岩溶化山地区大管棚超前注浆小导管超前支护分离式隧道施工专项方案_第1页
岩溶化山地区大管棚超前注浆小导管超前支护分离式隧道施工专项方案_第2页
岩溶化山地区大管棚超前注浆小导管超前支护分离式隧道施工专项方案_第3页
岩溶化山地区大管棚超前注浆小导管超前支护分离式隧道施工专项方案_第4页
岩溶化山地区大管棚超前注浆小导管超前支护分离式隧道施工专项方案_第5页
已阅读5页,还剩146页未读 继续免费阅读

下载本文档

版权说明:本文档由用户提供并上传,收益归属内容提供方,若内容存在侵权,请进行举报或认领

文档简介

泸西至弥勒高速公路(K58+820~K60+050)小石山隧道专项施工方案编制:审核:审批:云南建工集团有限公司红河州泸西至弥勒高速公路项目经理部2015年10月目录TOC\o"1-3"\h\uHYPERLINK\l_Toc149371编制依据、编制范围及设计概况②施工技术保证措措施隧道施工坚持“弱爆破、短短进尺、强强支护、早早封闭、勤勤量测”的原则。爆破施工严格控控制装药量量,减少爆爆破震动危危害。工序变化之处((或临时钢钢架)设定锁脚脚锚杆(或锚管),以确保保钢架基础础稳定。钢架之间纵向连连接钢筋及及时施作并并连接牢固固。衬砌施工按有关关规范及标标准图的要要求,进行行监控量测测,并根据据监控量测测的结果进进行分析,确确定灌注二二次衬砌时时间。7.2.3装渣渣及运输方方法隧道采用无轨装装碴运输,采采用ZLCC-50CC侧卸式装装载机装碴碴。上台阶阶采用人工工或机械翻翻碴至下台台阶,下台台阶装载机机装碴、20t自卸汽车车运至弃碴碴场。7.2.4辅助助施工措施施及初期支支护1超前小导导管(锚杆杆)支护施施工小石山隧道洞身身段超前支支护设计主主要为超前前大管棚、超超前小导管管及超前锚锚杆。施工工艺详见图图7-11《超前小小导管施工工工艺框图图》。1、超前小导管施施工a.测量放样按设计要求在掌掌子面上准准确画出小小导管孔位位。b.钻孔采用手持风钻钻钻孔,钻孔孔直径60mm,孔深应应按设计要要求加深。c.钢管加工及施工工小导管采用Ф442×3..5mm的钢管,将将其前端加加工成尖锥锥状,除尾尾部0.5m外,管壁壁四周用电电钻钻间距距15cm梅花布置φ8的注浆小小孔。d.钢管插入及孔口口密封处理理为防止注浆漏浆浆,在小导导管的尾部部用胶泥麻麻筋缠箍成成楔形,以以便钢管顶顶进孔内后后其外壁与与岩壁间隙隙堵塞严密密。钢管尾尾端外露足足够长度,并并与钢拱架架焊接在一一起。钢管管顶进时,注注意保护管管口不受损损变形,以以便与注浆浆管路连接接。e.注浆注浆前先检查导导管孔口是是否达到密密闭标准,按按设计比例例配浆,按按设计注浆浆压力压浆浆,一般按按单管达到到设计注浆浆量作为结结束标准。当当注浆压力力达到设计计终压不少少于20分钟,进进浆量仍达达不到设计计注浆量时时,亦可结结束注浆。注注浆结束后后,将管口口封堵,以以防浆液倒倒流管外。图7-11超超前小导管管施工工艺艺流程图制浆制浆钻探孔施工准备测量定位钻孔、清孔设备就位连接管路注水试验系统状况注浆标准判断停止注浆效果检查开挖作业补钻注浆孔是否良好封闭岩岩面掌子面泄泄露2、超前锚杆施工工a.测量放线、布布孔按设计将锚杆将将孔位进行行标志。b.钻孔根据标出的钻孔孔位置,手手持风钻钻钻孔,钻孔孔直径40mm,钻孔深深度大于锚锚杆长度10mm,钻孔完完成后,采采用高压风风清孔,将将孔内松散散岩粒、粉粉尘等杂物物清理干净净。c.安装锚杆钻孔结束后,开开始安装锚锚杆。杆体体插入锚杆杆孔时,保保持位置居居中,锚杆杆杆体露出出混凝土面面不大于喷喷层厚度,然然后复喷至至设计图标标示厚度。有有水地段先先引出孔内内的水或在在附近另行行钻孔再安安装锚杆。2喷射混凝凝土1、施工工序:超超前支护,开开挖后及时时进行初喷喷,在安装装锚杆、钢钢筋网、钢钢架、超前前锚杆等做做好之后即即进行喷砼砼至设计厚厚度。施工工工艺见图图7-122《隧道喷喷砼施工工工艺框图》。图7-12隧道道喷砼施工工工艺框图图砂、石、水泥、微纤维砂、石、水泥、微纤维前期准备受喷岩面清理计量配料拌合(加水)装运喷料现场施喷综合检查结束砼搅拌站加速凝剂复喷补强不合格合格2、施工方法a.喷射砼采用湿喷喷机,砼由由洞外拌和和站集中拌拌料,砼运运输车运到到工作面。b.喷砼:喷射砼前前,用水、高高压风将岩岩面粉尘和和杂物进行行清理,喷喷射作业应应分段、分分片、由下下而上顺序序进行。初初喷砼厚度度3~5cm。钢拱架架等安装完完后进行复复喷砼作业业,喷至设设计厚度。3系统锚杆杆施工1、概述:本隧道道系统锚杆杆Ⅴ级围岩段段位φ25中空注浆浆锚杆,Ⅳ级围岩段段位砂浆锚锚杆。2、中空注浆锚杆杆施工a.施工方法中空注浆锚杆施施工工艺流流程见图7-13。图7-13中中空注浆锚锚杆施工工工艺流程图图合格合格测量定锚杆孔位钻孔清孔验孔顶入锚杆注浆孔口处理浆液制备补孔不合格验收进行下道工序加工锚杆杆体首先按设计要求求,在开挖挖面上准确确画出需施施设的锚杆杆孔位。钻钻孔方式同同砂浆锚杆杆施工。检检查导管孔孔达到标准准后,安装装锚杆并按按设计比例例配浆,采采用电动注注浆机注浆浆,注浆压压力符合设设计要求;;一般按单单管达到设设计注浆量量作为结束束标准,当当注浆压力力达到设计计终压不少少于20分钟,进进浆量仍达达不到注浆浆终量时,亦亦可结束注注浆,并保保证锚杆孔孔浆液注满满。最后在在综合检查查判定注浆浆质量合格格后,用专专用螺帽将将锚杆头封封堵,以防防浆液倒流流管外。3、砂浆锚杆施工工a.测量放线、布布孔按设计将锚杆将将孔位进行行标志。b.钻孔根据标出的钻孔孔位置,手手持风钻钻钻孔,钻孔孔直径40mm,钻孔深深度大于锚锚杆长度10mm,钻孔完完成后,采采用高压风风清孔,将将孔内松散散岩粒、粉粉尘等杂物物清理干净净。c.安装锚杆对钻孔进行注浆浆,注浆完完毕后,立立即将杆体体打入孔内内并搅拌,然然后将锚杆杆于钢架焊焊接牢固。4钢筋网施施工钢筋须经试验合合格,使用用前除锈去去污,在洞洞外分片制制作,安装装时搭接长长度不小于于一个网格格尺寸。人工铺设紧贴岩岩面,与锚锚杆、钢架架或其他装装置连接牢牢固。喷混凝土时,减减小喷头至至受喷面距距离和控制制风压,以以减少钢筋筋网振动,降降低回弹。钢钢筋网保护护层厚度满满足设计要要求。5钢架施工工1、制作:按设计计尺寸在洞洞外下料分分节焊接制制作,制作作时严格按按设计图纸纸进行,保保证每节的的弧度与尺尺寸均符合合设计要求求,每节两两端均焊连连接板,节节点间通过过连接板用用螺栓连接接牢靠,加加工后拼装装检查,并并进行标示示,严禁不不合格产品品进场。2、安装:按设计计要求安装装,安装尺尺寸允许偏偏差:横向向和高程为为±5cm,垂直度±2°。钢架的的下端设在在稳固的地地层上,拱拱脚高度低低于上部开开挖底线以以下15~20cm。拱脚超超挖时,加加设钢板或或混凝土垫垫块。安装装后利用锁锁脚锚杆定定位。超挖挖较大时,拱拱背喷同级级混凝土回回填,以使使支护与围围岩密贴,控控制其变形形的进一步步发展。拱拱架间用φ22纵向连接接钢筋连接接牢固,环环向间距0.8m,内外交交错布置,以以便形成整整体受力结结构。图7-14钢钢架架立施施工工艺框框图欠挖处理欠挖处理前期准备,钢拱架、钢筋加工测量定位断面检查不合格净空检查钢支撑拼装架立就位锚杆锁定、系统锚杆施作设置纵向连接钢筋、安设钢筋网喷混凝土固定结束锚杆钻机、砂浆泵等设备就位合格7.2.5结构构防排水隧道二次衬砌采采用混凝土土抗渗等级级不低于P8。隧道防防排水采用用“防、排、堵堵、截结合合,因地制制宜,综合合治理”的原则。其其施工工艺艺见图7-15。1初支空洞洞检查及净净空检查1、初支空洞检测测及处理对初支进行无损损检测,对对局部存在在空洞的进进行压浆回回填,确保保初支背后后密实。2、净空检查测量人员采用全全站仪对隧隧道断面净净空进行量量测检查,对对个别欠挖挖部位进行行处理,以以满足净空空要求;同同时准确测测放拱顶分分中线。