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钻孔时,钻杆要与隧道轴线要保持平行。
按炮眼布置图正确钻孔。
对于掏槽眼和周边眼的钻眼精度要求比其它眼要高,开眼误差要控制在3cm和5cm以内。
(3)钻眼
台车钻眼:
钻工要首先熟悉炮眼布置图,熟练地操纵凿岩机械,特别是钻周边眼,一定要有丰富经验的老钻工司钻,有专人指挥,以确保周边眼有准确的外插角,尽可能使两茬炮交界处台阶小于15cm。
同时,根据眼口位置及掌子面岩石的凹凸程度调整炮眼深度,以保证炮眼底在同一平面上。
人工钻眼:
利用自制的多功能操作平台施工,钻眼要点同台车钻孔。
(4)清孔
装药前,必须用由钢筋弯制的炮钩和小于炮眼直径的高压风管输入高压风将炮眼石屑刮出和吹净。
(5)装药
装药需分片分组按炮眼设计图确定的装药量自上而下进行,雷管要“对号入座”。
所有炮眼均以炮泥堵塞,堵塞长度不小于20cm。
(6)联结起爆网路
起爆网路为复式网路,以保证起爆的可靠性和准确性。
联结时要注意:
导爆管不能打结和拉细;
各炮眼雷管连接次数应相同;
引爆雷管用黑胶布包扎在离一簇导爆管自由端10cm以上处。
网路联好后,要有专人负责检查。
(7)瞎炮的处理
发现瞎炮,首先查明原因。
如果是孔外的导爆管损坏引起的瞎炮,则切去损坏部分重新连接导爆管即可;
但此时的接头尽量靠近炮眼。
(8)爆破参数调整
根据检测的情况适时调整爆破参数,为下一循环光面爆破提供理想的参数。
2.2.2.主要施工机械
挖掘机、装载机、扒碴机、牵引电瓶车、矿车、自卸车、风枪、空压机、钻孔台车等
2.2.3.质量检验标准
超欠挖:
爆破后的围岩面应圆顺平整,严格控制超、欠挖,除完整、坚硬岩石允许有少量突出(每平米不大于0.1m2,最大突出不超过5cm)外,不应有欠挖,拱脚、墙脚以上1m范围内严禁欠挖。
超挖量控制在设计和规范规定的范围以内。
超欠挖检测可采用隧道断面测量仪进行。
半眼痕保存率:
围岩为整体性好的坚硬岩石时,半眼痕保存率应大于80%,中硬岩石应大于70%,软岩应大于50%。
对围岩的破坏程度:
爆破后围岩上无粉碎岩石和明显的裂缝,也不应有浮石(岩性不好时应无大浮石),炮眼利用率应大于90%。
2.3.爆破设计
2.3.1.爆破设计理论
在岩时报破机理研究中,一般认为造成岩石破坏的原因是冲击波和爆生气体膨胀压力共同作用的结果。
但是关于爆炸冲击波和爆生气体准静态压力哪个其主要作用,目前仍存在着两种不同的观点。
一种观点认为冲击波的作用只表现在对形成初始径向裂纹起先导作用,而大量破碎岩石则是依靠爆生气体膨胀压力作用。
另一种观点则认为爆破过程中哪种载荷起主要作用取决于岩石的波阻抗,即高波阻抗岩石应力波起主要作用,低波阻抗岩石爆生气体起主要作用;
对于均质岩体以应力波作用为主;
而对于整体性不好,节理裂隙发育的岩体,以爆生气体为主。
炸药在炮孔中起爆后,岩石将发生如下破碎过程:
(1)强大的冲击波压应力使炮孔周围岩石受压破碎,在瞬间形成压缩破碎和初始裂隙;
(2)环向拉应力及应力波反射拉应力使岩石中的裂隙扩展,引起岩石进一步破裂,包括初始裂隙的扩展和二次裂隙的形成;
(3)爆生气体膨胀作用使岩石中的裂隙贯穿形成破碎块度,碎胀体积增加,岩石成块或成片运动,形成爆堆及爆破漏斗。
岩石爆破过程在炮孔周围的空间上可分为下列三个区域:
(1)爆破近区,即强烈冲击区(流体力学区)。
由于靠近炮孔周围的爆炸脉冲压力大大超过岩石的抗压强度,又因应力衰减速度很快,压力脉冲的能量消耗使得此区的岩石遭受粉碎性破坏。
爆破近区的范围不大于2-3倍的炮孔直径。
(2)爆破中区(非线性过渡区)。
爆破中区是岩石破碎的主要区域。
冲击波压力在该区靠近炮孔周围的部分超过岩石的强度,该处仍可发生岩--石的进一步破坏,但比爆破近区的破坏程度要轻微。
