常用爆破方法工艺参数及药量计算
一、装药密度（克每立方厘米）：2号岩石乳化0.95-1.3、粉状乳化0.85-1.05、1号粉状铵油0.9-1.0、多孔粒状铵油0.8-0.9、岩石改性铵油0.9-1.1、岩石膨化铵油0.8-1.0、重铵油0.85-1.3 线装药密度（千克每米）：圆周率*（d的平方）*装药密度/4000 二、钻机直径（多孔铵油炸药时取装药密度0.85克每立方厘米）对应的线装药主要有：40mm-1.07千克每米、50-1.67千克每米、65-2.82千克每米、70-3.27千克每米、76-3.85千克每米、90-5.41千克每米、100-6.67千克每米、110-8.07千克每米、120-9.6千克每米 三、常用药卷（2号岩石乳化炸药）型号：1、直径32mm 长度20cm药量150g；2、直径35mm长度20cm药量200g 四、各个爆破单耗（千克每立方米）：光面线装药密度 0.15-0.2、预裂线装药密度为0.25-0.4、台阶（深）0.4-0.6、台阶（浅）0.5-1.2、基坑0.3-0.35、沟槽一般取0.5、井巷掘进1.2-2.4（一般取1）、隧道同井巷一般取1左右、拆除砖混1-1.5、拆除混凝土1.5-2、混泥土基础一般取1、桩井2-3、立井2-4、水下钻孔（0.45+（0.05-0.15）H）五、台阶（深孔）爆破：H台阶高度已知，钻机直径D 一般取H/100，底盘抵抗线W=KD其中K取（30-40），超深h=（8-12）D,孔距a=mW其中m取（1-1.25），排距b=（0.6-1.0）W，若三角形布孔则b=asin60，孔深L=（H+h）/sin，堵塞长度L2=（20-30）D，单耗q（0.4-0.6）一般取0.5左右，q1线装药密度根据公式核算具体见第一项，根据线装药算出单孔装药量与根据单耗算出的单孔装药量（Q=qHaW）对比，调整a或者b或者q单耗，
爆破安全距离计算 Blasting safety distance calculation. 爆破中产生对人、设备、建筑物的主要危险有：爆破地震、空气冲击波、水中爆破冲击波、飞石、殉爆、有毒气体（炮烟）、噪音等，因此，必须做好安全措施，并保证足够的安全距离；而且，为了防止杂散电流、静电、射频电引起雷管、炸药的早爆事故，亦应做好安全工作。 1、爆破震动安全距离计算 选用GB6722-2003《爆破安全规程》确定公式：R=α/1'3)/(V KK Q ?。 R —爆破震动安全距离 Q —一次所允许起爆的最大装药量或毫秒延期起爆时的单段最大装药量 K 、α—与爆破点地形、地质等条件有关的系数和衰减指数，见表1-1 K '—修正系数（在拆除爆破中引入此系数），K '=0.25～1，近爆源且临空面少时取大值，反之取小值 V —周围房屋安全允许震动速度，见表1-2 表1-1爆区不同岩性的K 、a 值 岩性 K a 坚硬岩石 50~150 1.3~1.5 中硬岩石 150~250 1.5~1.8 软岩石 250~350 1.8~2 表1-2爆破地震安全速度（V ）值 建筑（构）物 V （cm/s ） 土窑洞、土坯房、毛石房屋 1 一般砖房、非抗震的大型砖块建筑物 2~3 钢筋混凝土框架房屋 5
水工隧道 10 交通隧道 15 矿山巷道 围岩不稳定有良好支护 10 围岩中等稳定有良好支护 20 围岩稳定无支护 30 2、爆破空气冲击波安全距离计算 R K Q =，m 式中：R —爆破空气冲击波安全距离，m ； Q —装药量，kg ； K —与装药条件和爆破程度有关的系数。如表2-1。 表2-1系数（K ）值 破坏程度 安全级别 裸露药包 全埋药包 完全无损 1 50~150 10~50 偶然破坏玻璃 2 10~50 5~10 玻璃全破坏、门窗局部破坏 3 5~10 2~5 隔墙、门、窗、板棚破坏 4 2~ 5 1~2 砖石结构破坏 5 1.5~2 1.5~1 全部破坏 6 1.5 __ 注：炸药库的设置，空气冲击波对建筑物和人员安全距离，也按此式计算。 根据《爆破安全规程》规定：露天裸露爆破时，一次爆破的装药量不得大于20kg ，并应按下式确定爆破空气冲击波对在掩体内避炮作业人员的安全距离。 325R Q =，m 式中：R —空气冲击波对掩体内人员的安全距离，m Q —一次爆破的装药量，kg 。
预裂爆破技术参数的计算与施工 技术开发部唐自平 摘要合理的确定预裂爆破参数是确保预裂爆破达到理想效果的关键因素。本文以理论计算和工程内比为列，简要介绍了预裂爆破技术参数的计算和施工方法。 关键词预裂爆破技术参数施工 1·概述 预裂爆破是指预先在爆破开挖区主炮孔引爆前，在开挖区与保留区之间形成一条与开挖区边界一致的、具有一定宽度要求的裂缝。以此达到防震、减震，提高一次起爆药量，减少开挖区爆破地震波对保留区内地下构筑物或地上建筑物的爆震危害;预防开挖区爆破时对保留区边坡的破坏，减少爆破对边坡稳定性的破坏和清邦工作量，加快施工进度的目的。预裂爆破和光面爆破都是属于工程控制爆破。合理的确定预裂爆破参数则是取得其理想效果的关键。预裂爆破技术的关键是预裂孔的破坏控制和预裂缝隙的形成及其质量，以达到满足保留区边坡面上的半孔率、坡面不平正度和裂纹深度及阻震、减震的技术要求。 预裂爆破的发展已有三十多年的历史，在工程实践中，技术人员从理论和运用技术方面已总结出了许多经验，并在水利工程建设、岩石基础、边坡甚至洞室等石方爆破开挖、石型材开采和城市保留控制爆破拆除等方面的运用取得了可喜的成果。