爆破施工技术交底.doc

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1、 工程 安全技术交底记 编号: 单位工程名称 工程编号 交底主题爆破施工方案交底时间年 月 日施工单位xxx 有限公司交底内容:1 爆破设计说明1.1. 设计原则1、根据地质条件,开挖断面、开挖进尺,爆破器材等编制爆破设计方案。2、合理选择周边眼间距及周边眼的最小抵抗线,辅助炮眼交错均匀布置,周边炮眼与辅助炮眼眼底在同一垂直面上,掏槽眼加深2050cm。3、严格控制周边眼装药量,间隔装药,使药量沿炮眼全长均匀分布。4、根据爆破安全技术各项指标严格控制最大单响药量。1。1。2 爆破设计要求1、依据爆破安全规程(GB67222003)规定、开挖断面和现场实际情况进行爆破设计。2、土坯房爆破安全允许

2、标准不超过1。3cm/s控制.3、洞口部位爆破空气冲击波衰减迅速,波强较弱不构成危害,爆破瞬间噪声小于等于100dB。4、确保附近行人、车辆和周边建筑物、居民不受爆破飞石危害;确保施工现场人员、机械设备安全.5、隧道爆破采用光面爆破。爆破后要求炮眼残孔率:硬岩80,中硬岩60,并在开挖轮廓面上均匀分布,两次爆破衔接台阶不大于15cm。6、每次爆破后通过爆破效果检查,分析原因,及时修正爆破参数,提高爆破效果,改善技术经济指标。3。2 明洞及施工便道爆破设计3.2。1 明洞及施工便道爆破参数设计 明洞及施工便道采用城镇浅孔爆破,台阶高度小于5m,炮孔直径42mm.采用2号岩石乳化炸药,配合非电导爆

3、管雷管孔外延时,逐孔起爆.爆破参数如下:1)钻孔直径D: D=40mm2)最小抵抗线W: W=(2530)D;3)台阶高度H: H5m,可根据现场情况选取.4)孔间距a: a=mw=(1。01。5) w;5)排间距b: b=(0.81)a;6)超深h: h=(0.150.35)W;7)单耗q: 根据地质条件 取 q=0。350.4kg/m3 8)单孔装药量Q: Q前=qawH、Q后=kqabH,装药系数k取1.1;9)装药长度L1: L1=Q/qx (qx:炮孔装药密度qx=1kg/m)10)填塞长度L2: L2= L L1(应满足L21。2W)11)以上参数应根据现场试爆再对孔距、排距、单耗

4、等做适当的调整。按不同台阶高度计算得到城镇浅孔爆破参数见下表:城镇浅孔爆破参数表(D=40mm q=0.35kg/m3)台阶高度H(m)钻孔超深h(m)最小抵抗线W炮孔间距a(m)炮孔排距b(m)填塞长度L2(m)单孔装药量Q(kg)前排后排1。00。20.60。80。61.010。170。191。50。20。81.00。81.240.420.462。00.20。91.10.91.440.690.763.00。21.01.21。01。811。261.394.00。21。11。31。12。002.002。205。00。31。21。41.22.072.943。23说明城镇浅孔爆破最大单响药量为3。

5、23kg,一次爆破总药量为100.0kg要求炮孔方向尽量与岩层的层理面或节理面垂直或以较大角度相交,因为浅孔中装药量较少,如果炮孔方向与层理面平行,则会使炸药能量损失的百分比较大,严重影响爆破效果。3。2。2 炮眼布置炮眼布置采用梅花形布置(见图3-2)。炮孔排距、间距详见明洞开挖爆破参数详见表3-1.图3-2 梅花形炮眼布置图3。2.3 起爆网络明洞爆破采用孔外延时逐孔起爆网络,详见图3-3。图3-3 起爆网络连接示意图3。3 洞身爆破设计 隧洞开挖采用钻爆法,采用光面爆破,全断面一次性开挖。以新奥法理论指导施工,短进尺、强支护、勤量测。3。3.1 掏槽方式本工程隧道净空3。03.0m,断面

6、较小采用直线螺旋掏槽.直线螺旋掏槽是由柱状掏槽发展而来,由若干个垂直于开挖面的炮眼所组成,掏槽深度不受围岩软硬和开挖断面大小的限制,可以实现多台钻机同时作业、深眼爆破和钻眼机械化,从而为提高掘进速度提供了有利条件。其特点是中心眼为空眼,邻近空眼的各装药眼至空眼之间的距离逐渐加大,其联线呈螺旋形状,如图3-4所示。图34 螺旋形掏槽眼布置示意图装药眼与空眼之间的距离分别取 a=15cm;b=25cm;c=40cm;d=50cm.爆破按1、2、3、4由近及远顺序起爆,能充分利用自由面,扩大掏槽效果。3.3。2 炮眼布置中空孔直径52mm;其他炮眼钻孔直径为42mm,中空孔与掏槽孔孔深加深40cm,