随着单位体积的能量密度降低,岩石破碎程度随应力波峰值的衰减而减弱。
瞬态应力场的应力波作用可分解为径向压应力和切向拉应力;
切向拉应力虽然只有径向压应力的一半,但由于岩石的抗拉强度平均只有其抗压强度的1/16,所以仍可产生拉伸破坏,形成径向裂纹。
切向拉应力随着距炮孔距离的增加而迅速衰减,因此这样产生的径向裂纹仅限于炮孔直径的2-6倍范围。
当应力波传播到自由面时,径向压应力波反射成为拉应力波,在自由面附近产生片状剥落破坏。
这种破坏根据应力波的强弱可重复多次,其破坏范围可与径向裂纹发展范围相连接。
由于整个爆破中区在破坏过程中处于爆生气体准静态压力场,岩石大量裂纹尖端是应力集中最明显之处,且尖端的塑性是有限的,易于造成断裂破坏,爆生气体准静态膨胀作用使得该区的裂纹扩展在爆破全过程中占有重要作用。
(3)爆破远区(线弹性区)。
在远离炮孔的位置应力已经衰减的很小,不足于形成裂隙,应力波呈线弹性波在介质中传播的很远,外部效应表现为地震波形式。
地震波的能量仅占爆炸总能量的2%—6%。
爆破漏斗理论认为,炸药在岩石内部爆炸时,作用于岩石上能量的多少和速度的快慢,取决于岩石性质、炸药性质、药包重量、炸药埋放深度和起爆方式等因素。
在岩石性质一定条件下,爆破能量的多少取决于炸药重量的多少,能量释放速度则与炸药爆速密切相关。
假设有一定重量的药包在地表下某一深度的岩石中爆炸,所释放的大部分能量被岩石吸收。
当岩石所获得能量达到饱和状态时,岩石内部破坏表面开始位移,隆起以至发生抛掷运动,如果能量没达到饱和状态,岩石只呈弹性变形,不发生破坏。
综合各学派的观点可以得到如下认识,即两种作用形式对爆破的不同阶段和不同的岩石所起的作用不同。
爆炸冲击波(应力波)的作用在于使岩石中产生裂纹,将原始损伤裂纹进一步扩展;
爆生气体的作用是楔入这些裂纹,使其贯通成为块度,并将这些块度抛掷出去。
所以爆炸冲击波的不仅关系着岩石中损伤裂纹的发展,还为爆破后续过程创造了条件。
此外,爆炸冲击波的作用不仅对于爆破中区的岩石破碎质量,而且对于爆破远区的围岩稳定和震动安全均具有举足轻重的作用。
对于隧道的爆破,应在岩石隧道开挖前,根据工程地质条件、开挖断面、开挖方法、掘进循环进尺、钻眼机具和爆破器材等做好爆破设计,合理的确定炮眼布置、数目、深度和角度、装药量和装药结构、起爆方法、起爆顺序,安排好循环作业等,以正确指导钻爆施工,达到预期的效果。
隧道爆破设计的各项参数如下:
2.3.1.1.炮眼直径
炮眼直径对凿岩生产率,炮眼数目,单位耗药量和洞壁的平整程度均有影响。
加大炮眼直径以及相应装药量可使炸药能量相对集中,爆炸效果得以改善。
但炮眼直径过大将导致凿岩速度显著下降,并影响岩石破碎质量,洞壁平整程度和围岩稳定性。
因此,必须根据岩性和工具,炸药性能等综合分析,合理选用孔径。
一般隧道的炮眼直径在32-50mm之间,药卷与眼壁之间的间隙一般为炮眼直径的10%-15%。
2.3.1.2炮眼数量
炮眼数量主要与开挖断面,炮眼直径,岩石性质和炸药性能有关,炮眼的多少直接影响凿岩工作量。
炮眼数量应能装入设计的炸药量,通常可根据各炮眼平均分配炸药量的原则来计算。
其公式为:
N=qS/rα
式中N—炮眼数量,不包括未装药的空眼数;
q—单位炸药消耗量,kg/m3;
S—开挖断面积,(m2);
α—装药系数,即装药长度与炮眼全长的比值。
r—每米药卷的炸药质量,kg/m,2号岩石铵梯炸药的每米质量见下表。
2号岩石铵梯炸药每米质量值
药卷直径
(mm)
32
35
38
40
44
45
(kg.m)
0.78
0.96
1.10
1.25
1.52
1.59
2.3.1.3.炮眼深度和长度
炮眼深度是指炮眼底部至作业面的距离。
炮眼长度是指炮眼本身的长度。
