岩特点合理选择周边眼间距及周边眼的最小抵抗线，辅助炮眼交错均匀布置，周边炮眼与辅助炮眼眼底在同一垂直面上，掏槽眼加深20cm。严格控制周边眼装药量，间隔装药，使药量沿炮眼全长均匀分布。选用低密度低爆速、低猛度的炸药，本隧道非瓦斯区段采用2号岩石乳化炸药，非电毫秒雷管起爆，采用微差爆破，周边眼采用导爆索起爆，以减小起爆时差。(1)钻爆参数的选择通过爆破试验确定爆
7、破参数，试验时参照表7-1。表7-1 光面爆破参数表岩石种类周边眼间距E(cm)周边眼最小抵抗线W(cm)相对距离E/W装药集中度q(kg/m)极硬岩506055750.80.850.250.3硬岩405050600.80.850.150.25软质岩354545600.750.80.070.12(2)掏槽方式采用斜眼掏槽。(3)装药结构及堵塞方式周边眼装药采用小直径药卷间隔装药结构；其它眼均采用连续装药结构。所有装药炮眼用炮泥堵塞，周边眼堵塞长度不小于30cm。(4)爆破效果监测及爆破设计优化爆破效果检查项目主要有：断面周边超欠挖检查；开挖轮廓圆顺度，开挖面平整检查；爆破进尺是否达到爆破设计要
8、求；爆出石渣块是否适合装渣要求；炮眼痕迹残留率，硬岩80，中硬岩60，并在开挖轮廓面上均匀分布；两次爆破衔接台阶不大于10cm。爆破设计优化：每次爆破后检查爆破效果，分析原因及时修正爆破参数，提高爆破效果，改善技术经济指标。根据岩层节理裂隙发育、岩性软硬情况，修正眼距，用药量，特别是周边眼；根据爆破后石渣的块度大小修正装药参数；根据开挖面凹凸情况修正钻眼深度，使爆破眼底基本落在同一断面上。7.1.2正洞级围岩光面爆破参数选择(1)炮眼直径采用液压凿岩台车钻孔，45mm钻头，成孔直径约为48mm。(2)循环进尺设计循环进尺3.5m。(3)炮眼深度根据隧道断面尺寸及施工经验确定采用三级复式楔形掏槽
9、，掏槽眼深度分别为1.6m、3.02m、4.41m，掏槽眼布置在断面中下部。周边眼：按要求采用光面爆破，周边眼间距为50cm，深度3.5m，采用间隔装药。掏槽眼：间距取1.0m，深度分别为1.6m、3.02m、4.41m，连续装药。辅助眼：间距取1.0m，深度3.5m3.7m，连续装药。内圈眼：间距取1.0m，深度3.5m，连续装药。底板眼：间距取0.7m，深度3.7m，连续装药。(4)每循环装药量隧道正洞级围岩采用全断面开挖爆破掘进，药量初步计算过程如下：Q=qLSQ每循环装药量。q单位炸药消耗量，取0.80kg/m3。L炮眼深度，3.5m。S全断面开挖隧道面积，级为127.677m2。则正
10、洞级围岩全断面爆破每循环理论用药量为：Q=0.803.5127.677=357.496Kg。(5)炮眼数确定炮眼数量由公式 N=qs/(rn) 计算。其中符号代表意义：N炮孔数量；q2号岩石乳化炸药单耗，取0.8kg/m3；s隧道全断面开挖面积，级为128.53m2；n炮眼装药系数，取0.8；r每米长度炸药重量，取0.70kg；经计算：N=0.8127.677/(0.70.85)=182.39个（实际取184个）。(6)炮眼药量分配炮眼装药量见表7-2。表7-2 级围岩光面爆破炮眼药量分配表序号炮眼类别炮眼个数（个）雷管段数（段）炮眼深度（cm）经验装药系数每孔药卷数单孔装药 量（Kg/孔）合
11、计药量（Kg）1掏槽眼811600.971.411.22633020.9132.615.63654410.9173.420.44辅助眼2073500.7122.44852993500.75132.675.46内圈眼12103500.8142.833.6725113500.8142.8708底板眼18123700.85153549周边眼58133500.253.50.740.6合计182368.8（7）主要经济技术指标主要经济技术指标见表7-3。表7-3 级围岩光面爆破主要经济技术指标表序号项 目单位数 量1开挖断面面积m2127.6772每循环开挖进尺m3.53每循环爆破方量m3446.874
