隧道爆破现代技术是不是必须由专业的爆破人员操作

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重庆双碑隧道爆破方案设计书
重庆双碑隧道开挖爆破方案 重庆双碑隧道开挖爆破方案 开挖爆破一、方案编制依据及编制原则 1. 编制依据 1.1《双碑隧道施工图》 ; 1.2《双碑隧道地勘报告》 ; 1.3 《中华人民共和国安全生产法》; 1.4《中华人民共和国民用爆炸物品安全管理条例》; 1.5《爆破安全规程》 (GB) ; 1.6《公路工程施工安全技术规程》; 1.7《工业炸药爆炸后有毒气体
含量测定》GB1《工程爆破实用手册》 ; 1.9《地下及覆土火炸药库设计安全规范》GB; 1.10《公路工程施工安全技术规程》 ; 1.11《公路隧道设计规范》JTG D70―2004; 2 编制原则 2.1 遵循施工技术规范、规程及验收标准的条款,满足合同条款 及业主提出的工程要求,特别是工程质量、安全生产、施工进度、环 境保护等方面的要求。 2.2 采用近年来在隧道掘进爆破工程中使用的新奥法先进技术、 工艺和设备,力求做到技术先进、工艺精湛、手段经济、安全可靠。 2.3 根据本工程的特点,突出重点难点项目的施工方案及技术措 施,科学组织、合理安排、均衡生产,确保优质高效完成本工程的施 工任务。 2.4 施工组织管理坚持高标准、高起点、快节奏,施工现场突出 标准化作业。 2.5 充分发挥机械化、专业化施工优势原则。 二、工程概况-1- 为解决重庆市主城区客流道路交通拥挤状况, 由重庆市政府城市 建设投资公司立项拟修建的双碑隧道工程, 起点位于陈家桥向东延伸 途经西永,以隧道穿越歌乐山至双碑。该线路起止里程桩号为 K0+585~K7+122.269,全长 6.537Km。其中:双碑隧道主体工程起讫里 程桩号为 K2+295~K6+685,单洞长 4390m。为双洞双向 6 车道,设 计道路宽度为 36m,设计坡度 0.5%~2%,拟建道路等级为城市快速 路。在拟建的双碑隧道所穿越的主峰山脉为中梁山,起点海拔高程 289.315m,终点海拔高程 208.264m,设计坡度 0.5%~2%。 工程单洞长 4373m,其中八个停车段,每段 40m,共 320m,开 挖断面 191 O,普通段 4053m,开挖断面 140 O;再加上人行,车行 横道及变电所等。预计开挖方量在 1307151m?。 主要技术标准: 设计速度:60Km/h,匝道 30-40 Km/h; 路基宽度:30m; 隧道宽度:13m(单向净宽)×2 荷载等级:公路―I 级,人群荷载 4.0KN/m2; 结构设计基准期:隧道 100 年,路面结构设计使用年限 15 年,交 通量饱和设计年限 20 年; 设计洪水频率:1/100; 抗震设防:地震动峰值加速度 0.05g(基本烈度 VI 度,采用 VII 度进行构造设防) 隧道建筑限界:主洞:净宽 13.0m、净高 5.00m 紧急停车带:净宽 16.0m、净高 5.00m 车行横洞:净宽 4.5m、净高 5.00m 人行横洞:净宽 2.0m、净高 2.5m 变电所:净宽 6.0m、净高 3.5m-2- 三、地形、地貌、地质概况 双碑隧道穿越中梁山,山地上虽有各种建筑(见勘探平面布置 图) ,但这些建筑距隧道设计的拱顶至少在 10m(隧道出口的高压线 杆)以上。 (见工程地质纵断面图) 。 隧道围岩的地质状况如见“双碑隧道围岩分级表” 。 地勘结论是: ①双碑隧道行经地段属低山地貌区,岩层以碳酸盐岩为主,约占 岩层的 53.7%左右;泥岩和灰岩为次,约占隧道所遇岩层的 46.3%左 右。隧址区稳定,隧道方案可行。 ②进出口土层浅薄,岩土稳定,成洞条件好,洞口方案可行。 ③双碑隧道勘测区的抗震设防烈度为 6 度, 场地设计基本地震动 峰值加速度 0.05g,地震动反应谱特征周期为 0.35s,属于可进行建设 的一般场地。 ④隧道围岩分级Ⅲ~Ⅴ,Ⅲ级围岩 2382m,占隧道总长的 54.3%, Ⅳ级围岩 1842m,占隧道总长的 42%,Ⅴ级围岩 166m,占隧道总长 的 3.7%。 ⑤预计隧道丰水期涌水量 6749m?/d,雨期涌水量 16872m?/d。 ⑥隧道穿煤时瓦斯含量低,瓦斯压力小,煤与瓦斯突出的可能性 小;但施工中必须严格按照“煤矿安全规则” ,采取严密的安全措施, 加强施工通风和瓦斯监测,确保人生和机具安全。 隧道上部最低溶洞在(K3+460~K3+520)间,底部距隧道拱顶 45m,巴县水库在(K3+250~K3+280)间,库底距隧道拱顶 166m, 四、爆破方案 根据双碑隧道施工的要求,不同级别围岩隧道开挖的方式不同, 分别是Ⅲ级围岩普通段:三台阶开挖;Ⅳ级围岩普通段:弧形导坑法 开挖;Ⅴ级围岩普通段:中隔壁法开挖。Ⅲ级围岩停车段:中隔壁法 开挖。Ⅳ级围岩停车段:双侧壁导坑法开挖。以下为洞口及洞身各类 围岩的开挖爆破方式。-3- -4- 1、洞口段爆破方案 右洞距离三十二中较近,爆破产生的飞石、震动等对三十二中有 一定的影响,施工中必须严格控制。 (1)左右洞洞口前 20m 全部采用机械配合人工开挖, 即采用风镐挖 掘、挖机开挖,对大的孤石采用少量装药拆成较小块度后运走。 (2)对洞口段孤石采用控制爆破技术,多打眼,少装药、弱爆破, 并采取一定的防护,装好药连好线后,在孤石上覆盖一层竹牙板并将 竹牙板捆绑在孤石上,竹牙板用小钢丝连起来,形成一个整体。外盖草 袋类软材料。小钢丝绳用锚杆固定,目的是不让爆破的飞石飞起来。竹牙板 锚杆固定 孤石或局部 需放炮 小钢丝绳 锚杆固定锚杆固定小钢丝绳 锚杆固定图 1 洞内控制爆破示意图(3)高压铁塔距洞口约 30m,所以进洞 20m 以后,采用中隔壁法开 挖,即将掌子面分成四块,见图 2 及图 4。多打眼,少装药。这样每 块的起爆药量减少了很多,并用微差起爆。尽量减小震动。同时对高 压铁塔进行监控。出口水泥电杆高程 238.6m,隧道洞顶高程 228.54m, 两者高程相差 10m,洞内通过高压铁塔、水泥电杆前后 10m 段加强 支护,加强支护的具体措施为大管棚超前支护,全环工字钢架封闭。-5- 首先施作大管棚,后进行开挖,开挖步骤如下: 大管棚 10 1 10 3 4 10 7 8 4 9 2 5 6 1.左上半断面开挖 3.左下半断面开挖 5.右上半断面开挖 7.右下半断面开挖 9.仰拱及仰拱填充砼浇筑 2.左上半断面及侧壁锚网喷支护, 侧壁施作临时钢架及横撑. 4.左下半断面及侧壁锚网喷支护, 侧壁施作临时钢架. 6.左上半断面锚网喷支护,施作横撑. 8.左下半断面锚网喷支护,拆 除临时钢架及横撑. 10.拱部及边墙砼浇筑.图 2 中隔墙法施工步骤(图中锚杆仅示一半)(4) 进洞 20m 以后每次放炮前仍要用竹牙板防护,加覆废篷布, 不让飞石飞出洞外,竹牙板用小钢丝连起来,小钢丝的两端固定在锚 杆上。 (5)修建防护墙。 在右洞右侧修建防护墙, 防止放炮冲击波冲击三 十二中教师宿舍。防护墙下部采用条石砌筑,高 2~3m,上部采用砖 砌筑,高 12m。-6- 25cm 三十二中职工宿舍 砖 12m 右洞出口 砌 50cm 25cm 右洞出口条石 3m 目前地面线20m立面图 20m15m平面图50cm三十二中职工宿舍图 3 防护墙设置位置(6)加强震动监测。每次放炮前,用仪器监测爆破的震动。为保出 口水泥电杆的安全,除已经加固其基座外,并将其爆破质点震动速度 按 2cm/s 控制,据此可求得每段爆破药量。 Q=R3(V/K)3/α =103(2/250) 3/2 =0. 716kg 此数据针对出口水泥电杆所计算 式中: K、α-是与地形、地质条件有关的系数和衰减指数。本处岩石为 坚石,根据《爆破安全规程》GB,取 K=250,α=2。 R-爆破震动安全允许距离(m) ; Q-炸药量,延时爆破最大一段装药量(kg) ;-7- v-保护对象所在地质点振动安全允许速度(cm/s) 。 三十二中职工宿舍及洞口前方的楼房都进行震动监控。 (此项工 作邀请外单位进行) (7)加强监控量测。加强洞内洞外的监控量测,掌握地表、洞内的 位移变化,严格控制地表沉降,遇有异常,立即采取措施。地表布设 二个断面监控地表变形,洞口地段按 5~10m 一个断面布设监控。 (监 控量测邀请有实力的外单位进行) (8)洞口段加强前支护和初期支护,短进尺,弱爆破。必要时地表 注浆固结。 (9)下穿铁路、 铁塔等地面建筑施工采用人工开挖或弱爆破形式掘 进,同时加强超前支护及初期支护,短进尺、弱爆破、初砌紧跟、加 强洞内、外监测、严格控制洞内拱顶下沉和洞外地表沉降。以爆破方 式下穿地表建筑物和铁路线时,进行专门的爆破设计,减小一次开挖 的面积,减小一次起爆的药量,严格控制振动速度,周边孔采用小直 径药卷, 爆破质点振动速度按 2cm/s 控制, 严格按照 《爆破安全规程》 的相关要求施工,发现异常,应立即停止掘进,采取加固措施,并及 时向相关部门汇报,保障既有建筑物的施工安全。 2、洞身开挖 根据“新奥法”施工要求,隧道开挖必须尽可能减轻对围岩的震 动,充分发挥围岩的自承能力,故在钻爆作业中拟采用微震控制爆破 技术,实施光面爆破,并根据围岩情况,及时修正爆破参数,达到最 佳爆破效果,形成整齐准确的开挖断面,减少超欠挖。-8- (一)无瓦斯地段钻爆设计 A、爆破器材选用 采用塑料导爆管非电毫秒雷管起爆系统, 非电毫秒雷管采用 1-15 段,引爆采用瞬发电雷管。 炸药采用乳化炸药,选用Ф20 为周边眼使用的光爆药卷,Ф32 为 掏槽眼和掘进眼使用药卷。 B、掏槽形式 采用楔形掏槽。 C、光面爆破参数计算 (1)每循环爆破的总装药量 Q 值的确定 Q=K.*L*S 式中:Q――每循环爆破总药量(kg) K――爆破单位体积岩石的炸药平均消耗量,即炸药 单耗量(kg/m3) 。 可在现场做爆坑实验, 确定 K 值: 选一炸药单耗 K’ , 在现场打孔装药,药包中心到地面距离为 W;爆后测量爆 坑的半径 r 实可得: K=K’/f(n 实) 实= r 实/w; ,n f(n 实)=0.4+0.6 n 实 3; L――爆破掘进进尺(m) S――隧道开挖面面积(m2) 其中炸药单耗 K 的选择对爆破的效果很重要,根据现场爆破面-9- 积和岩石情况确定合适的爆破参数, 上一循环结束为下一循环确定爆 破参数,保证爆破参数与实际情况相符。 (2)炮眼数目 N 的确定 N=Q/q=(k*s)/(α*β) 式中:α――各部炮眼的装药系数,即药卷总长度与炮眼长度比β――药卷单位长度质量, kg/m) 乳化炸药的β≈ 0.825) ( ( ,q――平均单孔装药量 q=α*β*L L――孔深(m) 表 3 和 4 是常见围岩炮眼的装药系数乳化炸药不同直径单位长度 质量表。表 3 各部炮眼的装药系数表炮 孔 名 称 围岩分级值(kg)Ⅴ 0.5~0.6 0.5~0.55 0.5~0.55 表4Ⅳ 0.65 0.55 0.6Ⅲ 0.7 0.6 0.6掏槽孔 辅助孔 周边孔乳化炸药药卷单位长度质量表 35 0.9 38 1.1 40 1.25 45 1.54 50 1.9药卷直径32 0.78β值(kg/m)表 5 光面爆破设计参数表围岩 类别 IV 周边眼间距 E (cm) 50 最小低抗线 W(cm) 60 相对距离 E/W 0.83 药卷直径 (mm) Ф20 装药集中度 kg/m 0.15-0.2 装药结构 连续装药 反向起爆辅助孔间距 a、排距 b 在 70~80cm,药卷直径Φ32,装药集中度 在 0.57~0.825kg/m。- 10 - (3)比钻眼数 n n 是指单位开挖断面的平均钻眼数 n=N/S 比钻眼数 n 是评价在同等条件下,钻眼工作量的一个指标,是 衡量掘进快慢的指标。 根据以上方法可确定开挖断面上的炮眼总数目和单位面积上的 炮眼个数,根据这些参数在现场加以试验,根据爆破效果调整具爆破 参数。 D、炮眼布置、爆破参数、开挖程序及循环周期 一)正洞 V 级围岩中隔壁法。 ①布孔图 V 级围岩中隔壁法开挖炮眼布置见下图。- 11 - 图 4 隧道中隔壁法开挖方式及炮眼布置图- 12 - 图中ⅠⅡⅢⅣ:表示开挖部位及开挖顺序。②爆破参数表部位段号 1 3 5 7 8 9孔名 掏槽孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 周边孔 周边孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 周边孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 周边孔 辅助孔 底板孔 周边孔 辅助孔 辅助孔 周边孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 周边孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔孔深 (m) 1.5 1.5 1.3 1.3 1.3 1.3 1.3 1.3 1.3 1.3 1.3 1.3 1.3 1.3 1.3 1.3 1.3 1.3 1.3 1.3 1.3 1.3 1.3 1.3 1.3 1.3 1.3 1.3 1.3 1.3 1.3装填系 数α 0.6 0.6 0.6 0.6 0.6 0.4 0.4 0.6 0.6 0.6 0.4 0.6 0.6 0.6 0.4 0.6 0.6 0.4 0.6 0.6 0.4 0.6 0.6 0.6 0.6 0.4 0.6 0.6 0.6 0.6 0.6装药长度 m 0.9 0.9 0.78 0.78 0.78 0.52 0.52 0.78 0.78 0.78 0.52 0.78 0.78 0.78 0.52 0.78 0.78 0.52 0.78 0.78 0.52 0.78 0.78 0.78 0.78 0.52 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78- 13 -装药集中 度 kg/m 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.5 0.5 0.78 0.78 0.78 0.5 0.78 0.78 0.78 0.5 0.78 0.78 0.5 0.78 0.78 0.5 0.78 0.78 0.78 0.78 0.52 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78单孔药 量 kg 0.702 0.702 0.608 0.608 0.608 0.26 0.26 0.608 0.608 0.608 0.26 0.608 0.608 0.608 0.26 0.608 0.608 0.26 0.608 0.608 0.26 0.608 0.608 0.608 0.608 0.26 0.608 0.608 0.608 0.608 0.608孔数 (个) 6 12 13 10 4 16 4 65 4 10 10 5 10 10 9 7 5 11 81 4 6 6 6 5 5 4 2 13 51 13 11 9 7 5段装药 量 kg 4.212 8.424 7.904 6.08 2.432 4.16 1.04 34.252 2.432 6.08 6.08 1.3 6.08 6.08 5.472 1.82 3.04 6.688 45.072 1.04 3.648 3.648 1.56 3.04 3.04 2.432 1.216 3.38 23.004 7.904 6.688 5.472 4.256 3.04Ⅰ小计 1 3 5 Ⅱ 7 8 9 10 11 小计 1 3 Ⅲ 5 7 8 9 10 小计 1 3 5 7 8Ⅳ 9 10 小计 合计辅助孔 底板孔 周边孔1.3 1.3 1.30.6 0.6 0.40.78 0.78 0.520.78 0.78 0.50.608 0.608 0.261 7 15 68 2650.608 4.256 3.9 36.124 138.452③开挖程序 V 级围岩施工中应严格按“管超前、短进尺;强支护、早封闭、 快成环;勤量测,紧衬砌”的原则组织施工,并通过围岩量测不断进 行动态调整。其中爆破参数根据现场围岩情况、爆破效果及时调整。 一方面减少炸药用量、另一方面确保光爆效果。 每个断面的施作顺序为 I Ⅱ Ⅲ Ⅳ,I 区超前Ⅱ区控制在 3~5m,Ⅱ区超前Ⅲ区控制在 10~15m,以 I 或Ⅱ区与Ⅲ或Ⅳ互 无较大影响的最短施工距离为宜,Ⅲ区超前Ⅳ区控制在 5~8m。待所 有超前距离达到以上要求后,可以将不同断面的 I 和Ⅳ、Ⅱ和Ⅲ同时 进行施作,确保工程进度,但在施工过程中,加强两个作业面的协调 管理,确保互不影响安全以及进度。 