但在理论上还不成熟，至今还没有一套公认通用的设计计算方法。本文试图从理论上和设计方法上做进一步的探讨。以供设计和施工参考。 2·预裂爆破的基本原理 预裂爆破的基本原理是综合利用缓冲原理、等能原理、断裂力学机理和应力叠加原理，结合爆破现场实际情况，通过合理的设计其爆破孔网参数、装药参数及装药结构和起爆网路,达到其主要技术要求。 所谓缓冲原理就是优选合适的炸药和装药结构，以缓和爆轰压力对岩石孔壁的冲击作用，减少或避免粉碎区和次生裂缝的产生，使爆炸能量得到合理得分配和利用。其方法一是选用爆速低、猛度小和威力大的炸药；二是采用具有合理的不耦合系数及装药结构形式的不耦合装药。 等能原理是指选择合适的装药量，使每个炮孔产生的爆炸能与每个孔担负的预裂面积所需要的能量相等，没有多余的能量造成其他破坏性裂隙；既预裂爆破的药量恰好等于分离岩体并形成一定的断裂面积所需要的药量。 应力叠加原理：为了控制裂隙面仅沿炮孔中心连线形成，应用应力叠加理论需要沿预裂面布置一排适当加密的炮孔，并同时起爆，在炮孔连线上形成应力叠加，使叠加后的拉应力大于岩石的抗拉强度，而其他方向的爆破拉力低于岩石的强度，裂隙仅沿炮孔中心连线形成。 断裂力学机理：由于岩石是一种各向异性的多裂隙脆性材料,岩体内存在着某些自然裂纹，在高压爆生气体作用下，孔间拉应力使原有裂纹呈张开型。如果其应力强度因子大于岩石的断裂韧性，裂纹将扩展；如果应力强度因子大于大于岩石的断裂韧性，裂纹将高速扩展；如果应力强度因子小于岩石的断裂韧性，裂纹将停止扩展。 总上所述，预裂爆破的力学理论是岩体爆破成缝机理的基础，在岩体爆破成缝过程中，应力波和爆生气体共同作用的结果形成了贯通裂缝，其中，爆生气体起着决定作用。预裂爆破裂隙形成的全过程大体可分为开裂、扩展和止裂三个阶段：在成排孔预裂爆破时，爆生气体以较高的压力峰值瞬间作用于炮孔壁上并使孔壁四周产生许多径向微裂纹，其大小和方向是随机的；随后在压力作用下继续扩展；由于相邻炮孔的存在，改变了炮孔壁附近环向应力
露天矿爆破装药量如何计算？ 一、浅孔爆破每孔装药量可按体积公式计算： q＝kW3 或q＝kV或kɑHW 式中： q－每孔装药量，kg； k－炸药单耗，kg/m3； V－单孔爆破岩石体积。 一次爆破总量按下式进行计算： Q＝Nq或kV总 式中： Q－一次爆破炸药总量；kg； N－一次爆破炮孔总数； V总－一次炮孔爆破总方量；m3。 二、深孔爆破装药量计算： （一）单个深孔爆破时装药量计算： 正常情况下： Q＝qɑHWd 当ɑ≥Wd时，以底盘抵抗线代替孔距； Q＝qHWd2 当台阶坡面角小于55°时，应将底盘抵抗线用最小抵抗线代替： Q＝qɑHW， 当Wd与段高H相差悬殊时， Q＝qɑWdH1 式中： H1－换算标高，m。 H1＝Wd/（0.7～0.8） 在用上述公式计算每孔装药量时，还需用每孔最大可能装药量G进行验算。G＝g（L－Lr） 式中： G－炮孔可能最大装药量，kg； g－每米炮孔的可能装药量，kg/m； L－炮孔长度； Lr－填塞长度。 应满足：G≥Q即： G（L－Lr）≥qWdɑH （二）多排孔爆破时装药量的计算： 多排孔爆破时，第一排孔装药量计算同上，第二排起，装药量应有所增加。Q1＝kqɑbH 式中： Q1－第二排以后的各排每孔装药量，kg；
k－岩石阻力夹制系数，采用微差爆破时，取k＝1.0～1.2，采用齐发爆破时，取k＝1.2～1.5，第二排孔取下限，最后一排孔取上限。 （三）倾斜台阶深孔装药量计算 Q′＝qWɑL 式中： Q′－倾斜孔每孔装药量； q－炸药单耗； L－斜孔（不包括超深）长度，m。 倾斜深孔，超深部分药量应单独计算： Qc＝ph 式中： Qc－超深部分炮孔装药量，kg； p－每米炮孔的装药量，kg/m； h－超深。 （四）分段装药： 分段装药各分段装药量单独计算： Q1＝q1ɑW12 Q2＝q2ɑW22 Q3＝q3ɑW32 ... 式中： W1，W2，W3－各分段的最小抵抗线，m。 最大单响药量与距离 由或V=K(Q1/3/R)α推出Q＝R3（V/K）3/α 式中： V--振速，cm/s，（一般砖房安全允许振速为2.0-3.0，取2.0cm/s） Q--单响最大药量 R--安全距离，m， K，α--与岩性相关系数，对中硬岩石，取K=200，α=1.6 岩性 K a 坚硬岩石 50~150 1.3~1.5 中硬岩石 150~250 1.5~1.8 软岩石 250~350 1.8~2
第一分段爆破参数表 序 号 名称 眼号 眼数 （个） 眼深 （mm ） 眼距 （mm ） 装药量 爆破顺序 联线 方式 个/眼 kg/圈 1 掏槽眼 1～6 6 2200 550 4 9.6 I 串 并 联 2 掏槽眼 7～34 28 2000 569 4 44.8 I 3 辅助眼 35～54 20 2000 663 4 32 III 4 辅助眼 55～79 25 2000 686 4 40 III 5 辅助眼 80～106 26 2000 649 3 31.2 III 6 辅助眼 107～138 31 2000 62 7 3 37.2 V 7 辅助眼 139～175 36 2000 541 3 43.2 V 8 辅助眼 176～217 41 2000 507 2 32.8 VII 9 周边眼 218～283 65 2000 446 2 52 VII 合计 283 322.8 说明：1、炸药选用煤矿许用三级水胶炸药，炸药规格为φ35mm ×400mm 药卷， 2、雷管选 用毫秒延期导爆管，地面380V 电源起爆；分上下两层爆破，根据岩性及时调整爆破参数； 预期爆破效果表 序号 指 标 单位 数量 1 炮眼利用率 % 90 2 每循环进尺 m 1.8 3 每循环爆破实体岩石体积 m 3 128 4 每立方米岩石雷管消耗量 个/ m 3 2.2 5 每立方米岩石炸药消耗量 kg/ m 3 2.52
