渠首技案013号爆破试验方案Word文档下载推荐.docx
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渐变段从桩号0+015.55至0+025.55m,全长10.0m,为方变圆渐变,中心线高程276.75m,起点截面尺寸3.5×
3.5m,末端截面尺寸φ3.5m,钢筋砼衬砌厚度0.6m;
平洞段从桩号0+025.55至0+823.00m,全长797.45m,为平面直段,纵坡i=0.207%,中心高程276.75~275.10m。
其中,Ⅱ类围岩(桩号0+164.55~0+511)全长346.45m,采用挂网喷锚支护,喷C20砼厚度为0.1m,该段内径4.1m;
Ⅲ、Ⅳ类围岩(桩号0+025.55~0+164.55、0+511~0+739)总长367m,该段内径3.5m,采用钢筋砼衬砌,衬砌厚度为0.4m;
Ⅴ类围岩(桩号0+739~0+823.00)全长84m,该段内径3.5m,采用钢筋砼衬砌,衬砌厚度为0.59m,此段还新增1cm厚压力钢管。
左岸灌溉引水隧洞渠首取水位置位于库内距大坝约500m处,灌溉引水隧洞出口接左岸渠首电站,为减少进出口开挖工程量,加快施工进度,节省工程投资,灌溉引水隧洞轴线布置尽可能与地形及岩层走向正交,全长887.79m。
渠首电站与灌溉引水洞之间用钢岔管连接,以钢岔管为界,岔管上游部分归入枢纽工程,岔管及岔管下游部分归于灌区工程。
进口段从桩号0+000.00至0+015.55m,全长15.55m,为钢筋混凝土结构;
渐变段从桩号0+015.55至0+025.55m,全长10.0m。
为方变圆渐变,中心线高程276.75m,起点截面尺寸3.5×
平洞段从桩号0+025.55至0+887.79m,全长862.24m,在桩号0+026.87处开始第一个平面转弯,转弯半径20m,转角64.86°
,后接直线段。
在桩号0+649.18处开始第二个平面转弯,转弯半径200m,转角26.5°
,再接直线段至桩号0+887.79,隧洞纵坡i=0.2%,中心高程276.75~275.10m,该段内径3.5m。
Ⅲ、Ⅳ类围岩(桩号0+025.55~0+253.55、0+289.55~0+733.55)总长672m,采用钢筋砼衬砌,衬砌厚度为0.4m;
Ⅴ类围岩(桩号0+253.55~0+289.55、0+733.55~0+887.79)全长190.24m,采用钢筋砼衬砌,衬砌厚度为0.59m,此段还新增1cm厚压力钢管。
至左岸灌溉引水隧洞进口交通洞起于左岸大坝B0-046.35,止于左岸灌溉引水隧洞进口,全长402.28m。
由直线段和一个圆弧段及工作桥平顺连接,圆弧段桩号0+141.64~0+207.64,转弯半径150m,转角25.21°
,隧洞出口接工作桥至左岸灌溉洞进口,在隧洞出口设12.28×
21m回车坪,回车坪四周设砼挡土墙。
交通洞采用城门洞型式,考虑该段公路仅做运行期检修通道,路面宽度按单车道设计,路面净宽3.5m,洞内单侧设排水沟兼作人行道,洞净宽4.3m,洞净高5.5m,洞底高程324.0m。
交通洞底板为C30砼路面。
1.2工程地质
1.2.1左岸灌溉引水隧洞
1)地形地貌
进口位于
号冲沟,地形坡度40°
~55°
。
沿线地势陡峻,K0+202m处山顶最大高程443.5m,K0+202m处隧洞从管理局后山坡的大冲沟下穿过,沟底高程约339m,相应洞顶埋深61m。