I 区开挖前应按照设计施作超前管棚(或小导管) 区开挖完后 ,I 及时进行初期支护,对中墙部位也应按照临时支护的方式进行,优先 考虑锚喷,尽量少使用型钢拱架,减少材料浪费与拆除施工难度,但 在遇到地质富水破碎地段必须安装时,及时利用拱架进行临时支护, 确保开挖面封闭成环。上述四区,当每区开挖完毕后,都应及时将本 区内初期支护及时施作, 按照情况有必要将本区内的临时支护也应施 作,做到步步成环,步步封闭,步步安全。 开挖以及初期支护做完毕后,及时根据条件,将隧道仰拱及时跟- 14 - 进,确保整体开挖断面后封闭成环,并及时施作二次衬砌。 开挖进尺根据现场围岩条件控制在 1~2m, 上述爆破参数仅给出 进尺 1m 的设计。 ④ 循环周期表 6 Ⅴ级围岩中隔壁法每开挖区开挖作业循环时间表序 号 1 2 3 4 5 6 备 注 测量放样 钻 通 出 排 爆 风 碴 危 项目 时间 (h) 1 0.5 2.5 0.5 1.5 0.5 3.0 2 3 4 5 进度(h) 6 7 8 9 10 11 12 13初期支护循环进尺平均按 1.5m,每天平均进尺 3m,考虑到不利因素的影响,全隧道进尺计划安 排为每月 60-70m。(开挖进尺根据现场围岩条件控制在 1~2m二)Ⅳ级围岩弧形导坑法 Ⅳ级围岩弧形导坑法开挖炮眼布置详见下图。 ① 布孔图- 15 - 图 5 隧道弧形导坑法开挖方式及炮眼布置图- 16 - ② 爆破参数图部位 段号 1 3 5 7 8 1 3 5 7 8 9 10 11 1 3 5 7 8 9 10 小计 1 3 5 7 8 9 10 小计 合计 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 底板孔 周边孔 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 0.55 0.55 0.55 0.55 0.55 0.55 0.55 0.4 0.935 0.935 0.935 0.935 0.935 0.935 0.935 0.68 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.5 0.729 0.729 0.729 0.729 0.729 0.729 0.729 0.34 孔名 掏槽孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 周边孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 周边孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 周边孔 底板孔 孔深 (m) 1.9 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 装填系 数α 0.65 0.6 0.6 0.6 0.4 0.6 0.6 0.6 0.6 0.6 0.6 0.5 0.4 0.6 0.6 0.6 0.6 0.6 0.6 0.4 0.6 装药长度 m 1.235 1.02 1.02 1.02 0.68 1.02 1.02 1.02 1.02 1.02 1.02 0.85 0.68 1.02 1.02 1.02 1.02 1.02 1.02 0.68 1.02 装药集中 度 kg/m 0.78 0.78 0.78 0.78 0.5 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.5 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.5 0.78 单孔药 量 kg 0.963 0.796 0.796 0.796 0.34 0.796 0.796 0.796 0.796 0.796 0.796 0.663 0.34 0.796 0.796 0.796 0.796 0.796 0.796 0.34 0.796 孔数 (个) 8 14 16 6 13 57 16 16 16 8 8 6 6 24 100 12 12 12 11 11 9 5 12 84 6 6 5 5 5 4 6 5 42 283 段装药 量 kg 7.706 11.144 12.736 4.776 4.42 40.782 12.736 12.736 12.736 6.368 6.368 4.776 3.978 8.16 67.858 9.552 9.552 9.552 8.756 8.756 7.164 1.7 9.552 64.584 4.376 4.376 3.646 3.646 3.646 2.917 4.376 1.7 28.683 201.907Ⅰ小计Ⅱ小计ⅢⅣ③开挖程序 Ⅳ级围岩施工中应严格按“管(锚杆)超前、短进尺;及时支护、 早封闭;勤量测、合理安排衬砌”的原则组织施工,并通过围岩量测- 17 - 不断进行动态调整。其中爆破参数根据现场围岩情况、爆破效果及时 调整。一方面减少炸药用量、另一方面确保光爆效果。 每个断面的施作顺序为 I Ⅱ Ⅲ Ⅳ,I 区超前Ⅱ区控制在 3~5m,Ⅱ区超前Ⅲ区控制在 3~5m,Ⅲ区超前Ⅳ区控制在 3~ 5m。所有区段的工序基本可以同时交错进行,合理安排各区间的工 序,确保工期。 I 区开挖前应按照设计施作超前锚杆,即除Ⅱ区外,其它区开挖 后应及时完成本区段的初期支护,确保施工及工程安全,施工中应加 强监控量测, 及时掌握围岩状态, 发现异常, 及时加固, 并上报监理、 业主以及设计,在条件容许的情况下仰拱离Ⅳ区距离不得大于 20m, 应及时施作仰拱,使支护形成闭合环,确保结构稳定。 开挖进尺根据现场围岩条件控制在 1.5~2.5m。 ④ 循环周期表 8 Ⅳ级围岩弧形导坑开挖作业循环时间表序 号 1 2 3 4 5 时间 (h) 0.5 3.5 0.5 3.0 0.5 1 2 3 4 5 进度(h) 6 7 8 9 10 11 12 13项目 测量 放样 钻 通 出 排 爆 风 碴 危- 18 - 6 备 注初期 支护3.5循环进尺平均按 2m 计算,每天平均进尺 4.5m,考虑到各开挖区施工干扰,全隧道进 尺计划安排为每月 120-130m。三)Ⅲ级围岩三台阶法 Ⅲ级围岩三台阶法开挖炮眼布置详见下图。- 19 - ① 布置图图 6 隧道三台阶法开挖方式及炮眼布置图- 20 - ②爆破参数图部位 段号 1 3 5 7 8 9 10 1 3 5 7 8 1 3 5 7 小计 合计 孔名 掏槽孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 周边孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 周边孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 底板孔 周边孔 孔深 (m) 2.8 2.7 2.7 2.7 2.7 2.7 2.7 2.7 2.7 2.7 2.7 2.7 2.7 2.7 2.7 2.7 2.7 装填系 数α 0.65 0.6 0.6 0.6 0.6 0.6 0.4 0.6 0.6 0.6 0.6 0.4 0.6 0.6 0.6 0.6 0.4 装药长度 m 1.82 1.62 1.62 1.62 1.62 1.62 1.08 1.62 1.62 1.62 1.62 1.08 1.62 1.62 1.62 1.62 1.08 装药集中 度 kg/m 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.5 0.78 0.78 0.78 0.78 0.5 0.78 0.78 0.78 0.78 0.5 单孔药 量 kg 1.42 1.264 1.264 1.264 1.264 1.264 0.54 1.264 1.264 1.264 1.264 0.54 1.264 1.264 1.264 1.264 0.54 孔数 (个) 6 10 12 14 10 4 30 86 15 16 16 16 12 75 16 15 12 18 4 65 226 段装药 量 kg 8.62 12.64 15.168 17.696 12.64 5.056 16.2 88.02 18.96 20.224 20.224 20.224 6.48 86.112 20.224 18.96 15.168 22.752 2.16 79.264 253.396Ⅰ小计Ⅱ小计Ⅲ③开挖程序图 Ⅲ级围岩施工中应严格按“短进尺、弱爆破;支护及时,台阶间 距不超过 30m;勤量测、合理安排衬砌”的原则组织施工,并通过围 岩量测不断进行动态调整。