12、炮眼总数个1825钻孔总量m6286雷管用量发1307炸药用量Kg368.88比钻眼数个/m21.429比钻眼量m/m31.40510比装药量Kg/m30.82511单位体积岩体耗雷管量发/m30.29级围岩全断面爆破炮眼布置见图7-1。（8）允许单段最大装药量验算循环爆破量：368.8 m3，炸药单耗：0.83kg/m3。根据萨式公式计算允许最大单段装药量：级围岩距离洞口473m，洞口距离民房200m，取R=673，K=129.9053，a=1.6088，V=2.0Q=R3（Vmax/K）3/=6733（2.0/129.9053）3/1.6088=127062.2kg。最大单段装药量为辅助眼
13、9段75.4kg允许量。图7-1 级围岩全断面爆破炮眼布置图7.1.3正洞级围岩台阶法爆破参数选择（1）级围岩光面爆破炮眼药量分配表上台阶爆破炮眼药量分配见表7-4、下台阶爆破炮眼药量分配见表7-5、仰拱爆破炮眼药量分配见表7-6。级围岩台阶法爆破炮眼布置见图7-2。表7-4 级围岩上台阶光面爆破炮眼药量分配表序号炮眼类别炮眼个数（个）雷管段数（段）炮眼深度（cm）经验装药系数/每孔药卷数（卷/孔）单孔装药 量（Kg/孔）合计药量（Kg）1掏槽眼611860.9061.27.22633300.90102.0123扩槽眼352260.7581.64.84辅助眼1572500.7581.62451
14、592500.7581.624619112500.7581.630.47底板眼15132500.8591.8278周边眼43152500.252.50.521.5合计122150.9表7-5 级围岩下台阶光面爆破炮眼药量分配表序号炮眼类别炮眼个数（个）雷管段数（段）炮眼深度（cm）经验装药系数/每孔药卷数（卷/孔）单孔装药 量（Kg/孔）合计药量（Kg）1一排眼1822500.7561.221.62二排眼1862700.8561.221.63三排眼18102500.2561.2216合计5464.8表7-6 级围岩仰拱光面爆破炮眼药量分配表序号炮眼类别炮眼个数（个）雷管段数（段）炮眼深度（cm
15、）经验装药系数/每孔药卷数（卷/孔）单孔装药 量（Kg/孔）合计药量（Kg）1一排眼712500.7561.28.42二排眼932700.8561.210.83三排眼1752500.2561.220.4合计3339.6图7-2 级围岩台阶法爆破炮眼布置图（2）主要经济技术指标主要经济技术指标见表7-7。表7-7 级围岩光面爆破主要经济技术指标表序号项 目单位数 量1开挖断面面积m2125.5672每循环开挖进尺m2.53每循环爆破方量m3313.924炮眼总数个1765钻孔总量m4476雷管用量发1357炸药用量Kg231.88比钻眼数个/m21.49比钻眼量m/m30.5610比装药量Kg/
16、m30.7411单位体积岩体耗雷管量发/m30.43（3）允许单段最大装药量验算循环爆破量：313.92 m3，炸药单耗：0.74kg/m3。根据萨式公式计算允许最大单段装药量：级围岩距离洞口453m，洞口距离民房200m，取R=653，K=129.9053，a=1.6088，V=2.0Q=R3（Vmax/K）3/=6533（2.0/129.9053）3/1.6088=116067.5kg。最大单段装药量为辅助眼11段30.4kg允许量。7.1.4正洞、级围岩台阶法爆破参数选择(1)、级围岩光面爆破炮眼药量分配表上台阶爆破炮眼药量分配见表7-8、中台阶爆破炮眼药量分配见表7-9、下台阶爆破炮眼