过冲沟后顺洞线坡度较缓,平均坡度约10°
,出口附近地形较陡,坡角约25°
2)水文地质条件
沿线地下水类型主要为基岩裂隙水,沿断层及节理裂隙向深部及邻近溪沟河谷渗流、排泄,水量较贫乏。
据钻孔揭露,地下水位在进口、出口部位较低,中间地势较高部位地下水位相应较高,具体为:
K0+000~K0+058m段地下水位于底板以下,K0+058~K0+065m段地下水位介于隧洞顶、底板之间,K0+065~K0+219m段地下水位高出洞顶0~101.9m,K0+219~K0+823m段地下水位高出洞顶101.9~0m,K0+823~K0+851m地下水位介于隧洞顶、底板之间,K0+851m至出口段地下水位低于底板高程。
岩体透水性:
据压水试验成果,洞身段微风化~新鲜岩体为弱透水性,弱~强风化岩体为弱~中等透水性。
3)进口边坡稳定问题
进口边坡陡峭,高约40m,基岩裸露,岩性为D13厚~巨厚层状细砂岩、粉砂岩,呈强风化~弱风化状态,节理中等发育,岩层产状N5°
~17°
E·
NW∠20°
~26°
,洞线走向S8°
W,两者夹角约10°
,故硐脸及左侧边坡岩层倾向坡外,为顺向坡,且倾角较缓,对边坡稳定不利;
而硐脸右侧边坡反向坡,对稳定有利。
由于边坡岩体受节理裂隙及风化影响,加之开挖可能引起卸荷回弹,边坡存在掉块、局部小规模坍塌问题。
建议对开挖坡面采用系统锚杆及挂网喷混凝土支护。
4)洞身围岩稳定问题
K0+247.0~K0+262.0、K0+727.0~K0+881.87段分别为D16、D2t中厚~厚层状石英砂岩、砂岩、粉砂岩,强~全风化,岩体强度低,完整性差,特别是全风化岩体呈土状,自稳能力很差。
出口探硐PD30中见多条破碎夹泥层,且探硐掘进中在无支护情况下垮塌严重,稳定性极差,属Ⅴ类围岩,存在渗水、掉块、洞顶、洞壁坍塌,若支护不及时,甚至会出现冒顶通天现象,建议采用超前排水,系统锚杆加钢筋网喷护,刚性支撑,及时浇筑混凝土衬砌,或采取管棚施工、小导管等超前支护措施,以确保施工安全。
K0+017.8~K0+057.0、K0+637.0~K0+727.0两段为Ⅳ类围岩,岩体呈弱风化状为主,节理裂隙较发育,岩体较破碎,完整性较差,弱~中等透水。
普遍存在掉块、坍塌及渗水问题,建议采取系统锚杆加钢筋网喷护,刚性支护,及时浇筑混凝土衬砌等措施处理。
K0+057.0~K0+247.0m、K0+262.0~K0+637.0m段,围岩为D13~D15及D2t岩组,岩性为中厚~巨厚层状石英砂岩、砂岩、粉砂岩,属弱风化~新鲜岩体,岩体完整性较好,钻孔岩性获得率50%~80%,弱透水,属Ⅲ类围岩,局部稳定性差,沿软弱夹层及与节理组合形成的不稳定体存在掉块、坍塌问题,建议采取系统锚杆加钢筋网喷护,局部采取刚性支护、或浇筑混凝土衬砌等支护措施。
5)出口边坡稳定问题
出口段坡度较缓,坡角约25°
,自然边坡稳定。
隧洞施工后出口洞脸开挖边坡高度小,约12m,边坡表部1~3m为残坡积层,物质为含砾粘土,下部为全风化粉砂岩,呈土状,抗剪指标低,稳定条件差,建议适当放缓坡比,分级开挖,且分级开挖高度不大于5m,并设马道,坡面进行支挡和挂网喷护处理,同时加强坡体及周边排水。
建议最好先锁洞口,采用零开挖进洞。
1.2.2右岸灌溉引水隧洞
进口地形整体坡度40°
,沿线地形陡峻,K0+330m处山顶最大高程496m,然后往出口高程逐渐降低,洞线在K0+410m及K0+550m处穿越
、
