隧道ⅴ级围岩爆破设计.docx
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隧道ⅴ级围岩爆破设计
某隧道ⅴ级围岩爆破设计
一、隧道的基本情况
某隧道为分离式单向双线隧道,左洞长为:
2229米;右洞长为:
2233米。
隧道穿越的某山脊属小相岭山脉西翼一条近北北东—南南西走向的山脊。
某山脊海拔2270~2470m。
隧址区总体属中高山构造剥蚀地貌,山脊斜坡地形,山脊北侧坡脚(隧道XX端洞口段)及南侧坡脚(隧道XX端洞口段)发育坡洪积扇。
隧道通过的山脊最高点地面高程约2470m,相对高差约410m。
区内沟谷纵横,山峦起伏,冲沟较发育,地形变化大。
隧址区地层主要为三迭系上统~侏罗系下统白果湾群泥岩、粉砂质泥岩、泥质粉砂岩及石英砂岩,碳质泥岩、上覆新生界第四系全新统覆盖层,节理裂隙发育,围岩地质条件较差,均为Ⅴ级围岩。
且为瓦斯隧道。
根据隧道勘察的地质测绘及钻孔揭露,三叠系白果湾组含炭质泥岩、炭屑,泥岩呈深灰色、灰黑色,说明此地层含有有机质成分,具有一定的生烃能力,应该有煤层瓦斯存在。
根据区域地质资料,白果湾组地层为凉山州的主要含煤地层,含煤性好的地段可含煤4~6层和较多煤线及炭质泥岩,可采一般1~3层,可采总厚可达1~2m,隧址区地层含煤性较差,基本不含真厚度0.5m以上的可采煤层,但仍含有煤线及炭质泥岩,所以此地层有瓦斯存在。
详勘SZK4钻孔的
瓦斯压力测试表明:
该地层在标高2139.51~2060.18m处瓦斯测试压力为0.41Mpa,标高2180.89~2146.75m处瓦斯测试压力为0.29Mpa。
初勘时在AK208+970R15钻孔标高在2099.80~2114.74m段石英砂岩底部岩芯中见有炭屑,呈斑点状零星分布,用力擦炭屑有污手现象,瓦斯测试压力为0.49MPa。
这也证明地层中有瓦斯存在。
综上所述:
隧址区白果湾组地层含有瓦斯,某隧道全洞身按瓦斯隧道设计。
根据瓦斯压力测试结果和本区的含煤性,隧道发生煤与瓦斯突出的可能性不大,为低瓦斯隧道。
二、爆破设计依据
1、隧道施工图设计文件;
2、公路公路隧道施工技术规范(JTJ042—94);
3、铁路瓦斯隧道技术规范(TB10120-2002);
4、爆破作业指南及有关爆破资料。
三、《铁路瓦斯隧道技术规范》对爆破设计的要求
必须采用湿式钻孔;炮眼深度不应小于0.6m。
瓦斯工区的爆破作业必须采用煤矿许用炸药,有突出地段安全等级不低于三级的煤矿许用的含水炸药。
瓦斯工区必须采用电力起爆,并使用煤矿许用电雷管,严禁使用秒或半秒级电雷管。
使用煤矿许用毫秒延期电雷管时,最后一段的延期时间不得大于130ms。
瓦斯工区采用电雷管起爆时,严禁反向装药。
采用正向连续装药结构时,雷管以外不得装药卷。
在岩层内爆破,炮眼深度不足0.9m时,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,装药长度不得大于炮眼深度的1/2。
所有炮眼的剩余部分应用炮泥封堵。
炮泥应用水炮泥和黏土泡泥。
水炮泥外剩余的炮眼部分应用黏土炮泥填满封实。
严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮泥。
必须采用串联连接方式。
线路所有连结接头应相互扭紧,明线部分应包覆绝缘层并悬空。
严禁将瞬发电雷管与毫秒电雷管在同一串联网路中使用。
四、开挖总体思路
隧道瓦斯地段的掘进爆破施工中,总的原则是“早封堵、短进尺、多循环、快封闭”,防止有害气体的溢出。
