爆破预期效果表

计算方案一：煤体中爆破，类似已计算过的例子表1 煤样材料物理力学参数密度（kg/m3）弹性模量（GPa）泊松比抗拉强度(MPa) 抗压强度(MPa) 1360 3.81 0.3 3.1 21.82表2 高能炸药材料参数密度（kg/m3）爆速（GPa）A(GPa) B(GPa) R1R2ωE(GPa) V1100 3710 120 0.8 4.15 0.95 0.3 1 1模型1 :双爆破孔,耦合装药,爆破孔孔径 0.045m,孔间距为 5m.模型2 :双爆破孔,耦合装药,爆破孔孔径 0.045m,孔间距为 3m.以上模拟的介质为煤体，钻孔深度10m，垂直于煤体布置，装药长度6m，封孔长度4m。

模型3：以上两个方案中，选一个推荐的爆破效果合理的，然后模拟不耦合装药，炸药药卷直径0.027m。

（不忽略深度）计算方案二：岩体中爆破表3 岩样材料物理力学参数密度（kg/m3）弹性模量（GPa）泊松比抗拉强度(MPa) 抗压强度(MPa) 2600 30 0.22 6.5 80表4 高能炸药材料参数密度（kg/m3）爆速（GPa）A(GPa) B(GPa) R1R2ωE(GPa) V1100 3710 120 0.8 4.15 0.95 0.3 1 1模型1 :双爆破孔,耦合装药,爆破孔孔径 0.075m,孔间距为7m.模型2 :双爆破孔,耦合装药,爆破孔孔径 0.075m,孔间距为9m.模型3 :双爆破孔,耦合装药,爆破孔孔径 0.075m,孔间距为12m.以上模拟的介质为岩体，钻孔深度15m，垂直于煤体布置，装药长度10m，封孔长度5m。

（可选）模型4 :双爆破孔,不耦合装药,药卷直径0.054m,爆破孔孔径 0.075m,孔间距取以上三个方案合理结果。

(忽略深度)爆破要求参考下面的例子：孔间距 6m 的爆破数值模拟模型2 :双爆破孔,耦合装药,爆破孔孔径 0.08m,孔间距为 6m,模型大小 14m×8m,非反射边界条件,建模单位制是:m-kg-s,模型如图 4-35 所示。

设计目的：⒈巩固提高所学的专业知识，使其理论联系实际。

⒉培养和锻炼学生独立工作能力，分析和解决问题的能力。

⒊培养学生在设计、计算、绘图、查阅和运用科技文献资料、正确编写专业技术文件等方面的能力。

⒋熟悉煤炭工业有关的方针政策、规程、规范和技术规定等，充分开发智力潜力，建立全面经济观念，为毕业后工作奠定坚实的基础。

设计采用标准：本次设计依据《井巷设计基础》、《煤矿安全规程》及《矿山井巷工程施工及验收规范》。

设计内容：⒈巷道断面设计首先选择巷道断面形状，确定巷道净断面尺寸并进行风速验算；其次，根据支护参数，计算出巷道的设计掘进断面尺寸，并按允许的超挖值，求出巷道的计算掘进断面尺寸，然后布置水沟和管线；最后，绘制巷道断面施工图，编制巷道特征和每米工程量及消耗量表。

⑴钻眼爆破工作①爆破后所形成的断面应符合设计要求．光面爆破要求巷道超挖不大于150毫米,欠挖不得超过质量标准的规定。

②爆破的岩石块度应有利于提高装岩生产率(一般不大于300毫米);有时还要求堆积状况便于组织装运和钻眼与装岩平行作业。

③爆破后围岩震裂较小,不崩倒棚子和损坏设备。

④爆破单位岩石所需炸药和雷管的消耗量低,钻眼工作量小,炮眼利用率要达到85％以上。

(2)施工组织与管理内容：概论、矿井的基本情况,矿井建设的准备工作,矿井建设的施工程序,列表详细阐述,确定井巷工程的施工方案。

施工管理：推行招标承包制和积极展开建设监理工作,深入了解招标投标方式与技术程序,加强设计管理,建立修改设计管理制度,加强材料设备的技术性能资料管理和建立技术档案,做好隐蔽工程的原始记录和工程验收工作,切实做好劳动力的培训与调配,切实做好工作平衡,认真抓好“概算、预算、决算”工作。

