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目录TOC\o"1-5"\h\z1工程概况 11.1分部分项工程概况 11.2施工平面布置 11.3施工方法 11.4周边环境 21.5危险源辨识 22编制依据 32.1施工图纸 32.2标准、规范 32.3其他 33施工计划 33.1进度计划 33.2爆破器材 43.3设备计划 43.3劳动力计划 44爆破施工 54.1施工布眼 54.2定位开眼 54.3钻眼 64.4清孔 64.5装药 64.6联结起爆网路 64.7瞎炮的处理 64.8光面爆破质量检验标准 64.9注意事项 75爆破设计参数的选择与计算 8V类围岩爆破设计 9W类围岩爆破设计 12III类围岩爆破设计 15爆破施工要点 19工艺控制 207.1加强超前地质预报工作 207.2加强监控量测工作 217.3超前加固 21开挖支护措施 228施工安全保证措施 228.1组织保障 228.2保障措施 238.3应急预案 26监测监控 29安全培训和技术交底 36安全检查和验收 361工程概况1.1施工范围从东山隧道至芷村隧道, 左线路线全长12.278km,里程为ZK7+030-ZK19+308,右线路线全长12.201km,里程K7+090-K19+302。其中隧道3座,东山隧道左线2695m,右线2665m;老鹰山隧道左线2464m,右线2443m;芷村隧道左线878m,右线872m。隧道以W类围岩为主,其中III级围岩为1484m,占16.1%;IV级围岩为6130m,占66.3%;V级围岩为1623m,占17.6%。1.2施工平面布置项目施工平面布置图如下图所示。云南省蒙文砚高速公路第2合同段中P交第一航务工程局有限公司施工总平面图绘图人审核人日期图1.2-1 施工总平面图1.3施工方法根据本标段隧道施工图纸要求及洞身围岩的特点,总体上要求采用光面爆破,以最大限度的保护周边岩体的稳定性,同时减少超挖量,提高初期支护的承载能力。洞口浅埋段、V级围岩采用预留核心土三台阶分部开挖法;W级围岩采用上下断面台阶法开挖;皿级围岩开挖采用全断面法开挖。1.4周边环境本工程沿线从起点至终点经过新安所镇、芷村镇、文澜镇。东山隧道出口、老鹰山隧道进出口、芷村隧道进口距施工临时房均在 300m以上,最近民房2km以上,周围均没有通讯线路等,根据据现场环境分析,本工程爆破环境比较理想。1.5危险源辨识由于本标段隧道的地质和环境条件较复杂, 除与一般隧道有一些共性的不安全因素外,可能会存在突水突泥、塌方的危险,因此将危险源分为重大危险源、特殊危险源和一般危险源三类。1.5.1重大危险源(1)爆破作业(2)火工品1.5.2特殊危险源(1)突水突泥东山隧道有断层,以粉质粘土、碎石及块石为主,粉质粘土多呈硬塑状态,岩石、块石呈稍密状态,土体呈土状或碎石土状散体结构,结构松散,岩体富水性中等,开挖时可能出现涌水、渗水现象。(2)塌方东山隧道稳定性差,开挖时支护不当可能产生小规模的坍塌,属于安全风险较大的隧道之一。1.5.3一般危险源隧道工程危险源识别表见附表12编制依据2.1施工图纸云南省蒙自至文山至砚山高速公路两阶段施工图设计, 2015.1;云南省蒙自至文山至砚山高速公路施工图设计-工程地质勘察报告。2.2标准、规范《公路工程质量检验评定标准》(JTGF80/1-2004)《公路隧道施工技术规范》(JTGF60—2009)《公路工程地质勘察规范》(JTGC20-2011)《爆破安全规程》(GB6722-2014)公路隧道施工技术细则(JTG/TF6-2009)《公路工程施工安全技术规范》(JTGF90—2015)2.3其他对施工现场勘察所获取的资料《云南省高速公路施工标准化实施要点》3施工计划3.1进度计划根据现场情况,施工进度计划见表3.1-1所示。表3.1-1 施工进度计划名称里程长度开始时间完成时间备注东山隧道ZK7+030-ZK9+7252695m2015.5.12016.8.30

K7+090-K9+7552665m2015.5.52016.9.15老鹰山隧道ZK14+830〜ZK17+2942464m2015.5.12016.9.1K14+861〜K17+3042443m2015.5.52015.9.15芷村隧道ZK18+430〜ZK19+308878m2015.5.12016.6.1K18+430〜ZK19+302872m2015.5.52016.6.103.2爆破器材本工地所用的爆破器材如下表所示,存放于经红河州公安局验收审批的工地火工品库,火工品一览表见表 3.2-1表3.2-1火工品一览表序号火工品名称规格备注1乳化炸药32mmX200mmX150g药卷统一米用032mm,L=20cm药卷。周边眼采用以上药卷从中剖开,呈L=20cm的半圆药卷(用电工刀)2非电毫秒雷管1〜15段3导爆索夕卜径<6.2mm4电雷管8#5导火索夕卜径5.2〜5.8mm3.3设备计划施工设备计划详见表3.2-1所示表3.2-1设备计划序号名称型号单位数量备注1装载机ZL-50台162挖掘机PC-220台83自卸汽车12T辆484气腿式风钻YT-24套120

