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爆破方案

成都第二绕城高速公路东段项目

第A1合同段

爆破施工方案

 

编制:

南磊

复核:

覃其庆

审核:

吕考峰

 

广西壮族自治区公路桥梁工程总公司

二零一一年十二月

爆破施工方案

目录

一、工程概况1

1.工程概况1

2.地质概况2

二、编制依据3

三、主要施工方法4

1.控制爆破施工(路基部分)4

2.光面控制爆破(隧道部分)12

四、人员组织及责任20

五、爆破机械设备20

六、施工计划20

七、安全措施21

1.爆破施工安全保护措施21

2.安全防护措施23

3.安全组织及技术措施23

 

一、工程概况

1.工程概况

成都第二绕城高速公路东段A1合同段起点K81+730,于简阳市贾家镇协和村曾家沟附近下穿成渝铁路客运专线,于坛罐乡西侧约900余米的K86+700上跨天然气管道,于来龙场以西500余米K90+547上跨主灌渠小桥和K90+800设下穿分离式立交后路线缓慢下行,于K95+285.566设三岔湖互通连接贾家镇至三岔湖公路,路线跨南干渠附近后顺谭家左岸布线并逐渐升坡,于K98+050.000铁梨沟设三岔湖服务区至民安置点,经汤家坪至窑河坝于K99+573设窑河坝特大桥(1092.84m)上跨在建三岔湖旅游快速路(主跨:

68+120+68跨连续刚构),过墩坡跨窑田沟,于堰塘坡设丹景1号隧道(683m)至天宫庙K102+160进入丹景2号隧道(3387.5m),于金台村出洞后进入双流境;于K106+862.45设黎家沟大桥(852.06m)上跨东风渠,在K108+339棺山堂上跨华阳至大林公路,东段二路线止点K108+873.041(相对于工可K92+600)止于双流县双河村华大路附近,与西段(B2标段施工图设计)路线起点K93+048.426对接。

东段A1标段路线全长27.133km。

2.地质概况

1)自然地理、水文和气象条件

本标段位于四川省成都市、简阳市境内,东经103°34′~104°30′、北纬30°15′~30°29′区域,行政区划属四川省成都市、简阳市。

从西向东沿顺时针方向环状前行,起于简阳市贾家镇、止于双流县永兴镇。

标段内属亚热带季风气候区,具夏热长,冬无严寒,少霜雪,雨量充沛,多云多雾,日照短等特征。

多年平均气温14~17.4℃,7月份平均气温25.8℃,且蒸发量较大,1月份平均气温5.6~6.5℃;据多年平均降雨量资料,龙泉山以西的平原区为1000~1200mm,龙泉山及龙泉山以东的丘陵地带为800~1000mm,降雨量集中于6~9月,约占全年降雨量的50~60%,冬春季节12月~次年3月降雨量最少;多年平均相对湿度为70~80%;多年平均蒸发量为800~950mm,以7~8月最大。

气候条件宜于农作物生长,但由于河流位置很低,枯季流量小,而耕地多集中在海拔高度340~500m处,丘陵受地形影响,水土流失严重,抗旱能力低,经常发生旱象。

2)地形、地貌

标段内自西向东由山区向丘陵逐步过渡,呈低山、丘陵相间分布趋势。

沿路线依次为龙泉山脉、简阳浅丘地貌,其中丘陵地貌位于龙泉山东,龙泉山高高隆起,挺拔雄伟,自北西向南东绵延数十公里,最高点位于长松寺,海拔1059m。

根据地貌成因类型,走廊地貌可分为构造剥蚀地貌及侵蚀构造地貌两大类。

构造剥蚀地貌主要分布于龙泉山的东西两侧,略呈近南北走向的带状,海拔高度为480~680m,大部分在500m以下,属于丘陵地貌。

其中平谷圆缓低丘高程400~450m,相对高差小于30m;沟谷迂回,谷底宽阔,多以辟为耕地,谷坡均一且平缓,丘顶圆缓孤立,不甚规则。

宽谷圆顶中丘高程450~520m,相对高差小于30m~60m,丘陵起伏绵延呈不连续圆顶丘,似馒头状,其上有砂岩残存者常呈平顶丘,其间树枝沟谷发育,谷坡平缓。

侵蚀构造地貌分布于龙泉山,系龙泉山浅切脊状低山,分布走廊段起始段,呈北东~南西向长条带状展布,宽7~14km,长80余公里,高程500~1000m。

呈箱状背斜岭,因背斜两侧受岩性、断裂构造的影响,其地形甚为险峻,常形成有小的单面山、横向谷或纵向谷呈“V”型,与岩层走向平行或垂直,切割较剧,相对高差大于150m以上。

