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文档简介
抽水蓄能电站钻孔爆破施工方案第一章工程背景与地质特征1.1工程定位本抽水蓄能电站位于华南褶皱带中段,装机容量1200MW,上库库容1.2×10⁷m³,下库库容1.1×10⁷m³。输水系统采用“一洞两机”布置,引水隧洞总长2850m,其中钻爆段2380m,衬后内径8.5m,调压井深136m。钻孔爆破质量直接决定后续混凝土衬砌厚度、围岩稳定及机组振动指标,属本工程“卡脖子”环节。1.2地形地貌上库盆地处海拔840m夷平面,下库位于260m深切“V”型峡谷,相对高差580m。自然坡度35°~55°,局部形成倒悬。地表多为残坡积粉质黏土,厚度2~8m,下伏地层为寒武系浅变质石英砂岩夹板岩,单轴饱和抗压强度45~110MPa,岩体完整性系数Kv0.55~0.75,属Ⅲ~Ⅳ类围岩。1.3水文地质地下水以基岩裂隙水为主,涌水量0.3~0.8L/(s·m)。断层F3、F7贯穿隧洞段,破碎带宽度6~18m,渗透系数1.2×10⁻⁴cm/s,存在突涌可能。下库岸坡存在季节性水位变动带,爆破振动易触发顺层滑移。1.4施工难点①深埋段最大地应力22MPa,岩爆倾向指数Wet3.2,属中等岩爆等级;②上库进出水口与坝肩槽开挖交叉,爆破振动需≤1.5cm/s;③调压井高边墙一次成型,炮孔偏斜≤1.5%;④下库近坝肩30m范围需预留3m光爆层,确保坝基弹性波速≥4500m/s。第二章爆破设计原则与参数体系2.1设计原则“先保护、后破碎、再利用”,以“单耗低、振动小、块度匀、轮廓精”为目标,实行“孔内分段、孔外接力、毫秒延时、双向起爆”。2.2爆破参数计算模型采用修正的Kuz-Ram模型与瑞典模型耦合,引入岩体完整性系数Kv修正炸药单耗q:q=q₀·Kv^(-0.6)·(σc/100)^0.3其中q₀为基准单耗,取0.35kg/m³;σc为岩石饱和抗压强度(MPa)。2.3轮廓控制标准隧洞超挖≤100mm,平均线性超挖≤70mm;半孔率≥85%,孔壁无肉眼可见爆裂痕;光爆面起伏差≤150mm。2.4振动控制指标对坝肩、调压井及高压管道,采用PPV(峰值质点振动速度)三级阈值:保护对象频率<10Hz10–50Hz>50Hz坝肩基岩0.8cm/s1.2cm/s1.5cm/s调压井衬砌1.0cm/s1.5cm/s2.0cm/s高压管道钢衬1.5cm/s2.0cm/s2.5cm/s第三章钻爆参数精细化设计3.1隧洞钻爆参数部位掘进断面(m²)循环进尺(m)炮孔数单孔深(m)单耗(kg/m³)总药量(kg)延时(ms)堵塞长(m)上平段Ⅲ类围岩58.13.51263.80.4285.225–3001.2深埋Ⅳ类岩爆段58.13.01343.30.3866.525–2501.3下斜井段58.13.21303.50.4074.325–2751.253.2调压井梯段爆破调压井直径24m,采用“中心槽+预裂+光面”组合。预裂孔直径90mm,孔距0.8m,线装药密度250g/m,不耦合系数2.14;光爆孔直径76mm,孔距0.6m,线装药密度140g/m。3.3下库坝肩保护层预留3m光爆层,分两层开挖:上层1.5m采用“小孔距、低单耗”,孔距0.5m,排距0.4m,单耗0.20kg/m³;下层1.5m采用“水平预裂+液压破碎”,预裂孔直径64mm,孔距0.4m,线装药密度90g/m。3.4炸药与雷管选型炸药类型密度(g/cm³)爆速(m/s)猛度(mm)使用部位Φ32mm乳化炸药1.15420016掏槽、崩落孔Φ25mm低爆速乳化1.05320012光爆孔现场混装铵油0.95310010调压井梯段雷管选用高精度导爆管雷管,段位误差≤1ms,抗静电>8kV,抗拉>80N。第四章钻孔工艺与精度控制4.1钻机配置作业面钻机型号钻孔直径(mm)钻孔深度(m)倾角控制数量隧洞掌子面SandvikDP1500i64–1020–45自动测角±0.1°3台调压井AtlasCopcoROCL876–1270–150陀螺导向2台坝肩槽KomatsuPC700-7+液压凿岩机64–890–20激光放样1台4.2钻孔精度保证措施①采用“三检三验”:开孔前全站仪放点、钻杆初定位、钻孔中激光测斜、终孔后孔内摄像;②每10m孔深测斜一次,偏斜>1.5%时立即回填重钻;③深孔采用“扶正器+导向管”组合,扶正器间距1.2m,导向管壁厚6mm。