图7-15隧道结结构防排水水施工工艺艺框图检查净空及初期支护表面情况检查净空及初期支护表面情况割除外露超长的钢筋、锚杆,整平凹凸不平的表面安装环纵向透水盲管和盲沟铺设防水板衬砌台车定位安装施工缝止水带进入下一道工序原材料检验和试验隐蔽检查隐蔽检查合格不合格合格不合格2基面处理理1、局部漏水采用用注浆堵水水或埋设半半圆排水管管将水引至至边墙部位位;2、钢筋网等凸出出部分,先先切断后用用锤铆平、抹抹砂浆素灰灰(如下图图);锚杆有凸出部位位时,螺头头顶预留5mm切断后,用用塑料帽处处理(如下下图)。3、初期支护应无无空鼓、裂裂缝、松酥酥,表面应应平顺,凹凹凸量不得得超过±5cm。3系统盲管管施工隧道初期支护与与防水板间间设φ75软式透透水环向盲盲管,在泄泄水孔标高高处直接与与隧道排水水侧沟相连连通。设置置间距严格格按施工图图设计要求求施作。纵向采用半打孔孔φ110PEEDH管布设于于隧道左、右右墙脚外侧侧泄水孔标标高处分段段设置,采采用PVC三通与环环向排水盲盲管及隧道道排水侧沟沟相连。按规定划线,以以使盲管位位置准确合合理,盲管管安设的坡坡度与线路路坡度一致致。沿线钻钻孔,定位位孔间距在在30cm~50cm。将膨胀螺栓打入入定位孔或或用锚固剂剂将钢筋头头预埋在定定位孔中,固固定钉安在在盲管的两两侧。用无无纺布包住住盲管,用用扎丝捆好好;用卡子子卡住盲管管,然后固固定在膨胀胀螺栓上。4防水层施施工初期支护与二次次衬砌间设设防水板和和土工布作作为防水层层,材质符符合设计要要求标准。防防水卷材施施工采用无无钉铺设工工艺。1、准备工作洞外准备:检查查防水板质质量,用特特种铅笔划划焊接线及及拱顶分中中线,并按按每循环设设计长度截截取,对称称卷起备用用。洞内准备:作业业台架就位位,对基面面进行复查查,并在铺铺设基面标标出拱顶中中线。2、衬垫锚固先用射钉枪、水水泥钉(长长度不小于于50mm)将衬垫垫贴上、锚锚固,衬垫垫按拱顶平平均3~4点/m2、边墙2~3点/m2,呈梅花花状进行钉钉设。3、防水板铺设防水板铺设采用用无钉铺设设工艺,洞洞外已准备备好的防水水板,从两两边向中间间卷成两卷卷,铺设时时,从拱部部向下展铺铺。边铺边边用电热压压焊器将防防水板与衬衬垫加热,并并焊在一起起。为防止电热加焊焊器将防水水板烧穿,可可在其上衬衬上隔热纸纸。防水板板的焊接采采用爬行式式热合器,双双焊缝,搭搭接宽度大大于100mmm,热合器器预热后,放放在两层防防水板之间间,边移动动融化防水水板边顶托托加压,直直至接缝粘粘接牢固。防防水板的铺铺设要松紧紧适度,使使之能紧贴贴在喷射混混凝土表面面上。见图图7-16。图7-16防防水板与锚锚固头的焊焊接示意图图5止水带施施工本项目施工缝处处设遇水膨膨胀止水条条,变形缝缝处设中埋埋式止水带带。中埋式止水带采采用钢筋卡卡固定,施施工包括钻钻钢筋孔、固固定钢筋卡卡、固定止止水带等环环节,其施施工工艺流流程如图7-17所示。图7-17中埋埋式止水带带施工工艺艺流程图挡头模板钻钢筋孔挡头模板钻钢筋孔固定钢筋卡固定止水带下一环止水带定位拆挡头板灌注混凝土沿衬砌环向轴线线每隔0.5m钻一φ12的钢筋孔孔。将制成成的钢筋卡卡穿过挡头头模板,内内侧卡紧止止水带一半半,另一半半止水带平平靠在挡头头板上,待待混凝土凝凝固后拆除除挡头板,将将止水带拉拉直,然后后弯钢筋卡卡紧止水带带,其施作作方法示意意见图7-18。图7-18中埋埋式止水带带施工方法法示意图7.2.6二次次衬砌二次衬砌施工前前应时进行行隐伏岩溶溶探查,采采用地质雷雷达等手段段检查隧道道周边环形形加固层及及层外围岩岩情况,重重点检查拱拱部底板,侧侧边墙5m以内是否否存在有害害空洞,隧隧道底部是是否密实。如如局部地段段发现较大大的空洞或或岩溶水异异常发育,再再针对这些些地段重点点开展物探探和钻探工工作,以达达到对全隧隧岩溶发育育状况进行行探测普查查的目的,进进一步预防防和降低隧隧道施工风风险。隧道二次衬砌采采用C30防水混凝凝土。仰拱拱及填充分分幅、分段段施工,拱拱墙二次衬衬砌在围岩岩变形基本本稳定后采采用液压衬衬砌台车及及时进行跟跟进。严格砼施工工艺艺和品质控控制。严格格按设计和和技术标准准施工,保保证“尺寸准确确,强度合合格,内实实外美,不不渗不漏,快快速施工”目标。其施工流程详见见图7-19《隧道二二次衬砌施施工工艺框框图》。1仰拱、填填充及边墙墙基础隧道Ⅳ、Ⅴ级段有仰拱,SSF5a、SF4a仰拱衬砌砌类型为C30钢筋砼,SF4b仰拱为C30素砼,仰仰拱填充均均为C15砼;Ⅲ级无仰拱拱,采用C20砼垫层。1、仰拱及填充仰拱及填充紧随随开挖进行行,仰拱和和填充(铺铺底)超前前为拱墙衬衬砌台车轨轨道铺设提提供条件,有有利于文明明施工,以以保证隧道道底部的施施工质量,从从根本上消消除隧底质质量隐患,有有利于结构构稳定。仰仰拱及填充充(铺底)砼砼采用商品品混凝土。2、边墙基础施工工边墙基础严格按按设计图纸纸的尺寸施施工圆顺,严严禁边墙基基础脚出现现直角。2拱墙二次次衬砌图7-19隧隧道二次衬衬砌施工工工艺框图拆模、养生拆模、养生浇筑混凝土浇筑砼隧底开挖、支护,净空检查清除底部松碴、杂物和积水钢筋绑扎,架立模型隐蔽检查隐蔽检查不合格合格安放接茬石、连接钢筋拆模不合格台车就位、安放止水带、立模养生隐蔽检查排水盲管安装、防水板铺设、钢筋绑扎隐蔽检查隐蔽检查拌制砼运输砼合格不合格不合格合格格合格进入下一循环进入下一道循环拌制砼运输砼砂碎石水泥不合格外加剂水检验、调制配合比填充和边墙基础混凝土施工接碴处理、净空检查合格正洞拱拱墙衬砌根根据量测情情况在围岩岩及初期支支护变形基基本稳定后后进行,适适度紧跟开开挖面,为为保证二次次衬砌砼施施工质量、耐耐久性、衬衬砌内轮廓廓光洁圆顺顺和隧道净净空断面尺尺寸,拱墙墙砼浇筑采采用长度为为9m的整体式式模板台车车,台车衬衬砌尺寸外外放5cm,砼泵送送入模。每每环在拱顶顶预留压浆浆管兼排气气管,保证证拱顶混凝凝土与围岩岩密贴。混凝土采取插入入式振捣器器振捣,拱拱部采用附附着式振捣捣器辅助振振捣。钢筋筋混凝土衬衬砌地段,钢钢筋在洞外外下料加工工,洞内绑绑扎或拼装装焊接,钢钢筋绑扎采采用多功能能作业台架架施工。当砼强度达到设设计脱模强强度时即可可脱模,当当湿度不够够时,脱模模后喷水养养护,养护护期14天。3沟槽施工工各类管线沟槽在在衬砌完成成后及时进进行,采用用半幅施作作法施工。沟槽施工工艺同同一般的砼砼施工,盖盖板在洞外外集中预制制,槽身采采用C30钢筋混凝凝土现场浇浇筑。采用用人工立模模,机械运运输,振捣捣棒振捣。7.2.7车行行通道、人人行通道施施工小石山1#隧道道内设置人人行横通道道1处。1、开挖及支护施施工:采用全断面开挖挖,人工打打眼、光面面爆破。车车通用装载载机装碴,自自卸汽车运运至弃碴场场,人通人人工倒碴至至左线或右右线隧道,然然后用装载载机装碴,自自卸车运至至弃碴场;;初期支护护严格按设设计施工。2、衬砌施工人行横洞采用工工字钢拱架架作为受力力钢架,模模板为组合合钢模板,泵泵送砼入模模,插入式式振捣器捣捣固。通道道路面施工工待正洞路路面施工完完成后即可可施工,采采用人工摊摊铺,梁式式振捣器震震捣,人工工精抹平整整。7.2.8隧道道混凝土路路面施工隧道贯通,基层层验收合格格后,及时时施工路面面,其施工工方法为::(1)拌和站生产产砼,砼运运输车运砼砼,插入式式振捣器振振捣混凝土土;(2)真空吸水水机吸水,抹抹光机抹光光,模板采采用定型钢钢模板;(3)纵横缝及及胀缩缝处处拉杆提前前设置。隧道路面施工工工艺见图7-20《隧道砼砼路面施工工工艺框图图》。图7-200隧道砼路路面施工工工艺框图底层清理底层清理测量放线立模、刷脱模剂复测报验安装钢筋切伸缩缝养护砼摊铺砼运输精平砼达到规定强度7.2.9隧道道洞内预留留、预埋管管线施工施工中先准确放放出预埋件件的位置、制制作好需预预埋的构件件,衬砌模模板就位后后,测量放放样,固定定好预埋件件,保证位位置准确。预预留部分则则在衬砌时时依靠模板板固定模型型。7.3隧道贯通通7.3.1贯通通面的选择择及贯通误误差估算根据小石山隧道道施工情况况,贯通里里程定为11#左线ZK588+8755、右线K58++870。2#左线ZK59+9550,右线K59++990。a.洞外控制测量小石山1#、22#隧道单洞洞最长分别为640m和390mm,进口与与出口分别别建立了三三等GPS平面控制制网和二等等高程控制制网。