其中爆破参数根据现场围岩情况、爆破效 果及时调整。一方面减少炸药用量、另一方面确保光爆效果,降低工 程成本,节约工期。 每个断面的施作顺序为 I Ⅱ Ⅲ,区超前Ⅱ区控制在 20~ I50m,Ⅱ区超前Ⅲ区控制在 30~50m。所有区段的工序基本可以同时 交错进行,合理安排各区间的工序,确保工期。 除Ⅲ区外,其它区开挖后应及时完成本区段的初期支护,确保施- 21 - 工及工程安全,施工中应加强监控量测,及时掌握围岩状态,发现异 常,及时加固,并上报监理、业主以及设计。Ⅲ区开挖后及时按照设 计进行仰拱及仰拱回填的施作。 开挖进尺根据现场围岩条件控制在 2.5~3.0m,上述爆破参数仅 给出进尺 2.5m 的设计。 ④ 循环周期表 10 Ⅲ级围岩三台阶开挖作业循环时间表序 号 1 2 3 4 5 6 备 注 项目 测量 放样 钻 通 出 排 爆 风 碴 危 时间 (h) 0.5 4.0 0.5 4.0 0.5 4.0 1 2 3 4 5 进度(h) 6 7 8 9 10 11 12 13初期 支护循环进尺平均按 3m 计算,每天平均进尺 5.5m-6m,考虑到各开挖区施工干扰,全隧道 进尺计划安排为每月 150-160m。四) Ⅲ级围岩停车带中隔壁法 炮眼布置详见下图。 ① 布孔图- 22 - 图 7 隧道停车带中隔壁法开挖方式及炮眼布置图- 23 - ② 爆破参数表部位 段号 1 3 5 7 8 9 10 小计 1 3 5 7 8 9 10 11 小计 1 3 5 7 8 9 10 11 12 小计 1 3 5 7 8 9 10 11 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 底板孔 周边孔 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 0.6 0.6 0.6 0.6 0.6 0.6 0.6 0.6 0.4 1.02 1.02 1.02 1.02 1.02 1.02 1.02 1.02 0.68- 24 -孔名 掏槽孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 周边孔 辅助孔 周边孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 底板孔 周边孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 周边孔Ⅰ孔深 (m) 1.8 1.8 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7装填系 数α 0.65 0.65 0.6 0.6 0.6 0.6 0.4 0.6 0.4 0.6 0.6 0.6 0.6 0.6 0.6 0.6 0.6 0.4 0.6 0.6 0.6 0.6 0.6 0.6 0.6 0.6 0.6 0.4装药长度 m 1.17 1.17 1.02 1.02 1.02 1.02 0.68 1.02 0.68 1.02 1.02 1.02 1.02 1.02 1.02 1.02 1.02 0.68 1.02 1.02 1.02 1.02 1.02 1.02 1.02 1.02 1.02 0.68装药集中 度 kg/m 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.5 0.78 0.5 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.5 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.5 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.5单孔药 量 kg 0.913 0.913 0.796 0.796 0.796 0.796 0.34 0.796 0.34 0.796 0.796 0.796 0.796 0.796 0.796 0.796 0.796 0.34 0.796 0.796 0.796 0.796 0.796 0.796 0.796 0.796 0.796 0.34 0.796 0.796 0.796 0.796 0.796 0.796 0.796 0.796 0.34ⅡⅢⅣ孔数 (个) 8 12 14 16 12 3 13 1 5 84 12 12 12 12 11 10 8 12 8 97 8 8 8 8 7 5 4 3 1 20 72 9 9 9 9 8 7 4 9 8段装药 量 kg 7.304 10.956 11.138 12.73 9.547 2.387 4.42 0.796 1.7 60.978 9.547 9.547 9.547 9.547 8.751 7.955 6.368 9.547 2.72 73.529 6.368 6.368 6.368 6.368 5.572 3.98 3.184 2.388 0.796 6.8 48.192 7.164 7.164 7.164 7.164 6.368 5.572 3.184 7.164 2.72 小计 合计72 32553.664 236.363③开挖程序 Ⅲ级围岩停车带中隔壁法施工中应严格按“先超前、短进尺;强 支护、早封闭、快成环;勤量测,紧衬砌”的原则组织施工,并通过 围岩量测不断进行动态调整。其中爆破参数根据现场围岩情况、爆破 效果及时调整。一方面减少炸药用量、另一方面确保光爆效果。 每个断面的施作顺序为 I Ⅱ Ⅲ Ⅳ,I 区超前Ⅱ区控制在 3~5m,Ⅱ区超前Ⅲ区控制在 10~15m,以 I 或Ⅱ区与Ⅲ或Ⅳ互 无较大影响的最短施工距离为宜,Ⅲ区超前Ⅳ区控制在 5~8m。待所 有超前距离达到以上要求后,可以将不同断面的 I 和Ⅳ、Ⅱ和Ⅲ同时 进行施作,确保工程进度,但在施工过程中,加强两个作业面的协调 管理,确保互不影响安全以及进度。 I 区开挖前应按照设计施作超前锚杆,I 区开挖完后及时进行初 期支护,对中墙部位也应按照临时支护的方式进行,优先考虑锚喷, 尽量少使用型钢拱架,减少材料浪费与拆除施工难度,但在遇到地质 富水破碎地段必须安装时,及时利用拱架进行临时支护,确保开挖面 封闭成环。上述四区,当每区开挖完毕后,都应及时将本区内初期支 护及时施作,按照情况有必要将本区内的临时支护也应施作,做到步 步成环,步步封闭,步步安全。 开挖以及初期支护做完毕后,及时根据条件,将隧道仰拱及时跟 进,确保整体开挖断面后封闭成环,并及时施作二次衬砌。 开挖进尺根据现场围岩条件控制在 1~2m。- 25 - ④循环周期表 12 Ⅲ级围岩停车带中隔壁法开挖作业循环时间表序 号 1 2 3 4 5 6 备 注 测量 放样 钻 通 出 排 爆 风 碴 危 项目 时间 (h) 0.5 3.5 0.5 3.0 0.5 4.0 1 2 3 4 5 进度(h) 6 7 8 9 10 11 12 13初期 支护循环进尺平均按 2m 计算,每天平均进尺 4m,考虑到各开挖区施工干扰,每个加宽带施 工时间 10-15d。五) Ⅳ级围岩停车带双侧壁导坑法 炮眼布置详见下图。