二、编制依据

1.施工图纸及有关资料、施工前技术交底会议等;

2.国家现行的有关公路工程的施工规范、标准等:

《公路工程测量规范》(JTGC10-2007)

《公路工程技术标准》(JTGB01-2001)

《公路路基施工技术规范》(JTGF10-2006)

《施工现场临时用电安全技术规范》(JGJ46-2005)

《公路工程质量检验评定标准》(JTGF801-2004)

《公路工程施工安全技术规程》(JTJ076-95)

《爆破安全规程》(GB6722-2003)

3.通过现场踏勘所掌握的有关情况和资料及本企业的施工技术管理水平和已完工的类似工程成功的施工经验。

三、主要施工方法

1.控制爆破施工(路基部分)

根据地形、地质及开挖断面情况,配备足够的机械,采用能保证边坡稳定的方法进行施工。

采用深孔梯段爆破方法,边坡部分用预裂爆破,爆破作业以小型和松动爆破为主,不进行过量爆破,以减少爆破对边坡的振动破坏和控制爆破大块率,便于装碴运输。

1.1爆破类型

一般爆破

适应于周围环境空旷无建筑物等障碍的工点,一般爆破将按减弱抛掷爆破计算孔网参数及单位炸药消耗量。

控制爆破

邻近开挖区有房屋、构筑物、电力及通讯线等,爆破要对飞石、滚石及和各种有害效应作必要控制。

控制爆破按松动爆破计算孔网参数及单位耗药量,并在其爆破区周围及爆体表面作必要的遮挡及覆盖防护。

预裂爆破

为保证开挖边坡的圆、直顺度及坡面平整、美观、稳定,对石质边坡采用预裂爆破。

孤石爆破

根据工程需要,爆破后的大块岩石必须第二次改小,即孤石爆破。

1.2钻孔机具及火工用品

本工程所有爆破作业均采用机械钻眼,即芬兰汤姆洛克钻机、天水潜孔钻机,并辅以一定数量的7655型风动凿岩机对非预裂爆破的边坡进行修整及处理检底部分。

炸药采用RJ-2#乳胶炸药或2#岩石硝铵炸药,前者在雨天使用,后者在晴天使用。

雷管采用非电毫秒雷管,凡梯段爆破均实施毫秒微差爆破。

1.3爆破孔网参数及单位耗药量

一般爆破的孔网参数及单位耗药量

q=a·b·h·k

式中:

q—单孔用药量(公斤)

a—间距(视不同梯段高度取2.0--2.5米)

b—排距(视不同梯段高度取1.5--2.0米)

h--梯段高度(米)

k—炸药单耗(取0.5--0.55公斤/立方米)

钻孔直径75毫米,药卷70毫米(底部)、45毫米(柱部),堵塞长度≥b。

控制爆破的孔网参数及单位耗药量

理论抵抗线Wmax与实际抵抗线W的计算

Wmax=d/33·E·S/(K·F·M)

W=Wmax/(1+0.05H)

式中:

d…………药卷直径(mm)

E…………药卷密度(kg/m)

S…………炸药重量威力系数(取1.0)

F…………岩石夹制系数(取0.9)

M…………炮孔密集系数(取1.25)

H…………梯段高度(m)

炮孔间距A与排距B

A=1.25WB=W

炮孔长度L与超深h1:

h1=0.3Wmax

L=H+Wmax·h1/Sinα(式中:

α……炮孔倾斜度取α=720)

堵塞长度Ld:

Ld=j·W(式中:

j……堵塞长度系数取1.1~1.2)

单孔装药量q计算:

qd=1.3Wmax·Ib

qc=Ic·(L-1.3Wmax-Id)

式中:

qd…………底部装药量(kg)

qc…………柱部装药量(kg)

Id…………底部每米装药量(kg/m)

Ib…………E·(D/36)2

Ic…………(0.4~0.5)Ib,(Ic:

柱部每米装药量)

单孔总装药量q=qd+qc

钻孔直径、药卷直径的选择:

钻孔直径75mm,药卷直径底部70mm、柱部45mm

根据以上计算公式可计算出不同梯段高度的孔网参数及单孔装药量,此处要特别强调:

钻孔必须打斜眼并严格满足堵塞长度。

预裂爆破的孔网参数及单位耗药量

钻孔直径D=75mm;采用的药卷直径d=D/3=25mm;炮孔间距A=120mm;线装药密度qx,可根据公式计算,亦可根据经验取值0.3~0.5公斤/米;堵塞长度L取1.0米。

孤石爆破的孔网参数及单位耗药量

孤石多为临空面,视块度钻一孔或两孔,孔深为厚度的2/3。

装药量Q=qW2L

式中:

Q…………单孔装药量(克)

q…………单位用药量(250~280克/立方米)

W…………最小抵抗线(米)

L…………炮眼深度(米)

1.4爆破网路联接

本工程爆破网路联接一律采用非电导爆系统,除引爆雷管可使用火雷管外,其它部分严禁使用火雷管,以策安全。

预裂孔先于主炮孔起爆。

联接网路见下附图:

预裂孔

导爆索

引爆雷管

主炮孔

塑料导爆管脚线

联结雷管(非电瞬发)

1.5起爆方式

炮孔组的起爆方式采用“V”型起爆法,使爆堆集中、便于装运,并能削弱端头炮孔夹制力,利于边坡平整,减少超欠挖,如下图所示:

858

764675……雷管段数

预裂孔3……炮孔

2同段连线

1

爆堆方向

在特殊情况下,如遇有建筑物,爆堆方向必须避开,则采用侧向起爆法,如下图所示:

10

987

预裂孔65

建筑物43

21

爆堆方向

1.6同段最大用药量计算(控制振速)

为避免爆破震动对房屋及其它建筑物的破坏,必须控制振速,即限制同段最大用药量,按萨道夫斯基公式计算:

Qmax=R1/m·(V安全/K)1/a·m

式中:

Qmax……安全允许同段最大用药量(公斤);

R……爆破中心点与建筑物之间距离(米);

V安全……安全允许振动速度(厘米/秒),取V=5cm/s;

M……药量指数,取m=1/3

K、a爆破点地形、地质等条件有关的系数和衰减指数,一般K取250,a取2.0;

1.7爆破警戒区的确定

按《爆破安全规程》(GB6722-86)中的有关规定,根据该工程的具体环境,结合我公司以往城市爆破经验,警戒距离暂定为50米。

即以爆破地点为中心,50m为半径的周边为警戒线。

1.8盲炮的预防及处理措施

①预防措施

储存的爆破材料要定期检查,爆破前进行复查,选用合格的炸药及雷管;购买、使用爆破材料时应注意生产日期,有效保质期等,严禁使用过期的废旧火工品;在爆破施工过程中,装药、堵塞、联结作业必须仔细进行,注意每一环节,防止出现卡孔、雷管与炸药分离及折断雷管脚线等;管药联结时,雷管脚线不要过分拉紧,要保持一定的松弛度,雷管与雷管应反向联结。

其图示如下:

雷管

联接雷管

雷管脚线

②处理措施

产生盲炮后,要立即封锁现场,由施工人员针对装药时的具体情况,找出拒爆原因,采取相应措施处理。

一般可采用二次爆破法、炸毁法及冲洗法处理。

属于漏点火的拒爆药包,可再次起爆;对于不防水的销铵炸药,可用水冲洗炮孔中的炸药,使其失去爆炸能力;对防水炸药的炮眼,可用掏勺掏出堵塞物,再装入起爆药包将其炸毁;若拒爆眼周围岩石尚未发生松动破碎,可再打眼爆破。

1.9降低大块率的措施

采取斜眼钻孔(倾角α=720),由于炮孔倾斜,存在一个向上的分力,有利于岩石破碎。

多组排炮爆破时,增加后段炮孔装药量以补充克服前排炮孔压碴带来的能量损失。

采用各种微差雷管,并精确计算微差间隔时间,以使岩石在空间得以充分碰撞,达到岩石破碎的目的。

采用宽孔距多排微差爆破技术,既能获得理想的爆破块度,又能提供充足的爆破能量。

1.10保证石质边坡平整、稳定的措施

①钻孔前使预裂部位岩面达到较高的平整度,并用人工清除浮碴,然后经测量精确定线后,用红油漆标出每个孔位位置;

②为保证预裂孔的方向及偏角,在预裂孔的两端事先埋置两根三米长的钢管,其方向与坡度经精确测定后,在钢管上下两端各拉一条弦线,并在弦线上按孔位作好标记,固定所有预裂孔的坡度及方向。