冲沟,相交处沟底高程分别为443m和418m,相应洞顶埋深165m和140m。
出口附近地形坡度较陡,坡角39°
据钻孔揭露,在进、出口位置地下水位较低,中间地势较高部位地下水位相应较高,隧洞整个洞身基本都位于地下水位以下,具体为:
K0-000以上段地下水位低于底板高程,K0-016~K0-010m段地下水位介于隧洞顶、底板之间,K0-010~K0+309m段地下水位高出洞顶0~143.2m,K0+309~K0+791m段地下水位高出洞顶143.2~0m,K0+791~K0+803m地下水位介于隧洞顶、底板之间,K0+803m至出口段地下水位低于底板高程。
据压水试验成果,洞身段微风化~新鲜岩体为弱透水性,弱~强风化岩体为弱~中等透水性,断层破碎带为中等~强透水性。
3)进口边坡稳定问题
进口边坡整体坡度约40°
,边坡陡峭,基岩裸露,岩性为D11~D13中厚~巨厚层状细砂岩、石英砂岩、粉砂岩及含砾石英砂岩等,表部呈强风化状,节理裂隙发育,岩层产状为N12°
NW∠15°
~27°
,走向与硐脸夹角约70°
,故硐脸基本为横向坡,略倾坡内;
右侧边坡走向与岩层走向小角度相交,为顺向坡。
根据各类结构面组合分析(见图1-1),硐脸边坡存在节理组合构成的不稳定体,在施工扰动和水的作用下可能引起掉块、局部坍塌。
右侧边坡为顺向坡,且坡内软弱夹层发育,抗剪强度低,加之节理裂隙切割,易引起掉块、顺层滑动问题。
建议对硐脸及右侧边坡不稳定部位进行锚固处理,对整个坡面进行挂网喷护。
洞身段围岩主要为D12~D15中厚~厚层状石英砂岩、含砾石英砂岩、细砂岩、砂岩夹页岩等,弱风化~新鲜岩体,围岩属于Ⅴ~Ⅱ类岩体,其中:
K0+714~K0+789.7段有断层F1、F234通过,断层规模较大,破碎带宽3~5m,为断层角砾岩及断层泥充填。
该段岩体破碎,完整性差,断层带内富水,加上该段夹层发育,围岩极不稳定,属Ⅴ类围岩,存在掉块、洞顶、洞壁坍塌、渗水或涌水及流砂问题,建议进采取超前排水,系统锚杆加钢筋网喷护,刚性支撑,及时浇筑混凝土衬砌等措施处理,必要时采用管棚施工。
K0+486.9~K0+499.3、K0+695.1~K0+714.9两段为Ⅳ类围岩,前者受断层F10切割,断层规模较小,破碎带宽度小于1m,为断层角砾岩及断层泥充填;
后者临近F1断层,节理裂隙发育,且风化较强。
在断层、节理裂隙及层面切割下,围岩较破碎,完整性较差,两段普遍存在掉块、坍塌问题,建议系统锚杆加钢筋网喷护,刚性支护,并及时浇筑混凝土衬砌等措施处理。
K0+000~K0+141.6、K0+499.3~K0+695.1两段为弱~微风化石英砂岩,含砾石英砂岩、细砂岩、粉砂岩夹页岩等,弱~中等透水,节理较发育,岩体完整性较差,属Ⅲ围岩,局部存在掉块,局部沿层面及节理裂隙不稳定组合体发生坍塌问题。
建议采取系统锚杆加钢筋网喷护,局部刚性支护,并及时浇筑混凝土衬砌等措施处理。
K0+141.6~K0+486.9段D13细砂岩、粉砂岩夹石英砂岩,完整较好,微风化,弱透水性,该段围岩基本稳定,但局部沿破碎夹泥层及节理裂隙存在掉块问题,属Ⅱ围岩,建议对不稳定部位及时喷护或锚固处理。
出口地形较陡,坡角约39°
,基岩为D14~D15中厚~厚层状含砾石英砂岩、石英砂岩夹粉砂岩,岩层产状N25°
~40°
NW∠40°
~65°
,岩层走向与洞轴线小角度相交。
岩体内破碎夹泥层多,据PD31揭露,探硐内破碎夹泥层平均3~5m见一条。
