最新版隧道爆破专项施工方案.docx
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最新版隧道爆破专项施工方案
隧道爆破
专项施工方案
1工程概况
1.1工程地理位置及概况
本工程为NHA1合同段的**隧道,行政区划属**镇管辖;主要爆破工程为**隧道,具体设置为:
**隧道,起讫桩号,yk6+271~yk7+330,长1059m,zk6+270~zk7+363,长1093m;折合全长为:
2152m。
隧道按规定的远期交通量设计,均采用双洞单向行车三车道形式(上下行分离),隧道净宽13.5m。
1.2工程地质概况
**隧道进口位于沟谷顶部斜坡地带,自然坡度15~20°,坡体植被茂盛,覆盖残积层,主要穿越全~弱风化花岗岩,岩体呈松软结构~镶嵌破碎结构,围岩自稳能力低;出洞口位于丘陵陡坡地带,自然坡度35~40°,坡体植被茂盛,覆盖残积层,坡体残留大量风化孤石,差异风化明显。
节理裂隙发育,局部近水平裂隙发育,4~5条/米,岩体整体上较破碎,局部较完整,呈碎裂结构;洞身段位于斜坡丘陵地带,地面最高点149米,隧道最大埋深104米,山势较陡峻,山体地表上大多为碎块状强风化~弱风化花岗岩出露,地表残留大量风化孤石,在冲沟处有残坡积物分布,厚约3~6米,分布范围小。
洞身穿越微风化花岗岩,整体上节理裂隙发育一般~不发育,岩芯呈柱状~长柱状。
地下水为松散层孔隙水和风化基岩裂隙水,由大气降水补给,水位、水量季节性变化大。
1.3地面建筑及管线状况
隧道进出口附近均物建构筑物及管线,施工场地开阔,施工条件较好。
2总体方案设计
2.1爆破特点及要求
(1)属于山岭隧道,爆破条件较好。
(2)隧道地质除洞口段外岩石坚硬,完整,整体性好。
(3)隧道断面大,要求对爆破方法选择合理,便于实施。
炮眼利用率在90%以上;光面爆破炮眼残痕率在85%以上;平均线性超挖不大于7cm,最大不超过10cm,相邻两循环炮眼台阶不大于10cm,局部欠挖小于0.1m2;最大欠挖小于5cm。
2.2钻爆设计原则
根据工程实际、工程要求、地质地形条件,确定设计原则为:
(1)确保现场施工人员的安全。
要严格按照《爆破安全规程》GB6722-2003进行设计和施工,要有具体的安全施工措施。
(2)严格控制掏槽爆破、光面爆破、预裂爆破的单段起爆药量,尽可能多的创造爆破临空面,尽可能减小爆破振动对围岩的扰动深度。
(3)根据隧道洞口段所处围岩比较破碎、整体性及自稳性差的特点及双侧壁导坑施工工法要求,采用横分纵错一次起爆分部延时爆破技术。
也就是将隧道的横断面分成若干部分,各部分之间大时差孔外延时,每一部分内毫秒延时,一次点火起爆。
通过将各部分在纵向错开一定距离来增加有效临空面,同时提高孔外延时爆破的可靠性。
对软弱岩层采用缩短错开距离,及时支护等手段,保证顶板安全。
(4)对设计确定的钻爆参数进行现场爆破试验,以取得合理的爆破参数。
爆破参数应根据地质地形条件及相应的爆破效果,适时调整、动态管理。
考虑以上设计原则,该工程应按总体施工组织分期实施。
不同阶段对应不同的工作内容和施工方法。
本设计主要针对适合采用钻爆法施工的主洞Ⅱ~Ⅴ级围岩地段进行爆破设计。
2.3爆破施工方案比较与选择