17、药量分配见表7-10。表7-8 、级围岩上台阶爆破炮眼药量分配表序号炮眼类别炮眼个数雷管段数炮眼深度经验装药系数每孔药卷数单孔装药量合计药量个段cm/卷/孔Kg/孔Kg1掏槽眼411620.9071.45.62辅助眼431000.7530.62.43451000.7530.62.44内圈眼1171000.7530.66.65底板眼11111000.8530.66.66周边眼35131000.2010.27合计6930.6表7-9 、级围岩中台阶爆破炮眼药量分配表序号炮眼类别炮眼个数雷管段数炮眼深度经验装药系数每孔药卷数单孔装药量合计药量个段cm/卷/孔Kg/孔Kg1掏槽眼611620.9071
18、.48.42辅助眼2435791000.7530.614.43底板眼13111000.8530.67.84周边眼16131000.2010.23.2合计5933.8表7-10 、级围岩下台阶爆破炮眼药量分配表序号炮眼类别炮眼个数雷管段数炮眼深度经验装药系数每孔药卷数单孔装药量合计药量个段cm/卷/孔Kg/孔Kg1辅助眼301351000.7530.6182底板眼1171000.8530.66.63周边眼1091000.2010.22合计5126.6（2）主要经济技术指标主要经济技术指标见表7-11。表7-11 、级围岩光面爆破主要经济技术指标表序号项 目单位数 量1开挖断面面积m2134.81
19、82每循环开挖进尺m1.03每循环爆破方量m3134.8184炮眼总数个1795钻孔总量m1796雷管用量发1287炸药用量Kg918比钻眼数个/m21.329比钻眼量m/m31.3210比装药量Kg/m30.6711单位体积岩体耗雷管量发/m30.95注：以上、级围岩爆破指标为折合为全断面数值。图7-3 、级围岩各断面爆破炮眼总体布置图（3）允许单段最大装药量验算循环爆破量：313.92 m3，炸药单耗：0.74kg/m3。根据萨式公式计算允许最大单段装药量：级围岩距离民房200m，取R=200，K=129.9053，a=1.6088，V=2.0Q=R3（Vmax/K）3/=2003（2.0
20、/129.9053）3/1.6088=4804.5kg。最大单段装药量为下台阶辅助眼18kg允许量。级围岩距离洞口距离更远，符合要求。7.2爆破作业（1）放样布眼钻眼前，测量人员要用红油漆准确绘出中线、腰线，画出周边眼轮廓线、二圈眼、辅助眼及掏槽眼的位置，其误差不得超过5cm。（2）钻眼钻工要熟悉炮眼布置图，要能熟练地操纵凿岩机械，周边眼安排有丰富经验的老钻工司钻，以确保周边眼有准确的外插角（眼深3m时，外插角小于3；眼深5m时，外插角小于2）；先打好第一个正顶眼作为定向眼，正顶眼必须沿隧道的轴线钻进，正顶眼打好后插上炮棍作为其他炮眼的标志方向；同时根据眼口位置及掌子面岩石的凹凸程度调整炮眼深
21、度，以保证炮眼底在同一平面上。（3）清孔装药前用高压风将炮眼内的石屑吹净，同时应防止伤人。（4）爆破器材的选用雷管：非瓦斯段采用非电毫秒雷管起爆；瓦斯段采用3号煤矿瞬发电雷管，最后一段的延期时间不得大于130ms。炸药：非瓦斯段采用2#岩石乳化炸药，瓦斯段采用3#煤矿许用铵梯炸药。周边眼采用25mm的药卷，其他炮眼采用32的药卷。（5）装药装药需分片分组按炮眼设计图确定的装药量自上而下进行，雷管要“对号入座”。装药前将炮眼内泥浆、石粉吹洗干净。在岩层内爆破，炮眼深度不足0.9m，装药长度不得大于炮眼深度的1/2；炮眼深度为0.9m以上时，装药长度不得大于炮眼深度的2/3。在煤层中爆破，装药长度