(3)安全生产包括：开采水平巷道、井巷的维修、通风、安全监测、爆破材料的储存、井下放炮、平巷运输,井下工作人员都必须熟悉安全出口。

井下每一个水平到上一个水平和各个采区都必须至少有两个行人的安全出口并与通道地面的安全出口相连接.为建成两个安全出口的不沟。

1264中段15S28采场三分层21-23、24-26、27-29排爆破设计爆破时间15:00——15:30爆破地点 1264中段15S28采场三分层作业班组 爆破施工队警戒范围1304中段11——19线各作业班组1264中段 11——19线各采场各分段 1224中段11——19线盘区各采场各分段设 计井口张贴明显的警戒时间和范围的通知，各中段、各分段认真做好警戒工作。

井下装药技术人员进行跟班作业，保证装药和联线质量。

特别警戒1304、1224、1264中段11线-19线所有作业班组。

审 核 技术科 安全科采矿工区 副总工 总 工 主管经理日期2014.3.41264中段15S28采场三分层爆破设计1、爆破设计说明本轮爆破设计为15S28采场三分层21-23排、24-26排、27-29排爆破设计,每次爆破以前一次爆破形成的空区为自由面进行爆破；每次爆破前必须确认上次爆破已达到设计的要求或者预期效果并具备本次爆破必要空间，（每次爆破必须把上次爆破下矿石出完）方能进行本次爆破。

爆破参数见下表所示。

第18次爆破排号21 22 23 合计米数m 168.90 176.93 176.42 522.25落矿量t 1910.81装药量kg 191.70 200.82 200.24 592.75 炸药单耗kg/t 0.31 每米落矿量t/m 3.66注；其中最大一响炸药量为200.82kg第22次爆破排号24 25 26 合计米数m 172.83 170.11 169.55 512.49落矿量t 1910.81 装药量kg 196.16 193.07 192.44 581.68 炸药单耗kg/t 0.30 每米落矿量t/m 3.73注；其中最大一响炸药量为196.16kg第26次爆破排号27 28 29 合计米数m 169.49 160.63 170.15 500.27落矿量t 1910.81 装药量kg 192.37 182.32 193.12 567.81 炸药单耗kg/t 0.30 每米落矿量t/m 3.82注；其中最大一响炸药量为193.12kg说明：炮孔全部为扇形布置。

副斜井基岩段爆破原始条件表2-4
序号
名 称
单
位
数
量
序号
名 称
单位
数
量
1
掘进断面
m2
16.85
5
雷管
个
66
2
炮眼数量
个
67
6
总装药量
kg
51.6
3
炮眼深度
m
2.0
7
毫秒延期雷管
I-V
4
岩石坚固系数
f
4-6
8
水胶炸药
副斜井基岩段预期爆破效果表表2-5
序号
名 称
单位
数量
序号
名 称
单位
数量
1
炮眼利用率
%
90
上台阶
1
掏槽眼
1-5
2200
1.2
4.8
I
串
并
联
2
一阶辅助
6-11
2000
1.0
6
II
3
二阶辅助
12-19
2000
0.8
6.4
III
4
周边眼
20-36
2000
0.4
6.8
IV
5
底眼
37-45
2000
1.0
9
V
合计
45
33
下台阶
1
一阶辅助
1-7
2000
0.8
7.2
I
串
并
联
2
周边眼
8-13
2000
0.4
5
每米巷道炸药消耗量
Kg/m
28.67
2