序 号 名称 眼号 眼数 （个） 眼深 （mm ） 眼距 （mm ） 装药量 爆破顺序 联线 方式 个/眼 kg/圈 1 掏槽眼 1～26 26 2200 500 4 41.6 I 串 并 联 2 掏槽眼 27～51 25 2000 500 4 40 I 3 辅助眼 52～77 26 2000 500 4 41.6 III 4 辅助眼 78～103 26 2000 500 4 41.6 III 5 辅助眼 104～129 26 2000 500 3 31.2 III 6 辅助眼 130～155 26 2000 500 3 31.2 V 7 辅助眼 156～181 26 2000 500 3 31.2 V 8 辅助眼 182～207 26 2000 500 2 20.8 VII 9 周边眼 208～270 63 2000 500 2 50.4 VII 合计 270 329.6 说明：1、炸药选用煤矿许用三级水胶炸药，炸药规格为φ35mm ×400mm 药卷， 2、雷管选 用毫秒延期导爆管，地面380V 电源起爆；分上下两层爆破，根据岩性及时调整爆破参数； 预期爆破效果表 序号 指 标 单位 数量 1 炮眼利用率 % 90 2 每循环进尺 m 1.8 3 每循环爆破实体岩石体积 m 3 123.5 4 每立方米岩石雷管消耗量 个/ m 3 2.18 5 每立方米岩石炸药消耗量 kg/ m 3 2.67
露天矿爆破危害及预防 王卫忠 （包钢集团巴润矿业公司） 摘要：露天爆破的危害有爆破地震效应、爆破个别飞石、爆破有毒气体、爆炸空气冲击波和噪声等危害。爆破时控制预防其危害极其重要。 关键词：露天矿、爆破危害、预防。 Abstract: The open-air explosion hazards are seismic effect, blasting individual flying rocks, blasting toxic gases, explosive air shock wave and noise hazards. Controlled blasting is extremely important to prevent the harm. Key words:open-pit, blasting hazards, prevention. 0.引言 露天爆破的危害有爆破地震效应、爆破个别飞石、爆破有毒气体、爆炸空气冲击波和噪声等危害。爆破地震效应严重危害露天矿边坡稳定和周边建筑物，个别飞石严重危害爆破作业人员及周边设备，爆破有毒气体对爆破人员及设备操作人员造成重大危害，空气冲击波与噪声对露天矿设备及人员也会产生特定危害。爆破时控制预防其危害极其重要。 1.爆破地震效应[1] 1.1 爆破地震效应 当药包在岩体中爆破时，邻近药包周围的岩石产生破坏，爆炸应力波传播一定距离后，它的强度迅速衰减，不能引起岩石的破坏，岩石质点只产生弹性振动，这种弹性振动以体积波和表面波的形式向外传播，造成地面的振动，即爆破地震效应[2]。 体积爆破地震波在岩体内部传播的主要是体积波，波可分为纵波和横波，传播速度快、频率高、衰减快，是爆破时造成岩石破裂的主要原因；在半无限岩体表面或岩层界面传播的波即表面波，表面波主要有瑞利波和拉夫波，其传授速度较慢、频率低、衰减慢、携带较多的能量，是造成地震破坏的主要原因。 爆破地震效应严重危害露天矿边坡稳定和周边建筑物。 1.2 爆破震动的安全距离 爆破震动的安全距离指爆破后不至引起被保护对象破坏的爆心至被保护对象的最离。由于地震波的传播过程非常复杂，影响因素也很多，很难从理论上进行精确的，一般都是由试验或经验公式计算。
6.4中深孔爆破参数的选择和装药量计算 （1）台阶高度：5-15m 。 （2）孔径D ：90mm 。 （3）单位炸药消耗量q 与岩石坚硬程度的关系列于下表（本矿体普氏硬度为10～12） 取q=0.45kg/m 3 （4）底盘抵抗线 采用过大的底盘抵抗线会造成根底多，大块率高，后冲作用大；过小则不仅浪费炸药，增大钻孔工作量，而且岩块易抛散和产生飞石危害。底盘抵抗线的大小与钻孔直径、炸药威力、岩石可爆性、台阶高度和坡面角等因素有关，在设计中可用类似条件下的经验公式来计算。 ① 根据钻孔作业的安全条件 B Hctga W +≥1 式中： W1—底盘抵抗线，m 。 H —台阶高度，m ； α—台阶坡面角； B —从钻孔中心到坡顶线的安全距离,一般B=2.5～3m 。 ② 按每孔的装药条件 mq W τ??=78.0D 1 式中：D —孔径，dm ； ?—装药密度，g/ml ； τ—装药系数，一般为0.6～0.8； m —炮孔密集系数，一般为0.8～1.3； q —炸药单耗（根据工程实际需要选择）； ③按炮孔直径确定 d W )45~25(1= 取W 1=4m （优化取值） （5）超深h 超深h (m)是指钻孔超过台阶底盘水平的深度。若超深过大，将造成钻机和炸药的浪费。同时还将增加爆破动强度和底盘的破坏。根据经验，超深可按下式确定：