5全站仪套106水准仪套103.4劳动力计划隧道爆破施工主要劳动力计划如表 3.4-1所示表3.4-1劳动力计划序号工种或岗位人数备注1生产管理102技术管理103质量官理104司钻工1105专职安全员106爆破员10持证爆破人员7测量员108电工109空压机司操工54爆破施工4.1施工布眼钻眼前,测量人员用红油漆准确绘出开挖断面的中线和轮廓线,按爆破设计(修正设计)标出炮眼位置,其误差不超过5cm。4.2定位开眼采用人工手持风钻利用自制开挖台架钻孔。台架就位后,人工按炮眼布置图正确钻孔。对于掏槽眼和周边眼的钻眼精度要求比其他眼要高,开眼误差分别控制在3cm和5cm以内。4.3钻眼钻工要熟悉炮眼布置图,要能熟练地操纵凿岩机械,特别是钻周边眼,一定要由有丰富经验的老钻工司钻,方向由测工确定并在台架上确定参照物供司钻人员使用,确保周边眼有准确的外插角(按爆破设计或修正设计),尽可能使两茬炮交界处台阶不小于15cm。同时,根据眼口位置岩石的凹凸程度调整炮眼深度,保证炮眼底在同一平面上。4.4清孔装药前,用由钢筋弯制的炮钩和小直径高压风管输入高压风将炮眼石屑刮出吹净。4.5装药装药分片分组,按炮眼设计图确定的装药量自上而下进行,雷管“对号入座”。所有炮眼均以炮泥堵塞,堵塞长度不小于20cm。4.6联结起爆网路起爆网路为复式网路,以保证起爆的可靠性和准确性。联结时注意:导爆管不能打结和拉细;各炮眼雷管连接次数相同;引爆雷管用黑胶布包扎在离一簇导爆管自由端10cm以上,网路联好后,专人负责检查。4.7瞎炮的处理发现瞎炮,首先查明原因。如果是孔外的导爆管损坏引起的瞎炮,则切去损坏部分重新连接导爆管即可,但此时的接头尽量靠近炮眼。4.8光面爆破质量检验标准超欠挖:爆破后的围岩面须圆顺平整,无欠挖,超挖量控制在设计规范范围内。残留炮孔痕迹,须在开挖面上均匀分布。炮孔痕迹保留率:硬岩不小于80%,中硬岩不小于70%,软岩不小于50%相邻两孔之间的岩面平整,孔壁不须有明显的爆破裂隙。相邻两孔之间出现的台阶误差不得大于150mm。4.9注意事项掏槽区钻眼布置及钻孔方向控制钻爆人员按区域分工,人员要长期固定,各自掌握该区域钻孔参数,并根据爆破效果责任明确。掏槽孔方向利用台架框及底板做明确标识,做为参照物,保证钻孔方向。整个台架上的炮孔特别是掏槽区钻孔装药之前必须统一检查,长度、角度必须符合要求,避免漏打或堵孔后其它孔已装药而不敢再补钻的现象发生。炮孔雷管段别的准确性控制掏槽孔与扩槽孔之间,以及扩槽孔与内圈眼之间在局部地区由于孔口位置较近,稍不注意而造成段别混淆,为此:爆破工按照爆破设计段别先在各炮孔中放入起爆药卷, 然后按区域进行检查;司钻工须同时对自己负责区域段别进行核对, 对导爆管上无明确标识段别的雷管及时更换。底部超欠挖控制利用台架与地面上卡一工字钢(可直接将台架顶推前进用横担卸在地上用枕木卡死即可,然后打底板眼时风钻平扒在地面上,司钻工只管调节风量即可使钻眼平顺,确保底部成型好。5爆破设计参数的选择与计算V级SF5a、SF5b、SF5c围岩采用环形开挖预留核心土法,V级SF5d采用CD法开挖;W级S4jt采用三台阶法开挖;W级SF4a、SF4b、SF4c、皿级S3jt采取上下台阶法开挖,SF3采用全断面法开挖。5.1环形开挖预留核心土设计洞口浅埋段、偏压段采用环形开挖预留核心土法开挖,即先开挖上部环形导坑,并进行支护,再分部开挖剩余部分的施工方法。图5.1环形开挖留核心土法施工步骤示意图开挖步骤:①上弧形导坑开挖;②预留核心土开挖;④下台阶侧壁部开挖;5.1.1上弧形导坑开挖掏槽眼的布置周边眼和辅助眼的布置炮眼数量和深度以及装药量周边眼的光面爆破和预裂爆破5.1.2预留核心土开挖掏槽眼的布置周边眼和辅助眼的布置炮眼数量和深度以及装药量周边眼的光面爆破5.1.3下台阶侧壁部开挖;掏槽眼的布置⑵周边眼和辅助眼的布置炮眼数量和深度以及装药量周边眼的光面爆破底眼爆破5.1V类围岩爆破设计5.1.1、计算炮眼数目:nqsr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)a——炮眼装填系数丫一一每米药卷长度的炸药重量(Kg/m)由工程类比可取q=0.55,开挖端面的上部面积为S上=61.90m2,a、丫的值由实际得其值如下表:药卷直径炮眼装填系数a炸药每米长度的重量320.400.75QU1OO109O8QO0UO69/65100药卷空气柱导爆索堵塞炮泥竹条心¥••也T1■<”-■■:—65一10一30 15 30 20 30 20QU1OO109O8QO0UO69/65100药卷空气柱导爆索堵塞炮泥竹条心¥••也T1■<”-■■:—65一10一30 15 30 20 30 20装药结构示意图部位周边眼间距E(cm)最小抵抗线W(cm)相对距离e/w装药集中度kg/m炮眼深度m炮眼直径mm单位装药量kg/m3循环进尺m上半部60601.000.212.2420.862.0下半部60650.920.2123.0420.603.0光爆参数表说明:1、 本图尺寸均以厘米计。