隧道施工方法应根据施工条件、围岩类别、埋置深度、断面大小以及环境条件等,并考虑安全、经济、工期等要求选择。
选择施工方法时,应以安全为前提,综合考虑上述条件。
当隧道施工对周围环境产生不利影响时,应把环境条件作为选择施工方法的重要因素。
同时应考虑围岩变化时施工方法的适应性及其变更的可能性,以免造成工程失误和增加不必要的投资。
隧道施工方法有很多,但大体上有全断面法、分部开挖法、导坑法和台阶法四大类及若干变化方案。
2.3.1全断面法
全断面(图2-2)法常用在Ⅰ~Ⅲ级硬岩中,利于组织大型机械化作业,提高施工速度。
该法可采用深孔爆破。
该法控制重点是:
常规布孔,孔内按常规布设微差毫秒雷管,孔外采用毫秒导爆管雷管串联技术,此法可以大大减小爆破振动。
2.3.2分部开挖
该方法可分为3种变化方案(图2-2)。
(1)环形开挖留核心土法,
(2)单侧壁导坑法(CD法)和(3)双侧壁导坑法。
这三种方法适用于土质或易坍塌的软弱围岩地段,一般在地表沉陷难于控制、地表下沉量要求严格时采用。
分部开挖法的施工工序较多、造价高、进度慢,局部使用钻爆方法。
由于采用分部开挖,施工的其他工序对爆破规模的限制较大,一次起爆药量有限,爆破对地面建筑物的振动影响较易控制。
具体的爆破设计应根据工程进展及工作面围岩分布的实际情况进行。
本设计未针对分部开挖方案进行爆破设计。
2.3.3导坑法
当岩层比较松软或地质条件复杂,隧道断面特大或涌水量较大时,可采用导坑法。
导坑法就是在隧道断面内,先以小型断面进行导坑掘进,然后分多步逐渐刷大到设计断面的开挖方法。
如图2-3所示。
分部开挖的位置、尺寸、顺序及开挖间距需要根据围岩情况,机械设备、施工习惯等灵活掌握。
但必须遵守以下原则:
(1)各部开挖后,周边轮廓都应尽量圆顺,以避免应力集中。
(2)分部开挖时,要保证隧道周边围岩稳定,并及时做好临时支护工作。
(3)各部尺寸大小应能满足风、水、电等管线布设要求。
图2-2隧道常用施工方法
图2-3导坑法爆破开挖示意图
超前导坑有利于探明前方的地质条件,地质变化时,变更施工方法容易。
但导坑法也存在工序繁多,对围岩多次扰动,开挖面暴露时间长,易造成塌方;且作业空间狭小,施工环境差,工效低等缺点。
2.3.4台阶法
台阶法(图2-2)多用与Ⅳ~Ⅴ级较软而节理发育的围岩中,也适用于高类和低类围岩。
按照台阶错开的距离分类,台阶法分为3种变化方案。
(1)长台阶法。
上下台阶距离较远,一般上台阶超前50m以上或大于5倍洞跨,施工过程中上下部可配属同类大型机械进行平行作业,当机械不足时也可交替作业。
采用此方案,可根据施工进度要求,先长距离地施工上半断面,或在上半断面贯通之后,再挖下半断面。
它的施工干扰少,机械配套,施工通风和测量均较简单,可进行单工序作业。
(2)短台阶法。
上台阶长度小于5倍但大于1~1.5倍洞跨,适用于IV,V级围岩,可缩短仰拱封闭时间,改善初期支护受力条件。
但是,上台阶施工干扰较大。
(3)超短台阶法。
上台阶仅超前3~5m,断面闭合较快。
此法多用于机械化程度不高的各类围岩地段,当遇软弱围岩时,需慎重考虑,必要时应采用辅助施工措施稳定开挖工作面,以保证施工安全。
采用台阶法施工时,下半断面的落底和封闭应在上部断面初期支护基本稳定后进行,或采取其他有效措施确保支护体系的稳定性。