硐脸岩体为强风化状,节理裂隙中等发育,岩体较破碎。
硐脸及右侧边坡结构面组合分析见图1-3。
从图中可以看出,第①节理与破碎夹泥层的组合体交线为16°
,在施工爆破及地下水作用下,硐脸及右侧边坡均存在稳定问题。
第②组节理与破碎夹泥层的组合体交线缓,对稳定性影响不大。
此外,由于出口为顺层边坡,在各类结构面的共同切割影响下,稳定条件差,局部可能存在顺层滑动问题,建议采取随机锚固措施,对坡面进行挂网喷护处理,并加强坡体及周边排水。
据设计放坡方案,坡顶残坡积层厚2~3m,且基岩面坡度陡,平均约39°
,当开挖切坡后,可能存在土体沿基岩接触面坍滑、崩塌,建议进行土钉墙或挡墙等进行处理。
1.2.3左岸灌溉交通隧洞
左岸灌溉洞进口交通洞全长352.5m,沿线地面高程334~408m,进口位于观景平台附近,出口位于
号冲沟X081上方,距涔天河水库老坝约160m,进、出口底板高程324m,开挖洞径6.5m,进口为已经施工支护完成的观景平台开挖边坡,开挖坡比1:
1~1:
1.25,出口地形陡峻,坡度55°
沿线地下水主要为基岩裂隙水,沿洞线地下水位与地形线形态相似,除进、出口处地下水位略低于隧洞底板外,其余洞段地下水位高于隧洞顶板约10~32m。
据前期钻孔压水试验成果,洞身段微风化~新鲜岩体为弱透水性,弱~强风化岩体为弱~中等透水性。
3)进、出口边坡稳定问题
进口为观景平台边坡已进行锚喷处理,边坡稳定;
出口地形陡峻,平均坡度约55°
,岩层产状N10°
E•NW∠15°
,走向与洞轴线大角度斜交。
由于边坡岩体为强风化,发育一组顺坡向卸荷节理和横坡向节理,受节理裂隙组合切割及风化影响,加之开挖可能引起卸荷回弹,边坡开挖后存在掉块、局部坍塌问题。
K0+000~K0+100、K0+231.5~K0+352.5段或受断层F32、F27、F51、F21切割,或为进出口附近岩体风化较强、节理裂隙较发育段。
围岩呈碎裂结构状,自稳条件差,为Ⅳ~Ⅴ类围岩。
由于断层带透水性较好,且水量较丰富,故存在渗水、塌方等问题。
建议采用系统锚杆加钢筋网喷护,刚性支护,及时浇筑混凝土衬砌等措施处理。
K0+100~K0+231.5段岩体微风化,沿软弱夹层及与节理组合形成的不稳定体存在掉块、坍塌问题,围岩局部稳定性差,为Ⅲ类围岩。
建议对围岩进行喷锚支护,对断层、结构面不利组合部位进行局部衬砌。
1.3设计依据
1、《爆破安全规程》(GB6722-2011);
2、《水利水电工程爆破安全监测规程》(DL/T5333-2005);
3、《水工建筑物岩石基础开挖工程施工技术规范》(SL47—1994);
4、《水电水利工程爆破施工技术规范》(DL/T5135-2001);
5、合同文件相关要求及现场实际情况。
2爆破试验
2.1技术要求
2.1.1爆破作业安全
爆破作业安全应遵守《水利水电工程施工通用安全技术规程》(SL398-2007)第8章或《爆破安全规程》(GB6722-2011)的规定。
2.1.2爆破材料的试验和选用
应根据本工程的实际使用条件和监理人批准的钻爆措施计划中规定的技术要求选用爆破材料,爆破材料使用前应进行材料性能试验,证明其符合技术要求时才能使用。
2.1.3控制爆破
边坡和基础开挖必须按以下各项要求进行控制爆破:
(1)应对岩质基础、边坡、马道的所有轮廓线上的垂直、斜坡面应采用控制爆破。
(2)紧邻设计建基面、设计边坡、建筑物或防护目标,应采用毫秒延时起爆网络,不应采用大孔径爆破方法。