1)35.0~15.0(W h = 或 H h )2.0~1.0(= 式中：1W —底盘抵抗线，m 。 当岩石松软时取小值，岩石坚硬时取大值。对于要求特别保护的底板，应将超深取负值。 （6）孔距a 孔距按下式计算： a ＝m ×W1 m 为炮孔密集系数，一般为0.8～1.3 取a=3.5～4m （7）排距b b ＝（0.8～1）×a 取b=2.5～3m （8）孔深L 垂直孔： L ＝H ＋h ， 倾斜孔： L ＝（H ＋h ）/Sin α α为炮孔倾角； （9） 填塞长度LT 堵塞长度LT (m)是指装药后炮孔的剩余部分作为填塞物充填的长度。合理的堵塞长度应从降低爆炸气体能量损失和尽可能增加钻孔装药量两个方面考虑。堵塞长度过长将会降低延米爆破量，增加钻孔费用，并造成台阶上部岩石破碎不佳；堵塞长度过短，则炸药能量损失大，将产生较强的空气冲击波、噪声和个别飞石的危害，并影响钻孔下部破碎效果，常用的经验公式为 ???=≥（倾斜孔）垂直孔或11T T )0.1~9.0()()8.0~7.0(L L W W W 或 LT ＝（20-40）D （m ） （10）单孔药量Q ： 单排孔爆破或多排孔爆破的第一排孔的单孔装药量按下式计算： H qaW Q 1= 多排孔爆破时，从第二排孔起，以后各排孔的单孔装药量按下式计算： kqabH Q = 式中：K — 考虑受到前面多排孔的矿岩阻力作用的增加系数k ，一般取1.1~1.2；
爆破参数的确定 一、炮眼直径： 炮眼直径的大小对钻眼效率、全断面炮眼数目、炸药消耗量和爆破岩石块度与岩壁平整度均有影响，因此，应根据巷道断面大小、块度要求、炸药性能和凿岩机性能综合考虑，进行选择。炮眼直径大，可减少炮眼数目，炸药能量相对集中，也可提高爆破效率，但钻速下降，影响爆破质量和降低围岩稳定性。 在采用气腿式凿岩机的情况下，现场多根据药卷直径确定炮眼直径。目前国内岩巷掘进均采用直径32mm、35mm两种药卷，因炮眼直径比药卷直径大10mm，所以目前的炮眼直径多采用42～45mm。我矿采用的是三级煤矿乳化炸药，炸药直径为32mm,故炮眼直径为42mm。 二、炮眼深度： 炮眼深度决定了每一掘进循环的钻眼和装岩工作量，循环进尺以及每班的循环次数，炮眼深度主要是根据岩石性质、巷道断面大小、循环作业方式、凿岩机类型、炸药威力、工人技术水平等因素来确定。单从爆破理论分析，采用中深孔（大于 2.5m）爆破最为合理，从近年发展趋势来看，炮眼深度逐渐由浅孔向中深孔发展，合理的炮眼深度应以高速、高效、低成本、便于组织正规循环作业为原则。 在巷道掘进中，通常是以月进尺任务和凿岩、装岩设备的能力来确定每一循环的炮眼深度，采用气腿凿岩机时，炮眼深度以1.8～2.5m 为宜，我矿采用YT29型凿岩机，故炮眼深度一般在2.0m以左右（掏
槽眼为2.2m）。 三、炮眼数目： 炮眼数目的多少直接影响钻眼工作量、爆破岩石的块度、巷道的形状等。炮眼数目取决于岩石性质、巷道断面尺寸、炮眼直径和炸药性能等因素。合理的炮眼数目应以保证爆破效果的实现为原则。一般是先以岩层性质和断面大小进行初步估算，然后在断面图上做出炮眼布置，得出炮眼总数，并通过实践调整修正。 炮眼数目出可根据单位炸药消耗量，按下式估算后，再按上述经验方法确定炮眼数目： N=qSmη/aP 式中N为炮眼数目；q为单位炸药消耗量，kg/m3；S为巷道掘进面积，㎡；m为每个炸药长度，m；η为炮眼利用率；a为装药系数，即装药长度与炮眼长度之比，一般取0.5～0.7；P为每卷炸药的质量，kg。 四、炸药消耗量： 炸药消耗量是指爆破1m3实体岩石所需的炸药量，也就是工作面一次爆破所需总炸药量和工作面一次爆下的实体岩石总体积之比，即： q=Q/V 这是一个很重要的参数，将直接影响到岩石块度、钻眼和装岩的工作量、炮眼利用率、巷道轮廓的整齐程度、围岩的稳定性以及爆破成本等。
水工隧洞施工 水工隧洞施工的主要内容是开挖、出渣、衬砌或支护、灌浆工作等。常用的开挖掘进方法为钻孔爆破法，也有采用掘进机直接开挖的。衬砌和支护的型式，常用现浇钢筋砼以及喷锚支护。隧洞灌浆的目的是为了加固围岩或充填衬砌与围岩之间的空隙。 钻爆法开挖掘进的施工过程为测量放线、钻孔、装药、爆破、通风散烟、安全检查与处理、装渣运输、洞室临时支护、洞室衬砌或支护、灌浆及质量检查等。同时还需要进行排水、照明、通风、供水、动力供电等辅助作业，以保证隧洞施工的顺利进行。 上述各项工作，绝大部分是在地面以下，施工场地狭窄的情况下进行的，施工干扰大，劳动条件差，施工组织复杂，安全问题突出。如果遇到不良的地质和水文地质情况，如大的断层和破碎带、大的溶洞和地下暗河、高压含水层等，将严重影响施工进度和安全。正确处理安全、质量、进度和经济的关系，采用有效的机械设备与新的施工技术，加强安全措施，严密组织施工。 第一节隧洞开挖 一.开挖方式 隧洞开挖方式有全断面开挖法和导洞开挖法两种。开挖方式的选择主要取决于隧洞围岩的类别、断面尺寸、施工机械化程度和施工水平、合理选择开挖方式对于加快施工进度，节约投资，保证施工安全和施工质量均有重要的意义。 （一）全断面开挖法