采掘工作面爆破设计 Final approval draft on November 22, 2020采掘工作面爆破设计2017年7月采掘工作面爆破设计一、采煤工作面爆破设计1、工程概况矿井布置一个采煤工作面，首采工作面为六2-11010采煤工作面，位于矿井六2上山采区东翼，采面剩余走向长度330m，倾斜长度210m，煤层厚度，煤层倾角14-17°，采煤工作面采取三八制正规循环，每天三班生产，班推进，日推进度为。

2、支护形式及规格六2煤层坚固性系数为f=4，六2-11010工作面采用倾斜长壁采煤法，全部垮落法管理顶板，工作面采用ZH1600/16/19ZL型整体顶梁组合悬移液压支架支护顶板，支架中心距1000mm，最大控顶距，最小控顶距，排距；3、爆破器材确定我公司为低瓦斯矿井，根据炸药的使用规定，选用Ⅱ级煤矿许用炸药（32mm药卷，重200g/节）。

起爆器材选用选用毫秒电雷管，发爆器选用MFB-100矿用电容式发爆器（引爆能力为100发）。

4、爆破参数确定炮眼直径选用40mm，采用双层斜眼布置，炮眼深度均为，顶眼距顶板，底眼距煤层地板，与工作面夹角70-80°，眼距。

5、装药连线采用连续反向装药，每眼装药，连线方式为串联，按自下而上顺序一次起爆10个眼。

6、一图三表如下图1 炮眼布置图该工作面煤质中硬，炮眼布置形式采用双排眼，如下图所示表2 爆破设计说明书表3 预期爆破效果7、采煤工作面每天炸药、雷管消耗量采煤工作面每天消耗炸药542kg，每天消耗雷管1354个。

二、掘进工作面爆破设计1、工程概况我公司开拓准备巷道布置于六2煤层顶板或底板中，岩石坚固性系数为f=6-8，矿井布置3个开掘工作面，劳动组织采用三八制循环作业，每天三循环，每循环进尺。

2、支护形式及规格根据中国平煤神马集团相关要求（矿井开拓准备巷道断面不得小于10m2）的要求及矿井实际需要，设计采用圆弧栱形锚网喷支护，巷道规格及断面：巷道净宽为米，净高为米，拱高，弧高，净断面㎡，毛断面㎡。

（六）确定巷道设计掘进断面尺寸和计算掘进断面尺寸
（1） 选用支护参数
采用锚喷支护，根据巷道净宽3.6m、穿过中等稳定岩层，属于类围Ⅲ岩、服务年限为25年以上等条件，得锚喷支护参数
锚杆长度由公式L=n(1.1+B/10),n围岩稳定系数，对于稳定性好的围岩n取1：对于稳定性较差的围岩n取1.1；对于不稳定围岩n取1.2
(二)确定巷道拱高
半圆拱形拱高h0=B/2=3600/2=1800mm
(三)确定巷道壁高h3
（1）由表知半圆拱h0=B/2=3600/2=1800mm。半圆拱半径R=h0=1800mm。
按架线电机车导电弓子要求确定h3
由表知半圆形巷道壁高公式得
h3≥h4+hc- =2000+380-854=1526mm
6.根据设计的断面图，编制爆破作业图表。包括爆破原始条件，三个方向的炮眼布置图、爆破参数、预期爆破效果表。
设计要求：
1. 在规定的时间内认真、独立地完成计算、绘图、编写说明书等全部工作。作到分析论证清楚、论据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使设计成果达到较高水平。
2. 要通过计算确定的，必须有必要的计算步骤和过程。要参照有关规范和经验确定的，请说明确定理由。设计参照依据：《煤矿安全规程》、《煤矿井巷工程质量验收规范》、《煤矿巷道断面和交岔点设计规范》、《煤矿矿井采矿设计手册》、《井巷工程》东兆星等．
炮眼深度可按月计划进度确定，即L =1.92m
式中
L—炮眼深度，m； Ly—计划月进尺，140m；
N—每月实际用于掘进的天数，30d
n—每日完成掘进循环次数，3次； η1—正规循环率，0.9；
η—炮眼利用率，0.9；
根据气腿凿岩机最佳深度范围(1.8—2.5)，确定炮眼深度为2.0m×150g×160mm，所以，确定炮眼直径为40mm。