7、其他炮孔加深20cm.炮眼数目N,按下式计算:N=qs/r式中:q-炸药单耗量,见表35s-开挖面积,级10.46,级11.59,级12。49,r每米长度炸药的重量,2号岩石乳化炸药r=0.78kg/m炮眼装药系数,取=0。7表3-5 爆破岩石所需的单位耗药量(kg/m3)开挖部位和开挖面积(m2)围岩类别一个自由面的水平和倾斜隧道467910121315162040431.51.31.21。21。11。81.61。51.41.32。32.01.81.71。61.12.92。52.252。12。01。4多个自由面部位扩大挖底0。60.520。740.620.950。791。21。0根据计算结果

8、,以及炮眼的均匀布置、光面爆破需增加周边眼等因素综合考虑,级围岩取炮眼N3=43,级围岩取炮眼N4=45,级围岩取炮眼N5=48。周边眼间距4060cm,排拒40cm,其他眼间距6080cm,排拒60cm。具体炮眼布置图详见图3-6、3-7、3-8、3-9。图3-6 级围岩炮眼布置示意图图中:1-11数字表示雷管段别(起爆顺序),中心孔为孔空。图37 级围岩炮眼布置示意图图38 级围岩炮眼布置示意图3。3。3 装药量及炮眼堵塞装药量的分配炮眼装药量的多少,是影响爆破效果的重要因素。药量不足,会出现炸不开,炮眼利用率低和石碴块度过大;装药量过多,则会破坏围岩稳定,崩坏支撑和机械设备,使抛碴过散,

9、对装碴不利,且增加了洞内有害气体,相应地增加了排烟时间和供风量等。合理的药量应根据所使用的炸药的性能和质量、地质条件、开挖断面尺寸、临空面数目、炮眼直径和深度及爆破的质量要求来确定。目前多采取先用体积公式计算出一个循环的总用药量,然后按各种类型炮眼的爆破特性进行分配,再在爆破实践中加以检验和修正,直到取得良好的爆破效果为止的方法。1、计算总用药量Q的公式为:Q=qv式中:Q-爆破循环的总用药量,kg; q-炸药单耗,爆破每立方米岩石所需炸药的消耗量,见表35; V-爆破岩石体积,m。经计算,取级围岩每循环药量Q 3=58.1kg,IV级围岩每循环药量Q 4=44。6kg,V级围岩每循环药量Q

10、5=29。7kg。2、计算单孔装药量:Q单=qabH式中:Q单-单孔装药量;q单炸药单耗,见表32;a-炮孔间距;b炮孔排拒;H炮孔深度。3、根据总装药量、单孔药量计算公式和炮眼布置图,对每循环炮孔装药布置,具体布置详见表36、37、3-8。其中掏槽眼及辅助眼采用连续装药,周边眼采用间隔装药。装药采用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50cm。装药结构详见图3-9。图39 装药结构图结构形式示 意 图说 明不耦合间隔装药(周边眼)25mm小药卷32mm药卷炮泥导爆索1、此图为光爆眼装药结构图;2、导爆索起爆;3、导爆索由非电导爆雷

11、管引爆.不耦合连续反向起爆装药结构炮泥32mm药卷导爆管此图为掏槽眼、辅助眼、底眼装药结构。3。3。4 联线起爆隧洞爆破采用孔内延时,非电毫秒导爆管雷管配合导爆索连线。周边眼孔内采用导爆索传爆,孔外采用2发9段雷管传爆导爆索。其他孔全部采用雷管传爆,孔内延时,具体雷管段别详见标310、311、3-12、3-13开挖爆破参数表。各雷管间传爆采用“一把抓形式连线,分左右两片簇,最后把这两簇的起爆雷管连接在一发雷管上进行起爆。表310 级围岩开挖爆破参数表炮 眼雷管段别炸 药名称数量(个)眼深(m)与掌子面夹角(度)类 型每孔装药量(kg)总装药量(kg)中空眼12.990掏槽眼42.9901-42