2.3.5爆破施工方案选择
将几种常用施工方法列于表2-1中。
根据本工程的特点,具体的施工方案按围岩级别及相应的施工工法分别进行设计,共分4个方案,Ⅴ级围岩双侧壁导坑开挖法、Ⅳ围岩单侧壁导坑法Ⅲ级围岩上下台阶法、Ⅱ级围岩全断面法。
表2-1施工方法基本条件比较
条件
全断面
台阶法
单侧壁法
双侧壁法
隧道断面
单、双、多线
单、双、多线
双、多线
双、多线
围岩条件
Ⅰ~Ⅲ
Ⅳ,Ⅴ
土质、松软地层
土质、松软地层
安全性
一般
一般
较安全
最安全
施工机械
大型
大型或中型
中型或小型
小型
施工工序及工期
工序简单、工期快
工序简单、工期较快
工序较多、工期较慢
工序复杂、工期慢
造价
低
低
较高
高
围岩变化时施工方法的适应性
围岩向低类变化较难适应,向高类适应
围岩向低类及高类变化均能适应
各种适应性不强
围岩向低类变化适应
地应力场中主应力方向由竖直向水平转移时
双、多线洞室稳定性增加,单线洞室稳定性降低
洞室稳定性增加最明显
洞室稳定性降低
洞室稳定性降低
施工管线布置
很方便
方便
较方便
不方便
配合辅助支护措施
不容易
很容易
一般
一般
对关键部位支护的时效性
一般
好
较好
较好
3钻爆设计
3.1Ⅴ级围岩双侧壁导坑开挖法
采用理论计算、工程类比与现场试爆相结合的方法确定爆破参数。
计算依据如下:
1炸药与岩石的匹配
炸药与岩石的匹配实际是根据波阻抗理论而来,当炸药的波阻抗VePe与岩石的波阻抗VePe相等时,爆炸波能量完全传入岩体内,从而达到最大限度的破碎岩石。
Ⅴ级围岩需爆破段一般岩石抗压强度在Rc<20MPa,岩石坚固性系数f<Rc/10=3。
岩石纵波速度Ve<2000m/s,岩石密度Pe≈2000kg/m3,岩石波阻抗VePe≈4*106kg/m2.s,2#岩石硝铵炸药爆速Vr≈3600m/s,炸药密度Pr≈1000kg/m3,VrPr≈3.6*106kg/m2.s,岩石与炸药匹配系数Ker=VePe/VrPr≈1,根据f及K值判定Ⅴ级围岩岩石可爆性好,岩石能够得到充分破碎。
②标准抛掷爆破单位耗药量K(kg/m3)
根据岩石容重γ用经验公式K=1.3+0.7(γ/1000-2)2计算,Ⅴ级围岩岩石γ≈2000kg/m3,计算得K≈1.3kg/m3。
③
3.1.1炮眼深度与循环进尺
炮眼深度是指炮眼眼底至开挖面的垂直距离。
炮眼深度一般根据围岩的稳定性、凿岩机的钻凿能力和掘进循环安排。
根据现场考察和以往工程经验,取循环进尺为2m,炮眼深度2m。
3.1.2炮眼直径
本设计选用手持式风动凿岩机,常规土岩爆破钻头直径为38~42mm,为减小钻孔数量,提高掘进速度,炮眼直径取d=42mm。
3.1.3炮眼布置
(1)掏槽眼
掏槽眼爆破时在围岩中形成空腔,为后续炮孔爆破创造良好的临空面,一般为强抛掷爆破,本工程一律采用复式楔形掏槽。
受横向空间限制,Ⅴ级围岩段掏槽眼开口宽度为3.5m,排距0.6m。
(2)周边眼
周边眼沿隧道开挖轮廓线布置。
具体的炮孔间距根据经验公式和工程类比确定。
根据经验,炮眼间距E与炮眼直径d之间的关系为E=(10~18)d。
取d=42mm,则E=420~756mm。
考虑到洞口段岩石相对比较软,对于光面爆破取E=500mm