周边眼
11
2.0
87
87
0.15
1
1.65
Ⅲ
4
24—29
底眼
6
2.0
90
90
0.45
2
3.6
Ⅳ
合计
62
11.25
+579m水平联络上山绞车硐室预期爆破效果表
名称
单位
数量
名称
单位
数量
掘进断面
m2
3.57
每循环爆落实体岩石
m3
6.07
炮眼深度
m
2.0
炸药消耗量
kg
11.25
煤（岩）坚固系数
f
4-6
雷管消耗量
2
辅助眼
21
2.0
90
90
0.45
1.5
9.45
Ⅱ
3
周边眼
21
2.0
87
87
0.15
1
3.15
Ⅲ
合计
46
15
+589m水平集中运输石门爆破参数表（下部爆破）
序号
炮眼名称
眼数
（个）
眼深
（m）
角度
装药
系数
装药量
起爆
顺序
连线方式
备注
水平
垂直
单眼（卷）
总重
（kg）
1
周边眼
8
2.0
87
87
0.15
1
1.2
Ⅰ
串
装药
系数
装药量
起爆
顺序
连线方式
备注
水平
垂直
单眼（卷）
总重
（kg）

3
每循环进尺
m
2.7
8
单位原岩炸药用量
Kg/m3
1.01
4
每循环爆破实体岩石
m3
72.63
9
每循环雷管用量
个
92
6
每循环炮眼长度
m
277.2
10
单位原岩雷管用量
个/m3
1.27
表3-1副斜井井筒3-3断面爆破参数表
眼号
炮眼
名称
眼深
（m）
眼数
（个）
眼距
（m）
每孔装药量
（kg）
总装药量
kg
起爆
顺序
联线方式
表3-1副斜井井筒2-2断面爆破参数表
眼号
炮眼
名称
眼深
（m）
眼数
（个）
眼距
（m）
每孔装药量
（kg）
总装药量
kg
起爆
顺序
联线方式
装药结构
1-6
掏槽眼
3.2
6
0.60
1.2
7.2
Ⅰ
串联
正向装药
7-19
辅助眼
3.0
13
0.67
0.9
11.7
Ⅱ
20-33
辅助眼
3.0
14
0.67
0.9
12.6
Ⅲ
34-51
辅助眼
装药结构
1-6
掏槽眼
3.2
6
0.60
1.2
7.2
Ⅰ
串联
正向装药
7-19
辅助眼
3.0
13
0.62
0.9
11.7
Ⅱ
20-33

导爆管
电雷管
炸药 （gk）
Ф 32
Ф 60
混装乳化 （T）
导爆索 （m）
Ф 52
Ф 70
四、爆破设计图（含平面图、剖面图、网络图及装药结构图）及设计说明
五、爆破效果分析及改进措施
施工单位名称： 设计：
校核：
审查：
批准：
年月日
年月日
年月日
年月日
监理单位审查意见：
监理工程师（签名）： 年月日
(m) (T) (kg)
2、预裂（光面）爆破参数表
线装药密度
钻孔 类别
梯段 孔数 高度
孔口 高程
孔底 高程
(m) (m) (m)
孔 斜
孔径
孔深
孔距
药卷 直径
不偶 合系
(g/m)
(mm) (m) (m) (mm) 数 上 中 下
堵塞 单响 长度 药量
(m) (kg)
预裂孔
缓冲孔
三、火工品种材料表 段 别 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15
二期工程爆破设计表
编号：
一、爆破部位：X
至
，Y
至
，基面设计高程m计划爆 Nhomakorabea时间：二、爆破参数表
1、梯段爆破参数表
孔 数
梯段 高度
(m)
孔口 高程
(m)
孔底 高程
(m)
爆破实施单位：
孔 斜
孔径 (mm)
孔深 (m)
孔距 (m)
排距 (m)
单耗 (kg/m3)
炸药 种类
单孔 药量
(kg)
堵塞 总装 单响 长度 药量 药量