12、#乳化2。18.4辅助眼72。79052乳化1。812.6辅助眼122。79072#乳化1。518周边眼132.79092#乳化0.506。5底眼62.790112乳化2.112.6合计4358。1说明: 预计每循环进尺2.5m,循环方量26。15m3,预计炮眼利用率92.6%; 炸药单耗2.22kg/m3; 周边眼采用25300小药卷,采用导爆索孔内传爆,其余炮眼采用32200药卷,所有炮眼均采用乳化炸药。表3-11 级围岩开挖爆破参数表炮 眼雷管段别炸 药名称数量(个)眼深(m)与掌子面夹角(度)类 型每孔装药量(kg)总装药量(kg)中空眼12。490掏槽眼42.490142#乳化1.8

13、7。2辅助眼72.29052#乳化1。28。4辅助眼112。29072#乳化1。213.2周边眼172.29092乳化0。406。8底眼52。290112#乳化1。89.0合计4544.6说明: 预计每循环进尺2m,循环方量23。18m3,预计炮眼利用率90.9%; 炸药单耗1。93kg/m3; 周边眼采用25300小药卷,采用导爆索孔内传爆,其余炮眼采用32200药卷,所有炮眼均采用乳化炸药。表3-12 级围岩开挖爆破参数表炮 眼雷管段别炸 药名称数量(个)眼深(m)与掌子面夹角(度)类 型每孔装药量(kg)总装药量(kg)中空眼11。990掏槽眼41。9901-42乳化1.24.8辅助眼7

14、1.79052#乳化0。64.2辅助眼121。79072乳化0。67。2周边眼171。79092乳化0.305.1底眼71.790112#乳化1.28。4合计4829。7说明: 预计每循环进尺1.5m,循环方量18.735m3,预计炮眼利用率88%; 炸药单耗1。59kg/m3; 周边眼采用25300小药卷,采用导爆索孔内传爆,其余炮眼采用32200药卷,所有炮眼均采用乳化炸药。表313 隧道进口段 级围岩开挖爆破参数表炮 眼雷管段别炸 药名称数量(个)眼深(m)与掌子面夹角(度)类 型每孔装药量(kg)总装药量(kg)上台阶中空眼11。490掏槽眼41.4901-42#乳化0.83。2辅助眼

15、111.3905-72乳化0.44.4周边眼91。390 892#乳化0.21。8下台阶辅助眼81.3901、32乳化0.43.2周边眼41.39052乳化0。200。8底眼71。390692乳化0。85.6合计4419说明: 预计每循环进尺1.0m,循环方量12.49m3,预计炮眼利用率88; 炸药单耗1。52kg/m3; 周边眼采用25300小药卷,采用导爆索孔内传爆,其余炮眼采用32200药卷,所有炮眼均采用乳化炸药。3。4 爆破安全校核3.4。1 明洞及施工便道开挖爆破安全校核3.4.1。1 爆破振动的安全距离及保护对象震速校核(1)爆破振动安全距离校核爆破振动的安全距离计算公式为:R

16、=(K/v)1/aQ1/3式中:R爆破振动安全距离,m; K-与爆破场地条件有关系数,取200; V被保护对象质点安全振动速度,cm/s,被保护对象为土坯房,按保护对象为土坯房,V取 1.1cm/s; 与地质有关系数,取1.8; Q炸药量,齐发爆破为总药量,延时爆破为最大一段药量,单位为千克(kg);根据明洞爆破设计为逐孔起爆,最大单孔装药量为3。23kg,故Q取值为3。23kg。R=(200/1.1)1/1。83.231/3 =26.6m根据计算距洞口明洞开挖26.6m以外的爆破震动都小于1.1cm/s,隧道口明挖保护对象在40m以外,因此爆破所引起的震动不会造成影响。(2)保护对象震速校核

17、保护对象安全震速计算公式:V=K(Q1/3/R) a式中: R爆破振动安全距离,距土坯房最近40m,R取40m; K与爆破场地条件有关系数,取200; -与地质有关系数,取1。8; Q炸药量,齐发爆破为总药量,延时爆破为最大一段药量,单位为千克(kg);根据明洞爆破设计为逐孔起爆,最大单孔装药量为3.23kg,故Q取值为3。23kg。V=200(3.231/3/40) 1.8 =0.53cm/s经过核算,根据爆破安全规程GB67222003规范土坯房爆破振动安全允许标准为1。11。5 cm/s,保护对象均小于安全允许震速范围。因此爆破所引起的震动不会造成影响。3.4。1。2 爆破飞石的安全距离

