隧道钻爆设计方案.docx
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隧道钻爆设计方案
隧道钻爆设计方案
一、编制依据及围
1.1编制依据
⑴《蒙西华中铁路九岭山隧道指导性施工组织设计》;
⑵《铁路工程施工组织设计指南》();
⑶现场踏勘收集到的地形、地质、气象和其它地区性条件等资料;
⑷九岭山隧道施工图设计文件;
⑸集团公司近年来铁路、高速公路等类似施工经验、施工工法、科技成果;
⑹集团公司为完成本标段工程拟投入的施工管理、专业技术人员及机械设备等资源。
⑺其他适用的规和规定。
1.2编制围
本方案适用于新建蒙西至华中地区铁路煤运通道重点控制工程MHSS-7标九岭山隧道的开挖爆破施工。
二、工程概况
九岭山隧道位于省境,起于铜鼓县小水村附近,止于宜丰县黄岗乡。
隧道结构形式为单洞双线,进口里程DK1680+696,出口里程DK1696+086,正洞总长15390m,隧道设2座斜井,斜井总长5240m。
一号斜井正洞长1448m;三号斜井正洞长1545m。
隧道洞身穿越地层较复杂,主要有花岗岩、花岗闪长岩,局部发育有酸性岩脉和石英脉。
隧道最大埋深约862m。
主要不良地质有断层破碎带(断层6条,节理密集带4条)、岩爆、软岩大变形、地热等。
隧道Ⅱ级围岩8805m,Ⅲ级围岩4520m,Ⅳ级围岩1492m,Ⅴ级围岩573m,Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ级围岩分别占全长的57.21%,29.38%,9.69%,3.72%。
三、施工方案概述
3.1.工程特点
本工程隧道开挖掘进大部分为对山体的岩石进行掘进爆破,局部地段隧道顶部覆盖的岩石厚度较薄或岩石风化较严重。
在工程施工中主要存在隧道开挖起点、端点附近公共设施和民用建(构)筑物的安全问题,初期主要受爆破飞石和爆破震动的影响,进入隧道10~15m后则主要受爆破震动的影响。
隧道在进入山体10~20m以后,其爆破的飞石影响可以有效的进行控制,隧道硐爆破一般药量都很小。
如果因周边环境影响需控制单响药量时可通过:
减小爆破面积,将整个断面分成若干个小的爆破块段进行分区爆破;缩小循环进尺,以减小单次爆破药量;改变爆破网络,增加爆破段位等措施。
3.2施工总体安排
3.2.1工作面布置原则
每个掘进工作面在施工时各工序之间,在施工条件许可的情况下,本着加快施工进度,减少施工干扰,确保施工安全和按计划进度施工的原则进行工作面的布置。
(1)划分若干个作业面,能满足工程总进度的要求;
(2)各隧道在掘进期间,应随时根据地质条件采取合理的施工方法,对于全断面、台阶法及三台阶临时仰拱法掘进要充分利用工作面空间进行作业点的合理布置;
(3)每个掘进工作面根据不同的施工方法各工序之间或同一工序在满足施工安全的前提下可划分成多个作业点进行平行作业;
(4)确保各工作面的施工安全。
3.2.2爆破施工方法概述
根据本标段沿线地形、地质情况,以及所处的地理位置和周边环境,结合具体情况考虑,九岭山隧道地质条件较好,隧道开挖方法按设计要求Ⅱ级围岩采用全断面法、Ⅲ级与Ⅳ级围岩采用台阶法、Ⅴ级围岩采用三台阶临时仰拱法或三台阶法,隧道开挖采用松动爆破和光面弱爆破技术,分多个断面立体交叉施工;同时边开挖边支护,确保安全无事故。
对于地质条件较差的地段或区域以机械施工为主,局部用风镐破除,难度较大的,小围采用控制松动爆破法施工,采用管棚法辅助进洞。
根据围岩类别及开挖部位不同,采用不同的炸药单耗,对于软岩采取松动爆破技术,炸药单耗控制在0.35~1.8kg/m3之间,爆破施工中根据实施爆破效果进行调整。
特别是在隧道施工过程中,须根据掘进过程中岩石的类型、走向、地质结构、地下水、施工进度等各种因素来制定具体的施工方案,针对同一条隧道不是固定不变的。
当掘进过程中遇到地质构造或其它特殊的地质结构时,根据具体情况将及时制定相应的施工方法,编制详细合理的施工方案。
3.4.3施工工艺流程
隧道段:
施工准备(校核中腰线、标定眼位)→钻孔→装药联线→警戒爆破→通风排尘→清理危岩活石→临时支护→清碴(下一个循环)。
本工程在爆破施工过程中,钻眼爆破是施工的重点工序,它直接影响施工质量和安全;施工中影响安全的重要因素是爆破和支护。