隧道设计均为Ⅴ级围岩,采用台阶法施工,分三级台阶,第一台阶高度为5.34m,光面爆破,一次开挖成型,进尺1.2m;第二台阶高度为3.47m,先拉中槽宽度9m,进尺为3.5m;两侧边墙预留分别预留1.67m宽,马口跳槽开挖边墙,光面爆破,马口开挖长度为1.8m,安装俩榀拱架;第三台阶为仰拱,最高高度2.05m,半幅开挖。
开挖顺序如图。
开挖顺序依次为:
ⅠⅡⅢⅣⅤⅥⅦ
每次开挖完毕后立即进行初期支护。
五、爆破器材
本隧道计划采用气腿式凿岩机钻孔,配用40mm的钻头。
使用煤矿许用2#岩石乳化炸药和毫秒电雷管。
序号
爆材名称
规格型号
1
煤矿许用2#乳化炸药
35mm/200mm/200g
2
毫秒电雷管
1~5段(电阻6.3Ω)
3
GM-2000型起爆器
输出电压2000V
4
孔口联结线(铜线)
1mm2,单股,电阻17.5Ω/km
5
主线(铜线)
5.5mm2,7股,电阻3.18Ω/km
第二系列毫秒电雷管延期时间表
段数
1
2
3
4
5
延期时间(ms)
0
25
50
75
100
六、本隧道Ⅴ级围岩采用台阶法施工,上台阶开挖半径为6.34m,开挖高度5.34m,开挖面积50.5m2。
采用光面爆破开挖,计划每循环进尺1.2m。
七、钻爆参数设计
1、炮眼数目N=qs/rη=0.96×50.5/0.96/0.45=112.2个(取112个)
式中:
N¬——计算炮眼数目,不包括未装药的空眼数。
q——单位炸药消耗量(Kg/m3)
s¬——开挖断面面积(m2)
η——炮眼装填系数
γ——每米药卷长度的炸药重量(Kg/m)
2、掏槽眼设计,采用三级复式楔形掏槽(附图)
3、周边眼参数
根据交通部规范JTJ042-94《公路隧道施工技术规范》各光面爆破参数如周边眼间距(E)、最小抗线(V)、相对距(E/V)和装药集中度(q)等,应采用工程类比或根据爆破漏斗及成缝试验确定,爆破成缝试验可按附录B进行。
在无条件试验时,可按如下表选用。
光面爆破诸参数
参
岩数
石
种类
饱和单轴抗压限强度Rb(MPaa)
装药不偶合系数
D
周边眼
间距
E(cm)
周边眼最小抵抗线
V(cm)
相对距
E/V
周边眼药集中度
q(kg/m)
硬岩
>60
1.2~51.5.
55~70
70~85
0.8~1.0
0.30~0.35
中硬岩
30~60
1.50~2.00
45~60
60~75
0.8~1.0
0.20~0.30
软岩
≤30
2.00~2.50
30~50
40~60
0.5~0.8
0.07~0.15
注:
①软岩隧道光面爆破的相对距宜取小值。
②装药集中度按2号岩石硝按炸药考虑,当采用其它炸药时,应进行换算。
换算指标主要是猛度和爆力(平均值)。
换算系数K按下式计算。
当断面较小或围岩软弱、破碎或在曲线、折线处开挖成形要求高时,周边眼间距E应取较最小值;抵抗线V应大于周边眼间距。
软岩在取较小的周边眼间距的同时,抵抗线应适当增大;对于软岩或破碎性围岩,周边眼的相对距E/V应取最小值。
、某隧道设计为Ⅴ级围岩,围岩软弱、破碎,因此周边眼间距适当缩小,可以控制爆破轮廓,避免超欠挖,本断面E的值选用E=40cm。
、光爆层厚度ω:
光面爆破层就是周边眼与最外层辅助眼之间的一围岩层,光面爆破层厚度就是周边眼的最小抵抗线Ⅴ,根据隧道施工技术规范规定抵抗线V应大于周边眼间距,软岩在取较小的周边眼间距的同时,抵抗线应适当增大;对于软岩或破碎性围岩,周边眼的相对距E/V应取最小值。
因此本隧道周边眼的相对距E/V的按照光面爆破诸参数表中取最小值0.5,即E/V=0.5,E=40cm,计算得V=80cm。