18、校核爆破飞石的安全距离计算公式为RF=40/2。54d 式中:RF爆破飞石安全距离,m; d-孔径,cm,隧道爆破孔径为4.2cm。RF=40/2.544。2=66.14m根据计算个别飞石距离为66。14m,大于最近建筑物距离,需对个别飞石进行防护,防护措施如下:(1)覆盖:先在炮孔孔口部位铺一层竹脚手片(脚手片规格1.4m1m),再加盖砂包,每孔不少于5个;(2)填塞:保证填塞长度和填塞质量,堵孔采用钻孔尾粉或黄沙和黄泥拌合而成的堵塞材料,并用竹杆或木棍捣密实,堵孔长度不小于最小抵抗线。(3)自由面:应根据现场实际情况,及时调整爆破自由面,使之不朝向民房等周边建(构)筑物.(4)采用松动爆破

19、,遵循“多钻孔、少装药”原则,适度降低炸药单耗,以减弱爆破有害效应的产生。(5)严格按爆破飞散物安全允许距离范围边界设计警戒,严防无关人员进爆区.3。4。1。3 爆炸空气冲击波的安全距离校核因该城镇浅孔爆破属松动爆破,采取相应的控制措施后,爆破过程中空气冲击波的衰减较快,影响范围小,故空气冲击波的影响可忽略不计.3.4。2 洞身开挖爆破安全校核3。4。2.1 爆破振动的安全距离及保护对象震速校核(1)爆破振动安全距离校核爆破振动的安全距离计算公式为:R=(K/v)1/aQ1/3式中:R爆破振动安全距离,m; K与爆破场地条件有关系数,取200; V-被保护对象质点安全振动速度,cm/s,被保护

20、对象按为土坯房,V取最小值1。3cm/s; -与地质有关系数,取1.8; Q-炸药量,齐发爆破为总药量,延时爆破为最大一段药量,单位为千克(kg);根据洞身爆破设计III级围岩开挖最大单响药量为18kg,IV级围岩开挖最大单响药量为13。2kg,V级围岩开挖最大单响药量为8。4kg,大坑隧道进口段V级围岩开挖最大单响药量为1.6kg,各隧道进洞出口段均为V级围岩,代入计算.V级围岩R=(200/1。3)1/1。88.41/3 = 33。4m大坑隧道进口V级围岩R=(200/1.3)1/1.81。61/3 =19.2m根据计算结果,在隧道洞身穿越范围内距民房(土坯房)最近为20m,在安全范围内。

21、(2)保护对象震速校核保护对象安全震速计算公式:V=K(Q1/3/R) a式中:R-爆破振动安全距离,大坑隧道进口段洞身穿越范围内有民房(土坏房),埋深20m,R取20m;其他隧道洞身穿越距民房(土坯房)100m,R取100m; K与爆破场地条件有关系数,取200; -与地质有关系数,取1。8; Q炸药量,齐发爆破为总药量,延时爆破为最大一段药量,单位为千克(kg);根据洞身爆破设计III级围岩开挖最大单响药量为18kg,IV级围岩开挖最大单响药量为13。2kg,V级围岩开挖最大单响药量为8。4kg,大坑隧道进口段V级围岩开挖最大单响药量为1.6kg,各隧道进出口段均为V级围岩,代入计算:V=

22、200(8。41/3/75) 1.8 =0。3cm/s V大坑隧道进口=200(1.61/3/20) 1。8 =1.21cm/s经过核算,根据爆破安全规程GB67222003规范土坯房爆破振动安全允许标准为1.11.5 cm/s,保护对象震速均在安全允许范围内。因此爆破所引起的震动不会造成影响.3.4.2.2 爆破飞石的安全距离校核爆破飞石的安全距离计算公式为RF=40/2.54d 式中:RF-爆破飞石安全距离,m; d孔径,cm,隧道爆破孔径为4。2cm。RF=40/2.544。2=66.14m根据计算个别飞石距离为66.14m,隧道口正面及侧面建筑物均在100m以外,在爆破区域300m以外

23、设置警戒,所有人员设备均撤离至300米以外,因此爆破飞石不会造成影响。3.4.2.3 爆炸空气冲击波的安全距离校核爆炸空气冲击波的安全距离计算公式:R=25Q1/3式中:Q最大段炸药量(kg);R 空气冲击波对掩体内人员的最小允许距离,单位为米(m);Q -炸药量,齐发爆破为总药量,延时爆破为最大一段药量,单位为千克(kg);根据洞身爆破设计III级围岩开挖最大单响药量为18kg,IV级围岩开挖最大单响药量为13.2kg,V级围岩开挖最大单响药量为8.4kg,Q取值为18kg计算。R=25181/3 =65。52m.根据计算本工程爆破空气冲击波安全距离为65.52m。建筑物均在100m以外,在爆破区域300m以外设置警戒,所有人员设备均撤离至300米以外。因此爆破冲击波不会造成影响。交 底 人:年 月 日接 底 人:年 月 日

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