22、不得大于炮眼深度的1/2。（6）联结起爆网路及方式采用串联连接方式；线路所有连结头相互扭紧，明线部分包覆绝缘层并悬空。母线与电缆、电线、信号线分别挂在巷道的两侧，若必须在同一侧时，母线必须在电缆下方，并保持0.3m以上间距。母线采用具有良好绝缘性和柔软性的铜芯电缆，并随用随挂，严禁将其固定；母线的长度必须大于规定的爆破安全距离；必须采用绝缘母线单回路爆破；严禁将瞬发电雷管与毫秒电雷管在同一串联网路中使用。（7）“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”爆破作业时必须严格执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”。“一炮三检制”即在开挖工作面装药前、爆破前和爆破后必须检查爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度
23、，若瓦斯浓度达到1%及以上时，严禁装药爆破。“三人连锁放炮制”就是爆破前，爆破工在检查联线工作无误后，将警戒牌交给班组长，由班组长亲自派专人警戒，并检查顶板、支架与工具设备等情况，经清点人数无误后，将爆破命令牌交给有害气体检查员，由有害气体检查员检查瓦斯、粉尘浓度合格后，将自已携带的爆破牌交给爆破工，爆破工吹哨后爆破，爆破后三牌各归原主。（8）瞎炮的处理发现瞎炮，首先查明原因。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。如因孔内导爆管损坏或其本身存在问题造成瞎炮，需要及时上报并研究专项处理措施。（9）爆破后的检查在爆破15min后首先检查通风情
24、况，确认通风正常后下进入洞内检查有害气体浓度，若有害气体浓度超标则进一步加强通风直至有害气体检测浓度符合作业要求；在掌子面20m范围内喷水除尘；专职安全人员检查掌子面及开挖面情况，清除危石，确认安全后，由专职爆破工检查爆破情况，检查无误后方可开始出渣作业。8 爆破冲击波隧道爆破时的冲击波超压可以采用波克洛夫斯基公式进行计算。波式公式为： 式中：P空气冲击波阵面超压，105Pa；S装药巷道的断面积，m2；Q裸露爆破TNT炸药当量；乳化炸药与TNT当量的换算系数为0.708，隧道潜孔爆破反向起爆堵孔时的炸药转化为冲击波的转换系数为0.050.07；即Q=0.7080.06一次爆破乳化炸药总药量；R
25、距爆区几何中心距离，m；K系数，K=0.67。 爆破冲击波计算如下：QRSKP级围岩15.67130127.70.670.27级围岩9.85130125.60.670.21、级围岩3.87130134.80.670.13根据中国科技大学出版社2009年出版的工程爆破安全所述，爆破空气冲击波达到0.3105Pa时会造成人员的听觉损伤。根据以上计算可知，兴国隧道爆破安全防护距离严禁小于130m，宜按照200m控制。9爆破安全措施本着“安全第一、预防为主”的原则，施工中认真贯彻执行中华人民共和国安全生产法，必须严格执行中华人民共和国国家标准GB6722-2011爆破安全规程，严格遵守国家和地方政府的
26、法律法规。主要安全措施如下：（1）精心设计根据本工程的实际的情况，爆破要勤进行震动监测并及时分析，确定最大允许药量，选取合理的爆破参数和延发时间，使爆破方案切实可行。（2）精心施工爆破技术人员跟班指导作业，确保钻孔、装药、堵塞、连线工序的施工质量，层层监督以确保爆破安全。（3）确定警戒范围、做好清退场工作警戒范围不少于200米，爆破前，设专门的爆破员进行爆破安全警戒。炮响后通风至少15分钟，爆破员进入爆区检查，确认安全后，人员设备方可进入作业区。（4）警戒与信号设置爆破警戒，必须设在危险区的边界外，并设有明显的标志,爆破的警戒标志，应采用警示牌、警示灯（夜间）、岗哨、路障、警报器等视觉及音响信号。起爆前，必须同时发出音响和视觉信号，使危险区内的人员都能清楚地听到或看到：第一次信号预告信号。所有与爆破无关人员应立即
