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隧道钻爆法施工作业钻爆作业过程简述…开挖作业基本要求:1．按设计要求开挖出断面（包括形状、尺寸、表面平整、超欠挖等要求）;2．石碴块度适中，便于装碴运输;3．钻眼工作量少，少占作业循环时间；4．尽量减小对围岩的震动破坏.一、爆破破岩作用机理及有关概念（一）无限介质中的爆破作用（图7-1)1．压缩粉碎区～半径为的区域.2．抛掷区～与之间的范围.3．松动区～与之间的区域.4．震动区~与之间的范围。
（二）爆破基本概念1．临空面：指暴露在大气中的开挖面.在爆破中的作用：临空面越多,爆破威力越大。
2．爆破漏斗（图7—2)爆破漏斗：在只有一个临空面的情况下，爆破形成圆锥形的爆破凹坑。
爆破漏斗由以下几何要素组成：①最小抵抗线：药包中心到临空面的最短距离②爆破漏斗半径③破裂半径:药包中心到爆破漏斗边沿的距离④漏斗深度⑤压缩圈半径其中，最关键的是。
3．爆破作用指数爆破作用指数:爆破漏斗半径与最小抵抗线的比值。
对于爆破效果有重要影响,注意到取决于，可见最小抵抗线是关键因素. (三）柱状药包爆破特点适用于隧道爆破的是柱状药包。
特点：柱状药包爆炸应力波的传播方向,是以药包轴线为轴线，沿着垂直于药包表面的方向往四周传播。
所以,这对于仅在孔口有一个临空面的爆破，是十分不利的.动脑筋，多设置临空面…二、钻孔机具（一）凿岩机(钻机）按使用动力可分为风动凿岩机、内燃凿岩机、电动凿岩机和液压凿岩机四种。
目前在隧道开挖中,广泛使用的是风动凿岩机和液压凿岩机.1．风动凿岩机（见图7—3）俗称风钻。
以压缩空气为动力。
既可单人操纵，也可装在台车上使用，但以前者为主。
优点:①结构简单，操作方便；②不怕超负荷和反复起动,在多水、多尘等不良环境中仍能正常工作。
缺点：①压缩空气供应设备复杂；②能量利用率低；③噪音大。
2．液压凿岩机由液压马达提供动力。
只能用于台车。
优点：①动力消耗少，能量利用率高，其动力消耗仅为风动凿岩机的1/3～1/2；②凿岩速度高.液压凿岩机凿岩速度比风动凿岩机高50％～150％。
岩石隧道钻爆法施工小议二十条第一条岩石隧道钻爆法施工，防坍塌是第一要务，不塌方就是进度。
十次塌方九次是因为地质，水文情况不明，然后用爆破轰下来的。
第二条探明工程地质、水文地质，是隧道工作者（包括地勘人员、设计人员、施工人员）的首要任务。
在施工阶段，记录好已施工地段的地质，超前探测，预报前方地质（断层、岩爆、溶洞、瓦斯等）探明前方地下水（水库、河渠、农田水进入洞体的可能性）是施工人员的事。
尤其是找准断层破裂带、溶洞位置。
要查明地貌特征，从而判断堆积体、滑坡体、以及可能出现的雨季泥石流，洞口偏压等，提前采取对策。
项目部应配备专职地质工程师。
第三条施工方法，尤其是开挖方法的选择是关键。
不同围岩的岩性，有不同的施工方法，不能千篇一律。
作为项目部主管，你必须懂得不同地质条件选择不同施工方法以及各种方法的转换可能性，分析风险和规避风险的措施。
第四条初期事故必须强调足以抗拒围岩的压力，这时强支护，宁强勿弱的理念，初支与围岩，必须密贴、等强、连续（不论小断面支撑是工18，大断面也工18）。
第五条高度重视格栅、钢架节点的连接（十个节点九个螺栓拧不紧），因此，除了栓接外，要对节点围焊梆焊，使之钢架等强。
坚决杜绝前方施工，后方因初支弱了，因节点松动，因钢架置于石渣上受力不均，而造成塌方封门。
第六条洞口和明洞。
先支护后进洞，先明洞，再进洞，“早进晚出”，以防滑坡，偏压。
处理好洞门，就是巩固了后方，无后顾之忧。
第七条18字方针也适用于山岭隧道。
18字方针就是来源于当年的军都山隧道不良地质地段，“管超前，严注浆，短开挖，强支护，快封闭，勤量测。
”这里把“快封闭”改成“弱爆破”，就是岩石隧道不良地质地貌的十八字方针。
第八条熟悉光面爆破和预裂爆破，这既是设计要求也是施工企业提高经济效益的途径。
超挖回填在经济上是一个填不平的坑。