洞内内采用左右右洞串联四四等平面控控制网和四四等高程控控制网。根根据《工程程测量规范范》GB5500266-20007对各等级级控制的精精度要求做做贯通误差差估算。洞外三等GPSS控制点联联测,形成成大地四边边形控制网网形。其中中GP09、GP10、GP11为洞外外控制网点点。高程控控制网采用用四等水准准测量,将将I50点高高程引至左左右洞口并并设置一个个检查复核核点JM11-11。各各点的坐标标如表7--4:表7-4洞外控制点成果表点名X(m)Y(m)H(m)I10226965611.0566498961..9691632.5221I10426955855.2888498743..0611534.8996I10526952366.3988498188..3611529.2777XS2-126953055.5711499135..087111599.25571XS2-226956066.34553499107..528111579.69985XS1-126961000.93779499060..887661562.3227XS1-226961655.024991574.25527XS1-326959922.81886499346..412551601.69912b.洞洞内控制测测量洞内控制网采用用洞口控制制点I500点引入两两洞,在洞洞内100m设置一个个控制点,目目前两洞共共有控制点点22个。洞内内控制网采采用莱卡全全站仪TCR4402测量四等等平面控制制和四等水水准高程控控制。c.横横向贯通误误差估计导线的的终点是导导线精度的的最弱点,横横向贯通中中误差是由由导线测角角误差及导导线边长误误差所引起起,而横向向贯通中误误差主要影影响隧道的的贯通精度度,下面主主要分析横横向贯通中中误差。根据误差传播定定律,导线线测角及测测边是相互互独立的两两个量,则则可得导线线测角中误误差所引起起的横向贯贯通中误差差为:式中:—导线测角角中误差;;—观测角度的导线线点到贯通通面的垂直直距离平方方的总和。导线测边误差所所引起的横横向贯通中中误差为::式中:—导线边长长相对中误误差;∑d2y—各导线线边在贯通通面上的投投影长度平平方和的总总和那么,,导线测量量误差在贯贯通面上所所引起的横横向贯通中中误差my为:44-1-33由于隧隧道贯通误误差受到洞洞外控制网网的误差和和洞内控制制网的误差差影响,而而且是有各各点误差累累计形成。洞外控控制网采用用相应的GPS数据处理理软件进行行平差处理理分析。洞洞内控制网网采用《南南方平差易易2002》进行平平差处理。洞外外控制外的的精度为3.4mmm(小于规规范中误差差35mm)。根据据《工程测测量规范》GB500226-20007要求长度度小于10000m的隧道贯贯通限差为为60mm。按照一一般测量精精度要求将将中误差的的2倍作为限限差,则规规范中误差差应为60÷22=30mmm。7.3.2测量量操作原则则及平差方方法1、测测量操作原原则①严格执行行测量规范范;遵守先先整体后局局部的工作作程序,先先确定平面面控制网,后后以控制网网为依据,进进行各局部部轴线的定定位放线。②必须严格格审核测量量原始数据据的准确性性,坚持测测量放线与与计算工作作同步校核核的工作方方法。③定位工作作执行自检检、互检合合格后再报报检的工作作制度。④测量方法法要简捷,仪仪器使用要要熟练,在在满足工程程需要的前前提下,力力争做到省省工省时省省费用。⑤明明确为工程程服务,按按图施工,质质量第一的的宗旨。紧紧密配合施施工,发扬扬团结协作作、实事求求是、认真真负责的工工作作风。2、平差方法施工测测量可采用用简易平差差方法平差差,控制网网测量必须须采用间接接平差方法法精密平差差,具体如如下:则得误差差方程为经过一系系列的加设设和运算后后得出,按按最小二乘乘法原理,上上式的必须须满足的要要求,因为为t个参数为为独立量,故故可按数学学上求函数数自由极值值的方法,得得转置后得得经计算后后得到7.3.3平差差步骤:⑴选定t个独立量量作为参数数,确定必必要的观测测个数t。⑵写出平差差方程⑶⑶令列出误差差方程,由已知坐坐标和观测测值求得近近似值。⑷组成方程程⑸解法方程程得参数改改正数⑹将代入得⑺精度评定定协因数阵阵,函数协协因数。7.3.4贯通通前的施工工方案在进进出口交界界里程处30米时,停停止小石山山隧道出口口端掌子面面掘进,由由小石山隧隧道出进口口端单向掘掘进贯通。施施工时采用用短进尺,弱弱爆破,每每循环进尺尺0.5米,贯通面CD法开挖,支支护紧跟;;支护按照照Va衬砌类型型进行支护护,即以Ф25㎜系统锚锚杆L=3000cm、喷射混混凝土25cm、钢筋网@15××15cmm、I18型钢拱架架间距60cm为初期支支护。a.超超前注浆小小导管超前小小导管采用用φ42*44mm,长4.5m的热轧无无缝钢管,环环向间距30cm,外插角角控制在10°~15°左右,尾尾端支撑于于钢架上,和和焊接于系系统锚杆的的尾端。严严格按照规规范要求进进行注浆处处理。注浆采采用水泥砂砂浆,其浆浆液的配比比为水泥:水=1:11,注浆压力力为0.5~1.0MMpa,注浆时时在孔口处处设止浆塞塞。先注无无水孔,从从拱顶向下下注,如遇遇窜浆或跑跑浆,则间间隔一孔或或几孔进行行注浆。每每次超前支支护后间隔隔4~8h后方可开开挖或下一一工序。注浆异异常现象处处理:1)发发生串浆现现象,即液液浆从其他他孔中流出出时,采用用多台泵同同时注浆或或堵塞串浆浆孔注浆。2)单单液注水泥泥浆压力突突然升高,可可能发生了了堵管,停停机检查。3)水水泥浆单液液注浆量很很大,压力力长时间不不升高,则则应调整浆浆液浓度及及配合比,缩缩短凝胶时时间,进行行小量低压压力注浆或或间歇式注注浆,使浆浆液在裂隙隙中有相对对停留时间间,以便凝凝胶,但停停留时间不不能超过混混合浆的凝凝胶时间,才才能避免产产生注浆不不饱满。b.钢钢拱架安装装①为保保证钢拱架架置于稳固固的地基上上,施工中中应在钢拱拱架基脚部部位顶留(0.115~0.200)m原地基,架架立钢拱架架时挖槽就就位,并在在钢拱架基基脚处设槽槽钢以增加加基底承载载力。②钢拱拱架平面垂垂直于隧道道中线,其其倾斜度不不大于2度。钢拱拱架的任何何部位偏离离铅垂面不不应大于5cm。③为保保证钢拱架架位置安设设准确,在在隧道开挖挖时:(1)钢钢拱架按设设计位置安安设,在安安设过程中中当钢拱架架和初喷层层之间有较较大间隙时时应设骑马马垫块、钢钢拱架与围围岩(或垫块)接触间距距不应大于于50mm。(2)为为增强钢拱拱架的整体体稳定性,将将钢拱架与与锚杆焊接接在一起,各各种钢架应应设纵向连连接钢筋。(3)为为使钢拱架架准确定位位,钢拱架架架设前均均需预先安安装定位钢钢筋。钢筋筋上端与钢钢拱架焊接接在一起,另另一端插入入围岩中(0.5~1.0)m并用砂浆浆锚固,当当钢拱架架架设处有锚锚杆时尽量量利用锚杆杆定位。(4)安装好的钢拱拱架在拱脚脚处打好锁锁脚锚杆,每每侧拱架至至少4根。(5)钢钢拱架架立立后尽快施施作喷射混混凝土,并并将钢拱架架全部覆盖盖,使钢拱拱架与喷混混凝土共同同受力。喷喷射混凝土土应分层进进行,每层层厚度(5~6)cm左右,先先从拱脚或或墙脚向上上喷射,以以避免回弹弹料虚掩拱拱脚(墙脚)而不密实实,强度不不够,造成成拱脚(墙脚)失稳。c..早强砂浆浆锚杆洞身身开挖完经经初喷砼、拱拱架和网片片安装后,先先由测量人人员用红油油漆按设计计标定锚杆杆位置。锚锚杆采用手手持风钻进进行钻孔,钻钻孔完成后后,需进行行检查,发发现不合格格的孔应补补钻。人工工安装锚杆杆,利用高高压风或水水清孔,完完成后采用用后退式注注浆,采用用早强砂浆浆作为粘接接材料,以以保证孔内内浆液饱满满。锚杆必必须与岩体体主结构面面成较大角角度布置,当当主结构面面不明显时时,与隧道道周边轮廓廓垂直呈梅梅花形布置置。d..喷射砼喷头头与受喷面面的距离::喷头距离离岩面为1.5~2.0m时较适宜宜。喷射射角度:喷喷头应保持持与受喷面面垂直,若若受喷面被被格栅、钢钢筋网覆盖盖时,可将将喷头稍加加偏斜,但但不宜小于于70°,如果喷喷头与受喷喷面的角度度太小时,会会形成混凝凝土物料在在工作面上上滚动,产产生凹凸不不平的波形形喷面,增增加回弹量量,影响喷喷射混凝土土的质量。