、不耦合系数r=D/d=40/17.5=2.28。
D为炮孔直径,d为药卷直径,周边眼将35mm药卷剖开半径减半计算。
、采用不耦合间隔装药结构(附图)
八、炮眼布置图及爆破参数(附图)
设计每循环进尺1.2m,取掏槽眼深度分别为1.17m、1.71m、1.5m;辅助眼为1.3m;底眼为1.4m。
某隧道上台阶Ⅴ级围岩爆破参数表
炮眼种类
孔数(个)
孔深(cm)
雷管段别
装药系数
每孔装药量(Kg)
总药量(Kg)
掏槽眼
4
117
0
0.55
0.6
2.4
掏槽眼
4
171
1
0.5
0.8
3.2
掏槽眼
4
150
2
0.5
0.6
2.4
辅助眼
10
130
4
0.5
0.6
6
辅助眼
12
130
4
0.5
0.6
7.2
辅助眼
20
130
5
0.45
0.6
12
周边眼
42
130
7
0.35
0.4
16.8
底眼
16
140
7
0.5
0.6
9.6
合计
112
59.6
开挖面积
50.5
计划进尺
1.2
计划炸药单耗
0.96
实际炸药单耗
0.98
某隧道下台阶中拉槽Ⅴ级围岩爆破参数表
炮眼种类
孔数(个)
孔深(m)
雷管段别
装药系数
每孔装药量(Kg)
总药量(Kg)
掘进眼
6
3.6
1
0.55
2
12
掘进眼
6
3.6
3
0.55
2
12
底眼
7
3.7
5
0.6
2
14
合计
19
38
开挖面积
31.23㎡
循环进尺
3.5m
炸药单耗
0.35Kg/m3
某隧道下台阶边墙Ⅴ级围岩爆破参数表
炮眼种类
孔数(个)
孔深(m)
雷管段别
装药系数
每孔装药量(Kg)
总药量(Kg)
掘进眼
6
1.8
1
0.55
1
6
周边眼
6
1.8
3
0.55
0.6
3.6
合计
12
9.6
开挖面积
6.05㎡
循环进尺
1.8m
炸药单耗
0.63Kg/m3
某隧道仰拱Ⅴ级围岩爆破参数表
炮眼种类
孔数(个)
孔深(m)
雷管段别
装药系数
每孔装药量(Kg)
总药量(Kg)
掘进眼
3
1.8
1
0.55
1
3
周边眼
7
1.8
3
0.4
0.6
4.2
合计
10
7.2
开挖面积
6.09㎡
循环进尺
1.8m
炸药单耗
0.65Kg/m3
九、网络设计及计算
1.起爆网络及计算
网络联结采用串联,按如下顺序连接:
掏槽眼→辅助眼→底眼→周边眼→起爆器。
上台阶雷管数112个,孔口联结线(铜线1mm2,单股,电阻17.5Ω/km)需要96m,起爆器主线(铜线5.5mm2,7股,电阻3.18Ω/km)600m(起爆距离300m,超过安全距离200m的要求)。
网络总电阻:
R=R1+R2+nr
=600×3.18÷1000+96×17.5÷1000+112×6.3
=709.2(Ω)
式中:
R——总电阻;
R1————主线电阻;
R2————孔口联结线电阻;
n——电雷管数目;
r——每个电雷管电阻。
通过网络及每个电雷管的电流为:
i=I=V÷R
=2000÷709.2
=2.8(A)
式中:
R——总电阻;
V——起爆电压;
I——通过网络电流;
I——通过每个电雷管电流。
经过计算,通过每个电雷管电流为2.8A,《爆破安全规
程》规定直流电起爆流经每个雷管的电流不小于2A,符合要求,本网络可以起爆。
下台阶中拉槽、边墙、仰拱爆破设计中,雷管数目远小于上台阶数目,更可以起爆,此处不做计算。
2.起爆顺序:
隧道内:
掏槽眼→辅助眼→底眼→周边眼。
3.起爆方法:
采用毫秒电雷管起爆炸药,防爆起爆器起爆电雷管。
4.:
警戒与信号
