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下细腰隧道围岩由第四系上更新统洪积黄土(粉质粘土)土质围岩及太古界龙华河灯花组花刚片麻岩石质围岩构成。

土质围岩主要分布于隧道两端洞口及中部浅埋段,石质围岩在整个随址区内均有分布,土质围岩岩性主要为黄土(粉质粘土)及卵石,黄土(粉质粘土),土质较均匀分布,具有I级非自重湿陷性,成坚硬状态,卵石稍湿-饱和,稍密松软结构,洞室开挖容易,但围岩自稳能力差,成洞困难。

石质围岩主要由太古界龙华河群灯花组花岗片麻岩组成,局部夹薄层黑云斜长片麻岩·

角闪黑云斜长片麻岩,结合力较差,软硬程度不均匀,灰绿色和肉红色。

全-微风化,粒状变晶结构,片麻状构造,全风化带节理裂隙很发育,岩体结构构造以破坏,呈散体结构,厚度一般为5~10m,局部可达23m左右,中风化带节理裂隙很发育,岩体破碎—较破碎,呈镶嵌碎裂结构,局部岩体较完整,呈块状体结构,微风化带节理裂隙不发育,岩体较完整,呈块状体或块状整体结构。

但由于岩层倾角较大,且岩体风化强烈,故围岩的稳定性较差,拱顶及边墙易发生掉快及碎落,并有可能在洞身局部产生小型的坍塌,所以成洞也较为困难。

综合评价,隧址区综合地质条件一般。

2.3隧道开挖施工方法

隧道正洞Ⅴ级围岩地段采用大拱脚台阶法开挖,光面爆破,非电毫秒雷管起爆,电雷管引爆,开挖进尺控制在0.8m左右,Ⅳ级围岩地段采用台阶加临时支撑法开挖,光面爆破,非电起爆毫秒雷管,电雷管引爆,开挖进尺控制在1.5m左右。

Ⅲ级围岩地段采用台阶法开挖,光面爆破,非电起爆毫秒雷管,电雷管引爆,开挖进尺控制在2.0m左右。

挖掘机、装载机配合大型载重自卸车运输至弃碴场。

Ⅲ级、Ⅳ级、Ⅴ级围岩均采用简易凿岩台架风枪钻爆作业。

开挖后必须及时支护,避免围岩长时间暴露,根据量测结果适时施作二次衬砌。

爆破方案及器材的选择

3.1爆破方案选择

⑴、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,掏槽炮眼加深20cm,采用楔形掏槽。

⑵、严格控制周边眼的装药量,采用间隔装药,使药量沿炮眼全长均匀分布,导爆索起爆。

3.2爆破器材选用

根据施工中常用爆破器材,选用表3-1火工品作为平途隧道的爆破器材。

表3-1爆破器材选用表

爆破器材名称

规格

用途

雷管

电雷管

引爆

1~15段非电毫秒雷管

掘进和传爆

炸药

乳化炸药爆速3800~4000m/s直径φ32mm

掘进

2#岩石小药卷

直径25mm

光面爆破

导爆索

4爆破参数的选择与装药量计算

4.1爆破设计参数

4.1.1炮眼直径

炮眼直径对凿岩的省生产率、炮眼数目、单位耗药量和洞壁的平整程度均有影响,加大炮眼的直径以及相应的装药量可使炸药的能量相对集中,爆破的效果得以改善,但炮眼的直径过大将导致凿岩速度显著下降,并影响岩石的破碎质量,洞壁的平整程度和围岩的稳定性。

因此必须根据岩性、凿岩设备和工具、炸药性能参数综合考虑,合理选用孔径,平途隧道的炮眼直径选用Φ48的孔径,药卷为Φ32的乳化炸药。

4.1.2炮眼数量

炮眼数量主要与开挖断面、炮眼直径、岩石性质和炸药性能有关,炮眼的多少直接影响凿岩的工作量。

炮眼数量须能装入设计的炸药量,可根据各炮眼的平均分配炸药量的原则来设计计算,计算如下:

N=qS/ζγ公式

公式

中N——炮眼数量,不包括未装药的空眼数;

q——单位炸药耗药量,一般取q=1.2~1.4㎏/m3;

S——开挖断面面积,双线隧道上断面面积暂取S=68㎡;

ζ——装药系数,即装药长度与炮眼全长的比值,取ζ=0.4;

γ——每米药卷的炸药质量,Φ32药卷的质量γ=0.78㎏/m;

N=qS/ζγ=1.2×

68/0.4×

0.78=159

6.1.3炮眼深度

合适的炮眼深度有助于提高掘进速度和炮眼利用率,以减少作业循环次数,炮眼的深度根据以下因素确定:

围岩的稳定性,避免过大的超欠挖;

凿岩机的允许钻眼长度、操作技术条件和钻眼技术水平;

掘进循环的安排,保证充分利用作业时间;

设计利用每一掘进循环的进尺数及实际的炮眼里利用率来确定,即:

L=ι/η公式

中L——炮眼深度,m;

ι——每循环的计划进尺数,m;

η——炮眼利用率,一般不低于0.85,本段隧道取0.85;

级围岩:

L=2.0/0.85=2.3m(

级围岩每循环计划进尺2.0m);

L=1.5/0.85=1.8m(

级围岩每循环计划进尺1.5m);

L=0.8/0.85=1.0m(

级围岩每循环计划进尺0.8m);

4.1.3装药量的计算

炮眼装药量的多少是影响爆破效果的重要因素。

药量不足,会出现炸不开,炮眼利用率低和石碴过大;

装药量过多,则会出现破坏围岩稳定,崩坏支撑和机械设备,使抛碴过散,对装碴不利,且增加了洞内有害气体,相应增加了排烟时间和供风量。

隧道的药量根据爆破的质量要求确定,其中由于隧道采用光面爆破,其中周边眼采用Φ25的岩石药卷炸药,相应减少了周边眼的用药量,辅助眼用药量采用相对应的用药量,采用以下公式计算:

Q=qV公式

中Q——1个爆破循环的总药量,㎏;

q——爆破1m3岩石炸药的消耗量,㎏/m3;

取q=1.1;

V——1循环进尺所爆落的岩石总体积,m3;

V=lS公式

中l——计划循环进尺,m;

S——开挖面积,㎡;

Q=qV=qlS=1.1×

62=136.4㎏

1.5×

68=112.2㎏;

0.8×

68=59.84㎏;

4.1.4装药量的分配

周边眼的装药量应根据孔距、光爆层的厚度、石质及炸药的种类等综合考虑确定装药量,光爆层单独爆落,周边眼的线装药密度取0.25㎏/m,采用间断不偶合装药方式。

4.1.5周边眼的间距E

光面爆破成功与否主要取决于参数的设计,其主要参数包括:

周边炮眼的间距、光面爆破层的厚度、周边眼的密集系数和装药的集中度等,在间断不偶合装药的前提下,光面爆破应满足炮孔内静压力F小于爆破岩体的抗压强度,而大于岩体的极限抗拉强度的条件,如下公式所示:

[σp]EL≤F≤[σc]dL

E≤[σc]/[σp]=Kid公式

中[σp]——岩体的极限抗拉强度,MPa;

[σc]——岩体的极限抗压强度,MPa;

F——炮孔内炸药爆炸静压力合力,N;

d——炮眼直径,mm;

E——周边眼间距,mm;

L——炮眼深度,mm;

Ki——孔距系数,Ki=[σc]/[σp]。

从公式

中可以看出,周边眼的间距与岩体的抗拉、抗压强度以及炮眼的直径有关,一般Ki=10~18,即E=(10~18)d,当炮眼的直径取42mm时,一般取E=320~720mm,平途隧道设计

级围岩E=400mm,

级围岩E=450mm,

级围岩E=500mm,一般情况下,软质或完整的岩石E取最大值。

光爆层厚度及炮眼密集系数:

其厚度就是周边眼的最小抵抗线W,周边眼的间距E与光爆层厚度W有着密切关系,通常眼的密集系数K(K=E/W)表示,其大小对光面爆破有较大的影响。

必须使应力波在两相邻炮眼间的传播距离小于应力波至临空面的传播距离,即E<W。

实践表明,K=0.8左右较为合适,平途隧道

级围岩E=600mm,

级围岩E=65mm,,隧底部位适当放大。

4.1.6隧道下断面和隧底开挖

由于隧道下断面和隧底开挖爆破的临空面为向上,相应的取消隧道的掏槽眼的爆破,其余爆破计算方式同上。

4.1.7隧道爆破参数设计表

根据以上爆破参数设计的计算,爆破数据进行适当的调整,总体各爆破参数进行列表统计如表4-1

级围岩爆破参数表、表4-2

级围岩爆破参数表和表4-3

级围岩爆破参数表所示:

⑴、表4-1Ⅴ级围岩爆破参数表

炮眼名称

炮眼深度

个数

非电段位

装药类型

药卷数量

单孔药量(Kg)

总药量(Kg)

上半断面

掏槽眼

110cm

4+1

1

Φ32

4

集中

0.6

2.4

辅助眼

100cm

61

3579

2

0.3

18.3

内圈眼

90cm

28

11

8.4

周边眼

47

13

Φ25

间隔

0.2

9.4

底板眼

17

15

3

0.45

7.65

小计

158

46.15

下半断面

3579

14.1

12

76

24.15

隧底断面

22

35

6.6

18

7

3.6

40

 

10.2

合计

274

80.5

开挖断面

147m2

炮眼密度

1.86个/m2

单位用药量

0.68Kg/m3

预计进尺

0.8m

附注:

1.本图尺寸均以厘米计。

2.本图采用楔形掏槽,台阶法施工。

3.采用2#岩石乳化炸药。

⑵、表4-2Ⅳ级围岩爆破参数表

190cm

1.05

4.2

180cm

55

33

170cm

17.2

43

5

0.4

12.9

19

4.5

0.675

12.825

144

80.125

39

357

23.4

8

9

3.2

66

39.425

13.2

5.4

18.6

250

138.15

145m2

1.76个/m2

0.635Kg/m3

1.5m

⑶、表4-3Ⅲ级围岩爆破参数表

230cm

1.1

5.5

220cm

63

0.9

56.07

210cm

0.85

23.8

0.5

19.5

0.7

11.9

152

116.77

1357

1.0

47.0

6.8

72

65.7

13

12.6

34.6

264

217.07

137m2

1.96个/m2

0.79Kg/m3

2.0m

5钻爆设计

⑴、Ⅴ级围岩钻爆详见图《图5-1Ⅴ级围岩爆破设计图》;

⑵、Ⅳ级围岩钻爆详见图《图5-2Ⅳ级围岩爆破设计图》;

⑶、Ⅲ级围岩钻爆详见图《图5-3Ⅲ级围岩爆破设计图》;

6爆破施工方法

6.1钻孔

⑴准备工作:

开工前准备工作做到“四查”,即查钻机及支架是否正常;

查风水管路到位和牢固情况;

查钻头、钻杆、扳手等工具是否带齐;

查消耗材料有无备用。

⑵定位:

由工班长根据技术室下发的爆破设计图将每台钻机钻孔范围及顺序分配明确,钻眼前定出开挖断面中线、水平线和断面轮廓,标出炮眼位置,经检查符合爆破设计要求后方可进行开钻。

炮眼的深度、角度、间距应按设计要求确定,并应符合下列精度要求;

掏槽眼:

眼口间距误差和眼底间距误差不得大于5cm;

辅助眼:

眼口排距、行距误差不得大于10cm;

周边眼:

沿断面轮廓线上的间距误差不得大于5cm,炮眼方向可以以3%~5%的斜率外插,眼底不得超出开挖断面轮廓线10cm,最大不得超过15cm;

内圈眼至周边眼的排距误差不得大于5cm,炮眼深度大于2.5m时,内圈眼与周边眼采用相同的斜率钻眼;