2、 掏槽眼采用斜眼掏槽。3、 装药结构:周边眼采用隔孔不偶合间隔装药,其余采用不偶合连续装药。4、周边眼采用20、2#岩石硝铵炸药,其他眼采用32、2#岩石硝铵炸药或防水炸药。5、 在实施中,根据围岩状况及时调整爆破参数,以达到最佳效果。2020掏槽形式图30V级围岩短台阶开挖炮眼布置 图图5.1-1V级围岩台阶法开挖爆破设计图5.1.2爆破参数的确定周边眼间距周边眼间距适当缩小,可以控制爆破轮廓,避免超欠挖,又不致过大地增加钻眼工作量,孔间距的大小与岩石性质、炸药种类、炮眼直径有关,一般为E=(8〜18)d,E为孔距,d为炮眼直径。本断面E的值选用E=50cm光面爆破层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W,为65cm,周边眼密集系数周边眼的间距E与光面爆破层厚度W有密切关系,通常以周边眼密集系数K表示为K=E/W。本例为K=50/65=0.77。空隙比Di炮眼直径与药卷直径之比称为空隙比Di,由于炮眼的直径选用巾

42mm,药卷直径选用巾32mm/2,因此Di=炮眼直径/药卷直=42/32/2=0.67。(5)炮眼深度L预计每循环进尺1.2m,由工程类比可取炮眼平均深度L为1.5m,其中掏槽眼深度为1.8m。总的爆破参数见下表药包直药卷规格炮眼平均深周边眼光面爆周边眼密空隙比炸药品种径(Kg/m)度间距破层集系数Di=D/d(mm)(m)(cm)W(m)K=E/W乳化炸药320.751.550650.770.675.1.3爆眼装药参数见下表炮眼位置炮眼编号炮眼个数炮眼深度(m)倾斜角(°)炮眼装药量(Kg)起爆雷管段别备注每个眼深总深垂直水平每眼卷数每眼用量总重上1161.828.89040.7512.01半381.5129030.604.835171.525.59030.6010.25断7381.557外插角小于2°20.238.747面9181.5279020.234.14911181.5279020.458.11合计11547.95.1.4主要技术经济指标开挖断面单位面积炮眼预计炮眼利预计每循每循环爆比装药量比钻眼量积(m2)个数(个/m2)用率(%)环进尺(m)破岩石(Kg/m3(m/m3)(m3))61.901.9801.274.280.652.45.2W类围岩爆破设计521、计算炮眼数目qsr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)a——炮眼装填系数r 每米药卷长度的炸药重量(Kg/m)由工程类比可取q=1.0,开挖断面的上部面积为S上=60.96m2,S下=39.45m2a、r的值由实际得其值如下表:药卷直径炮眼装填系数a炸药每米长度的重量320.60.75由此可得:N上=1.0X60.96/(0.6>0.75)=135N下=1.0>39.45/(0.6>0.75)=88

炮泥 竹片 药卷雷管周边眼不耦合装药结构示意图光面爆破参数表开挖部位的跨度周边眼爆破参数炮眼直径(mm炮眼直径最小抵抗线炮眼密集系数炮泥 竹片 药卷雷管周边眼不耦合装药结构示意图光面爆破参数表开挖部位的跨度周边眼爆破参数炮眼直径(mm炮眼直径最小抵抗线炮眼密集系数装药集中度(kg/光面眼预裂眼(m光面眼预裂眼光面眼预裂眼拱部<5m35〜45450〜550400〜5000.5〜0.60.8〜0.90.8〜0.850.15〜0.250.15〜0.2>5m35〜45500〜600400〜5000.7〜0.80.8〜0.90.8〜0.90.15〜0.250.15〜0.2边 墙35〜45550〜650500〜6000.7〜0.80.8〜0.90.8〜0.90.2〜0.280.2〜0.28说明:1、图中1、3、5、7、9、11、13、15为毫秒雷管段号,其余数字单位为cm。2、其钻爆参数在现场进行试验后确定,以达到最佳效果。图5.2.1-15.2.2爆破参数的确定周边眼间距"级围岩台阶法开挖爆破设计图周边眼间距适当缩小,可以控制爆破轮廓,避免超欠挖,又不致过大地增加钻眼工作量,孔间距的大小与岩石性质、炸药种类、炮眼直径有关,一般为E=(8〜18)d,E为孔距,d为炮眼直径。