周边眼的炮眼密集系数K与最小抵抗线W之间的关系为K=E/W。
一般E<W,结合洞口段爆破一般不易形成大块的特点,K取较小值,K=0.5,则对于光面爆破取W=100cm。
周边孔底部在装药时留空40~50cm,缓冲炮孔内瞬间产生的高压,同时使炮孔内炸药爆炸围岩受力均匀,可以减小对围岩的扰动深度。
周边眼同段起爆规模不易过大,如周边眼数量大,易采用孔内或孔外微差爆破技术将齐爆孔数控制在8~10个左右。
(3)辅助眼
辅助眼采用弧形布置或弧形布置与直线形布置相结合的方式。
辅助眼的间距a、排距b应大于或等于周边眼的最小抵抗线W,而且a、b的取值与炮眼的单孔装药量有关。
本设计取a=120cm、b=100cm。
(3)崩落眼
崩落眼的布置方式与辅助眼的布置方式相同。
炮眼布置及装药量见附表1。
3.1.4单孔装药量
(1)掏槽眼
掏槽眼在满足填塞长度要求的前提下,尽量多装药,以保证良好的掏槽效果。
据此确定掏槽眼的单孔装药量为1.4kg。
折算单耗为1.31kg/m3。
(2)周边眼
周边眼的装药量主要根据炮眼间距、最小抵抗线和装药集中度确定。
本设计取光面爆破装药集中度为0.1kg/m。
对于2m长的光面爆破炮孔,单孔装药量为0.2kg。
(3)辅助眼
辅助眼的装药量与围岩的坚硬程度、炸药单耗、炮眼长度及辅助眼的炮眼数量及间排距等参数有关。
辅助眼的单孔装药量按下式计算:
(3-1)
式中
——辅助眼的单孔装药量,kg;
——装药系数。
根据炮孔间排距及围岩性质,取τ=0.6;
γ——每米药卷的炸药质量,kg/m.。
对于直径为32mm的乳化炸药,γ=0.8kg/m。
——炮眼长度,m。
对于炮眼长度为2m的辅助眼,计算得
=0.6×0.8×2=0.96kg
(3)崩落眼
崩落眼的装药单耗适当加大,有助于减小爆破块体。
=2×1.2×1×0.55=1.32kg。
(4)炮眼填塞
炮眼填塞的目的是保证炸药充分反应,使之产生最大热量,防止炸药不完全爆轰;防止高温高压的爆轰气体过早地从炮眼或导洞中逸出,使爆炸产生的能量更多地转换成破碎岩体的机械功,提高炸药能量的有效利用率。
填塞材料采用炮泥,炮泥由砂子和黏土混合配置而成,其重量比为3:
1,再加上20%的水。
填塞应采用分层捣实法进行,不得有空隙或间断。
各炮眼应填塞足够长度的炮泥,除周边眼根据光面爆破,其他各炮眼填塞炮泥的长度不得小于60cm。
(5)爆破器材的选择
炸药:
采用2号岩石乳化炸药,规格为Φ32mm×200mm,每卷200g。
雷管:
雷管选用第一系列毫秒导爆管雷管。
起爆选用普通瞬发电雷管或导爆管激发针起爆,发爆器选用渭南煤矿专用设备厂生产的MFB-100型矿用发爆器,发爆器的性能如表3-6所示。
(6)装药结构
掏槽眼采用正向起爆。
光面爆破炮眼采用空气间隔不偶合装药结构(图3-1)。
为保证炮孔内各间隔药卷同时起爆,所有空气间隔装药均使用导爆索连接各药卷。
(7)网路联结
见Ⅴ级围岩炮孔布置及网路联结图。
3.2Ⅳ级围岩单侧壁导坑法
3.2.1炮眼深度与循环进尺
炮眼深度2m,循环进尺为1.8m。
3.2.2炮眼直径
炮眼直径d=42mm。
3.2.3炮眼布置
(1)掏槽眼
采用复式楔形掏槽。
掏槽眼开口宽度为4m,排距0.6m。
(2)周边眼
周边眼沿隧道开挖轮廓线布置。
炮孔间距E=500mm