钻孔机械就位时,即按上下拉线及标记调整钻杆,精确对孔。

为保证预裂效果,应进行小规模的试爆,总结出最佳的间距及线装药密度。

④综合各方面资料及施工经验,我们内部提出评估预裂爆破工程质量好坏的四条标准如下表:

质量等级

半孔率

岩性

合格

不合格

硬岩

>85

70~85

50~70

<50

中硬岩

>70

50~70

30~50

<30

软岩

>50

30~50

20~30

<20

1.11爆破施工顺序

爆破开挖的施工顺序如下图所示:

 

312

645

H=8m

978

 

2.光面控制爆破(隧道部分)

根据隧道工程对爆破作业的要求,隧道爆破选用光面爆破。

光面爆破的特点:

成型规整,有利于施工锚喷支护,应力分布均匀,有利于围岩稳定,从而提高围岩自承能力;对围岩的扰动范围明显减少,相应的炮震裂缝减少,从而增加施工安全性;节约材料,减少超欠挖,从而降低成本。

2.1光面爆破参数的选择

2.1.1周边眼孔距(E)及抵抗线(W)

a.孔距(E):

通常在地下工程中。

孔距(E)值可选350~700mm左右。

当围岩软弱节理裂隙较发育或洞跨较小时E值可选350~500mm;中等硬度岩石,可选450~650mm;岩石坚硬完整时,E值可选550~700mm。

一般断面小围岩软弱破碎,成型要求高,取较小值。

b.抵抗线(W):

抵抗线(W)通常为450~800mm。

当岩石软弱时W值可选主深450~600mm;中等硬度岩石,W值可选600~800mm。

岩石坚硬完整时W值600~800mm。

c.密集系数(M=E/W):

一般取M=0.5~1.0,软岩取M=0.5~0.8,中硬岩取M=0.7~1.0硬岩取M=0.7~1.0。

M值:

软岩取小值,硬岩及断面小时取大值。

施工中应根据岩石的变化以及光爆效果即时将E和W值调整到最佳程度。

2.1.2炮孔深度(L)值

炮孔深度(L)值的确定,炮孔深度(L)应根据围岩情况,钻孔设备,掏槽方式等确定:

a.炮眼深度的区分:

浅孔爆破:

L<1.8M

中孔爆破:

L=1.8~2.5M

深孔爆破:

L>2.5M

b.孔深一般不宜小于1.2M,因为眼孔较浅时,爆炸气体很容易从孔口释放出去,即人们常说的“打枪效应”。

c.孔深也不宜太深,当钻孔外夹角一定时,周边孔愈深,超挖愈大。

d.采用契形掏槽时,其炮眼深度L可考虑为:

L=(0.4~0.6)B式中:

B—断面宽度。

2.1.3炸药及装药结构的选择

a.炸药:

光面爆破应采用低速、低猛度、低密度炸药,但考虑到隧道内地下水较丰富,拟采用乳胶类炸药,或专门的光爆炸药都符合上述要求。

b.装药结构:

目前我国光爆常采用小药卷不偶合装药及空气间隔装药结构。

孔口用泥堵塞,改善爆破效果。

小直径药卷径向空气间隙连续装药,药卷直径为20~25mm用塑料扩张管套在两卷接头处,使药卷置于炮孔中心。

可采用导炸索加非电毫秒富管起炸。

为克服炮眼底部岩石夹制力,可考虑在炮孔底部装半卷Ф32mm药卷作起爆药卷。

普通标准药卷Ф32mm空气间隔装药。

一般每半个药卷一个间隔。

药卷用导炸索串起来一次起炸。

这种装药结构由于药卷直径较大,药量相对集中,炮眼壁常可见爆破裂隙及少量岩石粉碎。

小直径药卷空气间隙装药,此装药结构可减弱对围岩的破坏作用。

不管采用何种装药结构,除预留堵塞段外,药量应均匀分布在整个炮眼中

c.不偶合系数:

炮孔直径d说与药卷直径Ф之比(d/Ф)叫做不偶合系数又叫做缓冲系数,当炮眼直径=62¬200时,不偶合系数取2~4。

炮眼直径为34~45mm时,不偶合系数取1.5~2.目前国内生产的小直径药卷有Ф20及Ф25能满足要求。

2.1.4装药量

光面爆破周边眼装药量应严格控制,否则将完全达不到光爆的效果

a.单孔光面爆破经验装药量计算式:

g=(E+W)L.10.√Rb

式中g—单孔装药量(g)