喷头运动方式::喷头应作作连续不断断的圆周运运动,并形形成螺旋状状运动,后后一圈压前前一圈三分分之一。喷喷射路线应应自下而上上,呈“S”形运动,隧隧道内的喷喷混凝土应应先边墙后后拱部。7.3.5实际际贯通误差差测定小石石山隧道贯贯通面位于于直线段上上,贯通后后由两个相相向工作的的导线点测测出贯通面面的中线坐坐标,将得得出两组坐坐标值。由由小石山隧隧道进口导导线点测量量得出的坐坐标(Xj,Yj、Hj),由小石山山隧道出口口导线点测测量得出的的坐标(Xc,Yc、Hc),由此此得出S=[(Xj-XXc)²-(YYj-Ycc)²]½½即为实际际贯通误差差。高程贯通误差由由H=Hjj-Hc得出。7.3.6贯贯通误差调调整a..平面贯通通误差调整整隧道道贯通平面面误差调整整因视S值的大小小选择调整整方法。根根据上述贯贯通误差预预计可知平平面贯通误误差将在8cm左右,采采用导线平平差调整法法调整误差差。通过小小石山隧道道进口、出出口临近贯贯通面的两两个控制点点联测平差差,重新调调整控制点点的坐标。因因隧道衬砌砌在设计的的基础上放放大了5cm,根据实实际贯通误误差大小,在在不影响隧隧道净空的的情况下尽尽可能的加加长调整段段设置s曲线,保保证隧道贯贯通面的圆圆顺。b高程程贯通误差差调整贯通后后将小石山山隧道进口口、出口的的高程控制制点联测,平平差后取得得分界里程程处的高程程。进行高高程贯通误误差调整时时,贯通点点附近的水水准点高程程,采用由由进出口分分别引测的的高程平均均值作为调调整后的高高程。7.4隧道辅助助施工措施施7.4.1洞内内供风、供供水、供电电及其管线线布置1、供风采用压入式通风风方案。1)施工通风所需风风量按照独独头通风距距离最长900米考虑。风风量按洞内内同时工作作的最多人人数、洞内内允许最小小风速、一一次性爆破破所需要排排除的炮烟烟量和内燃燃机械设备备总功率分分别计算,取取其中最大大值作为控控制风量。2)经过计算及借借助相类似似的隧道通通风经验,在在1#、2#左、右右线洞口各各配置1台55KWW×2轴流流风机能够够满足施工工要求。3)风管采用阻燃燃、防静电电型φ15000mm软风管,单单路布置。风风机布置在在洞外距洞洞口15~220m处,防止止洞内排除除气体回吸吸入洞内。风风管挂在隧隧道边墙上上,顺直布布置,风管管出风口距距掌子面20~330m,并随着着掌子面的的掘进实时时跟进加长长。2、供水由于地表水资源源匮乏,项项目采用打打井供水,在在洞口设置置500m³水池蓄水水,采用高高扬程抽水水泵向洞内内供水,以以满足施工工用水。3、供电及照明1)隧道照明,成成洞段和不不作业地段段采用220V,一般作作业地段不不大于36V,手提作作业灯为12~24V。图7-21隧道施施工通风、排排水及管线线布置示意意图洞内反坡排水平平面布置示示意图2)线线路的架设设、接入作作业时,参参照现行的的《电业安安全工作规规程》的规规定办理,并并设专人经经常进行检检查维修。4、管线布置洞内三管二线悬悬挂在边墙墙上,风水水管布置在在一侧,施施工电力管管线布置在在另一侧,电电力管线离离地面高度度不得小于于2.5m。详见图7-21《隧道道施工通风风、排水及及管线布置置示意图》。7.4.2施工工排水根据设计及对周周边地质环环境的调查查、评估,2#左右线隧隧道均在隧隧道左右导导坑掌子面面附近分别别设置临时时积水坑,作作为移动抽抽水站,各各配备一台台5.5KKW污水泵,将将洞内地下下水、施工工排水直接接抽至洞外外汇聚于沉沉淀池内,经经过三级沉沉淀达标后后,排放至至指定位置置。7.4.3监控控量测在施工管理中全全过程以监监控量测为为管理依据据,通过监监控量测数数据的及时时反馈,用用以指导设设计与施工工。根据设设计图纸及及隧道洞口口施工实际际情况,本本工程洞口口段施工段段监控量测测的项目及及测试频率率如下:表7-5隧道洞口口段监控量量测项目及及频率项目名称布置测试频率1-15天16天-1个月1-3个月3个月以上应测项目地质及初期支护护状态观察察全长度,开挖后后及初期支支护后进行行,开挖支支护按照平平均每2m/次计算每次爆破后及初初期支护后后周边位移Ⅴ级围岩10m//断面,每每断面布设设2个测点2次/天1次/天2次/周3次/月拱顶下沉Ⅴ级围岩10m//断面,每每断面布设设2个测点2次/天1次/天2次/周3次/月地表沉降洞口浅埋段段间间隔5m布设一个个断面、每每个断面设设置5个测点1次/天1、观测点布设及及检测方式式1)地质支护状态态观察对开挖掌子面进进行观察、地地质描述,对对围岩及初初期支护表表面采用放放大镜等仪仪器观察。2)拱顶下沉量测测CD法在左、中、右右导坑顶部部分别布设设沉降测点点,共3个点。台台阶法在拱拱顶布设一一个测点。3)周边位移量测测CD法在左右导坑均均设置两条条,共4条水平基基线。4)地表沉降观测测洞口浅埋段段间间隔5m布设一个个断面、每每个断面设设置5个测点,采采用水准仪仪进行测量量。图7-22台台阶法监控控量测点布布设断面图7-23地地表沉降观观测点布设设(示意图图)2、量测数据整理理现场量测所取得得的原始数数据,不可可避免的会会有一定的的离散性,其其中包含着着测量误差差。因此,应应对所测数数据进行一一定的数学学处理。数数学处理的的目的是::将同一量量测的各种种量测数据据进行分析析对比、相相互印证,以以确定量测测数据的可可靠性;探探求围岩变变形或支护护系统的受受力随时间间变化的规规律,判定定围岩的初初期支护系系统稳定状状态。在取得监测数据据后,及时时由专业监监测人员整整理分析监监测数据。结结合围岩、支支护受力及及变形情况况,将实测测值与允许许值进行比比较,及时时绘制各种种变形或应应力~时间间关系曲线线,预测变变形发展趋趋向及围岩岩和隧道结结构的安全全状况,并并将结果反反馈给设计计、监理、从从而实现动动态设计、动动态施。目前,回归分析析是量测数数据数学处处理的主要要方法,通通过对量测测数据回归归分析预测测最终位移移值和各阶阶段的位移移速率。具具体方法如如下:1)将量测记录及及时输入计计算机系统统,根据记记录绘制中中横断面地地表下沉曲曲线和洞内内各测点的的位移u-时间t的关系曲曲线,见图图7-24。u(mm)u(mm)t(5)abt(d)u(mm)正常曲线反常曲线图7-24位移uu与时间t关系曲线线2)若位移-时间间关系曲线线如上图中中b所示出现现反常,表表明围岩和和支护已呈呈不稳定状状态,加强强支护,必必要时暂停停开挖并进进行施工处处理。3)当位移-时间间关系曲线线如上图中中a所示趋于于平缓时,进进行数据处处理或回归归分析,从从而推算最最终位移值值和掌握位位移变化规规律。4)各测试项目的的位移速率率明显收敛敛,围岩基基本稳定,进进行二次衬衬砌的施作作。3、监控量测控制制基准1、位移控制基准准应根据测测点距开挖挖面的距离离,由初期期支护极限限相对位移移按表7-5要求确定定。表7-6位移控控制基准类别距开挖面1B(U1B)距开挖面2B(U2B)距开挖面较远允许值65%Uo90%Uo100%Uo注:1、B为隧道开挖宽度度;2、Uo为极限相对位移移值,可根根据隧道的的开挖宽度度、埋深,按按照不同的的围岩等级级,通过工工程类比确确定。2、根据位移控制制基准,可可按下表分分为三个管管理等级。表7-7位移管管理等级管理等级距开挖面1B距开挖面2BⅢU<UlB/33u<U2B/33ⅡU1B/3≤UU≤2£,1B/3U2B/3≤UU<~2UU2B/3IU>2U1B//3u>2%B/33注:U为实测位移值。3、隧道位移管理理应符合下下表的规定定。表7-8变形管管理管理等级工程对策Ⅲ正常施工Ⅱ采取工程对策,包包括加强超超前支护等等,缩短台台阶开挖长长度,调整整初期支护护强度、刚刚度等,同同时加强监监控量测I停止开挖,加强强初期支护护,加强监监控量测注:U—实测位移值。4、根据位移变化化速度判别别净空变化速度持持续大于5.0mmm/d时,围岩岩处于急剧剧变形状态态,应加强强初期支护护。水平收敛(拱脚脚附近)速速度小于0.2mmm/d,拱顶下下沉速度小小于0.155mm/dd,围岩基基本达到稳稳定。