K=E/W,K=0.625,则对于光面爆破取W=80cm。
周边孔底部在装药时留空40~50cm。
周边眼同段起爆规模不易过大,如周边眼数量大,易采用孔内或孔外位差爆破技术将奇爆孔数控制在8~10个左右。
(3)辅助眼
辅助眼采用弧形布置或弧形布置与直线形布置相结合的方式。
辅助眼的间距a、排距b应大于或等于周边眼的最小抵抗线W,而且a、b的取值与炮眼的单孔装药量有关。
本设计取a=100cm、b=100cm。
(3)崩落眼
崩落眼的布置方式与辅助眼的布置方式相同,环向间距120cm,排距100cm。
其余炮眼布置及装药量见附表2。
3.2.4单孔装药量
(1)掏槽眼
掏槽眼的单孔装药量为1.8kg。
折算单耗为1.83kg/m3。
(2)周边眼
光面爆破装药集中度为0.15kg/m。
对于2m长的光面爆破炮孔,单孔装药量为0.3kg。
(3)辅助眼
辅助眼的装药量计算得
=2×1×1×0.6=1.2kg
(3)崩落眼
崩落眼的装药量。
=2×1.2×1×0.65=1.56kg。
(4)炮眼填塞
填塞应采用分层捣实法进行,不得有空隙或间断。
各炮眼应填塞足够长度的炮泥,除周边眼根据光面爆破,其他各炮眼填塞炮泥的长度不得小于50cm。
(5)装药结构
与Ⅴ级围岩装药结构相同。
(7)网路联结
见Ⅳ级围岩炮孔布置及网路联结图。
3.3Ⅲ级围岩台阶法
3.3.1炮眼深度与循环进尺
炮眼深度3m,循环进尺为2.7m。
3.3.2炮眼直径
本设计选用手持式风动凿岩机,炮眼直径d=42mm。
3.3.3炮眼布置
(1)掏槽眼
掏槽眼开口宽度为4m,为减小爆破块度,采用三级掏槽,排距0.6m。
(2)周边眼
周边眼沿隧道开挖轮廓线布置。
炮孔间距E=500mm,根据K=E/W,K=0.625,则W=80cm。
周边孔底部在装药时留空40~50cm。
周边眼同段起爆规模不易过大,如周边眼数量大,易采用孔内或孔外位差爆破技术将奇爆孔数控制在8~10个左右。
(3)辅助眼
辅助眼采用弧形布置或弧形布置与直线形布置相结合的方式,a=100cm、b=100cm。
(3)崩落眼
崩落眼的布置方式与辅助眼的布置方式相同,环向间距120cm,排距100cm。
其余炮眼布置及装药量见附表3。
3.3.4单孔装药量
(1)掏槽眼
掏槽眼在满足填塞长度要求的前提下,尽量多装药,以保证良好的掏槽效果。
据此确定掏槽眼的单孔装药量:
Ⅰ级掏槽孔为0.6kg,ⅡⅢ级掏槽孔为2kg。
(2)周边眼
周边眼的装药量主要根据炮眼间距、最小抵抗线和装药集中度确定。
本设计取光面爆破装药集中度为0.2kg/m,单孔装药量为0.6kg。
(3)辅助眼
辅助眼的装药量
=3×1×0.8×0.65=1.56kg
(3)崩落眼
崩落眼的装药单耗适当加大,有助于减小爆破块体。
=2×1.2×1×0.7=2.52kg。
(4)炮眼填塞
填塞应采用分层捣实法进行,不得有空隙或间断。
各炮眼应填塞足够长度的炮泥,除周边眼根据光面爆破,其他各炮眼填塞炮泥的长度不得小于50cm。
(5)装药结构
与Ⅳ级围岩装药结构相同。
(6)网路联结
见Ⅲ级围岩炮孔布置及网路联结图。
3.4Ⅱ级围岩全断面法
3.4.1炮眼深度与循环进尺
炮眼深度3m,循环进尺为2.7m。
3.4.2炮眼直径