本断面E的值选用E=50cm光面爆破层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W,为60cm,周边眼密集系数周边眼的间距E与光面爆破层厚度W有密切关系,通常以周边眼密集系数K表示为K=E/W。本例为K=50/60=0.83。(4)空隙比Di炮眼直径与药卷直径之比称为空隙比Di,由于炮眼的直径选用巾42mm,药卷直径选用巾32mm/2,因此Di=炮眼直径/药卷直径=42/32/2=0.67。(5)炮眼深度L预计每循环进尺2.0m,由工程类比可取炮眼平均深度L为2.2m,其中掏槽眼平均深度为2.925m.。总的爆破参数见下表。炸药品种药包直径(mm)药卷规格(Kg/m)炮眼平均深度(m)周边眼间距(cm)光面爆破层W(m)周边眼密集系数K=E/W空隙比Di=D/d乳化炸药320.75/22.250600.830.675.2.3、爆眼装药参数见下表表5.2.3-1爆眼装药参数表炮眼位置炮眼编号炮眼个数炮眼深度(m)倾斜角(°)炮眼装药量(Kg)起爆雷管段别备注每个眼深总深垂直水平每眼卷数每眼重量总重163.319.841.8111.659.91上343.01247.2101.563半562.51561.6481.27.25断7172.237.49060.915.37面9192.241.89060.917.19

11292.263.89060.926.11113382.283.6外插角小于2°50.37514.251315152.2339071.0515.7515合计134111.6下1132.224.29050.759.751半3132.224.29060.911.73572.26.69060.96.35断7282.246.2外插角小于2°71.0529.47面合计6157.15524主要技术经济指标(1)上半断面开挖断面积(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/m')60.962.2902121.920.922.5(2)下半断面开挖断面积(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)39.451.490278.90.661.555.3III类围岩爆破设计531计算炮眼数目:N坐r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)a——炮眼装填系数丫一一每米药卷长度的炸药重量(Kg/m)由工程类比可取q=1.0,开挖断面的面积为S=84.24m2a、r的值由实际得其值如下表:药卷直径炮眼装填系数a炸药每米长度的重量320.60.75由此可得:N=1.000.96/(0.6>0.75)=187平均50炮泥 竹片 药卷周边眼不耦合装药结构示意图周边眼间距a(cm)最小抵抗线W(cm)炮孔密集系数m(a/W)装药集中度q(Kg/m平均50炮泥 竹片 药卷周边眼不耦合装药结构示意图周边眼间距a(cm)最小抵抗线W(cm)炮孔密集系数m(a/W)装药集中度q(Kg/m)不耦合系数50600.830.19〜0.211.31周边光面爆破参数表? H KI6080115 | 115 [ 116 | 1015555'85° “0 y%樋 1 ; !| !\\H.电3 I22\\\'、 'j 135008085 | 85 | 77 |40[40| 120597川级围岩炮孔总体布置960掏槽孔布置说明:图中1、3、5、7、9、11、13、15为毫秒雷管段号,其余数字单位以cm十。其钻爆参数在现场进行试验后确定,以达到最佳效果。图5.3.1-1 川级围岩全断面法开挖爆破设计图5.3.2爆破参数的确定周边眼间距周边眼间距适当缩小,可以控制爆破轮廓,避免超欠挖,又不致过大地增加钻眼工作量,孔间距的大小与岩石性质、炸药种类、炮眼直径有关,一般为E=(8〜18)d,E为孔距,d为炮眼直径。本断面E的值选用E=50cm光面爆破层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W,为60cm,周边眼密集系数周边眼的间距E与光面爆破层厚度W有密切关系,通常以周边眼密集系数K表示为K=E/W。本例为K=50/60=0.83。空隙比Di炮眼直径与药卷直径之比称为空隙比Di,由于炮眼的直径选用巾42mm,药卷直径选用巾32mm/2,因此Di=炮眼直径/药卷直径=42/32/2=0.67。炮眼深度L预计每循环进尺2.0m,由工程类比可取炮眼平均深度L为2.2m,其中掏槽眼平均深度为2.925m.。总的爆破参数见下表。炸药品种药包直径(mm)药卷规格(Kg/m)炮眼平均深度(m)周边眼间距(cm)光面爆破层W(m)周边眼密集系数K=E/W空隙比Di=D/d乳化炸药320.75/22.250600.830.675.2.3爆眼装药参数见下表5.2.3-1爆眼装药参数表炮眼位置炮眼编号炮眼个数炮眼深度(m)倾斜角(°)炮眼装药量(Kg)起爆雷管段别备注每个眼深总深垂直水平每眼卷数每眼重量总重1143.319.841.8111.6523.113123.01247.2101.5183

