控制爆破综合标准施工标准工法.docx
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1、石方路基控制爆破施工工法1、序言控制爆破技术就是依据工程要求、周围环境和爆破控制对象等具体条件,经过精心设计,采取多种施工和防护技术方法,严格地控制炸药爆炸能量释放和介质破碎过程,既要达成预期爆破效果,又要将破坏范围、坍毁方向和爆破危害(地震波、飞石、空气冲击波、和噪声等)严格控制在要求程度以内,这是一个对爆破效果和爆破安全进行双重控制爆破技术。因为龙永十三标项目路基紧挨G209国道,公路沿线房屋多而集中,有一部分破旧不堪,墙体多为夯土墙,能承受爆破震动许可值很小,且距路基边线特近。在数次爆破中,显著有飞石抵达G209国道和民房,造成村民频频出现阻工现象,严重影响了项目施工进度。针对这种特殊环
2、境,龙永项目和国防科技大学湖南工程兵学院毛益松教授合作,共同制订出一套能够满足该地安全、顺利施工方法,既能够保持和当地村民关系,又能够确保施工进度。2、工法特点在复杂环境下进行大规模石方深孔控制爆破比采取一般爆破优越性,关键表现在以下多个方面:(1)为能有效控制爆破效果,确保开挖顺利,针对不一样地质和施工环境,采取对应控制爆破技术。(2)能极大地降低震动和冲击波,有效预防飞石,确保建筑设施安全。(3)爆破岩石“开裂、凸起、松动而不飞散”,岩石破碎效果好,有利于加紧清运作业速度。(4)复杂环境深孔控制爆破技术不管从施工组织方面还是造价方面全部增加了投资,但确保爆破施工工程质量。3、适用范围控制爆
3、破技术适适用于多种周围有建筑物、道路及其它防震动设施施工项目。4、工艺原理伴随中国爆破器材日益完善,根本路基石方、连接线石方和服务区石方关键采取深孔爆破技术。施工中,采取深孔爆破关键碰到以下几方面难题:(1)爆破飞石安全控制。爆破安全控制方面最常见就是爆破飞石和振动问题,几乎全部爆破场地全部会碰到飞石和地震安全防护。而深孔爆破对冲击波、尘烟等危害较小,所以,深孔爆破安全控制关键针对爆破飞石和振动两方面(本文关键详谈爆破飞石问题)。(2)岩石大块率居高不下。大块率是衡量深孔爆破效果优劣关键指标,岩溶地域除了地表面石芽、探头石大块外,因为孔距和排距参数参差不齐而大块率过高将增加二次破碎成本,爆块大
4、块还使装挖和碎石工序损耗增加。(3)钻孔速度慢和炸药单耗高。提升钻孔速度和降低炸药单耗是深孔爆破技术发展和推广应用基础,而岩溶地域深孔爆破成本很高,极难降低,给施工单位压力很大。5、施工工艺及操作关键点 此次爆破使用2岩石乳化炸药;炸药密度0.951.25/cm3;爆速3500m/s。5.1.1 深孔布孔方法此次爆破钻孔采取高风压潜孔钻,中深孔直径为90100mm,露天深孔按排列方一直分,有垂直深孔和倾斜深孔两种,采取潜孔钻机时多以斜孔为主。图4-1所表示。露天台阶倾斜深孔爆破比垂直深孔爆破有下列优点:(1)抵御线较小而且均匀,岩石破碎质量好,留根底较少。(2)爆破后轻易保持台阶坡面角和坡面平
5、整,降低突悬部分和裂缝。(3)钻孔机械和台阶坡顶线之间距离较大,作业时人员和设备比较安全。倾斜深孔关键缺点是增加了炮孔长度。根据一次爆破排数多少不一样,可将露天深孔爆破分为单排部署和多排部署两种。采取多排爆破时,常将相邻两排炮孔交错排列。图5-1 台阶(梯段)深孔爆破孔网示意图露天台阶深孔爆破参数选择得是否合理,直接关系到爆破工程效率、爆破质量、爆破成本等,所以应该重视参数选择。5.1.2 深孔爆破参数设计(1)孔径本工程钻孔中深孔爆破使用浙江开山牌KY100型履带式露天潜孔钻车、LGY-16/13G空压机,钻孔直径D=100mm,钻杆长每根3m。(2)底盘抵御线1露天深孔爆破最小抵御线两种表