第九条超前小导管注浆，是防止掌子面前后坍方的重要措施，而结构锚杆是起悬挂作用和组合梁支付作用，是与围岩共同组合，防止应力应变。
水利水电工程中小型隧洞爆破技术1 施工程序全断面钻爆法就是采用钻孔爆破方法将洞室开挖断面一次性开挖成型的地下建筑工程洞室开挖掘进方法，此方法适用于围岩坚固稳定地大断面硐室或巷道，能加快工程施工速度，节约工程施工成本。
施工支洞R1、L1 采用全断面掘进的方式进行开挖施工，3.0m 一个开挖循环，具体施工程序为：开挖准备-洞脸锁口锚杆施工-洞脸开挖-洞室开挖测量放样-钻孔-装药爆破―通风散烟-安全处理―出渣清面-测量检查―一次素喷- 延伸风水路线，然后进入下一个开挖循环。
实际开挖过程中，还需根据开挖出露岩石地质条件情况，确定是否需要进行超前支护。
2 施工方法2.1 预支护方法预支护是指在松散或极破碎自稳性差围岩的隧道开挖之前，在掌子面前方的自然地层里，沿隧道横断面设置一个像拱壳的承载体，支撑顶部不稳定岩土体或加固掌子面前方的自然地层，从而保证掌子面及地层的稳定，减少地表沉降量。
传统的隧道施工，在松散或极破碎地层、洞室稳定性差时，为防止开挖中拱顶坍塌，采用打插钢板、木板或型钢，即所谓的插板法。
现代常用的超前预支护方法有锁口锚杆、超前小导管、超前管棚法、帷幕注浆、水平旋喷注浆和机械预切槽法。
2.1.1 锁口锚杆施工首先由测量对根据设计图纸将施工支洞洞口开挖开口线按照设计图要求进行放样，按设计位置钻孔，标示出开挖轮廓线，孔内注满已准备好的水泥砂浆，插人钢筋杆体并用锤击方法插至孔底。
洞口爆破前，必须对洞脸进行支护锁口，锁口锚杆采用①25、L=6m 和①25、L=4.5m两排交错布置，间排距均为0.5m，距开挖开口线0.5m，外露50cm。
2.2 钻孔作业手持式气动凿岩机重量轻，手持操作，可钻各种方向的的较小直径，较浅深度的炮眼，主要用于凿小向炮眼孔径40mm孔深〈3米，用于软，中，硬岩性，型号有y24，y26等。
从我国目前穿孔设备的现状来看，大多数采用手持式凿岩机和气腿式凿岩机打眼。
本次采用手持式气动凿岩机。
以下红色字体部分应根据工程实际情况进行修改 (3)隧洞、斜井开挖及临时支护施工程序、施工方法说明 (3)4.2.1开挖方案 (3)4.2.2施工流程图 (3)4.2.3测量放线 (3)4.2.4钻孔 (3)4.2.5爆破 (3)①炮眼直径：Φ42mm; (3)②炮眼深度：2m,炮眼利用率90%，掘进循环进尺=2*=; (3)③炮眼总数N (4)表4-3爆破岩石所需的单位耗药量（kg/m3）（2号岩石铵梯炸药） (4)开挖部位和开挖面积（m2） (4)围岩级别 (4)Ⅳ～Ⅴ (4)Ⅲ～Ⅳ (4)Ⅱ～Ⅲ (4)Ⅰ (4)一个自由面的水平或倾斜隧洞 (4)4~6 (4)7~9 (4)10~12 (4)13~15 (4)16~20 (4)40~43 (4)④装药量的计算及分配 (4)①掏槽眼 (5)②辅助眼 (5)③周边眼 (5)A、周边眼的间距E (6)B、炮眼间距E、低抗线W (6)C、装药量 (6)4.2.5.6起爆 (9)4.2.5.7光面爆破技术措施 (9)4.2.7散烟、除尘 (10)4.2.8出碴 (11)4.2.9安全处理、清底 (11)4.2.10开挖作业循环及掘进进度 (11)4.2.11洞内管线布置图 (12)4.2.12临时支护方案 (12)4.2.13 “锚→网→喷”施工方法 (13)“锚→网→喷”施工流程图 (13)4.2.14钢支撑施工方法说明 (19)4.2.15超前预注浆支护 (21)4.2.16开挖工程施工进度安排 (24)4.2.17开挖工程资源配置 (24)以下红色字体部分应根据工程实际情况进行修改隧洞、斜井开挖及临时支护施工程序、施工方法说明主要工程内容：包括输水隧洞、各施工支洞（斜井、平洞）。
4.2.1开挖方案隧洞开挖采用钻爆法施工，全断面一次开挖法，人工装车，机动翻斗车运输，T40推土机平碴。
遇节理、裂隙发育，坍塌等软弱地段采用“钢支撑、锚网喷”等临时支护措施，整个开挖方案应遵行“弱爆破、强支撑、短进尺、勤监测、快砌衬”的原则。