5142.51561.6481.216.85全7122.237.49060.910.87断9382.241.89060.934.29面11382.263.89060.934.21113222.283.6外插角小于2°50.37514.258.2515382.2339071.0539.915合计188185.25524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)84.242.2902168.480.912.66爆破施工要点隧道钻爆作业必须严格按钻爆设计进行。当地质情况出现变化时,爆破设计随围岩条件变化作出调整,不断优化爆破设计,达到最好的爆破效果。钻孔根据不同地质地段的施工方法,采用风钻,钻孔前按设计和规范要求进行测量放线,绘出开挖断面中线、水平和断面轮廓线,并根据爆破设计标出炮眼位置,经检查符合要求后,方可施钻。炮眼深度、角度、间距按设计要求确定,并符合设计要求的精度。钻眼完毕,按爆破设计进行检查,并作好记录,经检查合格后,方可进行装药装药前将炮眼内泥浆、水及石粉用高压风吹净,装药时严格按爆破设计进行,并派专人现场指挥,并作好装药记录,所有装药的炮眼均须及时堵塞炮泥,周边眼的堵塞长度不宜少于200mm。采用预裂爆破时,须从药包顶端起堵塞,不得只在眼口堵塞。爆破时,人员和机械须撤至受爆破影响范围之外;爆破后必须立即进行安全检查,查出有未起爆的瞎炮,须按《爆破安全规程》(GB6722-2003)的规定进行处理,确认无误后才能出碴。爆破后设专人负责清帮找顶,同时要对开挖面和未衬砌地段立即进行检查,如察觉可能产生险情时,须采取措施,及时处理。7工艺控制针对隧道爆破的施工工艺,坚持自上而下、宁强勿弱的原则,从工艺上主要控制如下内容:7.1加强超前地质预报工作隧道超前地质预报是保证隧道施工安全、优化工程设计、实现施工信息化的重要基础。通过超前地质预报工作,可以进一步查清隐伏的重大地质问题,及时掌握和反馈隧道地质条件信息,调整隧道设计参数、防护措施,为优化隧道施工组织、制定施工安全应急预案、控制工程变更设计提供依据。虽然隧道的地质情况已有详勘的结果,但仍存在不确定因素,在W、V级围岩、大型构造储水带及断层构造地段施工时,应进行超前地质预报,确保施工安全并避免不必要的工程浪费。根据经济实用、准确快速的原则,总体上采取以地质调查分析法为基础,结合TSP、地质雷达等物探手段,辅以超前钻孔等综合地质预报手段,遵循“长短结合、以短为主”为原则,尽可能查清掌子面前方地质情况及可能发生的地质灾害,提前做出判定,提出处理措施,保证施工安全。隧道施工期间,对一般地质地段应实施跟踪地质调查,不良地质地段应进行超前地质预报。地质预报应作为必备工序纳入施工组织管理。隧道一般地质地段,可采用地质方法进行地质预报;对于复杂地质地段,应坚持地质方法与物探方法进行地质预报。地质方法应优先采用地质素描法、地质体投射法以及超前钻孔法,对破碎带还应采用断层参数预测法;物探方法应优先采用地震波反射法、地质雷达法及红外探测法。7.2加强监控量测工作在隧道施工过程中,监控量测作为一种重要举措,是确保施工安全、指导施工程序、进行施工管理的保障。隧道支护结构应用新奥法原理采用复合衬砌,施工过程中必须进行现场监控量测,监控量测项目分为必测项目和选测项目,必测项目包括监测内容包括净空收敛量测、拱顶下沉量测和围岩内部位移量测,对于洞口段、浅埋、偏压段还需增加地表下沉量测,地表下沉量测主要有:洞内外地质及支护状态观察、拱顶下沉及内空收敛、地表沉降等。断层破碎带地段围岩石质破碎,结构松散,构造应力集中,涌水量大等特点,在超前支护加固初期支护的同时,应该加密量测点,增加量测频率,进行拱顶下沉和水平收敛的量测。并根据量测结果进行数据回归分析,根据量测结果指导现场施工。7.3超前加固根据地质预报及设计图纸,采用超前注浆小导管加固措施对开挖面前方的围岩进行超前加固。超前小导管采用无缝钢管,超前钢管周壁加工8mm压浆孔,梅花型布置,施工时以设计仰角打入拱部围岩,保证超前钢管搭接长度不小于1.0m。超前注浆采用水泥砂浆,注浆压力控制在0.5~1.0Mpa,达到无渗透水、无坍塌的注浆效果。7.4开挖支护措施对浅埋、偏压、断层破碎带地段坚持“重地质、管超前、多打眼、少装药、短进尺、弱爆破、快封闭、勤两侧”的施工原则进行作业。严格控制周边眼间距及装药量,减少超欠挖及对围岩的震动。开挖完成后及时对周边围岩进行初喷圭寸闭岩面。然后采用工字钢支撑及锚喷联合支护,构成强支护体系,施工时控制开挖进尺,减少循环时间,采取短进尺,快循环施工方法进行施工,以便快速形成有效支护,防止塌方。