在浅埋地段以及及膨胀性和和挤压性围围岩等情况况下,应采采用监控量量测分析判判别。5、根据位移时状状态曲线的的形态来判判别当围岩位移速率率不断下降降时(du2//d2t<0),围岩岩趋于稳定定状态;当围岩位移速率率保持不变变时(du2//d2t==0),围岩岩不稳定,应应加强支护护;当围岩位移速率率不断上升升时(du2//d2t>0),围岩岩进入危险险状态,必必须立即停停止掘进,加加强支护。围岩稳定性判别别是一项很很复杂的也也是非常重重要的工作作,必须结结合具体工工程情况采采用上述几几种判别准准则进行综综合评判。7.4.4施工工测量施工测量是开挖挖成形和隧隧道净空控控制重要的的环节,施施工中设专专职的测量量组,有经经验丰富的的测量工程程师任组长长。1、控制测量结合本标段隧道道长度、地地理环境、地地貌状况和和本工程测测量精度的的要求,洞洞外平面控控制采用GPS控制网形形式复测原原设计院提提交的洞口口导线点;;洞口插网网采用三角角形或多边边形闭合环环形式,以以GPS控制网复复测成果作作为起算数数据,平差差并精确计计算出各插插点的坐标标。高程控制采用洞洞外GPS控制网内内的三等水水准点作为为基点,用用精密水准准仪向洞内内导入水准准点,精度度达到三等等。2、施工测量洞内平面采用导导线闭合环环形式布置置。导线设设计边长为为250m左右。洞内高程测量使使用水准仪仪实测,精精度达到三三等水准要要求。洞内内水准线路路应由洞口口高程控制制点向洞内内引设,正正洞每100m左右设一一个水准点点,引测水水准点采用用往返观测测,并且定定期复核,测测设精度满满足测规要要求。3、竣工测量施工成形地段进进行水平、标标高和净空空进行检查查测量,及及时形成记记录和正式式资料,为为竣工验收收提交满足足要求的合合格工程。7.4.5超前前地质预报报全隧进行超前地地质预报,常常规地段采采用TSP2202/2203远程超前前预报、地地质雷达、超超前水平探探孔三种方方法相结合合作为本隧隧道的超前前地质预报报方法。由技术室负责交交底、计划划及协调现现场施工与与地质预报报工作,及及时将预报报数据进行行分析,提提出措施,指指导施工。7.5爆破设计计7.5.1爆破破施工机构构组成为确保爆破施工工安全我标标段设立了了专职的爆爆破施工管管理小组,具具体组织机机构见下图图7-255:图7-25爆破破施工组成成机构框图图爆破施工公告1、现场用红旗表明施爆区位置,非爆破施工人员严禁入内。2、由弥勒市民爆公司负责将爆破器材运送到工地,由炸药库火工品看守员签收。3、在爆破工程师指导下进行装药、堵塞、联线、网路检测。4、剩余爆破器材必须直接退库。5、各警戒位置、警戒人员对号到位。6、爆破震动检测点布设、检测。爆破现场检查有无盲炮和危石解除警戒爆破效果分析及施爆资料记录1、炮孔布置及装药量计算。2、起爆网路设计。3、安全检算及防护措施。4、施工组织设计。爆破施工公告1、现场用红旗表明施爆区位置,非爆破施工人员严禁入内。2、由弥勒市民爆公司负责将爆破器材运送到工地,由炸药库火工品看守员签收。3、在爆破工程师指导下进行装药、堵塞、联线、网路检测。4、剩余爆破器材必须直接退库。5、各警戒位置、警戒人员对号到位。6、爆破震动检测点布设、检测。爆破现场检查有无盲炮和危石解除警戒爆破效果分析及施爆资料记录1、炮孔布置及装药量计算。2、起爆网路设计。3、安全检算及防护措施。4、施工组织设计。5、爆破安全评估。现场勘察测量收集爆破设计施工资料爆破设计爆破施工准备报弥勒市公安机关审批爆破施工1、填写一爆一报制专用表格报相邻单位签名后报发包方审批。2、爆破器材用量计划。3、现场踏勘确定警戒位置。4、根据爆破时间和地点,做好爆破震动监测准备。有无无图7-26爆爆破施工工工艺流程框框图7.5.3钻爆爆机具的选选择根据本工程不同同的施工特特点,在施施工开挖中中拟选择以以下钻孔设设备:序号设备名称规格型号钻头直径产地数量(台)备注1风钻YT-28Ф42mm中国天水30主要用于浅孔爆爆破7.5.4爆破破器材的选选择爆破器材名称雷管电雷管、1~115段非电毫毫秒雷管炸药乳化炸药(φ332)传爆线1650m/ss塑料导爆爆管7.5.5隧道道明洞工程程爆破方案案设计及控控制措施隧道明洞主要采采用松动控控制爆破开开挖,在开开挖边界时时采用光面面控制爆破破。土石方方爆破开挖挖施工方案案严格遵循循各作业区区上下分层层错台流水水推进的方方式进行爆爆破施工,直直至开挖到到设计标高高为止。当当每一工作作平台的主主爆区土石石方完成之之后,立即即对该工作作台阶中的的最终边坡坡,采用光光面爆破一一次成型,方方可进行下下一台阶的的作业。1隧道明洞洞爆破设计计a.爆破开开挖方法采用水平分段逐逐层松动爆爆破开挖。充充分形成并并利用水平平和垂直两两个临空面面,采用垂垂直钻孔进进行浅眼小小台阶微差差松动爆破破,利用非非电毫秒雷雷管的接力力起爆技术术,既加快快了开挖速速度,以达达到了降震震目的。图7-27台阶阶爆破示意意图b.爆破参参数风钻打眼,乳化化炸药爆破破,电雷管管引爆,起爆器起起爆的施工工方法。钻钻孔垂直钻钻凿,平面面成梅花形形,其它爆爆破参数按按以下各式式计算:(1)钻孔直径D::根据钻机机能力D=38~42mm。(2)钻孔长度L::根据钻具具能力选择择L=1..0,1.5,2.0m。(3)超钻深度h::本工程爆爆破岩石较较软,因此此超钻深度度取h=0..15m。(4)台阶高度H::由于施工工采用向下下垂直打眼眼,因此H=L--h。(5)孔距a:浅孔台阶爆破破a=(0.5~1.0)H,本工程程根据爆破破台阶高度度取a=0..6H。(6)排距b:根据据经验b=0..8a。(7)最小抵抗线ww:w=b。(8)堵塞长度l’’=(1..0~1.2))W(m))。(9)单孔装药量计计算根据爆破岩石体体积与炸药药量成正比比原理,单单孔装药量量按以下公公式计算::q=qi*a**w*Hqi单位体体积耗药量量,根据现现场岩石较较软情况和和实际施工工经验,松松动爆破qi=0.225kg//m3。每次实实施爆破200方,约需需要炸药50kg。综合上上述爆破参参数选择列列表计算如如下:L(m)H(m)a(m)b(m)w(m)qi(kg/m3)q(kg)1.00.850.510.410.410.250.041.51.350.810.650.61.851.110.890.890.250.46注:每节药卷直直径32mm,重量150g,根据现现场实际情情况,合理理调整爆破破参数。c.装药结结构采用连续装药或或在岩体破破碎带与断断层节理发发育的交汇汇处采用分分段装药,可可以减少爆爆破能量的的泄漏。具具体见下图图。1、装药堵塞按以以下程序控控制:设计交底→装药药→装起爆体→装药→木质炮棍棍压密→石粉或粘粘土堵塞。装药堵塞要求::装药时,严严禁超装炸炸药;堵塞塞长度、密密实度必须须符合设计计要求,关关键部位采采用沙包覆覆盖,严防防飞石。如如需变动必必须经现场场爆破工程程师的认可可。2、装药堵塞注意意事项:①爆区插红旗标识识且设置装装药安全警警戒范围,无无关人员不不得进入。②严禁穿着化纤服服装和钉鞋鞋进入爆区区现场,且且严禁火种种进入爆区区现场。③装药人员必须细细心操作,慎慎防装药过过程中堵孔孔,不允许许有其它物物品或杂物物落入孔中中。④起爆体在现场由由专人负责责加工,且且段别分开开堆放,起起爆体和雷雷管严禁暴暴晒,用遮遮阳伞遮盖盖。⑤装起爆体(起爆爆药包)时时严禁自由由下落,应应采用细绳绳绑扎缓缓缓下放。⑥压密药体采用竹竹制或木质质炮棍进行行压密,禁禁止用力捣捣固。⑦堵孔材料可采用用石粉或粘粘土进行堵堵塞,堵塞塞应密实且且符合设计计堵孔长度度。孔口周周围石块应应清除。⑧堵孔时严禁揪拉拉或捣破传传爆线路。⑨严禁携带手机、BP机、对讲讲机等进入入作业现场场。d.炮孔布布设及起爆爆网络炮孔布设采用梅梅花形布孔孔,起爆方方式采用分分区、分层层、分段微微差挤压起起爆。这种种起爆方式式由于待爆爆体自由面面前存在先先期爆破堆堆积的部分分岩碴,使使得压缩波波部分能量量得到反射射,另一部部分能量透透射到先期期的堆石体体中,由于于堆石体的的存在使得得应力波的的作用时间间增加,从从而延缓了了岩体中裂裂缝的形成成,达到了了岩石破碎碎的效果,同同时又能减减少飞石。