编号：泰爆07—爆破方案及施工组织设计工程名称：爆破等级：设计单位：施工单位：设计人：审核人：设计日期：一、工程概况1、爆破工程名称：2、爆破地点：3、爆破工程性质及用途4、爆破地点周围环境附图1 爆破周围环境平面图5、爆破技术要求二、爆破设计依据三、爆破工程地质1、爆破区地形、地貌附图2 爆破区地形地貌示意图2、爆破区地质及水文地质条件四、被爆体结构、材料及爆破工程量计算1、被爆体结构、材料附图3 爆破体结构示意图2、爆破工程量计算五、爆破方案设计与选择1、爆破方案与技术经济综合比较2、爆破方案选择和确定六、钻爆参数设计与选择1、爆破参数选择与装药量计算1）爆破范围（开挖面积和深度或爆破切口形式和尺寸）2）炮孔深度（L ）， L= 3）炮孔直径（D ）， D = 4）最小抵抗线（W ）， W =5）炮孔间距（a ），a =()W 5.1~0.1= 实取：a = 6）炮孔排距（b ），b =()W 0.1~8.0= 实取：b = 7）单孔装药量（Q ）， Q = qabL = 实取：Q =式中：q ——单位炸药消耗量，（kg/m 3）； 本设计取 q ＝8）堵塞长度（L ’），L ’ =（0.8～1.0）W =2、装药、填塞和起爆网路设计1）炮孔装药结构附图4 主爆孔装药结构图附图5 周边孔装药结构图2) 炮孔布置方式附图6 炮孔布置示意图3) 爆破网路设计附图7 爆破网路示意图七、钻孔机具与爆破器材选择1、钻孔机具2、爆破器材选择1）炸药品种选择表1：炸药性能表2）雷管种类、段别的选择3、放炮电源选择4、预期爆破材料消耗表2：预期爆破材料消耗表八、爆破安全验算1、爆破振动安全距离验算V=Kα⎥⎥⎦⎤⎢⎢⎣⎡RQ3= ；（上式中：R = m ；Q＝kg ；α＝；K＝；）式中：R —爆破振动安全距离，m；V—爆破振动安全速度，cm/s；Q —最大一段齐爆药量，Kg。

α、K —与地质条件和爆破场地条件有关的系数，可按表5选取，或通过现场试验确定。

炮眼利用率
单位岩石炸药
（m）
实际消耗量（kg/m³）
水压爆破
常规爆破
水压爆破
常规爆破
水压爆破
常规爆破
1
2.46
2.01
0.99
0.80
1.02
1.46
2
2.41
2.47
0.96
0.99
1.05
1.19
3
2.45
2.25
0.98
0.90
1.03
1.30
4
2.45
2.01
0.98
0.81
1.03
1.46
14.0
17.0
9.3
16.4
8
8.0
17.0
9.2
16.9
9
8.0
22.0
ቤተ መጻሕፍቲ ባይዱ9.6
16.5
10
13.0
20.0
9.3
15.1
11
12.0
18.0
8.6
16.6
12
13.0
21.0
9.0
16.6
13
14.0
22.0
8.2
15.3
14
8.0
21.0
8.5
16.7
15
11.0
19.0
9.3
16.8
16
8.0
表3爆破后降尘效果对比表
序号
通风时间
爆破后粉尘浓度
（min）
（mg/m³）
水压爆破
常规爆破
水压爆破
常规爆破
1
13.0
18.0
8.2
16.4
2
13.0