通常爆破后,掌子面上不能按炮眼全部深度将岩石炸落,炮眼的一部分未被炸下,而残留在作业面上,称为“残孔”,炮眼长度被炸下部分与炮眼全部长度的比值叫炮眼利用率。
m=(L-n)/L
L—炮眼全部长度(米)
n—残留长度(米)
m-炮眼利用率
每循环爆破作业中要求炮眼利用率不低于85%,掘进中实际的炮眼长度不等于炮眼深度,而应为炮眼深度和炮眼利用率的乘积。
L=m.H(米)
L—爆破进尺(米)
H—炮孔深度(米)
炮眼深度对爆破效果的影响:
(1)炮眼深度对钻眼速度的影响
一般来说,钻眼速度随钻眼深度的增加而降低,因为眼深使炮眼初始直径加大,增加了钻爆岩石需要的破碎功能而使钻孔速度减小。
眼深需要长钎,工作时产生纵向弯曲而有弹性变形,损失有效功;
钎面上与眼圈岩壁的摩擦面积增大,钎长则惯性大,需要用更多的能量来克服它;
眼深时排除深眼内岩屑较困难,使钎转动阻力增加。
(2)眼深对掘进循环时间的影响:
由于眼深增加,钻孔作业时间加长,辅助作业时间缩短。
根据经验资料统计,炮眼深度在下列范围时,能使掘进平均1米所用循环时间最短。
①机械装渣,轻型钻机钻眼,适当眼深为2.0米-3.0米;
②机械装渣,重型钻机钻眼,适当眼深为2.25米-3.5米。
(3)眼深对炮眼利用率和炸药消耗量的影响
在有层理、节理发育的岩层中,无论断面大小,眼深在1.5米左右时,炮孔利用率较高。
加大或减小深度,炮眼利用率都将降低10%-20%,当眼深为1.5-2.5米时,装药量q与深度变化关系不大,但眼深在3-3.5米时将增加10%-15%。
(4)作业面大小对炮眼深度的影响
开挖断面小,岩石夹制作用大,炮眼不能很深。
在作业面钻有角度的炮眼时,断面的高度和宽度,对钻眼操作有限制,也限制了钻眼的深度。
2.3.1.2.炮眼深度的确定
(1)采用斜眼掏槽时,炮眼深度不宜过大,一般最大炮眼深度取断面宽度(或高度)B的0.5-0.7倍,即
L=(0.5-0.7)B
(2)利用每一掘进循环的进尺数及实际的炮眼利用率来确定,即
L=Tm
式中L—炮眼深度(米)
T—每掘进循环的计划进尺数(米)
m—炮眼利用率,一般要求不低于0.85
(3)按每一掘进循环中所占时间确定,即
L=mvt/N
式中m—钻机数量
v—钻眼速度(m/h)
t—每一掘进循环中钻眼所占时间(h)
N—炮眼数目
炮眼深度应该根据上述的三种情况综合考虑选定。
对于掏槽眼还应加深10—20cm,以保证其他炮眼能充分发挥效能。
底眼也应加深5—10cm,且应多装药以达到翻渣的作用。
不管工作表面凹凸程度如何,应该使所有炮眼的眼底均位于深部的同一断面上。
此外,所确定的炮眼深度还应与装渣运输能力相适应,使每个作业班能完成整数个循环,而且使掘进每米隧道消耗的时间最少,炮眼利用率最高。
目前较多采用的炮眼深度为浅眼1.2—1.8m,中深眼2.5—3.5m,深眼3.5—5.15m。
2.3.1.3.炮眼方向和角度
炮眼轴线的方向称为炮眼方向,而其轴线与作业面的夹角称为炮眼角度。
炮眼方向、角度的选择,就是为了在岩石的薄弱部位突破,利用暴露的岩石自由面和构造特点,最大限度的发挥炸药的爆炸威力,以提高爆破效果。
因此,在掘进时,炮眼必须有一定的方向和角度,而方向和角度的大小,则根据各种炮孔所起到的作用,岩石的坚硬程度和结构特点等具体情况而定。
2.3.1.4.炮眼布置
在破碎岩石的过程中存在着破碎岩石应力和岩石抵抗破坏的力。
破碎岩石的力通过合理的确定各项钻爆参数,充分发挥它们的效能使其得到提高,抵抗破碎的力决定于岩石的物理力学性质和自由面的多少,也关系到破坏岩石力的有效发挥问题。
它对爆破效果有决定性的影响。
所以,炮眼布置是否合理,是钻爆方案中的决定性因素。
5.1掏槽眼的布置
掏槽眼是断面中首先起爆的眼,其眼位应选在岩石的薄弱部位,亦要充分利用断面中岩石的结构面。