- 26 - ① 布孔图图 8 隧道停车带双侧壁导坑法开挖方式及炮眼布置图- 27 - ② 爆破参数表部位 段号 1 3 5 7 8 9 1 3 5 7 8 9 1 3 5 7 8 9 10 1 3 5 7 8 9 10 11 小计 1 3 5 7 8 9 10 11 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 底板孔 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 0.55 0.55 0.55 0.55 0.55 0.55 0.55 0.6 0.936 0.936 0.936 0.936 0.936 0.936 0.936 1.02- 28 -孔名 掏槽孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 周边孔 掏槽孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 周边孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 周边孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 辅助孔 底板孔 周边孔Ⅰ孔深 (m) 1.8 1.8 1.7 1.7 1.7 1.7 1.8 1.8 1.8 1.8 1.8 1.8 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7 1.7装填系 数α 0.6 0.6 0.55 0.55 0.55 0.38 0.6 0.6 0.55 0.55 0.55 0.38 0.55 0.55 0.55 0.55 0.55 0.55 0.38 0.6 0.6 0.6 0.6 0.6 0.6 0.6 0.6 0.4装药长度 m 1.08 1.08 0.935 0.935 0.935 0.646 1.08 1.08 0.935 0.935 0.935 0.646 0.935 0.935 0.935 0.935 0.935 0.935 0.646 1.02 1.02 1.02 1.02 1.02 1.02 1.02 1.02 0.68装药集中 度 kg/m 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.5 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.5 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.5 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.5 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78 0.78单孔药 量 kg 0.842 0.842 0.729 0.729 0.729 0.323 0.842 0.842 0.729 0.729 0.729 0.323 0.729 0.729 0.729 0.729 0.729 0.729 0.323 0.796 0.796 0.796 0.796 0.796 0.796 0.796 0.796 0.34 0.73 0.73 0.73 0.73 0.73 0.73 0.73 0.796小计Ⅱ小计Ⅲ小计ⅣⅤ孔数 (个) 6 8 8 9 3 15 49 6 8 8 9 3 15 49 14 14 14 9 3 7 17 78 7 14 14 14 13 12 10 13 8 105 6 6 5 5 5 4 3 6段装药 量 kg 5.052 6.736 5.832 6.561 2.187 4.845 31.213 5.052 6.736 5.832 6.561 2.187 4.845 31.213 10.206 10.206 10.206 6.561 2.187 5.103 5.491 49.96 5.572 11.144 11.144 11.144 10.348 9.552 7.96 10.348 2.72 79.932 4.38 4.38 3.65 3.65 3.65 2.92 2.19 4.776 周边孔 小计 合计1.70.40.680.50.348 48 3292.72 32.316 224.634③开挖程序 Ⅳ级围岩停车带双侧壁导坑法施工中应严格按 “管超前、 弱爆破、 短进尺;强支护、早封闭、快成环;勤量测,紧衬砌”的原则组织施 工,并通过围岩量测不断进行动态调整。其中爆破参数根据现场围岩 情况、爆破效果及时调整。一方面减少炸药用量、另一方面确保光爆 效果。 每个断面的施作顺序为 I Ⅱ Ⅲ Ⅳ Ⅴ,I、Ⅱ区应错开施工,I 区超前Ⅱ区控制在 3~5m,Ⅱ区超前Ⅲ区控制在 3~5m, 中间Ⅲ区超前Ⅳ区 3m,Ⅳ区超前Ⅴ区一到两个循环,即 3~5m。待 所有超前距离达到以上要求后,可以将不同断面的 I、Ⅱ区和Ⅲ、Ⅳ、 Ⅴ同时进行施作,确保工程进度,但在施工过程中,同时施作的作业 面间协调管理,确保互不影响安全以及进度。 I 区开挖前应按照设计施作超前锚杆,I 区开挖完后及时进行初 期支护,对中墙部位也应按照临时支护的方式进行,优先考虑锚喷, 尽量少使用型钢拱架,减少材料浪费与拆除施工难度,但在遇到地质 富水破碎地段必须安装时,及时利用拱架进行临时支护,确保开挖面 封闭成环。上述四区,当每区开挖完毕后,都应及时将本区内初期支 护及时施作,情况有必要则本区内的临时支护也应施作,做到步步成 环,步步封闭,步步安全。 开挖以及初期支护完成后, 及时根据条件, 将隧道仰拱及时跟进,- 29 - 确保整体开挖断面后封闭成环,并及时施作二次衬砌。 开挖进尺根据现场围岩条件控制在 1~2m。 ④ 循环周期表 14 Ⅳ级围岩停车带双侧壁导坑法开挖作业循环时间表序 号 1 2 3 4 5 6 备 注 时间 (h) 0.5 3.5 0.5 3.0 0.5 4.0 1 2 3 4 5 进度(h) 6 7 8 9 10 11 12 13项目 测量 放样 钻 通 出 排 爆 风 碴 危初期 支护循环进尺平均按 1.5m 计算,每天平均进尺 2.8m,考虑到各开挖区施工干扰,每个加 宽带施工时间 18-22d。车行,人行横及变电所工作断面较小,故设计为全断面开挖和两 台阶,全断面开挖由三台阶法 1,3 两部合并即是,二台阶法由三台阶 法去掉 2 部即是,故未另作布孔图,具体参数与前几法计算一样,只 是装填系数应略高些。 钻爆作业时,根据地质条件及时修正爆破参数,以期达到最佳爆 破效果。 E、装药结构 周边眼采用空气间隔装药,其余眼采用连续装药结构。- 30 - F、起爆方式 无瓦斯段采用反向起爆方式(见下图所示) 。实践表明,反向起 爆有利于克服岩石的夹制作用,能提高炮眼利用率,减小岩石破碎块 度,爆破效果较正向起爆为好。但反向起爆较早装入起爆药卷,会影 响后续装药质量, 还易损伤起爆引线, 机械化装药时易产生静电早爆, 故采用人工装药,注意保护导爆管的完好。 瓦斯段严禁采用反向起爆方式。脚线炮泥空气柱炸药雷管图 9 装药反向起爆结构非电起爆网络: 以图示Ⅰ区为例:图中为孔内微差起爆,故将Ⅰ区所有非电雷管的导 爆管接于一根导爆索上,用瞬发电雷管起爆导爆索即可。- 31 - 图示为:或以同一段的若干雷管分别与各段组的雷管簇联。 此同一段的若干雷 管联于一瞬发火雷管,由它起爆整个网络。ⅠⅡ 1......Ⅲ 1导 索 火 瞬 电 管 发 雷1代 导 索 导 管 替 爆 的 爆- 32 - 每个雷管所簇联的导爆管不应超过 10 根,联结点当捆扎牢靠。 若采用孔外微差起爆的方式, 则孔内可都装用一段别的非电毫秒 雷管,各同段的雷管用一导爆索联接,在孔外以不同段别的雷管分别 引爆各组的雷管。孔外各段别的雷管则由瞬发电雷管簇联引爆。 图示为:4 3 导爆管 1 导爆索2 电雷管(二)有瓦斯段的钻爆设计 以上各级围岩的炮眼布置图是针对设计地质纵断面图中标明的 无瓦斯地段设计的, 瓦斯地段的炮眼布置可参照相同围岩级别的非瓦 斯地段的设计,但雷管只能使用 1~5段,煤矿许用电雷管,总延时 不超过 130ms。不能采用反向起爆,需用正向起爆方式。如果开挖后 检测到原设计的非瓦斯地段有瓦斯,则要按瓦斯隧道的相关要求对 待。- 33 - 隧道接近或穿越煤层时,有可能发生瓦斯溢出,为确保安全, 施工前必须确定应对瓦斯的措施,在施工中不论瓦斯出现早晚、时间 长短、地点位置、数量大小,都按瓦斯隧道施工。脚线炮泥雷管图 10 装药正向起爆示意图炸药起爆网络使用孔内微差串联线路: 按各孔所需段位装填雷管和 装药,将所有雷管串联,接于防爆起爆器上。起爆雷管的起爆能力应 保证通过每个电雷管的电流不小于 4A,整个线路必须绝缘良好,不 得有裸线和裸露接头,母线当用铜芯电缆。 五、钻爆作业 (1)测量定位 测量是控制开挖轮廓精确度的关键。 