一切准备完成之后,发出预备信号,有关人员撤至安全地点,指挥人员确认无误,发出起爆信号,警戒完成后,人工利用电雷管起爆器起爆,爆破安全距离为200m,爆破后30min后进入爆区检查,确认无盲炮后方可解除警戒。
十、主要技术经济指标
开挖断面积(m2)
单位面积炮眼个数(个/m2)
预计炮眼利用率(%)
预计每循环进尺(m)
每循环爆破岩石(m3)
比装药量(Kg/m3)
比钻眼量(m/m3)
50.5
2.5
92.3
1.2
60.6
0.98
2.7
十一、施工注意事项
在进行爆破的过程中,应注意以下事情:
1、严格按照设计进行施工,切忌改动设计。
2、炮眼装药时一定要用水炮泥进行堵塞。
3、每茬炮必须安排专人对爆破情况进行统计、分析,综合量测结果及时调整爆破参数。
4、瓦斯工区采用电雷管起爆时,严禁反向装药。
采用正向连续装药结构时,雷管以外不得装药卷。
5、开挖工作面附近20m风流中瓦斯浓度必须小于1.5%;
6、必须采用湿式钻孔;
7、炮眼深度不应小于0.6m,
8、爆破地点20m内,风流中瓦斯浓度必须小于1%;
9、爆破地点20m内,矿车、碎石、煤碴等物体阻塞开挖断面不得大于1/3;
10、通风应风量足,风向稳,局扇无循环风;
11、炮眼内煤、岩粉应清除干净;
12、炮眼封泥不足或不严不应进行爆破
13、必须采用串联连接方式。
线路所有连结接头应相互扭紧,明线部分应包覆绝缘层并悬空。
母线与电缆、电线、信号线应分别挂在巷道的两侧,若必须在同一侧时,母线必须挂在电缆下方,并应保持0.3m以上间距。
母线应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申联网路中使用。
电力起爆必须使用防爆型起爆器作为起爆电源,一个开挖工作面不得同时使用两台及以上起爆器起爆。
14、电雷管使用前,在单独的房间内用爆破欧姆表逐个
检测雷管电阻值。
15、爆破主线与起爆器联结前,必须检测全线路的总电阻值,应与计算值符合(允许误差±5%),如不符合禁止连接。
十二、安全技术与防护措施.
1、工程现场100m范围内进行实地调查,记录可能影响的构筑物如二次衬砌等或其它结构状态,记录资料应包括文字和图片资料,现场可作观测标志。
2.必要时可进行地表震动观测,以优化爆破设计。
3.爆堆检查时间:
爆堆检查时间应在爆后30min且炮烟排出后,由熟练爆破员进行检查。
4.盲炮处理:
由于采用炸药均为乳化炸药,因此发生盲炮后,必须由专职爆破员进行处理。
处理方法为:
⑴.能够重新引爆的,加大警戒范围,重新加入起爆体引爆;
⑵.不能重新引爆的炮孔,采用高压风吹出堵塞炮渣,取出起爆雷管,并将炸药取出;
⑶.严禁采用木棍硬捣起爆药卷或用风钻套孔。
5.严禁利用残眼穿孔,以免钻爆残眼中残留炸药。
6.爆破警戒:
装药警戒范围由爆破工作领导人确定,装药
时应在警戒边界设置明显标志并派出岗哨;执行警戒任务的人员,应按指令到达指定地点并坚守工作岗位。
7.信号:
预警信号:
该信号发出后爆破警戒范围内开始清场工作;起爆信号:
起爆信号应在确认人员、设备等全部撤离爆破警戒区,所有警戒人员到位,具备安全起爆条件时发出。
起爆信号发出后,准许负责起爆的人员起爆;解除信号:
安全等待时间过后,检查人员进入爆破警戒范围内检查、确认安全后,方可发出解除爆破警戒信号。
在此之前,岗哨不得撤离,不允许非检查人员进入爆破警戒范围;各类信号均应使爆破警戒区域及附近人员能清楚地听到或看到。
8.火工品管理必须有火工品管理人员进行管理,现场火工品使用由爆破员使用,安全员现场监督。
爆破完成后,剩余火工品必须全部退库,做到帐账相符,账物相符。