浅谈隧道钻爆法施工机械化开挖的双超治理措施摘要：隧道双超治理需采取综合措施，多管齐下进行管控，以钻孔精度、测量放线、爆破技术、施工管理等方面为抓手，制定技术和管理措施，在施工中严格落实。
在长期的铁路隧道施工过程中，导致双超的原因很多，因此浅谈一下个人对于导致双超因素及治理管控措施的见解。
1关键词：高速铁路隧道；开挖；光面爆破；聚能水压爆破；机械化钻爆法；1一、“双超”原因分析1、隧道工程地质及水文地质千差万别，施工周期长，过程不可逆，不同项目的管理，施工过程不可预见性高，因地质原因坍塌、变形、渗漏水等造成的双超例外情况非常复杂。
2、为确保结构厚度，避免检测二次衬砌厚度不足，会加大设计预留沉降变形量，往往就会导致二次衬砌混凝土超标。
3、三臂凿岩台车机械操作手责任心不强，往往因为要保证炮眼质量而导致操作时间增加，故而不重视，以及不合理的打钻顺序导致炮眼交错。
4、光面爆破中炮眼间距、角度及长度也极为重要，炮眼质量不合格导致的超挖不可控。
5、在钻爆法施工中，由于三臂凿岩台车需要的作业空间较长以及已施作的初支导致作业空间不足，无法满足钻爆设计图中的施钻角度，导致超挖增大。
二、“双超”治理措施1、在爆破开挖过程中，围岩节理特征是影响超欠挖的一个主要因素，这其中包括节理的方位、间距、节理的填充物、岩体的强度以及地应力条件等。
在开挖施工过程中，应从客观实际出发，针对不同的岩体，采用不同的开挖施工方案并加强施工工艺的控制，动态调整光面爆破技术，就能有效减少超挖。
（1）由专业的爆破人员根据不同等级的围岩、开挖断面的大小、隧道内环境以及施工条件为前提，按照光面爆破参数如图绘制针对不同围岩情况的钻爆图昨为前期的临时参照及依据，再根据现场实际围岩情况随时做出优化和调整。
表1 不同围岩等级炸药单耗参照表表1为不同围岩等级炸药单耗参照表（kg/m³）表中数据为隧道开挖断面面积120m²~160m²的数据，当采用较小面积时应按照实际情况适当增大药量至上表中数据1.0~1.2倍。
隧道钻爆法的施工方法浅谈一、钻爆法施工的基本原则少扰动指在隧道开挖时，需尽量降低对围岩的扰动强度，减少扰动范围、扰动次数和扰动持续时间；早支撑指开挖后应及时对裸露围岩进行支撑，承受围岩松弛产生的压力，从而使围岩不因过度松弛变形而失稳坍塌；慎撤换指用模筑混凝土衬砌取代临时支撑时要小心，否则会使围岩失稳坍塌；快衬砌指拆除临时支撑后及时施加长久性混凝土衬砌，使它早日承载围岩压力。
二、钻爆法施工的基本工序1.开挖隧道施工中，开挖方法是影响围岩稳定的重要因素。
开挖方法的选择是在保护围岩的稳定或减少对围岩的扰动以及尽量提高掘进速度的基础上，选择适当的开挖方法和掘进方式。
2.爆破隧道施工中常用的爆破方法是“掏槽爆破”，主要是在一小范围内钻孔并放入适量的炸药，先炸出一个小型槽口，为后面的爆破提供较多的临空面，然后由槽口扩大至整个设计断面。
由于爆破对岩体的扰动较大，所以此方法适用于围岩稳定性较好的石质岩体隧道。
并且爆破用的炸药要求是安全的、威力适当、性能稳定、产生有毒害气体少，目前硝铵类炸药是最常用的炸药。
（1）隧道钻眼爆破的注意事项爆破时应尽量减小对围岩的扰动和对初期支护的破坏；爆破后的坑道断面形状尺寸须满足规范要求；爆破后的掌子面须平整，掘进进尺应满足设计要求；爆破后的渣石大小适中，被抛范围集中，便于渣石运输；掘进速度要快，少占作业循环时间；尽量减少钻眼工作量和炸药等爆破材料的消耗量；避免破坏周围设备和自然环境。
（2）炮眼的布置①掏槽眼的布置隧道开挖爆破开始时只有一个临空面，为提高爆破效果，先在开挖断面的中央偏下部布置几个掏槽炮眼。
掏槽眼又分为斜眼掏槽和直眼掏槽。
斜眼掏槽与开挖面斜交，可根据岩层的实际情况选择掏槽方式和角度，方便把岩石抛出，所需要的掏槽眼数量也较少，但掏槽眼深度受坑道断面尺寸的影响，不能多台钻机同时使用。
直眼掏槽垂直于开挖面，分为柱状掏槽和螺旋形掏槽。
柱状掏槽充分利用大直径空眼作为临空面和岩石破碎后的膨胀空间，爆破后可形成柱状槽口；螺旋形掏槽以中心眼为空眼，邻近空眼的装药眼与空眼之间距离逐渐加大，其联线呈螺旋形状。