采用徕卡 TCRA1102 型全站 仪进行自动测量,控制断面开挖采用自动炮孔放样测量系统进行。每 循环都由测量技术人员在掌子面标出开挖轮廓和炮孔位置。 (2)钻孔 根据现场施工方法以及围岩级别,在多导坑断面较小时,采用钻 孔台架配 YT-28 气腿式风动凿岩机严格按照爆破设计进行钻孔; Ⅲ级 围岩三台阶开挖采用三臂液压凿岩台车严格按照爆破设计进行钻眼。 个别孔位处不便钻孔或易于卡钻, 应适当调整孔位并经专业技术人员- 34 - 批准和调整后方可进行。 钻孔时先用短钻杆开孔, 再换上长钻杆钻进。 钻孔施工中应特别注意炮孔方向和角度,随时进行调整。钻孔采用风 动湿式钻法,减少噪音和灰尘。对于角隅处钻孔应特别注意。 严格按炮孔布置图正确对孔。周边孔外插 10-20 角,炮孔相互平 行,周边孔在断面轮廓线上开孔,周边孔对孔误差环向不大于 5cm。 必须做到“准、直、平、齐” ,以保证光爆面与设计轮廓面相重合。 掏槽孔对孔误差不大于 3cm,其它孔开眼误差不大于 10cm。 (3)检查选用合格的爆破器材 此是预防盲炮的重要措施 a、雷管检查 检查管壳有无破损、变形;管体与导爆管的连接是否牢靠、密 封是否良好; 导爆管是否破损、 变形, 管内有无杂物, 管内是否缺药, 是否进水。电雷管脚线有无破损或短路、折断。并用导通表检查雷管 桥丝是否畅通。检查仪表的工作电流必须小于 30mA。 b、导爆索检查 索的粗细是否均匀,索是否受潮或遭油侵,包覆层是否破损。 c、炸药检查 乳化炸药检查表层是否破乳结了硬层,粉状硝铵药检查是否受 潮结块。2|岩石硝铵等含 TNT 的炸药需检查是否变色。且避免在阳 光下暴晒。 做好以上检查,选用合格的爆破器材。 (4)装药- 35 - 钻完孔后,用高压风吹孔,经检查合格后装药。装药分片分组负 责,自上而下严格按爆破设计规定的装药量、雷管段号“对号入座”, 周边孔采用导爆索串联小直径药卷间隔装药,用竹片固定,辅助眼及 掏槽孔采用连续装药结构。炸药须装到位。 装药前,关闭所有的电源。首先检查孔位、深度、倾角是否符合 设计要求,孔内有无堵塞、积水,孔壁是否有掉块。验孔不合格时应 及时处理,进行补孔。装药前必须清孔,用小直径高压风管输入高压 风将炮眼石屑和积水等吹干净,并对作业场地、爆破器材堆放场地进 行清理。装药人员应对准备装药的全部炮孔进行检查,检查项目包括 孔深、间距、自由面岩性及构造,以便根据实际情况调整装药量。还 应检查爆破工作面附近的支护是否牢固。刚打好的炮眼温度较高,不 得立即装药。发现流沙未经处理,或可能有大量溶洞水涌出时,严禁 装药爆破。 严格按设计药量装药,按照炮眼设计图确定的装药量自上而下、 分片分组进行装药。 装药过程中发生堵塞时,要停止装药并及时处理,用木制细长竿 处理,严禁使用钻杆或其它金属物处理。 炮棍必须使用木质或竹制炮棍,严禁使用金属物品制作炮棍,装 药时无关人员要撤离至安全地点。 (5)堵塞 装药的炮眼均须堵塞炮泥,堵塞长度不小于 25cm。堵塞方法及 注意事项:用直顺的木、竹炮杆,进行堵塞,不可对炸药过分挤压,- 36 - 或反复捣弄。 堵塞中注意保护好导爆管或电雷管的脚线,不可刺破、压扁、拉 细、打折导爆管,并防止水或其他异物进入管内。 堵塞物中不可有可燃物,不可有尖刺物。不准使用金属炮棍。 (6) 起爆网路铺设及检查 起爆网路被称为爆破工程的生命线,必须慎重而严肃对待。 同一起爆网路,应使用同厂、同批、同型号的雷管。敷设起爆网 路应由有经验的爆破员或爆破技术人员实施,并实行双人作业制,即 一人操作, 一人监护、 检查, 以保证联网不出错误。 铺设爆破网路时, 禁止将非电导爆管 (普通毫秒延期电雷管) 脚线拉紧、 对折、 破损等, 不得硬拉起爆药包。导爆索切割:下垫软材、不准剪、用利刀切。导 爆索网络:搭接长≥15cm,拐角>90°,不可架十字,若交叉之间垫 10cm 以上软材(木质) 。起爆网路的联接,应在工作面的全部炮孔装 填完毕,无关人员全部撤至安全地点之后,由工作面向起爆站依次进 行。安全距离内:杂散电流>30mA,不应使用普通电雷管,可用抗 杂电雷管。 起爆网路检查 起爆网路检查应由有经验的爆破员组成的检查组担任, 检查组不 得少于 2 人。起爆网路必须经过检查达到准确无误后,方准与起爆器 联接并起爆。检查主要内容有: ① 起爆器的起爆能力必须满足设计要求; ② 雷管段数必须与设计相符;- 37 - ③ 网路接头必须联结良好,电起爆网路接头须用绝缘胶布包 缠,绝不允许裸露与大地接触。 ④ 电起爆网络必须使用专业防爆起爆器,禁止使用明电、明闸 或其它供电设施起爆。(7)爆破效果质量检验标准 光面爆破效果质量检验标准见下表所示表 16 爆破效果质量检验标准 岩性 软弱岩 项目 围岩扰动深度(m) 平均线性超挖(cm) 最大线性超挖(cm) 两炮衔接台阶最大尺寸 (cm) 局部欠挖(cm) 炮眼残痕率 炮眼利用率 岩壁 1 15 25 15 5 ≥50% 100% 0.8 15 25 15 5 ≥70% 95% 0.5 10 20 15 5 ≥80% 90% 中硬岩 硬岩爆后围岩稳定,无剥落现象 大块一般不宜超过 30cm,大型装碴机允许 50~石碴块度60cm,最大∠100cm,碴堆集中,最大抛距 20m,双线隧 道深眼爆破时为 30m。- 38 - (8)钻爆作业控制要点 ①爆破器材必须具备相关的检验合格证及技术指标和说明书。 ②炮眼的深度、角度、间距应按爆破设计要求确定,并应符合下 列精度规定: 1)掏槽眼眼口间距误差和眼底间距误差不得大于 5cm。 2)辅助眼眼口排距、行距误差不得大于 5cm。 3)周边眼沿隧道设计断面轮廓线上的间距误差不得大于 5cm,周 边眼外斜率不得大于 50mm/m,眼底不超出开挖断面轮廓线 15cm, 。 4)内圈炮眼至周边眼的排距误差不得大于 50mm,炮眼深度超过 2.5m 时,内圈炮眼与周边眼宜采用相同的斜率。 ③钻眼完成后,应按炮眼布置图进行检查并做好记录,不符合要 求的炮眼应重新钻孔,经检查合格后才能装药。 ④装药前应将炮眼内泥浆、石屑吹干净,已装药的炮眼应及时堵 塞密封,周边眼的堵塞长度不小于 20cm。 ⑤采用电力起爆时,除应执行现行的《爆破安全规程》 (GB)的有关规定外,还应符合下列规定: 1)装药前电灯及电线应撤离开挖面, 装药时应用投光灯、 矿灯、 防爆灯照明,电压须小于 36V。 2)超爆主导线应敷设在电线和管路的对侧,不得已设在同一侧 时,与钢轨、管道等导电体的间距必须大于 1.0m,并悬空架设。 3)放炮前,应检查网络的连接,确认线路联结良好,起爆顺序 无误后方可起爆。- 39 - 4)在地下水较多的地段,起爆网络不得破损打拆变形,敷设爆 破网路时接头不得浸在水中,应加强接头的防水与绝缘处理,起爆母 线应用铜芯电缆或双绞线。 ⑥隧道爆破中监测的重点对象在洞附近是水泥电杆和三十二中 职工宿舍的振动情况, 同时应监测围岩爆破影响深度以及爆破震动对 周围建筑物的破坏程度。 ⑦爆破前,所有人员应撤离至洞外安全地点,爆破后必须待洞内 有害气体浓度符合相关要求后方可进入开挖面。 ⑧爆破作业应在上一循环喷射砼终凝不少于 4h 后进行。 ⑨出渣作业流程:爆后通风排烟→排烟→排险→洒水降尘→装载 机、自卸汽车就位→装渣→运渣→渣场人指挥卸渣 六、超欠挖控制 钻爆法开挖是否经济、高效,关键是控制好超欠挖,钻爆施工中 将采取如下措施: ① 根据不同地质情况,选择合理的钻爆参数,选配多种爆破器 材,完善爆破工艺,提高爆破效果。 ② 提高画线、钻眼精度,尤其是周边眼的精度,是直接影响超 欠挖的主要因素,因此要认真测画中线高程,准确画出开挖轮廓线, 保证打孔精度。 ③ 提高装药质量,杜绝随意性,防止雷管段位错装。 ④ 断面轮廓检查及信息反馈:了解开挖后断面各点的超欠挖情 况,分析超欠挖原因,及时更改爆破设计,减少误差,配专职测量工- 40 - 检查开挖断面。 ⑤ 建立严格的施工管理:在解决好超欠挖技术问题的同时,必 须有一套严格的施工管理制度来保证技术的实施,为此,从进洞前, 制定严格的奖罚制度,用经济杠杆来调动施工人员的积极性,造成人 人关心超欠挖,人人为控制超挖努力。 ⑥加强监控量测, 及时将拱顶下沉及周边收敛情况反馈给开挖工 作,准确预测开挖面的拱顶沉落量和周边收敛量,有效控制超欠挖。 超欠挖控制要求: ①应严格控制欠挖。拱脚、墙脚以上 1m 范围内断面严禁欠挖。 ②尽量减少超挖,不同围岩地质条件下的充许超挖值见下表所 示。表 17 平均和最大允许超挖值(mm)及检查方法 项目 破碎岩、土(Ⅳ、Ⅴ级围岩) 拱部 中硬岩、软岩(Ⅲ、Ⅱ、Ⅳ级围岩) 硬岩(Ⅰ级围岩) 边墙 每侧 全宽 仰拱、隧底 规定值或允许偏差 平均 100,最大 150 水准仪或断面仪, 20m 每 平均 150,最大 250 平均 100,最大 200 +100,-0 +200,-0 平均 100,最大 250 尺量每 20m 检查 1 处 水准仪每 20m 检查 3 处 一个断面 检查方法和频率③隧道开挖轮廓应按设计要求预留变形量, 预留变形量大小宜根 据监控量测信息进行调整。 ④超挖部分必须回填密实。- 41 - 七、爆破施工安全 1、装药、起爆、爆炸物品运输安全措施 (1)洞内爆破必须统一指挥,并由经过专业培训且持有爆破操 作合格证之专业爆破人员进行作业。装药与钻孔不得平行作业。 (2)进行爆破前,所有人员应撤离现场,其安全距离为:a.独 头巷道不少于 200m;b.相邻的上下坑道内不少于 100m;c.相邻的 平行道、横通道及洞间不少于 50m;d.采用全断面开挖进行深孔爆 破(孔深 3~5m)时,不少于 500m; (3)装药前应检查爆破工作面附近的支护是否牢固。炮眼内的 泥浆、石粉应吹洗干净。刚打好的炮眼热度过高,不得立即装药。如 遇有照明不足,发现流砂、泥流未经妥善处理,或可能有大量溶洞水 涌出时,严禁装药爆破; (4)为防止点炮时发生照明中断,爆破工应随身携带手电筒。 严禁用明火照明; (5)采用电雷管爆破时,必须按照国家现行的爆破安全规程的 有关规定进行。并应加强洞内电源的管理,防止漏电引爆。装药时, 可用投光灯、矿灯照明,照明灯电压不能大于 36V。起爆主导线宜悬 空架设,距各种导电体的间距必须大于 1m; (6)爆破后必须经过通风排烟。相距 15min 以后,才准许检查 人员进入工作面,检查有无盲炮及可疑现象;有无残余炸药或雷管; 顶板两帮有无松动石块;支护有无损坏与变形。在妥善处理并确认无- 42 - 误后,其他工作人员才准进入工作面; (7)当发现盲炮时,必须由原爆破人员按规定处理;能重新引 爆的,加警戒范围,重新起爆。严禁采用木棍硬捣起爆药卷,不能重 新起爆的,在距瞎炮孔不小于 30cm 处重新钻孔进行引爆,新的钻孔 应平行于瞎炮孔,新炮孔不能穿过未起爆的炮孔。 (8)两工作面接近贯通时,两端应加强联系与统一指挥。岩石 隧道两工作面距离接近 15m(软岩为 20m)时,一端装药放炮,另一 端人员应撤离到安全地点。导坑已打通的隧道,两端施工队伍应协调 放炮时间。放炮前要加紧联系和警戒,严防对方人员误入险区。土质 或岩石破碎隧道接近贯通时, 应根据岩性适当加大预留贯通的安全距 离。此时只准一端掘进,一端的人员和机具应撤离至安全地点。贯通 后的导坑应设专人看管,严禁非施工作业人员通行。 (9)隧道瓦斯段必须遵守:严禁用火花起爆和裸露爆破;爆破 时,宜使用瞬发电雷管,若采用毫秒雷管时,其总的延期时间不得超 过 130ms。严禁使用秒或半秒延期雷管;须使用煤矿安全炸药; (10) 在任何情况下, 雷管与炸药必须放置在带盖的容器内分别 运送, 人力运送时, 雷管与炸药必须分别运送, 不得由一人同时运送。 必须有专人护送,并应直接送到工地,不得在中途停留。一人一次运 送的炸药量不得超过 20kg 或原包装一箱。汽车运输时,雷管与炸药 必须分别装在两辆车内运送,其间距应相隔 5m 以上。矿车运送如必 须用同一列车运送时,装雷管与炸药的车辆必须用三个空车厢隔开。 配合爆破器材的配送, 在公安同意场所建立爆破器材库房, 设立- 43 - 专职库管员,按照《爆破安全规程》GB(7.4)的规定认真 做好爆炸品的安全管理,将管理细则公示于库房。 (11)爆破警戒。装药警戒范围由爆破班负责人依现场状况确定, 但最小不得小于 30m。装药时应在警戒边界设置明显的标志,并派人 警戒。 (12)放炮信号 预警信号,该信号发出后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线 且所有警戒人员均到位后,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区范围内 检查,确认安全后方可发出解除爆破警戒信号。在此之前,警戒线不 得撤离,不允许非检查人员进入爆破警戒区内。 (13)爆破物品的管理。爆破物品由专人管理,领到工地现场的爆 炸物品必须由专职爆破员负责使用, 专职的安全员必须到现场进行监 督。当班爆破工作完毕后,剩余的爆炸物品必须及时全部退库,作到 帐实相符,账物相符。 (14)严格执行《爆破安全规程》GB 和中华人民共和国 《民用爆炸物品安全管理条例》 。 2、瓦斯隧道钻爆作业安全措施 开挖工作面附近 20m 风流中瓦斯浓度必须小于 1.5%;采用湿式 钻孔;炮眼深度不小于 0.6m。瓦斯工区装药与爆破作业符合下列规- 44 - 定: ①爆破地点 20m 内,风流中瓦斯浓度小于 1%; ②爆破地点 20m 内,物体阻塞开挖断面不大于 1/3; ③通风风量足,风向稳,无循环风; ④炮眼内煤、岩粉清除干净; ⑤炮眼封泥不足或不严不进行爆破。 瓦斯工区的爆破作业采用煤矿许用炸药,有突出瓦斯地段使用 不低于三级的煤矿许用的含水炸药。瓦斯工区采用电力起爆,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,总延期时间不得大于 130 ms。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。 爆破作业必须严格执行“一炮三检制”及“三人联锁放炮制”规定。 爆前必须撒水,一组装药必须一起起爆,一个工作面不得使用 两种炸药。 在瓦斯岩层内爆破,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用炮泥封堵。炮泥用水炮泥和钻土泡泥。水 炮泥外剩余的炮眼部分用钻土炮泥填满封实。严禁用煤粉、块状材料 或其它可燃性材料作炮泥。 爆破网路和连线须符合下列要求: ①采用串联连接方式。线路所有连结接头应相互扭紧,明线部- 45 - 分应包覆绝缘层并悬空。 ②母线与电缆、电线、信号线应分别挂在隧道的两侧,若必须 在同一侧时,母线挂在电缆下方,并应保持 0.3m 以上间距。 ③母线应采用具有良好绝缘性和柔软性的铜芯电缆, 。母线的长 度大于规定的爆破安全距离,并引出洞。 ④采用绝缘母线单回路爆破。 不能将瞬发电雷管与毫秒电雷管在同一串联网路中使用。电力起 爆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。在低瓦斯工区和高瓦斯工区进行爆破作业时, 爆破 15 min 后应巡视爆破地点,检查通风、瓦斯、煤尘、瞎炮、残 炮等情况,遇有危险立即处理。在瓦斯浓度小于 1%,二氧化碳浓度 小于 1.5%,解除警戒后,工作人员方可进人开挖工作面工作。 溶洞水库在隧道之上,最低溶洞位置在(K3+460~K3+520)隧道 上方,巴县水库库底距隧道拱顶 166m,位置在(K3+250~K3+280) 的隧道上方,最低溶洞洞底距拱顶 45m 以上,虽然它们距隧顶距离 不小,施工中仍需控制岩体的震速。当震速控制在 2cm/s 下时,一段 可使用炸药。 Q=453(2/250)3/2 =65.2kg 而最大段药量 22.752kg,故设计的各段爆破药量基本不受影响。 4、 施工排水 隧道两端洞口往洞内掘进为上坡。故往出口方向排水较为容易。- 46 - 隧道排水由隧道的临时侧沟顺坡外流。隧道流出的水、以及施工污水 及泥浆由多级泵分级排入设在隧道口外的一二级沉淀池, 净化后排入 水沟。即时清理沉淀池的积泥、油污等,用垃圾车拉入垃圾场。 八、爆破管理 1、 劳动力安排 每个工作面分别配置钻爆作业人员,人员配置见下表所示。