四、爆破设计与施工
4.1简述
本工程在爆破施工过程中,其关键过程主要是与爆破作业有关的技术方案设计和相应的各作业工序。
主要包括:
爆破设计和与之相关的爆破安全、施工作业以及爆破后的临时支护。
在本方案的设计中主要是关于与爆破相关的技术参数和施工设计。
在爆破初期,先针对相应的岩性和结构进行爆破试验,使得待爆破的岩石得到松动,且岩壁不受或少受破坏;试验时,对爆破效果进行分析,在此基础上调整设计参数,完善设计方案,及时进行总结。
4.2爆破技术参数设计概述
隧道爆破的效果和质量在很大程度上决定于钻眼爆破参数的选择。
除掏槽方式及其参数外,主要的钻眼爆破参数还有:
单位炸药消耗量、炮眼深度、炮眼直径、装药直径、炮眼数目等。
合理地选择这些爆破参数时,不仅要考虑掘进的条件(岩石地质和断面条件等),而且还要考虑到这些参数的相互关系及对爆破效果和质量的影响(如炮眼利用率、岩石破碎块度等)。
4.2.1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%。
4.2.2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号岩石铵锑炸药的每米质量见下表。
2号岩石铵锑炸药每米质量值
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
4.2.3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)
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,炮眼深度在下列围时,能使掘进平均1米所用循环时间最短。
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。
4.2.4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,同时要兼顾设计对不同围岩等级开挖循环进尺的要求。
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。
4.2.5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。
4.2.6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。
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,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
40
40
相对两掏槽眼眼底距
30-20
20-15
15-10
10
掏槽眼数目
4-6
6
6
6-8
锥
形
掏
槽
与掘进面所成角度
70-65
65
60
55
相邻两掏槽眼眼底距
40-30
30-20
20-15
15-10
掏槽眼数目
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。
4.2.7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.
4.2.8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。
4.2.9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。
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
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
(圈眼)
0.7
0.6
0.55
0.50
0.45
0.4
周边眼
0.7
0.65
0.60
0.55
0.45
0.4
4.3炮眼布置、技术指标
4.3.1Ⅱ级围岩(含部分Ⅲ级围岩)全断面开挖炮眼布置
考虑Ⅱ级围岩为弱风化花岗岩,硬度较高,自稳性好,拟循环进尺3.6m。
炮眼布置及装药参数如下:
说明:
1、图中未注数字炮眼为中空眼,直径为10cm,不装药。
2、1~2为直掏槽眼;3~7为辅助眼;8为圈眼;9为底板眼;10为周边眼。
3、炮眼用专制炮泥堵塞,堵塞长度不小于30cm。
4、本断面按每循环3.6m进尺计算。
4.3.2Ⅲ级围岩(含部分IV级围岩)台阶法开挖炮眼布置
拟定Ⅲ级围岩循环进尺3.2m,炮眼布置及装药参数如下:
说明:
1、图中未注数字炮眼为中空眼,直径为10cm,不装药。
2、上半断面:
1~2为直掏槽眼;3~8为辅助眼;8为圈眼;9为底板眼;10为周边眼。
3、下半断面:
1~3为掘进眼;4为底板眼;5为周边眼。
4、炮眼用专制炮泥堵塞,堵塞长度不小于30cm。
5、本断面按每循环3.2m进尺计算。
4.3.3Ⅴ级围岩三台阶法开挖炮眼布置
拟定Ⅴ级围岩上台阶按每循环进尺0.6m,中台阶及下台阶开挖按1.2m进尺。
根据计算得出开挖爆破参数表及炮眼布置图如下:
Ⅴ级围岩三台阶法爆破参数表
炮眼
名称
编号
炮眼个数
孔深(m)
装药系数
药卷规格(mm)
每孔重量
kg
共计药重kg
孔距
排距
装药形式
掏槽眼
1
6
0.9
0.5
32
0.5
1.5
100
70
连续
圈眼
3、5
36
0.7
0.4
32
0.3
5.4
100
60
间隔
周边眼
9
30
0.7
0.4
32
0.2
3
50
60
间隔
底板眼
7
26
0.7
0.4
32
0.3
3.9
50
60
间隔
上部合计用炸药13.8kg上部面积38㎡考虑岩石抗暴性增加30%炸药为17.94kg,炮孔数为92孔,炸药单耗为0.94kg/m3
炮眼
名称
编号
炮眼个数
孔深(m)
装药系数
药卷规格(mm)
每孔重量
kg
共计药重kg
孔距
排距
装药形式
掘进眼
1
15
1.5
0.5
32
0.5
7.5
100
100
连续
二台眼
3、5
31
1.4
0.4
32
0.4
12.4
100
100
间隔
底板眼
7
15
1.4
0.4
32
0.3
4.5
100
100
间隔
周边眼
9
10
1.4
0.4
32
0.2
2
50
60
间隔
中部合计用炸药35kg中部面积50㎡考虑岩石抗暴性增加30%炸药为45.5kg,炮孔数为71孔,炸药单耗为0.91kg/m3
炮眼
名称
编号
炮眼个数
孔深(m)
装药系数
药卷规格(mm)
每孔重量
kg
共计药重kg
孔距
排距
装药形式
掘进眼
1
8
1.5
0.5
32
0.5
4
100
100
连续
辅助眼
3、5、7
80
1.4
0.4
32
0.4
32
100
100
间隔
底板眼
13
30
1.4
0.4
32
0.3
9
50
60
间隔
周边眼
11
14
1.4
0.4
32
0.2
2.2
50
60
间隔
下部合计用炸药47.2kg,下部面积68㎡考虑岩石抗暴性增加30%炸药为45.5kg炮孔数为132孔,炸药单耗为0.9kg/m3
五、爆破安全技术措施
本工程为山体隧道爆破开挖,但在隧道起点及贯通点附近,其爆破将根据爆破规模的大小对周边建(构)筑物和环境产生不同程度的影响和破坏。
其主要表现在:
爆破地震波、爆破冲击波、爆破飞散物、爆破有害气体等几个方面。
为此,须对其进行爆破安全性效核和有效的控制。
5.1爆破安全性效核及有效控制
5.1.1爆破条件和环境
隧道开挖:
除明挖之外的隧道爆破全部位于山体之,在爆破作业时应对其爆破安全性进行校核和有效的控制。
5.1.2爆破振动及控制措施
(1)爆破振速、齐发药量、距离三者关系计算式
根据《爆破安全规程》(GB6722-2003)规定:
建(构)筑物的爆破振动判据,采用保护对象所在地质点峰值振动速度和主振频率两个指标。
一般建(构)筑物的爆破地震安全性应满足安全振动速度的要求,并对主要类型的建(构)筑物的安全质点振动速度有如下规定:
最大单响药量、振速、爆心至建(构)筑物的距离三者关系式如下:
=
表5-1爆破振动安全允许标准
保护对象类别
安全允许振速(cm/s)
﹤10HZ
10HZ~50HZ
50HZ~100HZ
土窑洞、土坯房、毛石房屋
0.5~1.0
0.7~1.2
1.1~1.5
一般砖房、非抗震的大型砌块建筑物
2.0~2.5
2.3~2.8
2.7~3.0
钢筋混凝土框架房屋
3.0~4.0
3.5~4.5