是在整个断面上一次钻爆开挖成型。在隧洞断面不大，围岩稳定性好，不需要临时支护或局部支护，又有完善的机械设备时，可采用这种开挖方式。全断面开挖上午净空面积大，个工序相互干扰小，有利于机械化作业，施工组织较简单、掘进速度快。但这种方式受到机械设备、地质条件和断面尺寸的限制。全断面开挖又分为垂直掌子面掘进和台阶掌子面掘进两种。 （二）导洞开挖法 导洞开挖法就是先开挖断面的一部分，称为导洞，然后开挖至整个设计断面。这种开挖方式，可利用导洞进一步了解和掌握地质情况，并在扩大开挖时增大爆破临空面，提高爆破效果。根据导洞与扩大部分的开挖次序，有导洞专进法和并进法两种。 根据导洞在横断面位置的不同有下导洞、上导洞、中导洞、双导洞等；1.下导洞开挖法，导洞布置在断面的下部，又称漏斗棚架法； 2.上导洞开挖法，对称顶拱掘进法，常用的“上导洞边挖边衬，先拱后墙衬砌法”。 二.导洞的形状和尺寸 导洞一般采用上窄下宽的梯形断面，这样的断面受力条件较好，也便于利用断面底角，布置风、水、电等管线。 三.炮孔布置和装药量计算 （一）炮孔布置布置在开挖面上的炮孔，按其作用不同为掏槽孔、崩落孔和周边孔等三种。 1.掏槽孔布置在开挖面中心部位，首先炮出一个小的槽穴，其作
6.6 爆破参数与爆破图表 6.6.1 爆破参数 （1）单位炸药消耗量 3，对应断面面积S＝＝0.7～2.5kg/m按照新奥法爆破施工设计经验，单位耗药量K22，硬质砂岩，岩石完整性?=3～64m，以及“电子三所”振动的特殊要求，拟定～20m3，因小导洞开挖后凌空面较大，kg/m＝1.8进尺1.5米左右。为了确 保掏槽效果小导硐取K3kg/m＝K1.1同理次导硐和光面爆破扩至设计面单位炸药消耗量取。（2）每循环爆破总药量的确定 依据Q＝K×L×S (43) 式中：Q：每循环爆破总装药量（kg）； 3）；K：炸药单耗量（kg/m L：爆破掘进进尺（m）；2）。：开挖断面面积（m S小导硐： 32，，导洞开挖面积S=7.5m，L＝8K＝1.kg/m1.5m Q＝K×L×S＝1.8×1.5×7.5＝20.25kg 次导硐： 32，.467m，L＝1.5m，导洞开挖面积S=K＝1.1 kg/m Q＝K×L×S＝1.1×1.5×46.7＝77.1kg 扩挖至设计界面： 32，m 34.21 kg/m，导洞开挖面积，L＝1.5mS=1.K＝Q＝K×L×S＝1.1×1.5×34.2＝56.4kg （3）单段最大装药量计算 3/α3来确定单段药量初始值。）V/KQ=R采用目前国内常用的经验公式：（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、α-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，α＝2.0，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＝0.5cm/s，R取25米计算。 Q＝4.2kg 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4.2×1.3＝5.46kg，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5.46×1.5＝8.2 kg，按此药量设计。 6.6.2 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。
一、浅孔爆破每孔装药量可按体积公式计算： q＝kW3 或q＝kV－kɑHW 式中： q－每孔装药量，kg； k－炸药单耗，kg/m3； V－单孔爆破岩石体积。 一次爆破总量按下式进行计算： Q＝Nq－kV总 式中： Q－一次爆破炸药总量；kg； N－一次爆破炮孔总数； V总－一次炮孔爆破总方量；m3。 二、深孔爆破装药量计算： （一）单个深孔爆破时装药量计算： 正常情况下：Q＝qɑHW d 当ɑ≥W d时，以底盘抵抗线代替孔距； Q＝qHW d2 当台阶坡面角小于55°时，应将底盘抵抗线用最小抵抗线代替： Q＝qɑHW， 当W d与段高H相差悬殊时， Q＝qɑW d H1 式中： H1－换算标高，m。 H1＝W d/（0.7～0.8） 在用上述公式计算每孔装药量时，还需用每孔最大可能装药量G 进行验算。 G＝g（L－Lr） 式中： G－炮孔可能最大装药量，kg； g－每米炮孔的可能装药量，kg/m； L－炮孔长度； Lr－填塞长度。
应满足：G≥Q即： G（L－Lr）≥qW dɑH （二）多排孔爆破时装药量的计算： 多排孔爆破时，第一排孔装药量计算同上，第二排起，装药量应有所增加。 Q1＝kqɑbH 式中： Q1－第二排以后的各排每孔装药量，kg； k－岩石阻力夹制系数，采用微差爆破时，取k＝1.0～1.2，采用齐发爆破时，取k＝1.2～1.5，第二排孔取下限，最后一排孔取上限。 （三）倾斜台阶深孔装药量计算 Q′＝qWɑL 式中： Q′－倾斜孔每孔装药量； q－炸药单耗； L－斜孔（不包括超深）长度，m。 倾斜深孔，超深部分药量应单独计算： Q c＝ph 式中： Q c－超深部分炮孔装药量，kg； p－每米炮孔的装药量，kg/m； h－超深。 （四）分段装药： 分段装药各分段装药量单独计算： Q1＝q1ɑW12 Q2＝q2ɑW22 Q3＝q3ɑW32 … 式中： W1，W2，W3 -------各分段的最小抵抗线，m