本设计选用手持式风动凿岩机,炮眼直径d=42mm。
3.4.3炮眼布置
(1)掏槽眼
全断面法施工由于断面大,一次起爆炮眼数量多,网路联结较为繁琐,为增加临空面,采用上掏槽和下掏槽,掏槽孔炮孔开口宽度均为4m,上掏槽排距0.9m,下掏槽排距0.6m。
(2)周边眼
周边眼沿隧道开挖轮廓线布置。
炮孔间距E=55cm
根据K=E/W,K=0.688,则对于光面爆破取W=80cm。
周边眼同段起爆规模不易过大,如周边眼数量大,易采用孔内或孔外位差爆破技术将奇爆孔数控制在8~10个左右。
(3)辅助眼
辅助眼采用弧形布置或弧形布置与直线形布置相结合的方式,本设计取a=100cm、b=100cm。
(3)崩落眼
崩落眼的布置方式与辅助眼的布置方式相同,环向间距120cm,排距100cm。
3.4.4单孔装药量
(1)掏槽眼
上掏槽眼:
上掏槽单孔药量为2.4kg,下掏槽单孔药量为2kg,一级掏槽孔单孔药量均为0.65kg。
(2)周边眼
周边眼的装药量主要根据炮眼间距、最小抵抗线和装药集中度确定。
本设计取光面爆破装药集中度为0.27kg/m,单孔装药量为0.8kg。
(3)辅助眼
辅助眼的装药量
=3×1×1×0.67=2.01kg
(3)崩落眼
崩落眼的装药单耗适当加大,有助于减小爆破块体。
=2×1.2×1×0.72=2.6kg。
(4)炮眼填塞
填塞应采用分层捣实法进行,不得有空隙或间断。
各炮眼应填塞足够长度的炮泥,除周边眼根据光面爆破,其他各炮眼填塞炮泥的长度不得小于40cm。
(5)装药结构
与Ⅲ级围岩装药结构相同。
(6)网路联结
见Ⅱ级围岩炮孔布置及网路联结图。
3.5爆破振动强度的控制措施
根据围岩围岩地质及施工超挖情况,及时调整爆破振动,降低围岩的扰动深度,达到控制超挖及保证围岩稳定的目的,常采取以下措施:
(1)调整周边眼的装药结构,尽量采取分段间隔装药。
(2)控制周边眼炮孔齐爆个数,齐爆个数控制在8~10个为宜。
(3)利用孔内外微差控制其余炮孔的齐爆药量。
3.6钻爆质量的控制
(1)人员的配备
光面爆破与预裂爆破炮眼的钻凿技术要求高,操作难度大。
因此,应注意对钻爆人员的合理调配。
固定技术好的钻工进行光爆孔和预裂孔的钻凿作业。
从布眼、钻孔、装药到爆破网络联接层层把关,责任到人。
(2)钻孔机具的配备
周边眼分布在隧道轮廓的不同部位,高度、角度各不相同。
配备合适的多功能简易钻孔台架非常关键。
根据断面尺寸,利用钢管、网片制成简易拼装钻孔台架,可以快速拆卸,便于施工。
(3)炮眼深度及装填药量的控制
①炮眼深度。
根据钻爆设计,钻眼深度严格按照设计进行施钻。
②清孔装药。
装药前将炮孔内的石屑、杂物用水冲净。
③装药连线。
严格按照装药结构图进行装药,药量应严格按照设计装填,炮泥填塞应分层捣实,填塞长度应满足设计要求。
④预裂孔、光面孔应按设计图纸钻凿在一个布孔面上,钻孔偏斜误差不超过1°。
⑤验孔、装药等应在现场爆破工程技术人员指导监督下由熟练爆破员操作。
⑥起爆网路。
起爆网路连接应由专人负责。
对于孔外延期部分的连线,应特别注意对孔外雷管及滞后起爆网路的保护,防止先爆雷管产生的飞片炸坏滞后起爆的网路,以及先行起爆产生的飞石损坏之后起爆的网路。
⑦爆破。
装药、连线结束后,经技术人员检查合格后,撤离人员和机械设备,最后引爆。