4.3岩爆段钻孔防护钻孔前喷射50mm钢纤维混凝土封闭掌子面;钻机加装防爆护罩,操作台距掌子面≥15m;采用“短进尺、勤支护”,每循环结束立即安装φ25mm系统锚杆,间距1.0m×1.0m。第五章装药结构与起爆网络5.1掏槽孔装药采用“三级楔形+中心空孔”模式,空孔直径102mm,装药孔直径64mm,不耦合系数1.59,连续装药,底部加强0.2kg,堵塞1.2m。5.2崩落孔装药连续装药,底部0.5m线密度增加30%,堵塞1.0m。5.3光爆孔装药结构孔深(m)药卷直径(mm)线密度(g/m)空气间隔长度(cm)堵塞长度(cm)3.52514030605.02514040805.4起爆网络采用“孔内分段+孔外接力”双保险:孔内用MS-3、MS-9、MS-15三段接力,孔外用MS-5接力,形成“V”形起爆时序,最大段药量≤25kg。网络连接采用“一把抓”并联,每把不超过20发,双发雷管并联,电阻差≤0.3Ω。5.5杂散电流与静电防护①掌子面铺设导电橡胶垫,接地电阻≤2Ω;②装药前检测杂散电流≤30mA,超标时切断高压电缆;③雷管脚线短路直至起爆前5min解除。第六章爆破振动与飞石控制6.1振动预测采用萨道夫斯基公式修正:PPV=K·(Q^(1/3)/R)^α其中K取180,α取1.6,Q为最大段药量(kg),R为爆心距(m)。经计算,当Q=25kg,R=45m时,PPV=1.48cm/s,满足坝肩基岩要求。6.2减振措施①增设减振孔:在预裂外侧0.3m处打设空孔,直径64mm,孔距0.4m;②采用“梯形延时”,相邻段间隔≥25ms,避免波形叠加;③对岩爆段采用“短进尺、多循环”,每循环进尺由3.5m降至2.5m,最大段药量降至18kg。6.3飞石控制控制项目技术措施参数堵塞质量黏土+砂混合,含水率12%堵塞长度≥1.2m覆盖防护双层轮胎网+土工布重量≥50kg/m²警戒距离隧洞掌子面≥300m警戒距离调压井≥500m6.4监测反馈采用TC-4850爆破测振仪,每炮必测,实时上传云平台,若PPV超限,立即暂停,调整段药量或增加减振孔。第七章通风排烟与有害气体治理7.1通风系统隧洞采用压入式通风,φ1.8m风筒,出口距掌子面≤30m,风速≥0.25m/s,回风风流中CO浓度≤24ppm,NOx≤5ppm。7.2水幕降尘爆破后立即启动移动式水幕车,射程30m,雾化粒径50–100μm,降尘效率≥80%。7.3气体监测采用MultiRAEPro六合一检测仪,每30min记录一次,CO>50ppm或NO2>10ppm时,人员撤离。第八章出渣与块度控制8.1块度预测采用Kuz-Ram模型:P₅₀=A·(q/Q)^(0.8)·(σc/115)^(-0.63)其中A取0.8,经计算P₅₀=0.28m,满足2m³挖掘机铲装要求。8.2二次破碎对>0.8m大块采用HB4200液压锤破碎,破碎率≤5%,禁止裸露爆破。8.3渣堆管理采用“分层堆存+喷淋抑尘”,堆高≤6m,坡比1:1.25,表面覆盖防尘网。第九章质量检验与验收标准9.1超挖检测采用三维激光扫描仪,点云密度≥100点/m²,与设计轮廓比对,生成超挖云图,超挖>100mm区域采用喷混凝土回填。9.2半孔率统计每循环随机抽检20m轮廓线,统计残留半孔数,计算半孔率,低于85%时,调整光爆参数。9.3弹性波速检测采用单孔声波法,孔深2m,测点间距0.2m,要求爆破影响区波速降低率≤10%。第十章安全文明施工与应急预案10.1风险源清单序号风险源风险等级控制措施1岩爆Ⅲ短进尺、应力释放孔、锚喷支护2突涌水Ⅱ超前地质预报、注浆堵水3飞石Ⅱ覆盖、警戒、监测4有害气体Ⅲ通风、检测、撤离10.2应急物资TBM式逃生舱2套,自救器60台,潜水泵200m³/h4台,应急照明LED灯100套。10.3应急演练每月组织一次“盲演”,模拟岩爆+突涌水复合灾害,15min内完成人员撤离,30min内完成注浆封堵。第十一章
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