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文档简介
公路隧道洞身爆破作业安全设计
齐建锋
前S
依据《中华人民共和国安全生产法》、《建设工程安全生产管理条件》
和《公路工程施工安全技术规程(JTJ076-95)》、《公路隧道施工技术规程
(JTJ042-94)》,对某隧道洞身掘进,爆破作业安全进行施工组织设计。
施工作业严格按照施组设计要求操作,将安全隐患消灭在萌芽状态,确保
施工无安全事故发生。
1、工程概况:
为双向两车道,建筑限界标准为11.45m,净高5.0m。隧址穿越地质
特征为:洞口上方及仰坡为强风化含角砾凝灰岩,强〜中等风化,主要呈
碎石状压碎状镶嵌结构;洞口下放为中等风化含角砾凝灰岩,裂缝发育〜
较发育呈大块状砌体结构;洞身穿越微风化含角砾凝灰岩,埋深20-112
米,岩石坚硬,裂缝较发育,岩体完整性较好,呈大块状砌体结构一块碎
状镶嵌结构。
2、隧道钻破设计
2.1钻破设计因素
2.1.1地质条件,隧道穿越主要为微风化含角砾凝灰岩,饱和单轴抗压极
限强度Rb>60Mpa,属硬质岩
2.1.2开挖断面:78m2
2.1.3开挖方法:全断面光滑爆破
2.L4掘进循环进尺:3米
2.1.5钻眼机具:YT28风动凿岩机18台
2.1.6爆破材料:
毫秒导爆管微差爆破,选2号岩石乳化炸药,周边眼采用塑料导爆
索空气间隔爆破.
2.2炮眼布置
按照全断面光面爆破设计和理论要求,依据围岩类别、节理发育情
况,布置炮眼。
2.2.1周边眼和辅助眼的确定
周边眼间距E的确定,依据炮眼直径638及围岩类别和断面大小,
取E/V=0.8计算最小抵抗线V值,V=0.625,为了取得良好的爆破效果,
确保开挖面平滑,取V值为0.6m。一般辅助眼抵抗线V约为炮眼间距的
60〜80%,则辅助眼间距取80cm。见图1。
图1周边眼间距与最小抵抗线
为了满足机械钻眼需要和减少超久挖,周边眼设计位置考虑
0.03-0.04的处插斜率,本设计控制在5cm左右。
2.2.2掏槽眼
根据多年的施工经验,硬岩隧道爆破施工中,为了改善爆破效果,加
快掘进速度,减少炮眼布置数量,在传统的楔形掏槽技术基础上,采用大
面积深孔楔形掏槽技术,可提高炮眼利用率,达到优良标准的光爆效果。
采用三级楔形掏槽技术,炮眼布置及具体参数见图2和表1。
223.光面爆破装药结构型式
根据现场条件和施工习惯,周边眼采用塑料导爆管空气间隔装药,如
图3所示。
2.3爆破参数验算
2.3.1炮眼直径确定
根据选用的炸药规格直径32和凿岩机设备的性能,确定炮眼直径
为38cm。
2.3.2炮眼深度计算
按v类围岩的掘进进度和出磴能力,计划每循环进尺2.8米,计算钻
眼深度为L=l/n=2.8/0.9=3.1(m)
式中:L-――炮眼深度,m;
1--一每掘进循环的计划进尺,m;
故,掏槽眼及底眼深度为3.2m;
2.3.3炮眼数量计算及复核
N=(qs)/(ar)=(1.4X78)/(0.7X0.78)=200(个)
式中:N——炮眼数量;
刈3炮泥塑料导爆索和竹片
Z
//////////'•////////////\
炸药
毫秒导爆管
图3周边眼装药结构示意图
n-一一-一炮眼利用系数,取0.9;
装药参数
表1
装药装药集中
炮眼数非电每孔装药药量
炮眼名称眼深(m)系数度
(个)段数量(kg)(kg)
aq(kg/m)
周边眼3.148151.046.40.40.31
辅助眼3.126131.537.70.60.47
崩落眼13.118111.730.50.70.55
崩落眼23.1591.78.50.70.55
掏槽眼12.831612.031.80.90.70
掏槽眼23.771832.647.60.90.70
掏槽眼33.421052.424.00.90.70
扩槽眼3.21872.016.00.80.62
二台眼3.116131.727.10.70.55
底眼3.216152.235.90.90.70
合计574.521813060.70.53
掏槽眼
图2炮眼布置图(单位:
q---单位炸药消耗量《隧规》确定硬岩隧道全断面开挖,眼深3〜3.5
米的深眼爆破时,单位体积岩石的炸药消耗量取0.9〜2.0kg/m3;经过初爆
和几次试爆,本工程取1.4kg/m3;
开挖断面积;
a--装药系数,即装药长度与炮眼全长的比值;
r—每米药卷的质量,kg/m;
经计算本工程按常规需要布置200个炮眼,在不降低单位岩石的炸药
消耗量的基础上,采用大面积深孔楔形掏槽技术,可减少炮眼布置数量
,实际施工布置181个炮眼,能够满足光面爆破要求。
2.3.4装药量的计算及分配
Q=qw=l.4X2.8X78=306kg
式中:Q___一个爆破循环的总用药量;
W-—一个循环进尺爆破的岩石总体积;