6、示方法,即最小抵御线W和底板抵御线W1。前者是指由装药中心到台阶坡面最小距离;后者是指炮孔中心线至台阶坡底线水平距离。为了计算方便和有利于降低留根底,通常不用最小抵御线为参数,而用底板抵御线。底板抵御线大小和下列原因相关:钻机钻孔直径:孔径越大,底板抵御线也对应越大;被爆岩石性质:可爆性好岩石能够取较大值;孔底使用炸药:炸药威力大,底板抵御线值可越大;梯段高度:高度越高,所取底板抵御线值应该越大,但当梯段高度超出一定值后,底板抵御线值和梯段高度无关。底板抵御线可用下式确定:W1=kd式中:k中国公路建设:f=13,k=3033;f=10,k=3537;f=8,k=3840;f=6,k=4143
7、。d孔径,mm。W1般在2.53.5m之间。本工程取2.53.0m。(3)孔深和超深孔深随地形改变而改变,通常为68m;超深通常为(0.150.35)1,取L3=0.51.0m。(4)孔距和排距孔距(1.01.25)1,取2.53.0m。排距(0.91.0)1,取b=2.7m。(5)填塞长度合理填塞长度1(3040)。爆破时为避免飞石产生,尤其是杜绝部分飞石垂直升起,炮孔填塞长度必需大于最小抵御线2050cm,取13.0m。(6)单位炸药消耗量依据岩石可爆性、炸药种类、自由面条件、起爆方法、块度要求并结合试爆情况确定。依据爆破手册(汪旭光主编,冶金工业出版社,.10),单位炸药消耗量见表4-1
8、,如当岩石坚固系数f为10时,单位炸药消耗量q值为0.67kg/m3以上,此次工程炸药单耗取0.400.50kg/m3,正确值由现场试爆确定。表5-1 深孔爆破单位耗药量岩石硬度系数f0.823456810121416单耗量q(kg/m3)0.400.450.500.550.610.670.740.810.98(7)单孔装药量1)单排孔爆破或多排孔爆破第一排孔单孔装药量计算Q=q.a.W1.H式中:Q炮孔装药量;kgq单位炸药消耗量,kg/m3;a孔距,m;H台阶高度,m;W1底盘抵御线,m。2)多排孔爆破时装药量计算在多排孔爆破时,从第二排起,以后各排在爆破时,因受前面各排岩石阻力作用,装药
9、应有所增加。可用下述公式计算Q1=K.q.a.b.HK为后排孔因岩石阻力而增加系数,采取微差爆破时取K=1.01.2,采取齐发爆破时取K=1.21.5。通常K=1.11.2,取K=1.1。第1排单孔装药量为qa1,2534kg;第2排单孔装药量(1.11.2)ab,则2836kg。5.1.3 装药结构和填塞单孔装药量按Q=qWHa计算,边孔在无侧向临空面时其药量增加10%20%。装药结构采取连续装药,起爆体位置通常安排在离装药顶面或底面1/3处,起爆装药聚能穴指向主装药方向。堵塞长度和最小抵御线、钻孔直径和爆区环境相关。因环境条件不许有飞石,堵塞长度取钻孔直径3035倍(取2.73.0m),堵
10、塞材料可用泥土或钻孔时排出岩粉,但其中不得混有大于30mm岩块。5.1.4 起爆网路设计起爆网路图4-2所表示, 炮孔内同列装同段非电毫秒雷管, 第一列装11段(460ms), 第二列装13段(640ms), 第三列装15段(880ms)。炮孔装药堵塞完成后, 在孔外排之间孔用3段(50ms)或5段(110ms)非电毫秒雷管将各炮孔导爆管联接起来, 其延期时间及间隔标在图4-2中, 一次爆破39孔单孔单响, 单响最大药量为20kg, 总药量为780kg。11段46013段64015段88051093056098061010301110153096010101060810860910660710