如果岩石是均质的,采用锥形或楔形掏槽时,一般布置在断面中央或偏下部,以断面轴线上一点为圆心,以断面高度或高度的1/4为半径的圆内,因为这个部位岩石对爆破的夹制作用小,钻眼也方便。
掏槽眼的数目主要随岩石的坚硬程度而定,并依据断面大小,适当考虑,原则上是在保证掏槽效果的前提下,力求眼数最少,但一般不少于两对。
掏槽眼与作业面的倾角是掏槽眼布置的关键,它依岩石的坚硬程度和采用的掏槽形式而定。
一般变化在55°
—75°
之间,也有采用直眼掏槽的。
掏槽眼系数表
岩石坚硬性系数f
4—6
8—10
10—15
15—20
楔
形
掏
槽
与掘进面所成角度
75—70
70—65
65—60
60—55
平行两对掏槽眼间距
70—60
50
相对两掏槽眼眼底距
30—20
20—15
15—10
10
掏槽眼数目
6
6—8
锥
65
60
55
相邻两掏槽眼眼底距
40—30
1.5B
(1.6-1.9)B
(2—2.5)B
(3—3.7)B
说明
B—开挖断面宽度或高度的最小值
掏槽眼的深度由循环进尺定,通常比其他炮眼深10—20cm。
掏槽眼的眼距(一是指每对掏槽眼的眼口距离(在作业面上的距离),二是指平行两对掏槽眼的间隔距离)可由下式确定:
B=2c+b
式中B—两掏槽眼眼口的间距
b—两掏槽眼眼底距离
c—掏槽眼眼底与眼口的直线距离
斜孔掏槽装药量计算:
Q‘=qV/n
q-掏槽爆破岩石单位体积炸药消耗量(kg/m3);
V-槽腔体积(kg/m3);
n=斜眼掏槽炮眼数。
2.3.1.5.
辅助眼的布置
辅助眼的布置主要是解决炮眼间距和最小抵抗线的问题,这可以由施工经验决定,一般抵抗线W约为炮眼间距的60%∽80%,并在整个断面上均匀排列。
当采用2号岩石铵锑炸药时,W值一般取0.6∽0.8m.
2.3.1.6
周边眼的布置
周边眼应严格按照设计位置布置。
断面拐角处应布置炮眼。
为满足机械钻研需要和减少超欠挖,周边眼设计位置应考虑0.03-0.05的外插斜率,并应使前后两排炮眼的衔接台阶高度(即锯齿行的齿高)最小。
此高度一般要求为5-10cm。
2.3.1.7装药量的计算和分配
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,炮眼利用率低和石渣块度过大;
装药量过多,则会破坏围岩稳定,崩坏支撑和机械设备,使抛渣过散,对装渣不利,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,临空面数量,炮眼直径和深度及循环的总用药量要求来确定。
目前多采取以下方法计算装药量,即先用体积公式计算一个循环的总用药量,然后按各种类型的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。
计算药量Q的公式为
Q=qv
式中Q—一个爆破循环的总用药量,Kg;
q—爆破1m3岩石炸药的消耗量,Kg/m3,
V—一个循环进尺所爆落的岩石总体积,m3,其值为
V=L.S
其中L—计划循环进尺,m;
S—开挖面积,m2。
注:
围岩类别根据铁路隧道围岩分类
总的炸药量应分配到各个炮孔中去。
由于各炮眼的夹制作用及受到岩石夹制情况不同,装药量也不同,通常按装药系数a进行分配,a值可参考下表取值
装药系数a值
炮眼名称
岩石坚固系数f
〉10
8
5-6
3-4
1-2
掏槽眼
0.8
0.7
0.65
0.60
0.55
0.5
辅助眼
0.6
0.50
0.45
0.4
周边眼
2.3.2.爆破设计(以II级围岩全断面为例)
1)基本概况
II级围岩采用全断面施工,开挖进尺为3m,炮眼直径50mm,炮眼利用率0.9,每月按30d计,用2号岩石铵梯炸药,药卷直径35mm.