E—孔距(m)

W—抵抗线(m)

L—孔深(m)

Rb—岩石抗压强度(Mpa)

b.光爆装药集中度q=g/L=.[(E+W)L.10.√Rb]/L=(E+W)L.10.√Rb(g/M)

c.“隧规”中,光爆装药集中度(g)参数值:

软岩g=0.07¬0.12(kg/m)

中硬岩g=0.15~0.25(kg/m)

硬岩g=0.3~0.35(kg/m)

2.1.5光爆参数的修正

实施过程中,应根据围岩的变化,光爆效果等予以修正。

如洞壁起伏太大,应减小周边眼间距,或适当加大装药量;超挖较大,眼孔壁爆破裂隙增多成危石、浮石增加,应减小装药集中度(g)等。

2.2光面爆破的技术要点

a.合理选择光面爆破参数,努力提高钻孔精度。

b.严格控制药量,采用合理的装药结构。

c.选采合理的起炸顺序。

d.周边眼应同时起炸,一般要求的差不大于100毫秒。

2.3炮眼布置的步骤

 2.3.1掏槽炮眼的布置:

掏槽爆破是遂洞掘进的关键,爆破质量,掘进效果,都有赖于掏槽爆破是否成功。

(1)掏槽位置:

一般都选在钻孔作业比较容易的部位,比如遂洞中线偏下,断面较大,亦可选在中线一侧偏下。

(2)掏槽形式:

常用形式有直眼掏槽,斜眼掏槽及混合掏槽。

平行直眼掏槽:

优缺点:

优点是掘进深度不受限制,炮眼布置简单;钻眼互不干扰,有利于多机作业。

缺点是,掏槽面积小,炮眼较多;要求钻眼精度高,耗药量大,当采用的直径中空孔掏槽时,需要大直径钻孔机械。

平行直眼烧结掏槽:

其特点是空眼直径同装药炮眼直径一样,不需附加设备。

A.有几个空眼的直眼掏槽:

其形式有三角形,六边形和菱形。

通常a=(2¬2.5)d(式中:

d为钻空直径)

B.五眼梅花形直眼掏槽:

适用于各种岩石,a=(2~3)db=3~4.5d

C.小直径平行予裂挤压、抛渣掏槽:

如图示:

R=100~140,R=200~280mm

,就是把内卷的四个空眼打的深一些,比中心及外卷眼深约500mm,在超深部分,反装2~3节炸药后炸。

起抛渣作用。

(图式编号为雷管段数)

楔形掏槽

斜眼掏槽中,楔形掏槽用的最多,楔形掏槽又称“V”形掏槽。

一般采用2~4对与工作面成60~65角的对称倾斜炮眼,成对地在炮眼底部,集中形成一线,集中火力,同时起炸,炸出一个楔形漏斗。

它实用于各种岩石,炮眼方向较易掌握爆破所成新临空面范围较大,缺点是掘出深度受断面范围限制。

A.垂直楔形掏槽:

.实用于整体性较好或近似垂直或斜交成层的沉积岩钻眼方便,炮眼方向和高低易于掌握。

,爆破效果好,是较多采用的形式。

楔形掏槽要求炮眼与工作面的交角为60度~65度即底部“V”形夹角α大致为50度~60度,炮眼深度大致为断面宽度的45¬50%。

  各对炮眼间距α=0.3~0.7。

软岩取大值,硬岩取小值。

B.复式楔形掏槽:

当要求每一循环进尺为B/2或以上时,这时一次楔形掏槽难以达到要求,必须采用复式楔形掏槽。

钻眼时每对炮眼采用不同的倾斜角,钻孔精度要求高。

2.3.2沿开挖轮廓线布置周边眼及底版眼

 A.周边眼:

根据光面爆破选定的周边眼间距。

沿开挖轮廓线布置,在墙足处,为克服较大的夹制作用,可将孔距适当减小。

实施时应使周边眼基本保持平行,严格控制外角以减少超挖。

周边眼深度应根据岩石条件,进度要求,掏槽形式而定,一般比槽口短0.1~0.2M。

 B.二圈眼:

二圈眼也是光爆施工的主要参数,直接影响光爆质量。

二圈眼所在位置就是周边眼抵抗线边缘。

二圈眼的孔距一般稍大于周边眼抵抗线(W)。

既二圈眼间距E1=1.2W。

通常不大于0.9M

2.3.3辅助眼

这部分炮眼足紧挨着掏槽眼的位置,它既是掏槽炮的辅助炮又对掏槽槽口起扩大作用,因而它的眼底与掏槽眼底部的距离应比扩大眼小一些。

  2.3.4扩大眼

扩大眼的布置通常可采用下列形式:

 A.弧线图式:

顺遂洞弧周边,分层布眼。

这种形式,爆破逐层形式弧形拱有利于围岩的稳定。

B.直线形图式:

围绕槽口将炮眼顺竖直或水平方向,向外向上逐层排列,相当于多排炮眼的梯段爆破,有临空面,爆破效果好,是遂洞开挖布眼多倾向的图式。

C.圆形图式:

开挖圆形洞室,炮眼围绕圆心分层布置。

应该说遂洞掘进主要岩石是靠扩大炮崩落,岩石的破碎度也靠扩大炮控制,它对光爆掘进影响也很大。

扩大炮炮孔间距,视岩石坚硬程度,装运手段对岩石的破碎程度的要求等因素而定。

一般为0.7~1.2M,岩石坚固取最小值,反之取大值。

  2.3.5确定合理的起炸顺序

通常起爆顺序应为:

掏槽炮——辅助炮——扩大炮——二圈炮——周边炮——底版炮,间隔时间采用25~100毫秒。

周边眼宜一次起爆,分次起爆周边轮廓不平整。

2.4光爆钻孔的基本技术

2.4.1严密的组织

A.光爆钻孔时应统一指挥,协调行动。

B.固定钻机班,并实行定人、定机、定位、定质、定量的“五定“岗位责任制。

C.分区按序钻孔,避免相互干扰,碰撞,拥挤及窝工现象。

2.4.2钻孔的方法与步骤

整个光爆钻孔过程可分为准备——定位——开口——钻进——拔钎——移位六步。

A.准备工作:

开工前准备工作做到“四查”,即查钻机,支架是否正常;查水管路到位和牢固;查钻头;钻杆;扳手;水钎;油壶是否带齐;查料有无备用。

  B.定位:

由作业班长根据爆破设计,将每台钻机钻孔范围及顺序分配明确。

  C.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,使支架与开口处岩面垂直。

操作时,先开水,后开风,一般先开半风,用力前推,防止打滑,钻进3-5厘米后再调整支架,保持设计规定的角度,开全风,加大推力。

D.钻进:

钻进中应充分发挥支架的作用,以加快钻进速度,减轻体力劳动。

2.5起爆系统

光面爆破起爆系统采用非电起爆系统。

3.竖井爆破施工

竖井上部开挖的爆破方式参照爆破施工进行,下部开挖的爆破方式参照隧道爆破施工进行。

四、人员组织及责任

1.爆破工作领导人和责任人:

负责整个炸破工作的组织、协调、管理工作,并履行爆破工作领导人的职责;

2.爆破工程技术人员:

负责炸破工程的技术工作,并履行炸破工程的技术人员的职责。

3.爆破员:

负责爆破工作的具体操作,并履行炸破员职责;

4.安全员:

负责炸破施工中的安全。

炸破器材的管理,配合炸破员实施炸破作业等,并履行安全员职责;

5.凿眼工、机械工、辅助工:

共计30名。

五、爆破机械设备

本工程拟投入的主要爆破机械设备如下表:

序号

设备名称

规格型号

厂牌及出厂时间

数量

备注

1

风钻

7655

φ42

12

2

电动空压机

ZL3.5-20/7

20m3

2

3

电动空压机

V-12/7

12m3

2

4

风镐

G10A

30J

40

机械设备的安放应按照平面位置进行布置,设备的安装要符合规范,设备的使用也须做到带证上岗。

六、施工计划

本工程爆破施工计划按总体施工进度计划的原则进行布置,预计工期180天。

七、安全措施

(一)施工中必须遵守“安全生产管理条例”。

(二)施工中必须遵守“爆破安全规程”。

(三)施工中应根据现场情况,及时做好技术上的调整、做好安全上的加强;发现问题及时上报处理。

1.爆破施工安全保护措施

1.1爆破施工安全技术措施

为确保爆破施工安全。

为此主要采取以下措施:

a.根据地质条件、开挖断面、方法、掘进循环进尺、钻眼机具和爆破材料等进行钻爆设计。

b.隧道爆破设计,必须按照短进尺、弱

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