按装药系数确定计算分配装药量,采用a=0.7,各种炮眼的装药系数
为:掏槽眼为0.9,辅助眼为0.6,崩落眼为0.7,底眼为0.9,周边眼为0.4o
具体装药量见表1。
3爆破安全技术设计
3.1爆破安全距离
爆破安全距离是指起爆装药时人员或其他保护对象与爆炸源之间必
须保持的最小距离。确定爆破安全距离的目的是为了限制爆破有害效应对
周围环境的影响,确保人员和建(构)筑物及其他保护对象的安全。
3.1.1爆破地震安全距离
爆破地震波的作用有可能引起地面或地下建筑物、构筑物的破裂、倒
塌,或导致路堑边;滑坡、隧道冒顶片帮等灾害的发生。目前国内外多采
用爆破地震波垂直振动速度作为衡量爆破地震的破坏强度判别标准。安全
振动速度是被保护物受到爆破振动作用而不产生任何破坏(抹灰掉落、开
裂等)的质点垂直振动速度峰值。通常,安全振动速度应以被保护物的临
界破坏速度除以一定的安全系数来求算。《爆破安全规程》对主要类型的
建(构)筑物地面质点的安全振动速度作出了相应规定。交通隧洞为15cm/s。
爆破地震安全距离按下式计算:
R=(K/u)l/aQm
式中R——爆破地震安全距离,m;
Q——炸药量,kg,齐发爆破取总炸药量,延期爆破取药量最大一
段的炸药量;
u——安全振动速度,cm/s;
m——药量指数,集中药包取1/3;
K、a——与爆破点地形、地质等条件有关的系数和衰减指数,K取
200,a取1.7;
根据爆破参数计算确定的毫秒延期段中最大药量计算,R=20米。
3.1.2爆破冲击波安全距离
《爆破安全规程》规定:露田裸露爆破时,一次爆破的炸药量不得大
于20kg,并应按下式确定空气冲击波对在掩体内避炮作业人员的安全距
窗:
Rk=25(Q严
式中Rk——空气冲击波对掩体内人员的安全距离,m;
Q——一次爆破的炸药量,kgo秒延期爆破时Q按各延期段中最
大药量计算,毫秒延期爆破时,Q按一次爆破的总炸药量计算。
经计算Rk=110米,但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,为了预防空气冲击波的破
坏作用,可采取以下措施:
a.避免使用裸露药包爆破;
b.保证堵塞长度和堵塞质量,避免出现冲炮;
c.在隧道中进行大规模爆破时,可用砂袋、木材等堆砌成阻波墙或
阻波堤,以削弱空气冲击波的强度;
d.隧道爆破作业,施工人员撤出隧道外。
3.1.3、爆破飞石安全距离
爆破飞石系指爆破时被爆物体中脱离主爆堆而飞散较远的个别碎块。
爆破飞石的飞行方向和飞行距离难以准确计算,会给爆区附近的人员、建
筑物及设备造成严重威胁,特别是露天大爆破和二次破碎爆破造成的飞石
事故更多,因此应加以严格控制和防范。爆破飞石产生的原因主要有以下
几个方面:
a.爆破产生的多余爆生气体能量作用于个别碎石上,使其获得较大
的动能而飞散;
b.被爆介质不均匀,如有软弱面、混凝土浇筑结合面、石砌体砂浆
结合面或地质构造面时一,会在这些软弱部位产生飞石;
c.爆破作用指数或炸药的单位耗药量取得过大,最小抵抗线由于设
计或施工的误差导致其实际值变小或方向改变等,也会产生飞石。
d.堵塞长度小于最小抵抗线,或堵塞质量不好,堵塞物沿堵塞通道
飞出,形成飞石,
爆破产生个别飞石的距离与爆破参数、堵塞质量、地形、地质构造、
气象(风向和风速)等因素有关。爆破时,个别飞散物对人员的安全距离不
得小于表200mo
3.2.爆破作业安全保证措施
⑴洞内爆破作业做到统一指挥信号,信号使用事先取得书面批准的爆
炸警告信号。人员撤离到安全距离外,不受有害气体冲击。其安全距离为
距爆破工作面不少于200m。所有动力及照明电路断开或改移到距爆破点
不小于150m的地点。
⑵隧道施工放炮,由取得“安全技术合格证”的爆破工担任,严格防
护距离和爆破警戒。放炮后10分钟才准许人员进入工作面,经找顶清除
危石、锚喷支护后方能继续施工。
⑶每日放炮时间及次数根据施工条件明确规定,装药离放炮时间不应
过久。爆破前爆破人员严格检查爆破网络,确保一次起爆。
⑷遇到下列情况严禁装药爆破:照明不足;工作面岩石破碎尚未支护;
发现可能有高压水涌出地段。
⑸爆破后必须经过通风排烟,且其相距时间不少于15分钟,并经过
以下各项检查和妥善处理后,其它工作人员才准进入工作面。有无瞎炮及
可疑现象,有瞎炮必须由原爆破人员按规定处理;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。
⑹装炮时严禁火种,严禁明火点炮,严禁装药与打眼同时进行。
⑺两端工作面接近贯通时,加强两端的联系与统一指挥。当两端工作
面距离余留八倍循环进尺时,停止一端作业,并将人员机具撤走,在安全
距离处设
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