4爆破作业安全措施
爆破工程的不安全因素主要有:
空气冲击波、爆破有害气体、爆破飞石、爆破振动、早爆、盲炮以及塌方、冒顶等。
每种不安全因素有其特点、影响范围和影响强度,均应根据现场情况,采取相应的安全措施。
4.1空气冲击波、爆破有害气体与爆破飞石
隧道爆破产生的空气冲击波沿隧道传播时,比沿地面半无限空间的传播衰减要慢,故要求的安全距离也更大。
爆破产生的有害气体也必须通过通风管道或隧道才能排出。
爆破飞石的飞行方向无法准确预测,飞行距离难以准确计算,会给爆区附近的人员及设备造成严重威胁,特别是二次破碎爆破造成的事故更多,因此应加以严格控制和防范。
爆破产生个别飞石的距离与爆破参数、填塞质量等因素有关。
主要采取以下措施。
(1)隧道爆破时,人员应在地面避炮。
(2)进洞阶段,沿洞口向外的爆破冲击波和飞石强度较大。
应特别注意对洞口附近人员、建筑物和设施的防护,可在洞内悬挂胶帘,洞外布置防护挡墙。
(3)爆破后,应进行充分通风,保持爆破作业场所通风良好。
(4)采取控制爆破技术缩小危险区,合理确定爆破参数,特别注意最小抵抗线的实际长度和方向,避免出现大的施工误差。
(5)将可移动设备撤出飞石影响区域。
4.2早爆
爆炸材料(雷管或装药)比预期时间提前发生爆炸的现象称为早爆。
对于本工程应采取以下措施防止早爆事故。
(1)使用电雷管起爆时,爆破主线、区域线、联接线,不应与金属管物接触,不应靠近电缆、电线、信号线、铁轨等。
(2)电雷管在接入网路前,脚线应短接。
(3)装药、连线人员应穿不产生静电的工作服。
(4)在距电雷管15m范围内,禁止使用无限通讯工具。
(5)工作面所用炸药、雷管应分别存放在加锁的专用爆破器材箱内,不应乱扔乱放。
爆破器材箱应放在顶板稳定、支架完整、无机械电器设备的地点。
每次起爆时都应将爆破器材箱放置于警戒线以外的安全地点。
(6)必须所有人员撤出警戒区域后,方能在爆破作业领导人的指示下,将爆破母线与发爆器相联接。
4.3盲炮处理
盲炮是指预期发生爆炸的炸药未发生爆炸的现象。
对于本工程项目中出现的盲炮,应遵循以下原则和方法来处理。
(1)处理盲炮前应由爆破领导人定出警戒范围,并在该区域边界设置警戒。
处理盲炮时无关人员不准许进入警戒区。
(2)应派有经验的爆破员处理盲炮。
(3)电力起爆发生盲炮时,应立即切断电源,及时将盲炮电路短路。
(4)导爆索和导爆管起爆网路发生盲炮时,应首先检查导爆管是否有破损或断裂,发现有破损或断裂的应修复后重新起爆。
(5)不应拉出或掏出炮孔中的起爆药包。
(6)可打平行孔装药爆破,平行孔距盲炮不应小于0.3m。
为确定平行炮孔的方向,可从盲炮孔口掏出部分填塞物。
(7)盲炮应在当班处理,当班不能处理或未处理完毕,应将盲炮情况(盲炮数目、炮孔方向、装药数量和起爆药包位置,处理方法和处理意见)在现场交接清楚,由下一班继续处理。
(8)盲炮处理后,应仔细检查爆堆,将残余的爆破器材收集起来销毁。
在不能确认爆堆无残留的爆破器材之前,应采取预防措施。
(9)盲炮处理后应由处理者填写登记卡片或提交报告,说明产生盲炮的原因、处理的方法和结果、预防措施。
4.4敷设导爆管爆破网路时应注意的问题
(1)导爆管一旦被截断,端头一定要密封,以防止受潮、进水及其它小颗粒堵塞管腔。