支护完成后尽早施做仰拱,仰拱开挖长度控制在3米,开挖后立即浇筑仰拱砼,形成封闭结构。8施工安全保证措施8.1组织保障8.1.1安全保障体系为全面落实安全生产责任制,做到安全生产层层有责、人人有责,项目部形成以项目经理和安全专管机构为中心,各部门工协作、各工区密切配合的安全生产保证体系,安全保障体系图见附图1。8.1.2安全组织机构为加强安全生产监督管理,防止安全事故,保障安全生产,项目部设置安全生产管理机构,配置专职安全生产管理人员,全面负责本项目的各项安全生产等相关工作。项目部成立以项目经理为第一责任人的安全生产领导小组, 切实加强安全生产监督和管理。成员名单如下:组长:杭宝国副组长:王文涛、李祯、李庆恒、邱中原成员:杨旭东、韩纪亮、曾庆捷、王海明、谭磊磊、周泉、万广洲、王圣进安全生产领导小组职责和分工:(1) 负责制定和修订本工程项目的“施工安全事故的应急救援预案”(2) 组织应急救援专业队伍,并组织实施和演练。(3) 检查督促做好重大事故的预防措施和应急救援的各项准备工作。(4) 事故发生时,发布应急救援命令,并组织指挥救援行动。(5) 向上级汇报并组织事故调查,总结应急救援工作的经验和教训c8.2保障措施821技术保障措施(1)深入研究设计图纸,施工前做好技术准备,编制专项施工方案,经评审、论证后正式施工。(2) 加强隧道超前地质预报和监控量测工作,确保施工的安全性的同时指导施工。(3) 为保护围岩,采取减小爆破振动和加强支护的方法,按照“重地质、超前探、预支护、短进尺、弱爆破、快锚喷、勤量测、紧衬砌”的施工原则组织施工。(4) 先行洞应选择在偏压侧或地质较软的一侧,先行洞开挖超前另侧主洞30-50m。(5)洞口浅埋段及软弱岩体段应根据监控量测反馈分析成果及时施作二次衬砌。施工时,左右主洞掌子面距离不得小于 30m。(6)开挖过程中应采用预裂爆破或光面爆破技术,严格控制超、欠挖,加强超前支护,并及时施作初期支护。(7) 仰拱开挖一般采用分段跳跃法进行,不允许长距离开挖,以免隧道出现关门。(8)二衬应该对称施工,同一端左右洞二衬间距不得大于 10m。822安全保障措施(1)重大危险源的管理火工品建立严格的炸药雷管出入临时存放设施登记制度, 收存和发放雷管炸药必须当次进行登记,做到帐目清楚,帐务符合。炸药和导爆管必须有经过培训且取得特种作业证的人员领用和管理,炸药和导爆管必须分开运输。装药前要清场,设置警戒线,无关人员要撤离警戒线以外。禁止装药与钻孔平行作业,装药时使用木质炮棍,严禁使用金属棒进行装药。起爆前要将所有人员撤离至安全线以外,并发出起爆信号,同时通知洞口值班员严禁所有车辆和人员进入隧道,检查作业面人员和设备是否撤至安全区域,确保安全后方可起爆。如果遇下列情况时,严禁装药爆破:照明不足;开挖面围岩破碎尚未支护;出现流沙、流泥未经处理;有大量的溶洞水及高压水涌出,尚未治理;没有警戒好。采用电雷管爆破时,加强洞内电源的管理,防止漏电引爆。起爆主导线宜悬空架设,距各种导电体的间距必须大于1m以上爆破后必须经过15min通风排烟后,检查人员方可进入工作面,检查有无“盲炮”及可疑现象;有无残余炸药或雷管;观察有无松动石块;支护有无损坏与变形。在妥善处理并确认无误后,其他工作人员才可进入工作面。当发现“盲炮”时,必须由原爆破人员按规定处理,盲炮处理完毕,确保安全后方可发出解除警戒信号。爆破完成后,将剩余火工品全部退库并登记。(2) 特殊危险源的处治隧道通过浅埋、偏压段有可能出现塌方,应采取减小爆破振动和加强支护的方法组织施工。当隧道掌子面后发生塌方等事故时,容易造成被困在洞内的情况;为了保证被困人员的安全、快速、有效的实施救援,最大限度的减少事故的损失,洞内设置逃生管道。隧道穿越断层富水区应采有可能出现涌水或突水,采取超前预探、预注浆止水,尽可能将隧道外的水截于隧道之外。(3) —般危险源的管控作业人员进场进行三级安全教育培训,经考核合格后方可作业。严格遵守进洞登记制度,人员进洞在进洞人员记录薄上进行登记后方可进洞作业。施工作业人员遵守安全管理规定,进入施工现场戴好安全帽、穿好劳动防护用品。施工作业人员遵守安全生产规章制度、施工安全操作规程。在施工作业过程中做到“三不伤害”。823质量保证措施(1)严格执行质量自检制度。(2)严格执行工程监理制度。充分做好质量自检工作的同时,有专职质检工程师积极配合监理工程师对工程进行的质量监督检查。 自检合格后,及时通知监理工程师检查签证,隐蔽工程经监理工程师签证后隐蔽。(3)严格执行质检工程师“一票否决权”制度。发现违背施工程序、不按设计图、规则、规范及技术交底施工,使用材料半成品及设备不符合质量要求者,有权制止,必要时下停工令,限期整改并有权进行处罚。(4)实行质量责任制,逐级落实到工班,责任到人。建立质量奖罚制度,明确奖罚标准,做到奖罚分明,杜绝质量事故发生。(5) 严格施工纪律,把好工序质量关,上道工序不合格不能进行下道工序的施工,否则质量问题由下道工序的班组负责。