11、760138014301480123012801330108011301180690740790114011901240990104010908408909401290孔内用高段位雷管,关键是考虑在第1个装药起爆时,孔外网路应全部起爆或已传爆过去相当距离,从而避免先起爆装药爆破时对孔外起爆网路损伤。孔外用低段位雷管,可在确保各分段爆破产生震动不会叠加基础上缩短整个起爆时间,使建(构)筑物承受震动总延时降低。图4-2 爆破网路示意图(单位:ms)5.2 光面预裂爆破参数选择和装药量计算5.2.1 概述(1)路基边坡比:1:0.75,两相邻间肩台高差12.0m,肩台宽度为2m。(2)光面和预裂爆破
12、概念:光面爆破是一个控制爆破方法。其特点是在设计开挖轮廓线上钻凿一排孔距和最小抵御线相匹配光爆孔,并采取不偶合装药或其它特殊装药结构,在开挖主体装药响炮以后,光爆孔内装药同时起爆,从而形成一个贯穿光爆炮孔、光滑平整开挖面。预裂爆破也是一个控制爆破方法。其特点是在设计开挖轮廓线上钻凿一排孔距适宜预裂孔,并采取不偶合装药或其它特殊装药结构,在开挖主体爆破之前,同时起爆预裂炮孔内装药,从而形成一条贯穿预裂炮孔裂缝,图5-3预裂爆破示意图,经过这条裂缝降低开挖主体爆破时对保留岩体破坏。图5-3 预裂爆破示意图(3)预裂爆破和光面爆破优点很突出,关键表现在:一是能够降低超挖、欠挖工程量,节省装运、回填、
13、支护费用。二是开挖面光滑平整,有利于后期施工作业。三是对保留岩体破坏影响小,有利于边坡稳定。四是因为预裂缝存在,能够放宽对开挖主体爆破规模限制,提升工效。预裂光面爆破效果怎样,很大程度上取决于工程中爆破参数选择和爆破控制技术。4.2.2 药孔参数设计(1)炮孔直径d为克服一般爆破法处理边坡弊端,预裂孔直径选定本着以下标准:一是依据现场主体开挖爆破所用穿孔机具情况,尽可能使用同一型号;二是尽可能避免或减小爆破对边坡围岩损害;三是尽可能采取同品种工业炸药,不定制特殊药卷。本工程主体开挖爆破穿孔设备为89100mm潜孔钻机,炮孔直径为100mm;使用炸药为同一厂家生产岩石乳化炸药32mm卷状药。所以
14、,本工程边坡预裂爆破炮孔亦采取90mm潜孔钻机钻凿,其炮孔直径为100mm,即d=100mm。(2)炮孔间距a本工程预裂爆破目标是使沿设计边坡面上部署预裂炮孔之间产生贯通裂缝,以形成较平整断裂面,并在临近主爆炮孔爆破时能阻减其产生爆破应力波及地震效应对边坡围岩损伤。所以,预裂爆破炮孔间距确实定,应考虑岩石物理力学性质,炸药爆炸性能和装药结构及其参数等。本工程关键参考瑞典兰格弗尔斯给出公式确定。a=(812)d ( d60mm)式中:a为预裂爆破炮孔间距,cm;d为预裂炮孔直径,cm;对软岩或结构破碎岩石,取小值,对硬岩或完整性好岩石取大值。依据以往工程经验并经试验检验,本工程实取预裂孔间距为1
15、00120cm,即a=100120cm。(3)平均线装药量预裂爆破只要求形成贯通预裂缝,而不是大量崩落岩石,也不能损伤围岩,所以不宜采取过大装药量。本工程采取二套经验公式计算,然后经试爆确定其值。长江科学院经验公式q线=0.034压0.063a0.67式中:q线为预裂炮孔每米装药量,kg/m;压为岩石极限抗压强度,MPa,据地质汇报资料,取压=60MPa;a为预裂孔间距,a=1.01.2m。那么q线=0.4480.612kg/m。考虑岩性及孔网参数经验公式式中:q线为预裂孔线装药量,g/m;k为岩石系数,坚硬岩石为0.6 ,中等强度岩石为0.40.5,软岩或较破粹岩为0.30.4,取k=0.5