当开挖面凹凸较大时,应按实际情况调整炮眼深度,并相应调整装药量,力求除掏槽眼外的所有炮眼底在同一垂直面上;

⑶开口:

根据爆破设计及中线水平,选好开口位置,刨去浮石,调整支架角度,使支架与开眼处岩面保持垂直。

操作时,先供水后供风。

先开半风,为防止钻杆打滑,钻进3~5cm后再调整支架,保持设计规定的角度,开全风,加大推力。

⑷钻进:

钻进中应充分发挥支架作用,以加快钻进速度,减轻体力劳动:

一条线:

钎子、风钻、气腿必须在同一垂直面上,从后面看是“一条线”,这样使钻机不会左右摇摆;

中心钻:

掌握好支架的进气量,控制支架摆动幅度,使钻杆始终在炮眼中心位置旋转;

靠边站:

一人操纵一台风钻,人要站在钻机的侧后方,使风钻贴在身边,稳住风钻,不使风钻左右摇摆;

⑸拨钎:

钻孔满足设计深度后,应及时拨钎转移。

在整体性较好的岩石中,可停风拨钎,停机时应先关水后关风。

在破碎岩石中,为克服阻力钻机应带风转动拨钎。

6.2装药方法及装药结构

⑴钻眼完毕后,按炮眼布置图进行检查,有不符合要求的炮眼应重新钻眼,经检查合格后方可装药。

⑵装药前必须将炮眼内泥浆、石屑用高压风吹洗干净,所有装药的炮眼均应堵塞炮泥,周边眼的堵塞长度不得小于20cm;

⑶排段:

按爆破设计分配各炮眼起爆雷管段别,由专人负责排段,严禁随意替换起爆雷管段别。

将起爆雷管插入药卷中,作为起爆药包,置于钻孔内。

⑷装药:

先装起爆药卷,再装其他药卷,最后炮泥堵塞。

⑸联接:

按非电导爆管起爆系统连接,正确使用爆破连接块、连通管,若使用传爆雷管起爆,传爆雷管要居于非电雷管导爆管中间,外层帮扎紧,且不少于6层胶布。

⑹检查:

起爆顺序检查,检查各炮孔非电毫秒雷管段别是否与爆破设计相符。

塑料导爆管是否有损坏,连接方法是否正确可靠

7网络设计及起爆方法

7.1网络连接

起爆网络采用并簇连法,按如下顺序连接:

孔内非电雷管从上到下30左右为一组→同段非电雷管双发簇连→双枚电雷管起爆。

7.2起爆器材

孔内采用非电毫秒雷管和导爆索(周边孔)起爆,孔外采用非电毫秒雷管传爆,引爆采用电雷管起爆。

7.3起爆方法

⑴爆破必须由专人统一指挥,起爆前人员、设备、料具照明、电器设施,均应撤离爆破作业区。

按起爆准备、起爆、解除爆破警戒三个阶段发出警报信号。

⑵爆破后30min后方可进入爆破面检查,检查有无瞎炮及可疑现象,瞎炮未经处理,不得进入下道工序作业,每班必须有责任心强、经验丰富的专职人员进行找顶撬帮工作,使用的工具应轻便,并有监护人。

⑶未使用的爆破器材及时退库,处理瞎炮收集的、不宜使用的炸药、雷管、传爆线等爆破器材退库后,另行按有关要求集中处理。

警戒范围内人员机械撤离完毕,警戒完成后,当班爆破人员立即跑到200m以外安全线外起动起爆器。

在完成爆破后30min后当班爆破人员进入爆区检查,确认无瞎炮后方可解除警戒。

8爆破安全距离计算

由于爆破过程中部分炸药能量转化为地震波,同时产生一定飞石、冲击波、爆破毒气和噪声,影响建筑物、机械设备及生命财产的安全,务必对其安全情况进行校验,采取严格的防范措施加以保护确定爆破安全。

8.1爆破冲击波超压的影响

由爆破引起的地震波是对已完成结构物和周围建筑产生破坏作用的主要因素,当震速不大于5cm/s时,一般可以保证建筑物的安全,在这里控制地震波速V≤2cm/s。

在隧道开挖爆破中,震速主要跟一次性起爆的药量有关,所以这里用控制单段最大装药量来控制地震波的危害。

地震波波速验算公式:

V=K·

(Q1/3/R)α公式

V——地震波波速,这里取2cm/s;

K——传播介质系数,这里取K=100

Q——单段最大装药量,单位kg;

R——爆源至被保护构筑物之间的距离,这里取75m;

α——地震波衰减指数,这里取α=1.5。

经计算单段最大装药量

Q≤168.9kg

爆破设计中单段最大装药量83.61kg,满足要求。

8.2爆破安全距离

在隧道开挖爆破中,会有个别岩块飞散距离较远,易对人员、设备或建筑成品产生危害,必须予以重视和控制。

个别飞石的飞散距离跟爆破参数、孔口堵塞质量等因素有关。

隧道开挖爆破中,掏槽眼最有可能产生危害性飞石,应特别注意其填塞质量,并作飞石距离验算。

飞石距离验算公式:

R=20KWn2公式

中R——飞石安全距离,单位m;

K——飞石安全系数,一般取K=1.0-1.5;

W——最大一个药包的最小抵抗线,单位m;

N——最大一个药包的爆破作用指数;

经验算,设计中可能产生的最大飞石距离R=35m。

起爆时,确保人员、机械设备撤离出爆源200m以外。

8.3起爆顺序和延期时间

⑴、起爆顺序:

隧道内:

掏槽眼→辅助眼→二圈眼→周边眼。

⑵、延期时间:

一般掏槽孔段间延时差为50ms~75ms。

9技术要求及安全防护措施

9.1技术要求

9.1.1钻爆作业必须按照钻爆设计进行放线、钻眼、装药、接线和起爆,其施工应满足以下要求。

⑴、测量放线

测量人员定出隧道中线和开挖轮廓线,用红油漆按钻爆设计图画出炮眼位置,经检查符合设计要求后方可钻眼。

⑵、钻眼

钻眼作业应符合下列规定:

①、在钻孔过程中,设专人负责指挥钻孔位置和角度,提高钻孔质量。

②、炮眼的深度和角度应符合设计,掏槽眼眼口间距误差和眼底间距误差不得大于5cm。

③、辅助眼眼口排距、行距误差不得大于10cm,周边眼眼口位置误差不得大于5cm,眼底不得超过开挖断面轮廓线15cm。

④、当开挖面凹凸较大时,应按实际情况调整炮眼深度,使周边眼和辅助眼眼底在同一垂直面上。

⑤、钻眼完毕,按炮眼布置图进行检查并做好记录,对不符合要求的炮眼应重钻,经检查合格后方可装药。

⑥、周边眼在断面轮廓线上开孔,要严格控制外插角,外斜率不得大于15cm/m,以尽可能使前后两排炮接茬处台阶减小。

⑶、清孔装药

清孔可采用Φ25mm钢管输入高压风吹出孔内残渣和泥浆。

装药按自上而下顺序装填,雷管要分段对号入座。

炮孔按规定药量装药后,炮口用炮泥堵塞,长度不小于30cm。

周边孔装药量较小,采用小直径药卷间隔装药,用竹片固定药卷,用导爆索、非电毫秒雷管起爆;

辅助孔和掏槽孔采用连续装药,用非电毫秒雷管起爆。

⑷、联网爆破

用联结元件将导爆管联结成复式起爆网络,在检查无误后,人员设备撤离至安全区域,由爆破工起爆。

炮孔的装药、堵塞和起爆网络的联结应严格按爆破规定执行。

9.1.2起爆采用非电毫秒雷管,引爆采用电雷管引爆。

9.1.3爆破效果应符合下列要求:

⑴、超挖应符合表9-1规定;

表9-1隧道允许超挖值(cm)

开挖部位

围岩级别

Ⅰ级围岩

Ⅱ~Ⅳ级围岩

Ⅴ~Ⅵ级围岩

拱部

线性超挖

10

最大超挖

25

边墙线性开挖

仰拱、

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