对工艺流程的每一步工作内容认真进行检查,使施工作业标准化。(6) 坚持质量检查制度。按制度进行日常、定期、不定期检查,发现问题及时纠正,并对结果进行验证。8.3应急预案根据以往的经验教训,施工塌方和突水突泥是隧道施工中经常遇到的安全事故,也往往造成较大的人员和财产损失,在施工阶段,应做好相关的安全和救援预案。主要措施及救援预案如下:8.3.1隧道主洞施工至横通道位置时,应及时贯通横通道,以供紧急救援时使用。8.3.2在掌子面与衬砌之间预铺设①950钢管,随掌子面前移而前移。长度根据衬砌跟进情况和围岩自稳状态确定;钢管在隧道内塌方时可作为被困人员的逃生通道。833洞内应设置无线电话、UPS供电照明及应急箱,箱内放置钳子、锤子、医药用品、饼干、水、手电筒。8.3.4洞外准备临时钢架、木材、钻机、抽水机具等设施。8.3.5洞内作业时,每工班安排一个有丰富经验、责任心强的人员时常注意观察围岩的稳定变化情况,当隧道出现险情并伴有塌方征兆时,首先由带班人员组织紧急撤离,不得因抢救设备物资而耽误人员撤离时机,撤离到安全地带后,安排专人防守洞口,禁止一切人员入内,迅速清点人数。如人员全部撤出,则切断风、水、电,立即向工地值班人员反映情况,再由项目部通知相关单位,并共同制定整治方案。如有人员未能安全撤离,或被封堵在工作面内,被封堵人员应采取自救措施,检查是否有人员受伤,如有受伤人员,要进行包扎和妥善安置,并借助预置直径 95cm钢管逃出洞外。8.3.6现场应急处理措施一、救援报警和联络电话(1)报警注意事项报告事故发生时间、地点、事故现场情况,事故简要经过、事故伤亡人数及情况。事故类型。说明伤情和已经采取了什么措施,好让救护人员事先做好急救的准备。说明事故地点工点负责人的手机号码, 以便救护车(消防车、警车)找不到所报地方时,随时用电话通迅联系。打完报救电话后,应问接报人员还有什么问题不清楚,如无问题才能挂断电话,并应派人在场外等候接应救护车(消防车、警车),同时把救护车进工地现场的路上障碍及时给予清除,以便救护车到达后能及时进行抢救。如有几部手机,可由数人同时向有关救援单位报警求救,以便让各种救援单位都能以最快的速度到达事故现场。(2)报警电话及其他联络电话报警电话:110。急救电话:120。二、应急响应(1)重大事故的应急响应首先发现者紧急大声呼救、同时可用手机或对讲机立即报告分部领导及工地值班负责人-条件许可,紧急施救-报告联络有关人员(紧急时立即报警、打求助电话必要时向社会发出救援请求t实施应急救援、上报有关部门、保护事故现场等-善后处理。(2) 一般伤害事故的应急响应首先发现者紧急大声呼救-条件许可紧急施救-报告联络有关人员-实施应急救援、保护事故现场等—事故调查处理。(3) 事故应急救援措施的基本要求当发现事故险兆时,应立即停止作业,米取必要的应急措施后迅速组织人员撤离作业现场,并迅速研究、分析事故险兆的发展,尽可能采取科学有效的措施,避免事故的发生。当事故发生后,要立即与工地附近医院联系救助,当人员伤害较多或较严重时,应同时立即向120急救中心求救,或立即拨打110等求助有关部门或机构。同时迅速组织疏散无关人员撤离事故现场,积极采取有关措施并组织治安人员建立警戒,不让无关人员进入事故现场,并保证事故现场的救援道路畅通,以便救援的实施。各有关人员接到报警救援命令后,应迅速到达事故现场。尤其是现场急救人员要在第一时间内到达事故地点,以便能使伤者得到及时、正确的施救。当医生未到达事故现场之前,急救人员应按照有关救护知识,立即救护伤员,在等待医生救治或送往医院抢救过程中,不要停止和放弃施救。当发生重、特大事故,如上一级部门在事故现场建立应急指挥部,专业救援队到达事故现场后,应急救援人员应协助他们进行施救,并服从他们的统一指挥。8.4监测监控现场监控量测是判断围岩和隧道的稳定状态、保证施工安全、指导施工生产、进行施工管理的重要手段。根据以往类似隧道施工经验,结合设计文件,在施工过程中,将按照要求进行监控量测,以量测资料为基础及时修正支护参数,使支护参数与地层相适应并充分发挥围岩的自承能力,围岩与支护体系达到最佳受力状态,并在施工中进行信息化动态管理,达到确保工程质量、施工安全、进度及合理控制投资的目的。在隧道正洞洞身支护完成后,尤其是仰拱施工完毕后,喷锚支护已闭合成环,及时进行全断面监控量测,随时掌握初期支护的工作状态,指导和确定二次衬砌施作时间。8.4.1量测项目根据本标段工程的地形地质条件、支护类型和施工方法等特点,初步选择确定本隧道监控量测必测项目见“表541-1监控量测必测项目表”,监控量测选测项目见“表5.4.1-2监控量测选测项目表”。

