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工程 安全技术交底记录
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交底主题 | 爆破施工方案 | 交底时间 | 年 月 日 |
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施工单位 | xxx 有限公司 |
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交底内容:道进口浅埋段,穿越质粘土夹碎石及强-中风化凝灰岩,土 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20-50cm。 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》(GB6722-2003)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,配合非电导爆管雷管孔外延时,逐孔起爆。爆破参数如下: 1)钻孔直径D: D=40mm 2)最小抵抗线W: W=(25~30)D; 3)台阶高度H: H≤5m,可根据现场情况选取。 4)孔间距a: a=mw=(1.0~1.5) w; 5)排间距b: b=(0.8~1)a; 6)超深Δh: Δh=(0.15~0.35)W; 7)单耗q: 根据地质条件 取 q=0.35~0.4kg/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L2≥1.2W) 11)以上参数应根据现场试爆再对孔距、排距、单耗等做适当的调整。 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)
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3.0×3.0m,断面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3-4 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φ42mm,中空孔与掏槽孔孔深加深40cm,其他炮孔加深20cm。 炮眼数目N,按下式计算: N=q•s/rη 式中:q——炸药单耗量,见表3-5 s——开挖面积,Ⅲ级10.46㎡,Ⅳ级11.59㎡,Ⅴ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 η——炮眼装药系数,取η=0.7 表3-5 爆破岩石所需的单位耗药量(kg/m3)
根据计算结果,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,Ⅲ级围岩取炮眼N3=43,Ⅳ级围岩取炮眼N4=45,Ⅴ级围岩取炮眼N5=48。周边眼间距40-60cm,排拒40cm,其他眼间距60-80cm,排拒60cm。具体炮眼布置图详见图3-6、3-7、3-8、3-9。 图3-6 Ⅲ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3-8 Ⅴ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,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3-5; V——爆破岩石体积,m³。 经计算,取Ⅲ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 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3-2; 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3-6、3-7、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3-9 装药结构图 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3-10、3-11、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3-10 Ⅲ级围岩开挖爆破参数表
表3-11 Ⅳ级围岩开挖爆破参数表
表3-12 Ⅴ级围岩开挖爆破参数表
表3-13 隧道进口段 Ⅴ级围岩开挖爆破参数表
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=(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; α——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)1/1.8×3.231/3 =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 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; α——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》GB6722-2003规范土坯房爆破振动安全允许标准为1.1~1.5 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=40/2.54×4.2=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1.4m×1m),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,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,被保护对象按为土坯房,V取最小值1.3cm/s; α——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)1/1.8×8.41/3 = 33.4m 大坑隧道进口V级围岩R=(200/1.3)1/1.8×1.61/3 =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。 (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; α——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=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》GB6722-2003规范土坯房爆破振动安全允许标准为1.1~1.5 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=40/2.54×4.2=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=25×181/3 =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。 |
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