爆破作业 一般由类似工程条件的工点实际测得的爆破震动速度衰减规律公式计算，计算式为：Qm=R3Vkp/K2/3 式中：Qm——最大一段允许用药量 Vkp——震速安全控制标准 R——爆源中心至震速控制点的距离 K——与爆破技术、地震波传播途径介质的性质有关的系数。 ⑵掏槽形式的选择根据以往有关巷道爆破震动速度的观测数据，选用楔型掏槽。这样不仅可以有效的控制震动速度，而且容易掏出槽来，且能使掏槽的单段用药量减小。 ⑶选择合理的段间隔时差为避免爆破震动叠加作用，雷管跳段使用，其时差控制在100ms左右。 ⑷循环进尺的选定主要根据地质条件、进度安排进行，根据本巷道的地质情况及工期要求，循环进尺控制在0.75～1.2m范围内。 ⑸爆破参数的选定 爆破参数的选定按照计算法结合工程类比法确定，并经现场试验进行检验调整。 ①炮眼深度L 以循环进尺作为炮眼深度，掏槽眼加深20。 ②炮眼数目N按照下式计算确定炮眼数量， N=K×S×L/L×n×r 式中N——炮眼数目，个
K——单位炸药消耗量 kg/m3 L——炮眼深度， n——炮眼装药系数 r——炸药的线装药密度 S——开挖断面积，m2。 以上计算数据按照比钻眼数进行校核后确定。 ③炮眼布置 先布置掏槽眼、周边眼，然后是地板眼、内圈眼、二台眼，最后布置掘进眼。周边眼布置经验计算式如下： 间距：E=8-12d d为炮眼直径，cm 抵抗线：W=1.0-1.5E，cm 装药集中度：q0.04-0.19kg/m ④一次爆破总装药量的计算： Q=K×S×L Kg 式中K——炸药单耗； S——开挖断面积； L——炮眼深度； Q——一次爆破的总装药量。 ⑤单眼装药量的计算 周边眼参照上述光面爆破进行计算确定。其它各部位炮眼的装药量均可按下式计算：
露天深孔爆破时选择的爆破参数是否合理，直接影响爆破效果和安全，因此，必须根据具体条件和要求，进行认真全面的分析和综合考虑，确定出合适的孔径、孔深、孔距、抵抗线、装药量和爆破顺序等参数。 （1）孔径和孔深。孔径主要依据爆破高度（露天矿的台阶高度）、钻孔设备、岩石性质、炸药品种和爆破要求确定。例如，在露天采矿中，如果采用潜孔钻机，孔径通常可取150~250MM；采用牙轮钻机和钢绳冲击式钻机时，孔径可取250~300MM。孔深由要求的爆破高度加上一定量的超深而定。深孔爆破时，如果小于或等于要求的爆破高度，相邻炮孔的爆破漏斗必将高于底板，出现根底。因此，孔深必须超过台阶高度一定深度，以便降低装药中心位置，从而减少或消除根底，保证爆后台阶的平整。超深值主要依据岩石性质、台阶高度、孔距、排距、地形条件和炸药种类来确定。露天矿中，一般按底盘抵抗线来计算，即超深（0.15~0.25）%；岩石松软、层理发达时，取小值；岩石坚硬时取大值。但要注意超深也不能太大，否则会将底板或下一台阶的顶部破坏。 （2）抵抗线。在露天深孔爆破中，为了便于计算，常用底盘抵抗线代替最大抵抗线。底盘抵抗线是指炮孔中心至台阶坡底线的水平距离。底盘抵抗线是影响爆破效果的重要因素。底盘抵抗线过大，根底较多；过小，不仅增大了工作量，而且还多浪费炸药。因此，计算底盘抵抗线时，应根据台阶高度、岩石性质、炮孔和炸药的直径及钻机的安全性等全面衡量，确定出合理的数值。一般可用以下经验公式
确定％值的系数取值应根据台阶高度与矿岩坚固性选取。台阶高度越小，矿岩坚固性越大，取较小值，反之取较大值。 （3）孔距与排距。孔距^是指同一排炮孔中相邻两个炮孔的中 心线间的距离。排距6是指相邻两排炮孔间的距离。孔距与排距直接影响爆破效果和安全。孔距和排距过小不但钻孔工作量大，而且药量集中于炮孔底部，爆破后台阶底部矿岩爆堆抛掷过远，容易造成将设备埋住、砸坏设备等事故。相反孔距与排距太大，容易出现根底、硬帮、大块多等现象，不仅浪费炸药，还影响正常生产。选择孔距与排距时，除根据底盘抵抗线、爆破高度（台阶高度）、孔径、炸药品种外，还要考虑岩石性质、地质条件及岩层含水程度等情况，并在施工中不断加以调整。孔距值可用底盘抵抗线％和炮孔邻近系数M的乘积来计算。 （4）炮孔装药量。计算深孔爆破炮孔装药量时，首先要确定合理的炸药单位消耗量，这是直接影响爆破效果及安全的主要因素之一。据目前露天深孔爆破的实际情况来看，因现场的条件不一样，还没有精确和统一的计算方法，一般情况都是根据下列几种具体条件来综合考虑，并在爆破后通过爆堆情况、岩石破碎程度等进行调整：1）岩石性质和地质条件。不同的岩石其坚固性也不相同，一般情况下，越坚硬的岩石越难爆破。但是有的岩石虽然很硬，因节理发育，韧性差，却容易爆破；同样，有的岩石虽然较软，因含水性强、弹性好，却又难以爆破。因此，一般情况下岩石坚硬时，应适当将炸
Ⅳ级围岩爆破设计 工程概况 大瑶山隧道位于广东省乐昌市的庆云镇至两江镇的九峰河，隧道全长 10331m，隧道以碳酸盐岩和碎屑岩为主，隧道内考虑到断裂带、部分浅埋段岩体 2风化、破碎等，隧道围岩多为Ⅳ级。隧道穿越地区有断裂构造，围岩较为破碎， 裂缝较发育，断裂带附近易富水，岩溶水赋水性为中等，碎屑岩及浅变质岩属含 水丰富的基岩裂隙水含水层，所以地下水较发育。隧道断面设计为马蹄型，跨度 B=，高为H=。 爆破方案选择 为了保证隧道的开挖质量，又能加快施工速度，缩短工期，故IV级围岩实 施爆破区段采用上、中、下三台阶开挖的光面爆破方案，由于围岩较为破碎，所 以采用段台阶法，实现及早支护封闭。由于采用三台阶的开挖方法，所以每循坏 进尺的爆破工作都要分成三部分完成的。对于一个开挖断面，先对上台阶进行爆 破开挖、出渣，当上台阶向前开挖推进一定距离后，再对中、下进行爆破作业，应尽量减少相邻两个工作面之间施工相互干扰。每月施工28天，采用2班循环 掘进平行作业，月掘进计划进尺为120m。 爆破参数选择 (一)上台阶参数计算 (1)炮眼数N 断面炮眼数是受多个因素限制，它和爆破作业面积、围岩等级等因素有关。炮眼 数目N可根据式（4-1）计算得出： (4-1) 式中，q—炸药消耗量，一般取~ 实际根据表4-1选取:
,,,。 S—爆破作业的面积，由开挖断面图可知，IV 级围岩开挖断面 ， 上台阶断面积为，中台阶断面积，下台阶断面积；仰拱断面积。 —系数，根据表4-3取值，选取时要综合考虑各类炮眼,上台阶取； —药卷的炸药质量，2号岩石铵梯炸药的每米质量见表4-2；本工程中取； 根据上式计算得出，上台阶炮眼数为N1109个，中台阶炮眼数为N2102个，下台阶炮眼数为N394个，仰拱炮眼数为N425个。 表4-1 隧道爆破单位耗药量（） 开挖部位和掘进断面积/围岩类别 ⅣⅤⅢⅣⅡⅢI 单自由面 4—6 7—9 10—12 13—15 16—20 40—43 多自由面扩大挖底 表4—2 2号岩石铵梯炸药每米质量值 药卷直径32353840444550 (kg/m)
6露天矿穿孔爆破（专题） 露天矿穿孔爆破时生产中的第一道工序。本设计中，因矿岩的硬度不能直接挖掘，因此必须采用露天深孔爆破对矿岩松动。 6.1穿孔设备的选择及需要量的计算 穿孔设备主要根据矿岩物理学性质、矿岩生产能力，选择不同型号的潜孔钻机或牙轮钻机。 6.1.1钻机选型 设计矿山规模为45万t/a ,属中型矿山，宜用深孔钻机，岩石为矽卡岩、片岩，中等稳固，f=1~7，矿岩断层,裂隙发育，虽然潜孔钻机单位钻孔成本较高，但潜孔钻机能量损失少(冲击器活塞直接撞击在钻头上)，噪声小（冲击潜入孔内工作），节省动力（冲击器排出的废气可用来排渣），钻杆使用寿命长，与牙轮钻机相比，潜孔穿孔轴压小，钻孔不易倾斜；工作气压高，回转扭矩大，凿岩效率高，性能可靠：钻机轻，设备购置费用低；钻孔方位广，调节灵活，定位准确。穿孔设备需要量主要根据钻孔的生产能力和矿岩生产能力计算，另外参考类似矿山昆阳磷矿的应用经验，故初步设计采用的主要钻孔设备为直径200mm的KQ-200型潜孔钻机。 6.1.2钻机需求量计算 （1）钻机的台班生产能力 V b V b = 0.6VT bηb（6-1） ＝0.6×30×8×0.4=57.6 m∕(台·班) (2) 钻机的需求数量 N 露天矿所需钻机数量取决于矿山设计年采剥总量、所选钻机年穿孔效率与每米炮孔的爆破量。 N = A n ∕[L·q (1－e)] （6-2） = 12486937/[44550×100×(1-3%)]=0.9取N= 1台 式中：
符号符号意义单位取值备注 V b台班生产能力m/(台·班) 100.8 V 钻机机械钻进速度cm∕min 30 查钻机相关参数 得18m/h T b班工作时间h 8 η 班工作时间利用系数0.7 一般为0.7~0.8 b N 所需钻机数量台 2 A n矿山设计年采剥量万t/a125 100×(1+5.53× 1.3) L每台潜孔钻年穿孔效率m∕a 32310 L= 75×3×330× 0.6 q 每米炮孔爆破量t∕m 100 参考《露天采矿 学》类比国内矿山 e 废孔率% 3 一般小于5% 6.1.3钻机相关指标 表6—1 钻机相关指标 钻机型号KQ-200型潜孔钻机。 孔径200mm 台班生产能力57.6 m∕(台·班) 废孔率3% 班工作时间利用系数0.8 钻机穿孔效率系数0.6 钻机需要量 2 台（1台备用）6.2爆破工作 6.2.1深孔爆破设计的基本要求 1、设计依据 （1）《爆破安全规程》(GB6722—2003) （2）《民用爆炸物品安全管理条例》(国务院令466号) （3）公安部《爆破作业人员安全技术考核标准》GA53-93； （4）国家和地方政府颁布的有关技术规范和法规。
爆破工程参数设计 1、在隧道爆破作业中通常使用的爆破方案有：（1）定向爆破（2）预裂光面爆破（3）微差爆破（4）聚能爆破 阅读工程概况后可知，该公路隧道的断面比较大，爆破后不但要保证周围围岩的完整性，稳定性，还要使爆破后的边界尽可能的光滑平整，从而减少爆破后边界的清理和修整。为了达到这个目的，地下隧道选择的方案为：光面爆破。 采用光面爆破的方案，可在爆破后获得平整的岩面，以保护岩石不受到破坏。 光面爆破的优点很突出，主要表现在： ①可以减少超、欠挖量，节省工程投资： ②开挖面光洁平整，有利于后期的作业： ③对保留的岩体的破坏很小，有利于巷道围岩及边坡稳定。 在隧道施工中采用光面爆破具有以下优点： ①光面爆破对围岩的破坏要轻微得多，根据声波探测表明，采用光面爆破时，围岩松弛的范围只是普通常规爆破方法的1/3到1/2，从而提高了围岩的稳定性，减少支护工作量。 ②光面爆破可以大大地减少巷道的超欠挖量，提高施工质量，加快施工进度，并节省大量的混凝土衬砌浇筑量。 ③采用光面爆破，围岩的壁面平整，危石少，橇顶工作简单，减轻了表面应力集中现象，避免局部冒落，增进了围岩的稳定和施工安全，并为喷锚支护的使用创造了条件。