掘进机开挖施工与传统钻爆开挖施工成本对比发布时间：2021-07-14T07:07:14.403Z 来源：《中国科技人才》2021年第11期作者：蔡仁军[导读] 悬臂隧道掘进机法 1.将钻眼、装药放炮、通风排烟、出碴四个工序整合为掘进与出碴一个工序，提高施工进度,施工人员少。
广西恩和建设工程有限责任公司广西南宁533000摘要：当前城市地铁、高速、高铁、水利引水、水利治旱、库区引流分流、铁路泄水等等均处高速发展阶段，在城市地铁、原高铁增设泄水通道，采用常规爆破开挖对城市构筑物、管线、特别是高楼等城市配套设施影响太大，安全施工难度很难控制，施工质量无法保障，采用掘进机机械开挖施工能较好的解决以上存在问题，本文针对传统钻爆法施工与掘进机机械开挖施工的基本方法、功效、资金投入、安全、质量等，特别就施工成本进行了对比分析。
关键词：掘进机；施工；成本对比一、爆破法和掘进机施工方式对比二、掘进机主要机械设备及配套设施三、掘进机施工效率及成本分析辅助设备成本：不含皮带约65万1、变压器630KV A（13.58万元）2、1140V低压电缆（300元左右/米）3*95+1*25(180元/米)—1000米3、10KV高压电缆（150元左右/米）58元/米4、除尘风机（XG-KCS-600D-01）20万/套5、送风风机（55kw，8万/台）6、皮带（出渣用）：1000米，整机60万（非煤矿用便宜些）-----非矿不用维护保养 40000元/年2#锂基润滑油（300元/桶18L,每月1-2桶）7200元/年液压油的更换（每次更换4桶，3500元/桶）14000*2=28000/年齿轮油的更换（每次更换3桶，400元/桶）1200 *4 =4800/年a.首次使用500小时左右，必须更换一次液压油；b.此后运转期间每隔1500小时或者6个月更换一次液压油；运行成本两班 162*10*25= 40500元 + 18900（基础电费）=59400元/月1、电费损耗a、掘进机：EBZ260 其总功率(含二运和除尘) 为387kW，故其台时耗电量为:387 ×0. 7 =271kW·hb、小时电费271*0.6=162.6元/小时2、截齿损耗：0.004把/方（180）人工成本（8小时/班计算）两班 70000+20000=90000元/月1、操作机手1名，工资：8000-10000元/月2、辅助工1名，工资：6000元/月3、渣工2名，工资：5000元/月4、电工1名，8000元/月5、焊工1名，7000元/月6、炊事员1名，3000元/月四、各岩级月产量1、合计收入：900万年产量：5000*10=50000*150=750万其他收入：卖渣20000*15=28万-50万签证收入：100万文明施工：50万一次性2、年费用支出： 192+216+24+15+75+37=559万（设备保内）总成本= 保养成本4万+电耗65万+人工98万=167万（设备保外）总成本= 保养成本4万+电耗65万+人工98万+维修费25万=192万月供18*12=216万/年伙食费支出=2万*12=24万/年交通成本15万管理费10%其他费用5%3、折旧成本EBZ260设备成本480-500万折旧0.7-0.5-0.4-0.3-0.2附件设备成本65万，三年折旧后得到33万4、其他附件投入成本20万传统的钻爆法施工成本计算：按照断面100平方计算1.炸材消耗：按照以往隧道爆破施工数据计算，三类围岩炸药单耗0.667kg/方，雷管1.25发/方，炸药按照1.75万元/吨，导爆管雷管10元/发计算（如果地方政府对涉爆物品从严监管，要求必须使用数码雷管，数码雷管平均18元/发，因数码雷管每发雷管都有唯一的编码，可以定位，受雷电天气影响不大，必须专用起爆器输入授权密码，在规定的施工范围内才能引爆，离开了授权的范围无法引爆，安全性高，公安部门可实时监管）0.667*17.5+1.25*10=24.2元/方。