4.2~5.0
一般古建筑与古迹
0.1~0.3
0.2~0.4
0.3~0.5
注:
1、表列频率为主振频率,系指最大振幅所对应的频率。
注:
2、频率围可根据类似工程或现场实测波型所选取。
选取频率时亦可参考下列数据:
洞室爆破﹤20HZ;深孔爆破10HZ~60HZ;浅孔爆破40HZ~100HZ。
说明:
选取建筑物安全允许振速时,应综合考虑建筑物的重要性、建筑质量、新旧程度、自振频率、地基条件等因素。
式中:
Q------一次爆破的最大单响装药量,kg;
R------药包中心至建(构)筑物的最近距离,m;
V------介质质点振动速度,cm/s;
K、α------与传播途径、爆破方式、爆破点至计算保护对象间的地形、地质条件有关的系数和衰减指数。
此处K取160;α取1.8。
本工程中周边建(构)筑物及设施均为普通民房,因此在爆破振动校核时,爆破振动速度V可按1.2cm/s(按一般砖房、非抗震的大型砌块建筑物选取爆破安全允许振速)来控制。
根据以上关系式,可得以下计算简表,本表中的各数据仅供初期施工时参考,实际施工中将根据几次试爆后的检测结果进行校正和调整。
建(构)筑物设施爆破振速校核简表见表5-2:
表5-2建(构)筑物设施爆破振速校核简表
距离R(m)
10
15
20
30
40
50
60
70
80
100
单响药量Q(kg)
0.3
1.0
2.3
7.8
18.4
20.0
34.5
54.8
81.8
159.8
备注
表中50m以K取160,α取1.8;50~100m时分别取170和1.7;爆破安全允许振速V取1.2cm/s
本工程在隧道爆破施工中,所有断面每次爆破的最大单响药量不超过27kg,这种药量在40m处所引起的爆破振动速度为1.4cm/s,符合爆破安全允许振速控制要求。
而在明挖段,爆破时应严格按上表中的要求来控制最大单响药量,每次爆破前应重新设计起爆网络,根据爆破位置和爆破规模来核定最大单响药量,必要时采取单孔单响、孔间隔装药或一孔两响,减小开挖深度和爆破规模。
特殊区域应采取特殊的措施,施工时应编制相应的补充措施。
如果在爆破施工过程中,由于条件的变化或其他原因需要增大最大单响药量时,可按上式和有关参数值进行计算后确定。
(2)爆破振动控制措施
①采用低威力、低爆速炸药;增加雷管段别;
②采用毫秒延期爆破,增强降震效果;
③减小爆破规模,限制单响药量及一次起爆药量;隧道爆破时可增加全断面的爆破次数,缩小循环进尺;
④针对不同的爆破规模和爆破断面,编制相应的起爆网络。
5.1.3爆破飞散物的飞散距离校核及控制措施
爆破飞石是指爆破时个别或少量脱离爆堆、飞得较远的石块或碎块。
在爆破施工中,爆破飞石往往是造成人员伤亡、设备和建(构)筑物损坏的主要原因。
因此,在爆破施工中控制飞石是防止发生事故的一项重要措施。
⑴爆破飞散物的飞散距离的规定
爆破产生个别飞石的最大距离由下式确定:
Rmax=Kfqd
式中:
Rmax------爆破产生个别飞石的最大距离,m;
Kf------与爆破方式、填塞状况、地质地形有关的系数,取1.0-1.5;
q------炸药单耗,0.35-0.45/0.87-0.92kg/m3;
d------药孔直径,取40-90mm。
按《爆破安全规程》规定:
浅孔爆破个别飞石对人员的安全允许距离不少于200m,对于设备不少于100m,下向乘1.5系数。
明挖段爆破期间对于100m围有房屋等需保护的建筑或设施,将采取防护措施,设计要求个别飞石对人员的安全允许距离控制在50m围;隧道开挖初期也应对隧道口附近100m围的建(构)筑物采取防护措施。
⑵控制爆破产生飞散物的预防措施
①炮孔设计合理、炮孔位置测量和验收严格,是控制飞散物事故的基础。
清理工作面上松动的石块;装药前应认真校核各药包的最小抵抗线,如有变化,必须修正装药量,不准超装药量;
②施工时慎重对待软弱带、地质构造、节理裂隙较发育的区域,采取调整孔网参数、间隔堵塞和调整药量等技术措施;
③堵塞长度必须大于最小抵抗线,堵塞必须密实;确保堵塞质量,堵塞物中避免夹杂碎石;
④采用低爆速炸药,不耦合装药和毫秒起爆等,可以起到控制飞散物的作用。
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