立井井筒工程量占矿井建设总工程量仅3.5％～5％，但其建设工期却占总工期的40％左右。

随着市场竞争及提高经济效益的要求，加快立井施工速度，是缩短矿井建设工期的关键，特别是大于800m的深立井井筒，加快施工速度尤其重要。

20世纪80年代全国煤炭基建立井平均月施工速度仅20～30m，1986～1996十年间全国立井井筒只有23次突破百米大关。

中煤五公司第三工程处从1990年摩洛哥杰拉达煤矿Ⅲ号井井筒(净径为中6.8m，井深为785.1m)施工开始，首次系统运用立井机械化配套作业线，并于同年3月和11月分别创月成井106.4m 和107.6m的好成绩，全年共施工井筒569m，两个水平马头门及井底车场80m，立井平均月成井速度为81.3m。

随后于1993年10月在山东省枣庄矿务局付村煤矿(年产4Mt)副井井筒(净径为Φ8m，井深为547.7m)施工中，再次运用立井机械化配套作业线，月成井创120.1m 全国同类井型最高记录，且全井筒平均月成井速度达78m。

1996年8月中煤五公司三处中标了河北宣东二矿副井井筒工程，该井筒净径为Φ6.5m，井深为850.3m。

根据合同要求全井筒月平均施工速度不能低于80m。

针对上述要求，三处提出了“立井机械化快速施工的研究计划”，于1997年12月17日填报了1998年科学技术项目计划任务书，同年12月20日由中煤五公司批准同意上报省部计划，1998年6月24日由江苏省煤炭工业管理办公室同意立项。

通过宣东二矿副井井筒立井机械化快速施工的研究与实践，中煤五公司三处成熟地利用立井机械化配套作业线，井筒自1997年7月3日正式开工，到1998年2月18日共7个半月计成井816.0m，平均月成井108.8m。

其中1997年9月～1998年2月基岩段施工连续6个月成井713.6m，平均月成井118.8m，最高月成井146.0m，最高日成井7.2m。

创国内立井井筒快速施工新记录，且工程质量经煤炭工业部河北工程质量监督中心站评定为优良工程，经原国家煤炭工业局评为1998年度全国煤炭系统优质工程。

第一章概况第一节概述一、巷道名称本作业规程掘进的巷道为二号交岔点。

二、掘进目的及用途二号交岔点与9+10#煤层轨道斜巷相连。

三、巷道设计长度及服务年限1、巷道设计长度：二号交岔点长16.902m，掘进体积543.96m3；2、服务年限：同矿井开采年限一致。

第二节编写依据1、《副斜井井底车场平、断面图》S1513-121-32、《简明建井工程手册》3、《煤矿安全规程》2011版4、《矿山井巷工程施工及验收规范》（GB50213-2010）5、《中煤第五建设有限公司矿建项目施工组织标准化模式》6、《山西汾西矿业集团正新煤焦有限责任公司和善矿井兼并重组整合项目部设计说明书》2010年11月编制第二章地面位置及地质情况第一节地面相对位置和善煤矿由西往东跨越沁园县王陶乡牧庄村、松罗村及赤石桥乡大善朴村，行政区划归王陶乡和赤石桥乡管辖。

汾阳-屯留公路纵贯井田南北。

沿汾--屯公路往北约60KM可达平遥火车站，往南经郭道镇于沁县城关镇于太焦铁路相接，交通便利。

第二节煤（岩）层赋存特征二号交岔点施工范围内地层较平缓，倾角为3‰，走向近南北。

以石英砂岩和泥岩为主含少量黄铁矿结核，该岩层水平层理及垂直裂隙发育，有9+10#煤出露。

该泥岩坚固性系数ƒ=4-6。

第三节地质构造根据地质报告可知，2号交岔点揭露煤岩情况以泥岩，砂质泥岩为主：（一）泥岩：灰黑色，波层状，平行层理，具垂直裂隙。

（二）砂质泥岩：深灰色，薄层状，波状纹理，平坦状断口，具垂直裂隙，含云母片，以石英为主，长石次之，含少量植物根茎化石，预计岩石坚固性系数f=4-6.第四节水文地质施工区域内主要以岩石裂隙水为主，涌水量小于1m3/h，巷道区域内无相邻老巷，老空积水。