另另外,由于于微差间隔隔时间的作作用,从而而使得抛散散过程中的的岩块又有有相互碰撞撞的机会,得得到补加的的破碎使得得岩石块度度降低再次次得到保证证。微差间间隔时间取取150mms即进行跳跳段连接。炮炮孔布设方方式具体详详见下图:起爆网络连接原原则:①严格按设计要求求进行连接接;②按爆破顺序相反反方向连接接,即最先先起爆孔最最后连接,便便于网路检检查;③对连接网路进行行保护,严严禁无关人人员和杂物物进入和放放入爆区;;④网路连接需专人人负责,连连接完成后后进行起爆爆顺序检查查(包括孔孔间和排间间顺序);;⑤电雷管爆破网路路,需进行行连线前导导通状态检检查和起爆爆电阻检查查,禁防接接地现象发发生;⑥非电雷管爆破网网路,需检检查传爆顺顺序,网路路连接必须须顺畅,严严禁出现死死弯(连接接角度小于于90°)和跳排排现象。传传爆雷管聚聚能穴方向向与导爆管管传爆方向向反接,防防止切断导导爆管,造造成瞎炮;;⑦所有接头均用黑黑胶布或防防水胶布粘粘牢,禁防防连接过程程中接头松松动;⑧网络检查完成后后,电爆网网路端头短短路,非电电爆破网路路起爆端扎扎在一起,起起爆雷管暂暂不连接,待待警戒完成成后再接入入起爆网络络中;⑨爆破后,按规定定等待5分钟后到到爆区进行行检查;爆爆区检查由由爆破工程程师负责,并并选派有经经验的爆破破人员担任任此项工作作;检查内内容有:有有无瞎炮、爆爆破效果、有有无爆燃等等现象。e.周边边边坡光面爆爆破设计根据设计要求,随随着开挖区区自上而下下的阶段工工作台阶逐逐步完成,每每一工作台台阶的终了了边坡均采采用光面控控爆方式爆爆破。为确确保边坡坡坡面光滑、稳稳定、顺直直,硬岩半半壁残孔率率均达到设设计要求80%以上,且且超欠挖均均应控制在在±10ccm之内。所所以,要求求光面爆破破打孔精度度要高,开开口误差必必须控制在在±5cm范围内,边边坡为1:0.3,同一坡坡面的钻孔孔要相平行行,超深控控制在两炮炮孔间距1/2长度内。按按照光面爆爆破形成的的三原则即即:合理炮炮孔间距,互互为裂缝的的导向孔;;装药不耦耦合,钻孔孔直径与药药卷直径之之比控制在在2-2..5之内;光光爆孔多个个同时起爆爆低密度、高高威力炸药药。光面爆爆破根据其其形成的原原理,经现现场实验,应应用工程类类比法,参参照有关的的爆破设计计手册,来来确定其参参数。布孔孔形式见《光光面爆破布布孔示意图图》。(1)炮孔直径为了和工作平台台及最终境境界平台施施工钻孔同同步进行,确确定使用风风钻,钻孔孔直径d=500mm。(2)孔距光面爆破与孔径径有关,一一般孔间距距取8-15倍孔径,坚坚硬岩石取取大值。这这里光面爆爆破暂定0.4m。实施时时根据现场场试爆结果果随时调整整。(3)光面爆破最小小抵抗线W的确定光面爆破最小抵抵抗线W,也称光光面层厚度度。一般按按经验取正正常炮孔排排距b的2/3--3/5较好。这里b=(0.8--1.0))a=0..8×0..8×300×0.005≈0.8mm其中:a=mWW0式中m为炮孔密密集系数,m一般取0.8--1.2;而Wo=(25--40)d岩石坚硬硬时取小值值;光面层厚度W==2/3bb=2/33×0.88=0.554m。从经验验公式可知知,光爆炮炮孔密集系系数m=a//W=0..7-0..9(预裂爆爆破取大值值为好)。光光面爆破密密集系数m取0.8,则光面面爆破最小小抵抗线W=0..54/00.8=00.68mm。(4)光面爆破孔深深根据两阶段施工工图纸设计计要求,台台阶高度为为2.5m,坡比为1:0.5;(5)线装药密密度及不耦耦合装药药药卷直径根据施工经验和和有关的参参照设计手手册,当f=100-15时,光面面爆破线装装药密度△=(0.4--0.6)kg/m;不耦合系数M==D/d≥2。乳胶炸药药卷dd=D/22=50//2=255mm。因此,选选用标准乳乳胶药卷d=255mm。图7-28周边边光面爆破破孔布置示示意图f.装装药结构及及堵塞材料料实际经验证明,光光面爆破为为达到低密密度,以空空气间隔装装药结构为为好。同时时,尽量做做到药卷中中心和炮孔孔轴线中心心重合。为为保证药卷卷稳定传爆爆,一般采采用导爆索索传爆,同同时也可以以利用导爆爆索悬吊药药卷。为了了施工方便便一般在装装药前把药药卷按设计计药量与导导爆索绑扎扎在长竹片片上,做成成药串。装装药时把药药串直接装装入炮孔中中。炮孔口口留0.6--1.5mm(预裂爆爆破取大值值),用炮炮泥或干砂砂堵塞。详详见光爆孔孔装药结构构图。图7-29光爆爆孔装药结结构示意图图注意:1)为克服底部夹夹持力,底底部1-1..5米应增加加药量,本本设计药量量增加2-2..5倍;2)竹片应靠近保保留坡面一一侧,以减减弱爆破对对保留坡面面的影响。g.起爆网网路光面爆破采用齐齐发爆破,所所以光面爆爆破采用导导爆索传爆爆网路,而而孔外也采采用导爆索索将所有的的光爆孔连连接起来,最最后用电雷雷管或非电电雷管引爆爆。光面爆爆破在网路路中使用最最后段起爆爆。详见图图7-30《光面爆爆破起爆网网路示意图图》。图7-30光面面爆破起爆爆网路示意意图7.5.6隧隧道暗洞爆爆破设计1设计原则则(1)采用光面微差差减震控制制爆破。(2)以地面建筑物物基础底部部(或地面面)至爆源源中心距离离R为安全控控制半径,借借助于萨式式公式:Qm=R(Vkp/K)3/α,并以设设计质点振振动波速度度限值作为为控制标准准,进行反反算各部分分所允许的的单段用药药量,并进进行试爆试试验,取得得合理的爆爆破参数。(3)采用分部开挖挖,以创造造多临空面面条件,每每部分又分分多段位起起爆,控制制爆破规模模和循环进进尺,以达达到控制质质点振动速速度的目的的。(4)炮眼按浅密原原则布置,控控制单眼装装药量,使使有限的装装药量均匀匀地分布在在被爆破体体中,采用用非电毫秒秒不对称起起爆网路降降低隧道爆爆破的地震震动的强度度。(5)掏槽眼位尽量量布置在开开挖部位的的底部,以以加大掏槽槽部位爆源源至地面建建筑物基础础底部(或或地面)的的距离,减减小掏槽爆爆破对周围围建筑物的的震动影响响。(6)拱部开挖断面面周边眼间间均设密排排减震空眼眼,以作为为减震和控控制爆破导导向眼。(7)除光爆层部分分的爆破以以松动爆破破为主,控控制爆破飞飞石对衬砌砌台车和初初期支护的的破坏,同同时降低爆爆破振动对对核心岩石石的破坏和和临时支撑撑的破坏,保保证支撑基基础的稳定定。(8)地面、洞内均均配合爆破破振动监测测,及时调调整爆破参参数,满足足施工环境境需要。2钻爆方法法a.采用光面爆破,小小斜眼掏槽槽开挖。b.采用中空眼掏槽槽,不耦合合装药、非非电毫秒延延迟起爆网网路等综合合减振措施施的控制爆爆破技术。c.孔与孔间采用非非电毫秒延延迟起爆网网路,采用用电雷管起起爆,以保保证起爆安安全。3爆破参数数选择爆破参数的确定定采用理论论计算方法法、工程类类比法与现现场试爆相相结合,在在保证爆破破振动速度度符合安全全规定的前前提下,提提高区间隧隧道的开挖挖成型和爆爆破进尺深深度。本爆破设计的炮炮眼深度主主要考虑爆爆破地振动动强度控制制,设计炮炮眼深度根根据爆破部部位不同进进行调整。一一般为0.8~2.0m。①眼数目N炮眼直径采用φφ42mm,单位面面积钻眼数数为1.5个(未包包括基坑周周边光面爆爆破炮眼)。②洞口段土夹石炮炮眼布置小石山隧道1##出口端位位于土石交交界处,围围岩软硬不不均,开挖挖面粘土部部分采用人人工配合机机械开挖,石石方部分采采用爆破开开挖。炮孔孔深度和间间距参照台台阶分部法法炮孔深度度和间距。炮炮孔布置详详见洞口段段土夹石炮炮眼布置图图。③CD法炮眼布置a、周边眼采用经验公式和和工程类比比法确定,技术参数数如下表。光面爆破技术参参数表岩石种类周边眼间距E(cm)周边眼最小抵抗抗线W(cm)相对间距E/WW周边眼装药参数数(kg/m)硬岩55~7060~800.8~1.000.25~0..3中硬岩45~6560~800.8~1.000.2~0.225软岩35~5060~800.5~0.880.07~0..12间距:采用经验验公式和工工程类比法法确定:间间距:E=(8~12)d(d为炮眼直直径),炮炮眼间距250mmm,炮眼直直径42mm,间隔装装药,能满满足E值要求。