(3)对爆破空气冲击波和飞石要做好控制与防护措施,以免危及机械设备和人身安全。
2.2爆破试验实施要点
爆破试验结合生产进行,其目的主要是通过试验获得安全、高效、经济的钻孔与爆破参数。
根据不同的爆破对象、影响大小、及施工工艺,主要针对岩石开挖区进行爆破试验,试验钻爆设计涵盖手风钻和潜孔钻或液压钻的不同孔径、不同孔深不同孔排距、不同装药结构、不同起爆网路。
试验区选择尽量远离附近建筑物的部分,试验过程中同步实施爆破振动监测,根据爆破效果和监测成果分析调整下一组试验钻爆参数,找到合适的主爆孔和预裂孔最优钻爆参数,应用于大规模爆破作业中。
2.2.1爆破安全控制
(1)重要安全保护对象
本工程爆破作业重要安全保护对象主要有:
现有涔天河大坝、邻近重要施工设备、爆区附近过往车辆、人员及相关建筑、设施。
(2)爆破有害效应
结合本工程实际,本工程中需重点控制爆破振动和爆破飞石。
(3)安全控制要点
①施工过程中的人员、设备、材料、警戒及其它施工组织管理严格遵守《爆破安全规程(GB6722-2011)》相关规定。
②严格控制爆破规模及最大一段起爆药量,采用合理的起爆网络,合理选取微差起爆的间隔时间,严格控制重段或串段现象。
③孔口封堵密实,并做好爆破遮挡、覆盖等主动防护措施。
④对重要建(构)筑物及不能移走的重要设备进行遮挡、覆盖等被动防护措施。
2.3爆破试验的目的
通过爆破试验,采集爆破施工参数,确定安全、合理的基本爆破参数。
同时验证、调整爆破设计,优化爆破方案,为左右岸灌溉渠首工程标开挖提供施工依据,指导后续爆破施工,有力推进开挖施工效率,保证开挖质量,为施工生产奠定理性基础。
2.4实验场地选择
本工程爆破主要分为明挖爆破和洞挖爆破两部分,据各工作面开挖进度和建筑物结构布置情况,明挖爆破试验场地初选在右岸灌溉引水隧洞进口边坡EL307平台岩石开挖部位;
洞挖试验场地初选在左岸灌溉洞进口交通洞ZJ0+010~ZJ0+020段(Ⅴ类围岩)、左岸灌溉引水隧洞ZG0+720~ZG0+710段(Ⅳ类围岩)、右岸灌溉引水隧洞YG0+030~YG0+040段(Ⅲ类围岩)和YG0+170~YG0+180段(Ⅱ类围岩),便于试验并使试验结果具有代表性。
2.5明挖爆破试验方法
2.5.1明挖爆破工艺试验
根据钻孔设备性能,先在右岸灌溉引水隧洞进口边坡EL307平台进行一次小孔径浅孔梯段钻爆试验,以初步了解地质岩性和梯段钻爆参数,之后结合后续开挖在主爆区进行大孔径梯段爆破试验。
初拟爆破参数如下:
表2-1小孔径浅孔爆破参数
名称
台阶
高度m
排距
m
孔距
孔径
mm
孔深
药径
装药长m
单孔药
量kg
单耗
kg/m3
线密度g/m
爆破孔
3
1.0
2.0
42
32
2.3
0.33-0.48
预裂孔
0.6~0.8
2.5
0.65~0.9
250~350
表2-2大孔径浅孔梯段开挖爆破参数
高度
单孔药量kg
6
2~2.5
3~4
110
10
70
3.5
16.2~21
0.33-0.48
0.8~1.0
7.5
2.3~3.4
300~450
2.5.2试验方法
(1)、小孔径浅孔爆破工艺试验
主要目的是获得大孔径钻机就位困难或建基面保护层开挖的钻孔布置和装药参数,浅孔爆破根据施工场地分为一般石方爆破和控制爆破(保护层),并在斜坡面应用预裂爆破技术,以保证成形,减少超欠挖。
根据开挖区已揭露的岩石情况,小孔径浅孔爆破试验工艺计划采用φ42mm钻孔直径和φ32mm装药直径,进行3m梯段爆破试验,以结合试验创造梯段爆破条件。