第三章巷道布置第一节巷道布置三号交岔点长16.902m，掘进体积为526.56m3；1-1断面掘进断面为18.23m2，掘进宽度4900mm，掘进高度4250mm；3-3断面掘进断面为18.23m2，掘进宽度4300mm，掘进高度43950mm；I-I断面掘进断面为30.23m2，掘进宽度8875mm，掘进高度5738mm。

巷道断面设计某矿运输平巷，生产能力20万吨每年，铺设单线，巷道穿过岩层f=5-6的页岩，涌水量为70立方米每小时，压风管路直径20mm，供水管路直径100mm，巷内设两条动力电缆，3条通讯电缆，通过该巷道的风量为30立方米每秒，设计该巷道断面。

1.巷道断面形状确定2.巷道断面净宽确定3.巷道断面净高确定A 、选择巷道断面该巷道生产能力为20万吨每年，且为运输平巷，服务年限较长，穿过的岩层不稳固，稳定性较差，所以选择圆弧拱F0=B0/3的断面或者是半圆拱F0=B0/3的断面。

其优缺点对比如下表格：最后选用圆弧拱B 、确定巷道经断面尺寸a 、确定巷道净宽B0根据巷道年生产能力为20万吨，且采用单轨运输，通过查表1-1确定选用架线式电机车，其型号为ZK3-6/250电机车，电机车宽(B)为1250mm，高（H）为1550mm，长（L）为2700mm，选用型号为翻斗式YFC1.10-6矿车，矿车宽（b）为980mm,高（h）为1250mm，长（l）为2400mm，两者比较取最大值，所以运输设备（电机车）宽（B）=1250mm, （电机车）高（H）为1550mm,经计算查表1-2和表1-3可以取运输设备到支架的安全间隙b1=300mm，人行道宽度b2=800mm，此时巷道的净宽度为：B0=B+b1+b2=1250+300+800=2350mmb 、确定圆弧拱参数拱高f0=B0/3=2350/3=783.3333mm,这里取f0=784mm。

半径R=0.5417B0=2350*0.5417=1272.995mm，这里取1275mm，角度α=67°23′，拱弧长P弧（B0）为1.2740。

c 、选择道床参数根据运输设备，查表1-7和表1-8，初步选择15kg/m的钢轨，采用钢筋混泥土轨枕。

底板水平面至道砟水平之间的距离h5=200mm,轨道水平至底板之间的距离h6=350mm，所以道砟水平至轨面水平之间的距离h4=h6-h5=350-200=150mm。