16、。则q线=500g/m。在以上计算基础上,经考察现场试爆效果,并考虑布药方便,将预裂孔平均线装药量确定为:通常地段q线=500g/m;强风化岩体q线=400g/m。(4)孔底线装药量qd线、孔口线装药量qc线依据众多预裂爆破实践经验,要使预裂缝贯穿质量好,阻震效果佳,在预裂炮孔底部一定范围内应加大装药量。本工程因为预裂炮孔深,底部夹制力大,所以将孔底2m范围内线装药量增大一倍,即qd线=1000g/m。一样,为避免预裂爆破形成爆破漏斗,减小孔口处围岩破坏,孔口堵塞段以下2米段线装药量减小二分之一,即qc线=250g/m。(5)不偶合系数m工程实践表明,在预裂爆破炮孔直径d =(60200)mm
17、 情况下,不偶合系数m 超出24 为宜。m=d/de式中,de为预裂孔装药直径,本工程预裂孔装药采取32mm卷状岩石乳化炸药,所以其不偶合系数为m=3.125。(6)预裂孔和主爆区炮孔距离预裂爆破预裂孔首先起爆,形成预裂面,假如主爆孔离预裂孔太近,主爆孔产生应力波可能使预裂区破损、破裂,达不到预裂目标;假如主爆孔离预裂孔太远,主爆孔爆破后可能使主爆孔和预裂孔间岩石不能充足破坏,会产生根底。合理距离取决于主爆孔破坏半径,约为1.31.5倍,依据应力波理论,对于石灰岩(f为8以上),2#岩石炸药,可计算主爆孔破坏半径为:r=0.98m1m。主爆孔和预裂孔距离则为1.31.5m。本工程预裂孔起爆技术
18、遵照以下标准:一是预裂孔间起爆时差应尽可能小,以延长相临预裂孔爆炸应力波动态应力场和爆炸气体准静应力场叠加时间;二预裂孔间贯通裂缝应在相邻主爆孔爆炸前,依据工程经验,预裂孔起爆时间必需比最近一排主爆孔起爆时间超前100150毫秒以上。4.2.3 装药结构为减小预裂孔间起爆时差,确保孔内全部药卷爆轰效果,边坡预裂孔采取双导爆索并列、沿预裂孔轴向全长敷设、将32mm炸药卷按设计计算值分配串绑于导爆索装药结构,图4-4预裂孔装药结构图。孔底2米长范围:qd线=1000g/m,Qd=2kg,需32mm岩石乳化炸药10卷,那么炸药首尾相接,组成连续柱状药柱,用胶布将其和并列双爆索段绑固;孔中间范围:q线
19、=500g/m,每1米孔需32mm乳化炸药0.5kg,那么每卷炸药间隔20cm分别和导爆索绑捆;孔口堵塞段下2m长范围:qc线=250g/m,Qc=0.5kg,需用32mm乳化炸药2.5卷,将其分为5个半卷,在此段导爆索上每隔30cm捆绑上半卷药。为方便现场装药施工,并阻减爆炸冲击波对边坡围岩孔壁作用,在炸药卷串双导爆索一侧垫铺一条竹片,具体实施装药时,将竹片侧靠于边坡围岩侧,而使炸药卷朝向开挖侧。图5-4 预裂孔装药结构示意图4.2.4 起爆网路本工程施工工序:远离边坡一侧主体岩石优异行中深孔爆破开挖,保留距边坡约6.5cm厚为缓冲层,部署3排主爆孔和一排沿边坡面预裂孔,并同网起爆。预裂孔孔
20、内双导爆索支线和地面一双股并列主爆导爆索并联搭接,主爆索由2发MS4段导爆管雷管引爆。3排主爆孔均实施孔内延期起爆,分别于孔内装入MS4、MS6、MS8段非电雷管。4排孔导爆管组成同一非电起爆网路一次起爆,图4-5预裂炮孔部署及起爆网路图。预裂孔2排孔1排孔Ms4孔内ms6孔内ms41.03.03.0图5-5 预裂炮孔部署及起爆网路示意图(单位:m)根据上述起爆网路实施,边坡预裂孔及邻近3排主爆孔起爆时间如表5-2所表示,预裂孔排起爆时间比最近第3排主爆孔超前145205毫秒。表5-2 预裂孔和邻近炮孔起爆时差表炮孔名称起爆雷管段别起爆时间/ms起爆时差/ms1 排主爆孔MS475 102 排
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