抵抗线:W=(1.0~1.5)E。类似工程地质的的装药集中中度:q=0..07~O.122kg/mm,周边眼眼单孔装药药量为0.122kg。周边眼装药参数数在上面已已确定,其它炮眼眼的装药量量均可按下下列公式计计算:q=k.a.ww.L.λ(kg)(1)式中::q—单眼装药药量(kg));k—炸药单耗(kg/mm3);a—炮眼间距(m));w—炮眼爆破破方向的抵抵抗线(m);L——炮眼深度(m));λ—炮眼部位位系数(参照表4-1选取)。表4-1中硬岩岩隧道炮眼眼部位系数数炮眼部位掏槽炮眼扩槽炮眼掘进槽下掘进槽侧掘进槽上内圈炮眼二台炮眼底板炮眼λ值1.5~21.~1.21.~1.21.00.~1.00.~0.81.~1.51.5~2a、掏槽眼炮眼深度L=00.9m。单眼装药量q==k×a××w×L××λ=0.22*1.00*0.77*0.99*2.00=0.266kgb、辅助眼炮眼深度L=00.8m。单眼装药量q==k×a××w×L××λ=0.22*1.00*0.88*1.00*1.22=0.155kgc、底板眼炮眼深度L=00.8m。单眼装药量q==k×a××w×L××λ=0.22*0.66*0.88*1.00*2.00=0.155kg④台阶分部法炮眼眼布置a、周边眼间距:采用经验验公式和工工程类比法法确定:间间距:E=(8~12)d(d为炮眼直直径),炮炮眼间距250mmm,炮眼直直径42mm,间隔装装药,能满满足E值要求。抵抗线:W=(1.0~1.5)E。类似工程地质的的装药集中中度:q=0..07~O.122kg/mm,周边眼眼单孔装药药量为0.166kg。周边眼装药参数数在上面已已确定,其它炮眼眼的装药量量均可按下下列公式计计算:q=k.a.ww.L.λ(kg)(1)式中::q—单眼装药药量(kg));k—炸药单耗(kg/mm3);a—炮眼间距(m));w—炮眼爆破破方向的抵抵抗线(m);L——炮眼深度(m));λ—炮眼部位位系数(参照表4-1选取)。a、掏槽眼炮眼深度L=11.2m。单眼装药量q==k×a××w×L××λ=0.22*1.00*0.77*1.22*2.00=0.344kgb、辅助眼炮眼深度L=11.0m。单眼装药量q==k×a××w×L××λ=0.22*1.00*0.88*1.00*1.22=0.199kgc、底板眼炮眼深度L=11.0m。单眼装药量q==k×a××w×L××λ=0.22*0.66*0.88*1.00*2.00=0.199kg⑤台阶法炮眼布置置a、周边眼间距:采用经验验公式和工工程类比法法确定:间间距:E=(8~12)d(d为炮眼直直径),炮炮眼间距250mmm,炮眼直直径42mm,间隔装装药,能满满足E值要求。抵抗线:W=(1.0~1.5)E。类似工程地质的的装药集中中度:q=0..07~O.122kg/mm,周边眼眼单孔装药药量为0.244kg。周边眼装药参数数在上面已已确定,其它炮眼眼的装药量量均可按下下列公式计计算:q=k.a.ww.L.λ(kg)(1)式中::q—单眼装药药量(kg));k—炸药单耗(kg/mm3);a—炮眼间距(m));w—炮眼爆破破方向的抵抵抗线(m);L——炮眼深度(m));λ—炮眼部位位系数(参照表4-1选取)。a、掏槽眼炮眼深度L=11.4m。单眼装药量q==k×a××w×L××λ=0.22*1.00*0.77*1.44*2.00=0.399kgb、辅助眼炮眼深度L=11.2m。单眼装药量q==k×a××w×L××λ=0.22*1.00*0.88*1.22*1.22=0.233kgc、底板眼炮眼深度L=11.2m。单眼装药量q==k×a××w×L××λ=0.22*0.66*0.88*1.22*2.00=0.233kg4炮眼堵塞塞堵塞长度不小于于25cm,根据钻钻孔深度确确定。堵塞塞材料采用用粘土。堵堵塞质量要要求密实,不不能有空隙隙和间断。5爆破器材材的选择根据减震爆破的的特点及爆爆破部位的的不同,选选用不同的的爆破器材材:炸药::采用二号号岩石乳化化炸药,炮炮眼采标准准药卷φ32mm。雷管:孔外采用用电雷管起起爆,连接接件及孔内内均采用非非电毫秒微微差雷管(1~15段)。导爆索:掏槽眼眼采用连续续装药,其其他炮眼间间隔装药,采采用导爆索索传爆。6装药结构构周边眼采用间隔隔不偶合装装药形式,保保证每个周周边眼内炸炸药同时起起爆须使用用导爆索连连结各药卷卷。其它炮炮孔采用孔孔底正向起起爆。7装药连线线采用雷管分段控控制和孔外外微差爆破破相结合的的方法减少少单段起爆爆药量和起起爆次数。隧隧道按照以以下部位和和相关参数数进行控制制,详见开开挖布孔、装装药示意附附图。8爆破安全全验算1、爆破振速影响响区间隧道的最小小埋置深度度为22.66m(不包括括洞口段),震速控制制在2.0ccm/s以内(由于原来来报方案为为2.0ccm/s,现在虽虽然情况发发生变化,仍仍沿用)。Qm=K/R3(VVkp/K′)3/α(2)式中:Qm———最大一段段允许用药药量(kg);Vkp———震动安全全速度(cm//s);R———爆源中心心到震速控控制点的距距离(m);K———与爆破技技术、地震震波传播途途经介质的的性质有关关的系数,取250;α———爆破震震动衰减系系数,取1.8;K′———在爆破破施工实践践中的爆破破震动衰减减修正系数数(表7-9)),相关于不不同的减震震措施及爆爆破临空面面的数量。表7-9爆破震震动衰减修修正系数K'减震措施中空眼减震小直径炸药增加临空面周边眼间孔装药药综合减震措施修正系数K'1.05~1..151.15~1..251.2~2.001.2~1.881.5~2.55V=K/K'==1.733cm/ss<2.0ccm/s(爆破振振动安全允允许标准)满足要求。爆破参数应根据据爆破试验验和实际爆爆破效果逐逐渐调整。2、安全距离爆破振动安全允允许距离,可可按下式计计算。R=(K/V))1/a*QQ1/3式中:R-爆破振动安全允允许距离,单单位为米(m);Q-炸药量,齐发爆爆破为总药药量,延时时爆破为最最大一段药药量,单位位为千克(kg),取9.6kkg;V—保护对象所在地地质点振动动安全允许许速度,单单位为厘米米每秒(cm//s)取2.0ccm/s;K,a—与爆破破点至计算算保护对象象间的地形形、地质条条件有关的的系数和衰衰减指数,可可按下表选选取确定。爆区不同岩性的的K、a指岩性Ka坚硬岩石50--15001.3-1..5中硬岩150-25001.5-1.88软岩250-35001.8-2.00R=(K/V))1/a*QQ1/3=((250//2)1//1.8**9.611/3=227.9mm。7.5.7爆破破效果监测测及爆破设设计优化(1)爆破效果检查查1)超欠挖检查。2)开挖轮廓是否否圆顺,开开挖面是否否平整检查查。3)爆破进尺是否否达到爆破破设计要求求。4)爆出石碴块是是否适合装装碴要求。5)炮眼痕迹保存存率,硬岩岩≥80%,中硬硬岩≥60%,并在在开挖轮廓廓面上均匀匀分布。6)两次爆破衔接接台阶不大大于15cm。爆破效果要符合合表3要求。(2)爆破设计优化化每次爆破后检查查爆破效果果,分析原原因及时修修正爆破参参数,提高高爆破效果果,改善技技术经济指指标。1)根据岩层节理理裂隙发育育、岩性软软硬情况,修修正眼距、用用药量,特特别是周边边眼。表7-10爆破破效果检查查项目表序号项目中硬岩软岩1平均超挖量(ccm)15102最大超挖量(ccm)25153炮眼痕迹保存率率(%)≥604局部欠挖量(ccm)555炮眼利用率(%%)90952)根据爆破后石石碴的块度度修正参数数。石碴块块度小,说说明辅助眼眼布置偏密密;块度大大说明炮眼眼偏疏,用用药量过大大。3)根据爆破振速速监测,调调整单段起起爆炸药量量及雷管段段数。4)根据开挖面凹凹凸情况修修正钻眼深深度,爆破破眼眼底基基本上落在在同一断面面上。7.5.8施工工注意事项项(1)施工时爆破方方案必须经经公安部门门审批,并并每茬炮要要向民爆公公司报炸药药用量计划划,并由民民爆公司委委派专车专专人配送。