表841-1监控量测必测项目表序号监测项目测试方法和仪表测试精度备注1洞内、外观察现场观察、地质罗盘2衬砌前净空变化隧道净空变化测定仪(收敛计、隧道激光断面仪、全站仪0.1mm全站仪采用非接触观测法3拱顶下沉水准测量的方法,水准仪、钢尺1mm一般进行水平收敛量测4地表下沉水准测量的方法,水准仪、塔尺1mm浅埋隧道必测(H0电b)5二次衬砌后净空变化隧道净空变化测定仪(收敛计)0.01mm6沉降缝两侧底板不均匀沉降三等水准测量1mm沉降缝两侧底板(或仰拱填充层面)沉降7洞口段与路基过渡段不均匀沉降观测三等水准测量1mm洞口底板(或仰拱填充层面)与洞口过渡段的沉降注:H0—隧道埋深;b—隧道取大开挖宽度。表841-2 监控量测选测项目表序号监测项目测试方法和仪表测试精度备注1地表下沉水准测量的方法,水准仪、塔尺1mmH0>2b时2隧底隆起水准测量的方法,水准仪、塔尺1mm3围岩内部位移多点位移计0.1mm4围岩压力压力盒0.001MPa5二次衬砌接触压力压力盒0.001MPa6钢架受力钢筋计0.1MPa

序号监测项目测试方法和仪表测试精度备注7喷混凝土受力混凝土应变计10|1£8锚杆杆体应力钢筋计0.1MPa9二次衬砌内应力混凝土应变计0.1MPa10爆破振动观测爆破振动记录仪临近建筑物11围岩弹性波速度弹性波测试仪注:H0—隧道埋深;b—隧道取大开挖宽度。842量测断面间距施工中将按照设计文件设置量测断面并布点。结合本隧道具体情况,初步拟定必测项目量测断面间距与每断面测点数量见“必测项目量测断面间距和每断面测点数量表”。为掌握各级围岩位移变化规律,在各级围岩起始地段增设量测断面。表542-1必测项目量测断面间距和每断面测点数量表围岩级别断面间距(m)每断面测点数量净空变化拱顶下沉V<102条基线3点IV<251条基线1点出<501条基线1点注:1、洞口及浅埋地段断面间距取小值。2、各选测项目量测断面的数量,宜在每级围岩内选有代表性的 1〜2个。3、 软岩隧道的观测断面适当加密。843量测断面布置隧道每个量测断面各布置一个拱顶下沉测点和一条水平净空收敛量测基线(台阶法开挖时,在拱脚以上0.5m加测一条)。测点布置见图843-1围岩测点布置图所示。拱顶下沉量测■X收敛量测起拱线m仰拱填充顶面图8.4.3-1围岩测点布置图844量测频率洞内观察分为开挖工作面观察和支护表面状况观察两部分。 开挖工作面观察应在每次开挖后进行,地质情况基本无变化时,可每天进行一次。对支护的观察也应每天至少进行一次,观察内容包括喷射混凝土、锚杆、钢架的表面外观状况等。洞外观察包括边仰坡稳定、地表水渗透等观察。净空水平收敛量测和拱顶下沉量测采用相同的量测频率。 量测频率见表8.4.4-1量测频率表所示,实际量测频率从表中根据变形速度和距开挖工作面距离选择较高的一个量测频率。表8.4.4-1量测频率表量测频率变形速度(mm/d)量测断面距开挖工作面距离2次/d<1B1次/d1〜5(1〜2)B1次/2〜3d0.5〜1(2〜5)B1次/3d0.2〜0.51次倜<0.2>5B注:B为隧道开挖宽度。845监测资料整理、数据分析及反馈在取得监测数据后,及时由专业监测人员整理分析监测数据。结合围岩、支护受力及变形情况,进行分析判断,将实测值与允许值进行比较,及时绘制各种变形或应力〜时间关系曲线, 预测变形发展趋向及围岩和隧道结构的安全状况,及时向项目总工程师及监理工程师汇报。846监控量测管理(1)监测控制标准根据有关规范、规程、设计资料及类似工程经验,制定本工程监控量测变形管理等级见表8.4.6-1变形管理等级表,据此指导施工。观察及量测发现异常时,应及时修改支护参数。一般正常状态须同时满足以下条件:净空变化速度小于0.2mm/d时,喷射混凝土表面无裂缝或仅有少量微裂缝,围岩基本稳定;位移速度除在最初1〜2天允许有加速外,应逐渐减少。当净空变化速度持续大于1.0mm/d时,应加强初期支护。表8.4.6-1 变形管理等级表管理等级管理位移施工状态出U<Uo/3可正常施工注:U为实测位移值;Uo为最大允许位移值。(2)监控量测体系施工监控量测与信息反馈程序见图5.4.6-2监控量测与信息反馈程序图所示(3) 监控量测计划工程施工前,根据现场实际情况及施工进度,编制详细的监测实施计划,并确定监测技术标准,报监理工程师及建设单位批准。(4) 监控量测小组为了真实反映监测结果,本标段施工监测由施工技术部组成专门监测小组,具体负责各项监测工作。(5) 监测管理积极配合监理工程师做好对监测工作的检查、监督和指导,工程完成后,根据监测资料整理出本标段的监测分析总报告纳入竣工资料中。(6) 现场量测要求净空变化、拱顶下沉量测应在每次开挖后12h内取得初读数,最迟不得大于24h,且在下循环开挖前必须完成。测试前检查仪表设备是否完好,发现故障及时修理或更换;确认测点是否松动或人为损坏,当测点状态良好时方可进行测试工作

施工计划图846-2监

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