⑶爆破参数的计算选择，包括掏槽方法，炮眼的直径、深度、数目、炸药单 位消耗量；
⑷爆破网路的计算和设计；
⑸安全措施。 爆破作业图表是在爆破说明书基础上，编制出来的指导和检查钻眼爆破 工作的技术文件，包括炮眼布置图，装药结构图，炮眼布置参数、炸药参数 的表格，预期的爆破效果和经济指标。爆破作业图表的编制，首先要调查原 始条件，然后根据所用钻眼设备和爆破器材，进行综合分析，确定出一个初 步的爆破作业图表，经过若干个循环的爆破实践，发现问题加以改进，使之 不断完善，然后才能正式作为指导钻眼爆破工作的依据。
一、炮眼布置
㈠掏槽眼
㈡辅助眼 ㈢周边眼 ㈣炮眼布置
一、炮眼布置
㈠掏槽眼
1. 斜眼掏槽法 ⑴单向掏槽法 ⑵多向掏槽法 2．直眼掏槽法
⑴直线掏槽
⑵螺旋掏槽 ⑶角柱式掏槽 3．混合式掏槽
1.斜眼掏槽法
斜眼掏槽的特点：
适用于各种岩层，可充分利用自由面，逐步扩大爆破
范围； 掏槽面积较大，适用于较大断面的巷道，但因炮眼倾 斜，掏槽眼深度受到巷道宽度的限制， 循环进尺也同样受 到限制； 碎石抛掷距离大，易损伤设备和支护，当掏槽眼角度 不对称时尤其如此。
4．起爆要求
岩巷掘进多采用发爆器起爆，网路连接多采用串联，
雷管不能使用不同种类、不同工厂、不同期出厂的雷管。
起爆方法，起爆时差及起爆系统的可靠性，是影响爆 破安全和爆破效果的重要因素。在煤矿巷道掘进中，最好 使用多段毫秒雷管，按照爆破图表规定的起爆顺序全断面 一次起爆。在有瓦斯爆炸危险的地点，只能使用毫秒雷管，
间。
缺点： 凿岩工作量大，钻跟技术要求高，一合式掏槽
为了加强直眼掏槽的抛渣力和提高炮眼利用率，形成 了以直眼掏槽为主并吸取斜眼掏槽优点的混合式掏槽。斜眼 布置成垂直楔形，与工作面的夹角为：75~85°，装药系数不 要太大，以0.4~0.5为宜。其起爆顺序应安排在所有垂直槽眼 起爆之后，以发挥抛渣扩槽的作用。

QC小组成果报告课题名称：水下爆破质量控制小组名称：乌江河口至白马河段航道整治工程QC小组单位名称：重庆市渝航交通工程有限公司小组类型：现场技术型开展QC小组活动提高水下爆破质量一、工程概况乌江河口至白马河段航道建设工程航道整治工程航道等级Ⅲ级，航道尺度为2.7m×45m×480m（航深×航宽×弯曲半径），通航保证率为98%。

工程建设范围为乌江河口至白马河段，全长45 公里，对本河段不满足Ⅲ级航道标准的滩险进行整治，分别为：大角邦、庙门滩、曲石子、小角邦4 处采用炸礁为主，结合疏浚的方式进行治理。

乌江河口至白马河段航道建设工程航道整治工程A标段工程范围为：小角邦、曲石子、庙门滩、大角邦整治。

二、QC小组简介表一成立时间2013年5月QC小组名称乌江河口至白马河段航道整治工程QC小组QC小组类型现场技术型课题注册号WJQC-13.5 活动时间2013.5-2013.9 小组人员7课题名称开展QC小组活动，提高水下爆破质量QC小组成员一览表姓名性别年龄文化程度职务组内职务鲁代文男48 本科项目副经理组长熊湘渝男31 本科爆破安全员副组长雷传建男44 本科安全员组员徐行男31 本科技术负责人组员杨亨培男23 本科技术员组员朱志强男22 本科技术员组员李春林男23 本科技术员组员兼记录员三、选题理由1、本工程由4个独立的滩险组成，施工区域比较分散，作业战线较长，炸礁工程量较大。

2、由于乌江水位的不稳定性和不确定性造成我部炸礁难度增大，炸礁施工水位为154.0m。

3、小角邦炸礁是针对砂卵石覆盖层以下少量基岩河床。

由于炸礁范围不明确，增加了施工周期和难度，采用先疏浚后炸礁再清渣的方式进行施工。

四、活动目标通过开展QC小组活动，规范钻孔爆破施工流程，提高爆破效率，确保爆破安全，控制爆破质量。

五、活动的开展5.1现状调查为了加强对钻孔爆破的管理和对爆破安全、质量的控制，我部对炸礁现场进行调查，对钻机的工作能力和成孔率进行统计分析；对每次领取的炸药和雷管进行抽样做浸水试验。