1、尾水支洞洞径为7.2m,三条尾水支洞长度分别为179.994m(机)、179.994m(机)和180.389m(机)。2.2工程地质条件尾水支洞洞室埋深340m420m,断裂构造不发育,岩体完整性较好,围岩类别属2类1类,局部小断层及节理裂隙密集带部位围岩类别为2类或类。 整个尾水洞支洞段、尾水岔管段及尾水主洞段大多工程地质条件较好,围岩稳定性及成洞条件较好, 2.3主要工程量尾水主洞、尾水岔洞及尾水支洞开挖支护工程主要工程量如下: 尾水支洞主要工程量表 表2-1序号项目规格单位工程量备注1石方洞挖m22375.382喷C25混凝土992.13钢筋网8200200kg74514锚杆25,L=4
2、.5m根896522,L=3.0m90 尾水岔洞主要工程量表 表2-25947.2沟槽石方开挖29.08184.225,L=6.0m53228,L=9.0m32 尾水主洞尾0+000尾0+090段主要工程量表 表2-36001.47系统锚杆,449喷砼C25202.3挂网钢筋820cm20cmt1.32注: 表中工程量为理论值,未计超挖与损耗; 断层破碎带处理工程量未计入表中,其数量根据按工程实际发生量由监理工程师核算; 表中未计随机支护量锚杆和缝合锚杆工程量,其工程量根据实际支护计量。上述工程量仅为设计量,具体以现场实际发生量为准。三、施工布置3.1施工供风供风设备主要为手风钻及喷砼机,拟采
3、用在4#施工支洞桩号4支0+0204支0+055.1左侧布置集中压气站接入,集中压气站共设置4台20m3的空压机,采用150mm钢管引至距作业面50m处,再用50供风软管接至工作面,各用风设备采用25软管接引。3.2施工供水考虑采用在进厂交通洞进洞左侧冲沟取,设置一个10 m3储水罐作为水箱并增设增压泵,通过80mm供水支管引4#施工支洞储水箱内,再使用50的钢管引接至工作面内,各用水设备采用25高压软管引接。3.3施工排水施工废水包括:围岩渗水、土石方开挖用水、混凝土养护、冲毛用水及施工机械冲洗用水、基础处理废水等。在尾水主洞与6#施工支洞交叉口及6#施工支洞洞口均布置一集水坑,施工排水采用
4、在洞内两侧设置5030cm(宽深)的排水沟,作业面附近设置临时集水坑,通过水泵接力抽排至集水坑内,经污水处理达到有关标准后排放排水线路为:尾水主洞与6#施工支洞交叉口6#施工支洞4#施工支洞进厂交通洞进洞口。3.4 施工供电。采用高压电缆从进厂交通洞的10KV接入口接入到4#施工支洞内压气站,安装1000KVA变电站以满足压气站、通风设备及照明用电,然后通过三相五根单芯绝缘线输送施工用电。3.5 施工通风采用压入式通风方式,综合考虑在6#施工支洞洞口设一台轴流风机(2110KW),供风管采用1500软风管。3.6弃碴弃渣通道通过6#施工支洞及交通洞出渣。采用3m3装载机及挖掘机装渣,4台25t
5、自卸汽车运渣,洞渣无用料弃于1#弃碴场(位于下水库库尾右岸冲沟处),运距约5.5km。开挖的有用石料临时堆存下水库大坝下游的有用料堆存场,运距约4.5km。施工布置详见附图施工平面布置图。四、施工进度根据现场实际情况及总体施工进度计划安排,尾水主洞尾0+000尾0+090段、尾水岔洞及尾水支洞计划2015年1月1日开始施工,2015年6月20日全部完成。1、尾水主洞尾0+000尾0+090段施工进度计划:2015年1月1日2015年2月24日;2、尾水岔洞施工进度计划:2015年2月25日2015年4月17日;3、尾水支洞施工进度计划:2015年4月18日2015年7月1日;五、施工程序开挖及
6、支护施工范围为:尾水主洞尾0+000尾0+090段、尾水支洞及尾水支洞。6#施工支洞于12月底贯通后提供施工通道,对尾水主洞尾0+000尾0+090段进行开挖支护施工,然后再进行尾水岔洞进行施工,其中1#尾水支洞及3#施工支洞同时进行施工,待尾水岔洞开挖支护完成后,为2#尾水支洞提供工作面再进行施工。六、洞身开挖6.1开挖进尺开挖及锚杆支护均采用YT28手风钻钻孔,自制2台钻爆台车为施工平台,开挖设计轮廓线采用光面爆破,液压反铲进行危石清理,开挖石渣采用侧卸装载机配合15t自卸汽车出渣。、类围岩循环进尺控制在2.53.0m,类围岩循环进尺控制在1.5m2.0m,类围岩进尺1m。6.2开挖施工工