(2)采用非电不对对称起爆网网络技术起起爆联线时时,要确保保起爆顺序序和每一炮炮孔都能起起爆。(3)选择合理的段段间隔时间间,以杜绝绝爆破震动动波的叠加加,一般选选择段间隔隔lOOmms以上,最最小不小于于75ms。(4)围岩强度不同同,产状不不同,爆破破效果也不不一样,爆爆破震动强强度也不一一样,施工工时需进行行爆轰试验验,取得可可靠合理的的爆破参数数。爆破震震动安全检检算采用公公式为:QQm=K/RR3(Vkp/K′)3/α式中Qm———最大一段段允许用药药量(kg):Vkp——振动安安全速度(cm/s);R——爆源中心到振速速控制点的的距离(m)。K——与爆破技术、地地震波传播播途经介质质的性质有有关的系数数,取160。α——爆破振动动衰减系数数,取1.8。K′——修正系数数。考虑不同的减震震措施、不不同的爆破破临空面的的数量、以以及在爆破破施工实践践中的爆破破振动衰减减,修正系系数K′参照表4-3选取。(5)加强施工监测测:加强测测量与量测测工作,按按设计要求求施工,加加强施工监监控,并及及时反馈信信息指导施施工。(6)控制爆破振动动速度:隧隧道开挖必必须遵循“弱爆破、短短进尺、多多循环”的施工原原则,减少少对围岩的的扰动,减减少对周围围建筑物的的振动影响响。施工时时,每次爆爆破时,都都必须在重重要建筑物物和距起爆爆点最近建建筑物进行行振动监测测,随时掌掌握爆破对对建筑物的的影响程度度,以便及及时调整爆爆破参数。表4-3爆破振振动衰减修修正系数表表序号减震措施K′1中空眼减震1.05~1..152小直径炸药1.15~1..253增加临空面1.2~2.004周边密排空眼减减震1.2~1.887.5.9爆破破作业资料料的管理不仅要加强现场场爆破作业业的规范性性操作,更更应该加强强爆破资料料的收集与与整理,确确保爆破事事故的发生生有据可查查。爆破作业资料的的填报及归归档流程图图:爆破设计方案审审批→火工品审审批表→爆破设计计技术交底底→布孔测设设表→钻爆后验验孔参数表表→炸药提取取单→一炮一爆爆制表填写写→警戒通知知书、邀请请函的发放放→火工品的的验收证明明书→现场施爆爆记录表填填写→爆前检查查记录表→火工品退退库证明书书→起爆震动动监测→爆后检查查记录表→归档。(1)破设计方案需需经弥勒市市公安局有有关部门审审批。具体体审批程序序为:爆破破设计方案案→总监理工工程师审批批→专家评审→报弥勒市市公安局危危爆科审批批。审批后后的方案由由工程部进进行收集归归档。(2)火工品严格按按照弥勒市市民爆器材材管理办法法进行办理理,每月按按照工程部部出具的火火工品计划划数量进行行填写火工工品购买申申请表,并并由公司第第一管理者者审核签名名后,上报报工程所属属区的公安安分局治安安科审批,最最后由弥勒勒市公安局局危爆科审审批开具火火工品购买买单后,方方能到炸药药公司购买买并送入施施工现场,使使用时按爆爆破方量进进行提取,用用剩的火工工品当场当当天退库,决决不允许私私自存放或或销毁。7.5.10安安全措施7.5.10..1爆破有害害效应的控控制由于爆破所产生生的飞石、冲冲击波、爆爆破噪声、粉粉尘和有害害气体统称称为“六大爆破破公害”,因此在在爆破施工工中,必须须引起高度度重视,并并纳入爆破破施工日常常工作中,使使有害效应应减少到最最低程度。1、爆破飞石的控控制:根据瑞典德汤尼尼克提出的的经验公式式:RF=(40/2.544)·D式中:RF-飞飞石的飞散散距离,m;D-孔径,cm,取4.2ccm;则RF=40/2.554×4..2=666m。目前,开挖边线线距周边已已没有结构构物,能有有效控制飞飞石对结构构物的影响响。浅眼爆爆破按《爆爆破安全规规程》(GB66722--20033)规定不不小于300m的安全距距离,爆破破时注意安安全距离,做做好警戒标标志。2、爆破冲击波、爆爆破噪音的的控制:(1)爆破冲击波由于爆破冲击波波具有较高高的压力和和较大的速速度,因此此,它可以以造成人员员的伤亡和和一定范围围内建筑物物的破损,对对冲击波的的破坏性不不可轻视。由露天浅孔爆破破冲击波公公式计算::Δp=14Q/RR3+4.33Q2/33/R2+1.11Q1/33/R式中,ΔΔP—冲击波超超压值105PPaQ——一次爆破破的炸药当当量,秒延延时爆破为为最大一段段药量,毫毫秒延时爆爆破为总药药量,单位位为kg,取50kg;RR—距被保护护建筑(构构)物最近近距离m,取50m;经验算,ΔP==0.0992Pa,可见最最大同段药药量的深孔孔远小于冲冲击波超压压时建筑物物门窗波动动局部损坏坏和对人体体轻微挫伤伤值,那么浅眼眼爆破更不不会对被保保护的人和和物产生危危害,故空空气冲击波波超压对附附近建筑物物和人体均均不会产生生伤害。露露天爆破要要防止裸露露药包爆破破,就能减减低冲击波波危害。特特别是光面面或预裂爆爆破导爆索索网路,露露出地面的的导爆索一一定要用砂砂袋覆盖,减减低冲击波波危害。(2)爆破噪音在控制爆破噪音音研究中越越来越被被被关注,是是环境保护护的重要一一环节,必必须控制噪噪音。通过过以下公式式进行校核核:Lp=200L0g(P/Po)式中::Lp—距声源距距离m;Po—基准声压,人的的最低可闻闻的压力为为2×100-5N//m²; P—测点声声压(N/m²)经计算可见现场场爆破产生生的噪音不不会对社会会环境及人人体造成危危害。另外,爆破时为为确保人员员和建筑设设施的安全全,严格采采取柱状条条形药包、良良好的堵塞塞、反向起起爆、分散散装药、加加强覆盖等等措施,使使爆破产生生的冲击波波和噪音危危害完全控控制在理想想范围之内内。3、爆破粉尘和有有害气体的的控制:(1)爆破粉尘的控控制:爆破钻孔施工中中会产生一一定数量的的粉尘,爆爆破瞬间也也会产生粉粉尘。这些些细小颗粒粒,随着空空气吸入人人体,对身身体会产生生一定危害害。要求使使用带有除除尘钻机进进行钻孔,施施工人员尽尽量站在上上风头操作作机械,爆爆破人员在在炮响15分钟后方方可入爆区区检查。(2)爆破有害气体体的控制::爆破有害气体,俗俗称炮烟,主主要是由氮氮氧化物、一一氧化碳、碳碳化氢等气气体构成。控控制有害气气体的方法法:1)不使用变质过期期的炸药;;2)使用优质炸药作作起爆体,使使炸药充分分爆破;3)有害气体完全全扩散后再再进入施工工场地。4)加强通风设备备,先进行行通风,等等风吹散再再进掌子面面。7.5.10..2外来电流流的危害及及预防一切与专用的起起爆电流无无关,而流流入起爆网网络或电雷雷管中的电电流都属于于外来电流流。各种外外来电流均均有引起早早爆事故的的可能。由由于本工程程爆破设计计中采用电电雷管起爆爆系统,故故施工时必必须认真对对待和采取取如下相应应措施加以以预防:1、起爆器和电雷雷管要求远远离高压输输电线路、变变压器和电电开关附近近。2、严禁一切射频频器材入场场。3、在进行爆破施工工时,应加加强对杂散散电流及时时检测。4、爆破人员严禁禁穿化纤衣衣服进入爆爆破现场。7.5.10..3防雷电爆爆破施工技技术措施1、爆破前,经常常与当地气气象、水文文台(站)联联系,及时时掌握气象象、水文资资料;2、遇雷雨或

温馨提示

  • 1. 本站所有资源如无特殊说明,都需要本地电脑安装OFFICE2007和PDF阅读器。图纸软件为CAD,CAXA,PROE,UG,SolidWorks等.压缩文件请下载最新的WinRAR软件解压。
  • 2. 本站的文档不包含任何第三方提供的附件图纸等,如果需要附件,请联系上传者。文件的所有权益归上传用户所有。
  • 3. 本站RAR压缩包中若带图纸,网页内容里面会有图纸预览,若没有图纸预览就没有图纸。
  • 4. 未经权益所有人同意不得将文件中的内容挪作商业或盈利用途。
  • 5. 人人文库网仅提供信息存储空间,仅对用户上传内容的表现方式做保护处理,对用户上传分享的文档内容本身不做任何修改或编辑,并不能对任何下载内容负责。
  • 6. 下载文件中如有侵权或不适当内容,请与我们联系,我们立即纠正。
  • 7. 本站不保证下载资源的准确性、安全性和完整性, 同时也不承担用户因使用这些下载资源对自己和他人造成任何形式的伤害或损失。

评论

0/150

提交评论