表 18 钻爆作业劳动力配置计划 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 工种名称 爆破人员 库管员 钻孔工 警戒人员 电工及维修工 材料员 勤杂人员 管理人员 合计 6 2 6 4 74 数量(人) 18 2 36 可由钻孔工人兼 备注 含爆破安全员2、主要施工机械、仪器仪表序号 1 设备名称 压入式通风 机 规格型号 额定功率 22kw 生产厂家 数量(台) 6- 47 - 2 3 4 5 6 7气推式凿岩 机 10M3 空压机 皮卡车 起爆器 电桥 对讲机 长城 5座重庆 重庆18 6 1(辆) 9(个) 9(个) 12(部)GM-1000 深圳 深圳 深圳3、炸药雷管预算雷管段别135791113雷管类非电毫秒雷管 (个)7670818387417189723701320099836739936722煤矿许用毫秒 电雷管(个)1 28862 71043 93244 108785 15540导爆索:约 724092m 炸药量:预算为 kg(约 1046t) 4、主要消耗材料准备表 序号 材料 名 称 1 铁丝 数量 500Kg- 48 -备注 2 3 4 5钻头 钻杆 风管 劳保用品800 个 m 170 件套φ42mm 2寸 口罩、手套、衣服等爆破必须由有爆破资质的专业人员来操作, 其余人员不能从事爆 破施工;必须由专人操作发爆器;发爆器钥匙由发爆人随身携带,不 得转由他人保管。 洞内爆破必须统一管理, 装药与钻孔不得平行作业, 爆破作业和爆破物品加工人员不得穿化纤衣服,必须穿棉质衣服。有 下列因素时不得进行爆破作业: (1) (2) (3) (4) (5) (6) 洞内炮烟浓度超过爆破安全规程的规定; 爆破可能会造成隧道涌水; 作业通道不安全或被其它物质堵塞; 洞内无照明设施或照明不足; 人员或设备未撤离至安全距离外; 未按规定设置警戒线或警报信号、起报信号不明确。九、钻爆事故应急救援预案 Ⅰ、钻爆施工事故的类型及预防措施 钻爆施工安全事故的类型主要有钻孔机械伤害、 装药过程中意外 爆炸、爆破飞石、盲炮事故。 1、钻孔机械伤害事故 (1)主要表现- 49 - 换杆时机械夹手或机械卡伤手指, 风管接头及断开风管时摆动伤 人事故。 (2)预防措施 检查设备的完好性包括螺栓紧固完好与否;操作员要穿劳保服, 戴手套。风管接头处要经常检查,防止松动脱落,风管接头要用铁丝 捆绑牢固。 2、意外爆炸事故 (1)事故的表现形式 ①主要表现为爆破器材受撞击、摩擦、高温、明火燃烧、静电等 形式引起意外爆炸; ②杂散电流或射频电引起电雷管意外爆炸; ③感应雷击引起网路意外爆炸。 (2)预防措施 ①爆破现场严禁烟火,禁止无关人员进入装药现场。 ②防止阳光直接暴晒爆炸物品。 ③现场爆破人员必须按照爆破安全规程操作, 按操作程序加工起 爆药包,爆炸物品要轻拿轻放,不能随意抛放,不得抛接药包。 ④装炮使用木质或竹质长杆, 起爆药包装进炮孔后不要再用炮棍 捣动孔内药包。 ⑤爆破作业现场的杂散电流值必须在规定值以下, 操作人员要穿 棉质衣服,手机等不能带入施工现场。 ⑥炮棍送药卷时动作要轻,不能用力猛捣。- 50 - ⑦雷雨时停止作业,并将电起爆网的端线绝缘,悬空。 3、爆破飞石伤害 (1)飞石伤害表现形式 ①装药量过大,爆破参数不合理使飞石抛掷过远,超过警戒线。 ②人员过入警戒区内,或放炮前未设置警戒线。 ③放炮信号不明确,联系渠道不畅通。 (2)预防措施 ①在放炮前设置警戒区,严禁无关人员进行现场; ②警戒时依次发出预报信号、起信号和解除警戒信号,信号要清 楚,放炮程序要明确作出规定,在压下发爆器以前一定要确认爆破现 场的人员、设备均撤离至安全距离。 ③现场要统一指挥,责任明确。 4、盲炮事故 (1)表现形式 爆破产生盲炮是很难避免的,特别是在富水地段。表现为全部炮 孔未响、部分炮孔未响、单个炮孔未响。原因有操作的问题,也有爆 破器材的问题,每次爆破后要认真检查,判断是否有盲炮存在。 (2)预防措施 ①认真检查爆破器材的生产日期和质量,特别是炸药,结块和变 质失效的不能使用,电雷管要逐个检查导通和检测雷管电阻。挑选质 量合格的爆破器材。 ②操作过程中要认真仔细,防止装炮时雷管脱落。- 51 - ③网路连接时要仔细,避免错接、漏接,要有人专门检查连接好 后的网路,网路要可靠,电起爆网络要绝缘良好可靠。 (3)处理方法 ①全部未响 全部炮未响的原因很可能是起炮器出了问题, 串联电路也可能是 线路中断,更换起爆器或复原线路后重新起爆。 ②部分炮孔未响 部分炮孔未起爆的原因可能是漏接,检查起爆网路后再连接起 爆。 ③单个炮孔未响 原因主要是漏连或雷管炸药质量有问题,如果炮孔的线路完好, 可以重新连线起爆。在未起爆的炮孔边 30cm 以外重新钻孔装填合格 爆破器材,起爆并销毁盲炮。或用水冲洗盲炮,因为硝铵类炸药溶于 水,但不得使用高压水冲。 十、事故应急救援组织机构及相应职责 1、应急救援组织机构 应急救援预案的日常协调和指挥机构为双碑隧道工程项目经理 部,指挥机构成立应急救援预案小组。 组长:曾明生,联系电话
副组长: 陈先国, 联系电话 , 康海波, 联系电话
罗飞:,薛居嵩: 成员:敬 胜,联系电话 - 52 - 罗尚平,联系电话
陈 云,联系电话
范仁玉,联系电话
邵 猛,联系电话
陈 潇,联系电话
郭小辉 联系电话
李兴旺 联系电话
李宏科 联系电话
王 毅 联系电话
何金龙 联系电话
2、相关部门在应急救援中的职责和分工 ①项目经理部为应急救援总指挥部,由项目经理曾明生指挥,总 工程师陈先国具体负责应急救援方案的落实和具体实施。 ②由总工程师牵头领导工程处及相关部门制定应急救援具体方 案,并报项目经理批准后由工程处指挥实施。 ③行政办公室敬胜负责日常工作中对应急救援方案的宣传教育, 在实施应急救援方案进程中负责协调各部门工作, 并直接对总指挥项 目经理负责。 ④机材处陈云日常负责应急设备的购制、保养、维护,保证应急 方案实施时提供必要、充分的应急设备,并在应急方案实施过程中确 保应急设备的完好率和使用率。 ⑤各作业班组作为预备队,提高警惕,在应急方案实施过程中提- 53 - 供足够的人力资源,抢险救灾人员的组织由陈茂云负责。 3、救援设备及物资 运输:a、越野车一辆;b、客货两用轻卡一辆; 机械:a、小松挖掘机一台;b、装载机二台;c、10T 自御卡车 6 辆;d、轴流风机两台;e、发电机组三套;f、大型抽水机 3 台、潜 水泵 15 台;g、风枪、风镐若干; 材料:a、枕木若干;b、圆木若干;c、工字钢架成品、各类型 钢、钢管若干;d、急救器材若干;e、救生衣 10 套、救生圈 10 个、 防水服 20 套;f、氧气面罩 20 套;g、常用药品、绷带、纱布若干;h、 灭火器 10 台、砂包若干。以上抢险材料要经常检查,保证在抢险时 能正常使用,并不得随意使用。 人员:总指挥一名,现场指挥一名,日常值日人员一名,应急 处理人员 20 名(根据实际情况加减,由施工队长张生具体组织人员) ③应急救援信息传递:事故发生后,由洞内值班人员用对讲机通知洞 外人员,洞外人员根据情况立即通知项目部应急救援小组负责人,负 责人再联系救援小组成员展开救援。 ④事故发生后,由洞内值班和施工队长指挥人员撤离,撤离线路:由 隧道掌子面向洞口。 4、事故救援 如果发生钻爆事故, 由当班作业班长和值班人员确认事态的严重 程度,并立即报告项目经理部和监理及指挥部,立即在项目经理部的 指挥下展开援救。如果人员受伤不严重,可自行先用准备的急救药品- 54 - 包扎, 再到卫生所治疗; 如果情况较严重, 立即准备的急救药品包扎, 再根据受伤严重情况用小车送就近医院或打 120 急救。 发生瓦斯爆炸事故,所有人员应立即带上氧气罩,并撤离到安全 地段,切断洞内所有电源,加大通风力度,稀释瓦斯气体浓度,同时 报告上级有关部门;如有人员伤亡,应立即展开救援,所有救援人员 必须自带氧气和手电。同时成立救援指挥小组,指挥救援行动。所有 进洞救援人员必须带上足够的氧气, 发现里面被困人员立即给被困人 员带上氧气。在救援过程中,必须派专人随时监测瓦斯浓度。如果遇 有毒有害气体,则应立即停止施工,并且加强通风,稀释有毒有害气 体浓度。如有中毒、昏迷人员,立即戴上氧气,并转移至洞外,同时 送卫生所急救,必要时送市内大医院。在营救的过程中,所有人员必 须注意自身安全,并防止瓦斯再次爆炸。 十一、救援预案的演练 制定预案后要组织施工人员进行演练, 发现预案的不足之处后进 行修改完善。检查救援所需的物资、设备是否齐全,所有的人员是否 熟悉自救程序或逃生通路。 演练时邀请上级有关部门观看,请他们提出意见,根据这些意见 不断总结提高,不断完善预案。- 55 -
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