7、艺1、尾水主洞为马蹄形断面,开挖断面直径达10.2m,开挖断面较大,综合考虑施工安全、施工质量、施工进度等因数,洞身开挖工程采用两台阶分层开挖,第一层开挖高度7.55m,第二层开挖高度2.45m。2、尾水岔洞均为两条尾水支洞合成一条主洞,开挖断面较大,综合考虑施工安全、施工质量、施工进度等因数,洞身开挖工程采用两台阶分层开挖,第一层开挖高度7.24m,第二层开挖高度2.95m,每层分左右侧进行两次开挖。3、尾水支洞洞径为6.0m,三条尾水支洞长度分别为153.992m(机)、173.689m(机)和183.992m(机)。尾水管后长度110.0m尾水支洞钢板衬砌,钢板材质为Q345R级钢材,管
8、壁厚度26mm28mm,钢管外壁设置加劲环抗外压稳定,钢衬外包素混凝土厚0.6m;其余洞段采用钢筋混凝土衬砌,衬砌厚0.5m。尾水主洞、尾水岔洞及尾水支洞开挖施工工艺流程见下图: 6.3开挖分层分区图1、尾水主洞分为两层进行开挖,见图1。图6-1 尾水主洞开挖分层图2、尾水岔洞分为两层,每层分两次进行开挖,见图2。图6-2 尾水岔洞开挖分层图3、尾水支洞分为两层,开挖成型后再对两侧扩挖部位进行扩挖,见图3。图6-3 尾水支洞开挖分层图6.4爆破设计钻爆采用自制钻爆台车作为操作平台,利用手风钻钻孔,毫秒微差起爆,楔形掏槽,周边光面爆破方式。(1)钻孔尾闸室围岩主要是、类,钻孔采用YT28手风钻钻
9、孔,。(2)爆破设计结合设计文件及施工规范的要求,爆破效果需满足:炮眼利用率大于90;半眼痕保存率大于80(整体性良好的坚硬岩石);爆破后围岩面应圆顺平整,无欠挖,平均线性超挖面不超过20cm,且围岩面上无粉碎岩石和明显裂隙,以减少对围岩的施工扰动。炸药采用2#岩石乳化炸药,雷管采用非电毫秒微差雷管。周边孔采用竹片或导爆索分节间隔装药,爆破孔采用柱状连续装药,堵塞采用砂和粘土的混合物。单位炸药消耗量孔径42mm,孔深3.5m;、类围岩设计,预计进尺3m。根据爆破安全规程(GB6722-2003)的岩石分级,砂砾岩坚固系数f取值范围为1015,f=12;根据修正的普式公式,q=1.1K0(f/s
10、)1/2式中K0为考虑炸药爆力的校正系数,K0=525/p,p=250300ml,其中p=280ml,S为断面面积,洞口为72.38m2。根据计算、类围岩q=0.84kg/m3。一次开挖循环的总药量一次开挖循环的总药量:Q=qSL式中q为单位炸药消耗量,S为断面面积,L为泡孔深度,为炮孔利用率,一般取值0.80.95。确定钻孔数目炮孔数目:N=3.3(fS2)1/3 式中N为炮孔数目,S为断面面积,f为岩石坚固系数,取值12。(3)主要爆破参数通过爆破试验,优化爆破参数,优化爆破设计,改善爆破效果,检查石方爆、挖、装效果,为爆破施工提供最优的爆破参数。6.4.1尾水主洞爆破设计开挖分上下两层爆
11、破:1、第一层开挖断面65.74m2,周边孔61个,孔距4560cm,光爆抵抗线70cm;崩落孔63个,孔距80100cm,层间抵抗线80110cm;掏槽孔24个,楔形掏槽,孔深3.5m,孔径50mm。围岩爆破设计参数见表6-1和表6-2。图6-4 第一层爆破设计布置图表6-1 第一层爆破设计参数表炮孔类型炮孔直径药卷直径孔深炮孔间距抵抗线线装药密度(kg/m)光爆孔50mm 32mm3.3m4560cm7090cm0.250.35崩落孔80100cm90100cm0.60.9掏槽孔3.53060cm0.70.91.炸药采用2#岩石乳化炸药;2.周边孔采用 25mm直径药卷,其余采用 32mm直径药卷;3.爆破参数在施工过程中根据现场试验进行优化调整。表6-2 第一层爆破设计主要技术指标开挖断面(m2)钻孔总数(个)炮孔密度(个/m2)爆破效率预期进尺(m/排炮)爆破方量(m3)总装药量(kg)炸药单耗(kg/m3)65.741482.38095%197.22221.50.89 2、第二层开挖布孔49个,周边孔25个,孔距4550cm,光爆抵抗线55cm;崩落孔12个,孔距8090cm,层间抵抗线90cm;掏槽孔12个,中央楔形孔掏槽,最大孔深3.5m,孔径50mm。围岩爆破设计参数见表6-3和表6-4。图6-5 第二层
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