光面爆破中掏槽孔布置选用直眼掏槽中的角柱掏槽中的大空眼圆形掏槽。具体的炮孔布置图见——《隧道开挖爆破设计布孔图》 2、爆破器材的确定 爆破的炸药选用1号铵梯炸药，炸药的具体参数如下 组成（%）：硝酸铵82±1.5、梯恩梯14±1.0、木粉4±0.5 性能：密度0.95～1.1g/cm3 爆力350ml 猛度13mm 殉爆距6cm 炸药直径35cm 起爆器材雷管：毫秒延期电雷管第四系列LYG30D900电源：220V 交流电 起爆网路线：导线连接 3、爆破参数设计 （1）掘进单循环进尺 确定炮孔深度 L=1 ηηMN L m m L —月或日计划进尺（m ）：M —作业的天数，按日进度计算式， M=1；N —每日完成的掘进循环数；η—炮孔利用率，0.85~0.9；1η—正规循环率，0.85~0.9，按日进度计划式，1η=1. 根据掘进每米巷道所需劳动量和工时最小及成本最低等综合考虑和计算，以及任务和循环组织等因素，将爆孔深度数确定如下： 单尺循环进尺确定为3.5m 掏槽孔、空孔深度为3.7m 周边孔、崩落孔深度为3.5m （2）炮眼距离
控制爆破参数的设计。 爆破参数的正确选择是爆破取得成功的关健因素，在钻孔直径Ф250mm和梯段高度H=15m已确定的条件下，对爆破效果影响最大的是底盘抵抗线和单耗药量的正确选取。根据国内外大孔径钻孔爆破的常用理论及经验公式可求得千里坑料场岩石条件下适于 Ф250mm钻孔直径常规爆破的底盘抵抗线值W=（5.1～8.7）m；根据面板坝对爆破石料最大料径和级配组成的不同要求，可由B.M库兹涅佐夫关于介质炸药爆炸应力决定块度平均 尺寸的半理论半经验公式： 式中：X—爆渣的平均尺寸，cm; Q—炸药重量，kg; V0—爆破岩石的体积，m3; A—与岩石坚固系数的相关系数。 和拉桑公式： 式中：Y80—破碎的爆岩有80％通过的筛孔尺寸，m； B—底盘抵抗线，m； S—孔网面积，m2； q—单耗药量，kg/m3； B—岩石系数,kg/m3。 经过试算，可分别确定主、次堆石料和过渡料的孔网参数和炸药单耗。同时根据地质条件和以往爆破经验，控制底盘抵抗线与炸药药卷直径之比在20～30之间，而各孔的装药长度不小于两倍的底盘抵抗线，以充分体现深孔梯段的特点。其余参数则根据已定抵抗线尺寸来确定，超钻深取（0.2～0.3）W,堵塞长度取（0.8～1.0）W,而孔间距取（1.2～1.3）W根 据以上计算，确定爆破试验的参数如表2 项目抵抗线 （m） 孔距 （m） 孔深 （m） 堵塞长度 （m） 孔数 （孔） 排数 （排） 总装药量 （kg） 爆破总方 量 (m3) 单耗药 量 (kg/m3) 过渡料 4.60 5.8715.0 5.48133459658750.78 主堆石 料5.74 6.47 15.0 5.9093361260630.60 次堆石 料6.307.30 15.0 5.50103339657610.59
光面爆破施工中爆破参数的选择原则与优化 摘要：在隧道施工以及巷道掘进中常常需要进行爆破，有的还需要保证爆破后的壁面具有一定的平整度，所以就用到了光面爆破技术。由于光面爆破技术可以保证新壁面平整且不会受到破坏，所以得到了广泛的应用，成为了巷道掘进以及隧道施工中关键的施工环节。进行光面爆破中最重要的是对爆破参数的选择，只有选择合理的参数，才能确保爆破起到预期效果，并保证爆破的安全。文章分析了光面爆破中参数选择的原则，并探讨对于爆破参数的优化工作。 关键词：光面爆破施工；爆破参数；选择与优化 光面爆破技术可以在隧道或巷道掘进施工中使用，并且在爆破后保证新避免的完整与平整，所以得到了广泛的应用。根据这种爆破技术的特点，又将其称为轮廓爆破或周边爆破。在隧道施工以及巷道掘进过程中，通过优化爆破参数以及施工组织等，以达到提高施工效率的目的，对于爆破参数的优化称为快速掘进中重要的组成部分。光面爆破效果的优劣直接关系着工程的成本以及质量。 1 光面爆破施工中爆破参数的选择原则与优化 进行光面爆破的过程中，爆破参数的选择直接关系着爆破的效果，对工程施工质量与进度也有很大的影响。选择合适的爆破参数，可以提升爆破壁面的平整度，这样就能节约工程施工喷浆的用量，达到降低施工成本的目的；同时平整的壁面有利于隧道或巷道的通风；另外，选着适当的爆破参数可以保证实施爆破不会产生爆破裂隙，很大程度上确保了施工的安全。 光面爆破的爆破参数有很多，主要包括炮孔深度、不耦合系数、临近系数、炮眼间距、装药密集系数、最小抵抗线以及装药的结构的参数。在上述参数中，炮孔的深度以及炮孔的直径需要根据工程的实际情况取值，剩下的爆破参数在选择过程中需要按照一定的原则进行。具体的原则为： 对于不耦合系数的选择，要坚持作用到炮孔孔壁的压力大于岩石的抗拉强度，但是必须低于其抗压强度。根据实践证明，不耦合系数的选择需要根据岩性差别以及所用炸药的种类不同进行确定，一般来说不耦合系数取值在 1.5～2.5之间；邻近系数就是爆破炮孔的密集程度，对于这一系数的选择需要根据工程的实际情况进行选择，这一系数对爆破效果有很大的影响，其取值的过大或过小，会造成爆破后形成的壁面留下岩梗或巨坑，通过实践证明，邻近系数的取值一般在0.8～1.0之间，并且根据岩性的不同区别选择，岩石如果较硬，则选择较大的邻近系数，反之则选择较小的邻近系数；对于炮孔的装药结构方面，常用的装药结构有两种，一种是单段空气柱式，另一种是分段空气间隔结构。对于两种装药结构的选择，需要根据炮孔的深度进行选择。如果炮孔深度在1.5～2.0 m之间，一般使用单段空气柱装药结构，这种结构在操作上比较简单，很容易掌握装药流程，对于炮孔深度在2.0 m以上的，需要用空气间隔分段装药结构，就是用两包炸药放置于炮孔中，但是两者之间的间隔要控制在殉爆距离以外，可以在两包炸药间放一些间隔物，防止药包发生串动现象。最小抵抗线是进行光面爆破的光面