2)根据地质情况决定采用楔形掏槽。
3)计算断面所需炮眼数N=N=qS/rα,式中,开挖面积s=117.6m2,单位耗药量q=0.85kg/m3,装药系数α=0.55,r=0.96kg/m,则推算N约为182
4)根据采用的垂直楔形掏槽及II级围岩:
掏槽炮眼与开挖面间的夹角,上下两对炮眼间距离a=30cm,同一平面上内孔两炮眼间距离b=40cm,掏槽炮眼为12个。
5)计算每一循环炮眼深度
因开挖进尺为3m,故炮眼深度l=3/0.9=3.33m
故掏槽眼及底眼深度=3.33+0.2=3.53m
辅助眼深度=3.33m
6)计算各种炮眼的长度L:
掏槽炮眼长度取3.5m
同一平面上最外两对掏槽炮眼眼口间的距离B为,取1.6m
辅助炮眼长度:
取3.3m
周边眼长度:
取3.3m,为钻眼方便,根据围岩情况,各周边眼眼口均距开挖轮廓线5cm,其眼底超出开挖轮廓线5cm。
底眼长度:
取3.4m
7)炮眼布置如下图所示:
II级围岩爆破参数表
部位
毫秒雷管段号
炮孔名称
孔深/m
孔数
单孔装药量/kg
段装药量kg
附注
全断面
1
2.7
4
1.62
6.48
主要指标:
断面积
117.6㎡
设计进尺
3.0m
单位耗药量
0.93kg/m3
炮眼个数
197个
总装药量
327.74kg
2
3.2
2.02
8.08
3
3.5
2.42
9.68
5
3.3
1.58
15.80
7
9
14
22.12
11
25
39.50
13
30
47.40
31
48.98
底板眼
3.4
16
1.79
28.64
15
49
1.74
85.26
合计
197
327.74
8)每一循环装药量Q的计算及炮眼装药量的分配
根据炸药供应及围岩情况,使用2号岩石铵梯炸药,药卷直径为35cm,长度为200mm,每卷药卷为0.22kg
因q=0.85kg/m3V=117.6m3,
故Q=q.V=0.85X117.6X3X1.1=330kg(估算)
各种炮眼的装药系数:
掏槽眼为0.60,辅助眼为0.50,底眼为0.55,周边眼为0.55。
每个掏槽眼装药量=0.60X3.5X0.96=2.02kg,折合为10卷
每个辅助眼装药量=0.50X3.3X0.96=1.58kg,折合为8卷
每个周边眼装药量=0.55X3.3X0.96=1.74kg,折合为8.5卷
每个底眼装药量=0.55X3.4X0.96=1.79kg,折合为9卷
各种炮眼用药量为:
掏槽眼12X2.02=24.24kg共106卷
辅助眼120X1.58=189.6kg共832卷
周边眼49X1.74=85.26kg共374卷
底眼16X1.79=28.64kg共126卷
总共合计1438卷
9)根据爆破器材情况,采用导爆管雷管孔内延期起爆法
起爆顺序按炮眼布置图的图标顺序起爆,共分10段。
采用豪秒延期导爆管雷管。
考虑爆区长度150m,首段12个掏槽眼选用1-3段导爆管雷管,其余依次为辅助眼10个5段,10个7段,14个9段,25个11段,31个14段,周边眼49个15段,底眼16个14段.可采用连续装药结构,反向起爆方式。
由起爆药卷引出的导爆管在孔外通过反射四通连接件联成闭合起爆网路,由2发8号火雷管起爆导爆管网路。
第三章初期支护
3.1.概述
3.1.1.初期支护的基本概念
隧道开挖后,除围岩完全能够自稳而无须支护外,在围岩稳定能力不足时,则须加以支护才能使其进入稳定状态,称为初期支护。
初期支护是为了解决隧道在施工期间的稳定和安全的工程措施;
二次支护则是为了保证隧道永久稳定和安全,作为安全储备的工程措施。
初期支护加二次支护构成复合式衬砌。
初期支护主要采用锚杆和喷射混凝土来支护围岩,它是现代隧道工程工程中最常见也是最基本的支护形式和方法。
初期支护施作后即成为永久性承载结构的一部分,它与围岩共同构成了永久的隧道结构承载体系。
3.1.2.锚喷支护的特点
#灵活性。
锚喷支护是由喷射混凝土、锚杆、钢筋网、拱架等支护部件进行适当的组合的支护形式,它们即可以单独使用,也可组合使用。
#及时性。
锚喷支护能在施作后能迅速发挥其对围岩的约束作用。
#密贴性。
喷射混凝土能与坑道周围的围岩全面、紧密的粘结,因而可以抵抗岩块间沿节理的剪切和张裂。
#深入性。
锚杆能深入岩体内部一定深度,对围岩起约束作用。
#柔性
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