爆破参数（1）单位炸药消耗量按照新奥法爆破施工设计经验，单位耗药量K=〜m,对应断面面积s=4m〜2om,硬质砂岩，岩石完整性？=3〜6,以及“电子三所”振动的特殊要求，拟定进尺米左右。
为了确保掏槽效果小导硐取K= kg/m 3,因小导洞开挖后凌空面较大，同理次导硐和光面爆破扩至设计面单位炸药消耗量取K= kg/m3。
（2）每循环爆破总药量的确定依据Q = K X L X S （43）式中：Q每循环爆破总装药量（kg）;K ：炸药单耗量（kg/m3）；L ：爆破掘进进尺（m）;S ：开挖断面面积（m2）。
小导硐：K= m, L=,导洞开挖面积S=,Q = K X L X S=XX =次导硐：3K= kg/m , L=，导洞开挖面积S=,Q =K X L X S=XX=扩挖至设计界面：3K= kg/m , L=，导洞开挖面积S=,Q =K X L X S=XX=（3）单段最大装药量计算采用目前国内常用的经验公式：Q=R （V/K）3/“来确定单段药量初始值。
R-爆破振动的安全距离，V-保护对象所在地质点振动安全允许速度,K、a -与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因岩层处于硬质砂岩地段根据经验取K= 120,a=,以最近点居民房（危房）的振速要求为条件，考虑到电子三所的爆破振动影响，按文物要求V= s , R取25 米计算。
Q=周边施打减震孔可以减震30%〜50%,取30%，即单段最大爆破药量为X =，小导硐按此药量进行钻爆设计。
次导洞、隧道扩挖至设计断面爆破时临空面较大，减振效果较好，主要由单段最大药量控制，与总药量无关，按减振50%考虑，即单段最大爆破药量为kg，按此药量设计。
爆破图表小导硐爆破设计、次导硐爆破设计、最后光面爆破设计见下:图27~29 和表2~4。
炮眼名称炮眼个数(个)炮眼(in)药卷直径(iran)厨离量(kg)尙十药量(kg)雷管段掏槽眼1 1.5 32 1.0 0.9 MS-1 1 1.6 32 1.0 0.9 MS-3 1 1.7 32 1.0 0.9 MS-51 1.8 32 1.0 0.9 KS-62 1.8 32 0.6 1.2 MS-7 2 1.8 32 0.6 1.2 MS-8辅助眼18 1.5 32 0.3 2.4HS-2辅助眼29 1.5 32 0.3 2.7HS-3辅助眼311 1.4 32 0.3 3.3 HS-4周边眼48 1.3 32 0.3 2.4 HS-5周边眼512 1.3 32 0.3 3.6 HS-6合计20.4炮眼名称 炮眼个数(个)炮眼深度 (m) 药卷直径 (mm) 每孔装药量 (kg) 合计药量 (kg) 管别雷段辅助眼1 10 1.632 0. 7 7.0 HS-1辅助眼2 7 1.6 32 0.9 6.3 HS-2 辅助眼3 10 1.5 32 0. 7 7.0 HS-3 辅助眼4 11 1.5 32 0.6 6. 6 HS-4 辅助眼5 10 1.4 32 0. 7 7.0 HS-5 辅助眼67 1.4 32 0.9 6.3 HS-6 辅助眼7 7 1.3 32 0.9 6.3 HS-7 周边眼8 10 1.3 32 0.7 7.0 HS-8 周边眼9 12 1.4 32 0.6 7.2HS-9周边眼10121.4320.67.2 HS-10合计67. 9L o◎7070£HS-9 HS-6 HS-4 HS-2oHS-§ HS^5 11^-3炮眼名称炮眼个数(个)炮眼深度(m)药卷直径(mm)号孔装药量(kg)合计药量(kg)管别辅助眼112 1. 6 32 0. 6 7. 2 HS-1 辅助眼212 1. 6 32 0. 67. 2 HS-2 辅助眼320 1. 5 32 0.3 6. 0 HS-3 辅助眼416 1. 5 32 0.4 6. 4HS-4 辅助眼514 1.5 32 0. 57. 0HS-5 周边眼615 1. 2 32 0. 4 6. 0HS-6 周边眼715 1. 2 32 0. 4 6. 0HS-7 周边眼818 1. 2 32 0. 4 7. 2 HS-8 合计53。