钻爆参数见浅孔爆破参数表中一般爆破参数,并通过初次爆破试验,为下一次钻爆试验提供设计参数。
爆破试验工艺如下:
爆破面清理→测量放样→钻孔布置→孔口清理→钻孔定位→钻孔→装药→起爆网络联接→电起爆→出渣及爆破效果数据分析→二次试验→确定爆破施工参数。
(3)、小孔径预裂爆破工艺试验
预裂爆破试验计划采用φ42mm钻孔直径和φ32mm装药直径,并按预裂爆破装药结构要求,对底部加大线装药、对孔口减少线装药量,为防止孔口出现爆破漏斗,仅采用纸团简单封堵在药串顶部,钻爆参数见浅孔爆破参数表中预裂爆破孔参数。
为尽大限度通过一次预裂爆破试验获得合适的参数,预裂爆破孔距和线装药量按分段布置,每段不得小于5孔,以保证成缝。
计划孔距为80cm、线装药量为200g/m设计参数试验孔布置20个,采用间隔不耦合装药。
开挖面开挖出后,检查其半孔率和平整度,应达到《水工建筑物岩石基础开挖工程施工技术规范》(SL47—1994)的要求。
(3)、大孔径浅孔梯段爆破工艺试验
大孔径浅孔梯段爆破工艺试验拟选择在右岸灌溉引水隧洞进口边坡EL307平台处,计划采用φ90mm钻孔直径和φ70mm装药直径,结合预裂爆破试验进行6.0m梯段钻爆试验。
通过初次爆破试验,为下一次钻爆试验提供设计参数。
深孔爆破试验工艺如下:
爆破面清理→测量放样→钻孔布置→孔口清理→钻孔定位→钻孔→装药→起爆网络联接→电起爆→出渣及爆破效果、数据分析→二次试验→确定爆破施工参数。
(4)、大孔径预裂爆破工艺试验
预裂爆破试验沿梯段爆破试验范围一侧边线布置预裂爆破孔,进行预裂爆破参数试验和预裂面减震效果对比试验,以获得合理的预裂爆破参数。
大孔径预裂爆破工艺试验,计划采用φ90mm钻孔直径和φ32mm装药直径,并按预裂爆破装药结构要求,对底部加大线装药、对孔口减少线装药量,为防止孔口出现爆破漏斗,仅采用纸团简单封堵在药串顶部,钻爆参数见深孔爆破参数表中预裂爆破孔参数。
计划孔距为100cm、线装药量为200g/m设计参数试验孔布置20个,采用间隔不耦合装药。
为保护预裂面的完整和拉裂主爆破孔和预裂孔之间的岩体,在主爆破孔和预裂孔之间需设置缓冲层,缓冲层孔距2.0m,距预裂面的距离初步确定为1.2m,与预裂孔平行,缓冲孔底部与主爆孔的水平距离为1.2m,缓冲孔采用连续不耦合装药形式。
(5)、起爆网络试验
根据类似工程实践经验,本工程拟采用孔内延时起爆,孔外延期传爆的顺序起爆网络。
设计起爆网络时,要求预裂孔起爆前,主爆破孔孔外传爆应完成,减少拒爆因素。
预裂爆破的起爆采用导爆索,与主爆破孔一同爆破时,预裂孔应超前主爆破孔50ms以上。
利用导爆索单独进行预裂时,若预裂孔较多,可按单响药量要求控制,每5~10个孔一组,各组间以MS3段毫秒非电塑料导爆管分开。
按现场爆破规模条件,孔内采用MS10段毫秒微差雷管,孔外在孔间采用MS1段毫秒微差雷管传爆,排间采用MS3段毫秒微差塑雷管传爆,爆破网络连接采用导爆管,起爆网络采用电雷管激发。
其起爆网络施工工艺如下:
起爆材料现场外观检查→结合爆破设计进行段别区分→孔内外段别分类→孔内段别安装→由起爆网络末端开始联接→中间部分网络联接→起爆点联接→网络检查→准备引爆器材→引爆。
(6)、钻孔及装药工艺试验
根据本工程地质岩性特点,本试验项目主要是探
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