副井基岩段爆破参数表

隧道常用爆破全参数及爆破设计

一、单位耗药量单位耗药量(一)单位耗药量(二)炸药换算系数e值单位耗药量（四）单位耗药量K及其它参数（五）二、隧道爆破设计爆破设计（一）、规范规定《铁路隧道施工规范》（TB10204-2002）规定：光面爆破参数预裂爆破参数说明：1、上表所列参数适用于炮眼深度1.0～3.5m，炮眼直径40～50mm，药卷直径20～25mm；2、当断面较小或围岩软弱、破碎或对曲线、折线开挖成形要求较高时，周边眼间距E应取小值；3、周边眼抵抗线W 值在一般情况下均应大于周边眼间距E 值。

软岩在取较小E 值时，W 值应适当增大；4、E/W ：软岩取小值，硬岩及断面小时取大值；5、表列装药集中度q 为2号硝铵炸药，选用其它类型炸药时，应修正。

换算系数：⎪⎭⎫ ⎝⎛+=换算炸药爆力号硝铵炸药爆力换算炸药猛度号硝铵炸药猛度2221K （二）、爆破器材的选择⑴炸药：一般情况下，多采用二号硝铵炸药，洞内有水时应采用乳化油炸药、水胶炸药或其他防水性炸药；有瓦斯的隧道内，应采用煤矿安全炸药（如2、3号煤矿炸药，2、3号煤矿抗水炸药，煤矿水胶炸药，煤矿乳化油炸药，被筒炸药，当量炸药，离子交换炸药）；在软弱围岩周边爆破时，选择低爆速光爆专用炸药，如二号低爆速炸药。

隧道常用炸药国产光面爆破专用炸药⑵雷管：在无瓦斯隧道内，可首先考虑采用非电毫秒雷管或半秒雷管；在有瓦斯的隧道内，采用煤矿瞬发电雷管或毫秒延期电雷管。

雷管的段间隔时间差应考虑控制在100ms左右，在软弱围岩中爆破，为避免振动强度的迭加作用，雷管最好跳段使用，特别是1～5段的雷管。

大断面隧道爆破，至少要求有1～15段雷管。

隧道常用雷管注：各系列非电导爆管雷管延迟时间(ms)（三）、参数确定一个φ32*25cm药卷用药量0.195kg一个φ25*25cm药卷用药量0.125kg一个φ20*25cm药卷用药量0.0875kg炸药密度0.85～1.05g/cm3光面爆破岩石饱和抗压强度39.7～46.25MPa，属于中硬岩规范参数装药不偶和系数D（炮眼直径Rh/药卷直径Rc）1.5～2，宜取2.0 周边眼间距E取45～60cm最小抵抗线V,应大于周边眼间距，取60～75cm相对距E/V取0.8～1周边眼装药集中度q（kg/m）0.2～0.3眼深：全断面3～3.5m，台阶法1～3m单位用药：全断面0.9～2kg/m3，台阶法0.4～0.8kg/m3炮眼直径取43mm ，考虑油压凿岩机炮眼直径42～46mm 时，V ＝0.5～0.7，q ＝0.28～0.38 炮眼直径34～38mm 时，V ＝0.4～0.6，q ＝0.14～0.21 中空孔到装药眼间距λ：岩层系数，中硬岩以上取1.9～2.2：中空孔径（mm ） d ：装药眼径（mm ）掏槽炮眼间距不小于20cm ，掏槽炮眼比辅助眼深10cm 周边眼炮泥堵塞长度不小于20cm 全断面开挖：断面尺寸：72.97m2，宽11m ，高8m 1.3循环进尺的选定在软弱围岩中，宜采用0.8～1.5m ，一般取1.1m 。

隧道常用爆破参数和爆破设计说明书

一、单位耗药量单位耗药量(一)按岩石坚固系数选定单位耗药量岩石名称岩体特征坚固系数fK值（kg/m3）抛掷松动各种土较松软坚实的＜11～21～1.11.1～1.20.3～0.40.4～0.5土夹石密实的1～4 1.2～1.40.4～0.6页岩、千枚岩风化、破碎完整的2～64～61～1.21.2～1.40.4～0.50.5～0.6板岩、泥灰岩较破碎面层、面层张开、泥质、薄层较完整、层面闭合3～55～81.1～1.31.2～1.40.4～0.60.5～0.7砂岩泥质胶结、中薄层、风化、破碎钙质胶结、中厚层、中细粒结构、缝隙不甚发育硅质胶结、石英质砂岩、厚层、缝隙不发育4～67～89～141.1～1.21.3～1.41.4～1.70.4～0.50.5～0.60.6～0.7砾岩胶结较差、以砂为主胶结较好、以砾石为主5～89～121.2～1.41.4～1.60.5～0.60.6～0.7白云岩、大理岩较破碎、裂隙频率＞4条/ m完整、原岩5～89～121.2～1.41.4～1.60.5～0.60.6～0.7石灰岩中薄层、含泥质、裂隙较发育厚层完整、含硅质、致密状6～89～151.2～1.41.4～1.60.5～0.60.6～0.7花岗岩风化严重、节理裂隙很发育多组交割、裂隙频率＞5条/ m风化较轻、节理不甚发育、伟晶结构未风化、完整、细粒结构、致密岩体4～67～1212～201.1～1.31.3～0.4～0.60.6～1.6 1.6～1.80.7 0.7～0.8流纹岩、粗面岩、蛇纹岩较破碎的完整的6～89～121.2～1.41.5～1.70.5～0.70.7～0.8片麻岩片理或节理裂隙结构发育的完整、坚硬、密致5～89～141.2～1.41.4～1.70.5～0.70.7～0.8正长岩、闪长岩较风化、整体性较差的未风化、完整致密的风化、裂隙频率＞5条/ m8～1212～185～71.3～1.51.5～1.81.1～1.30.5～0.70.7～0.80.5～0.6石英岩石风化破碎、裂隙频率＞5条/ m中等坚硬、较完整的很坚硬、完整致密的5～78～145～71.1～1.31.4～1.61.7～2.00.5～0.60.6～0.70.7～0.8安山岩、玄武岩裂隙、节理较发育完整、致密的7～1212～201.3～1.51.6～2.00.6～0.70.7～0.8辉长岩、辉绿岩、橄榄岩裂隙、节理较发育完整、致密的8～1414～251.4～1.71.8～2.10.6～0.70.8～0.9单位耗药量(二)按岩石密度选定单位耗药量（kg /m3）岩石名称岩石密度（kg /m3）K值（kg/m3）拋掷松动砂1500 1.8～2.0 —密实的或潮湿的纱1600 1.4～1.5 —重亞粘土、砂质粘土1750 1600 1.2～1.35 0.4～0.45 坚实粘土2000 1.2～1.5 0.4～0.5黄土1800 1600 1.1～1.5 0.35～0.45白垩岩1550 2600 0.9～1.1 0.3～0.35 石膏（硬石膏）2200 2900 1.2～1.5 0.4～0.5蛋白石、泥灰岩2200 2300 1.2～1.5 0.4～0.5 浮石1100 1.5～1.8 0.5～0.6贝壳石灰岩1200 1.8～2.1 0.6～0.7 砾岩、钙质砾岩2200 2800 1.35～1.65 0.45～0.55泥质页岩、泥灰岩2300 2500 1.35～1.65 0.45～0.55 白云岩2700 2900 1.5～1.95 0.5～0.65 钙质砂岩、石灰岩2600 2700 1.5～1.95 0.5～0.65 石灰岩、砂岩2700 3100 1.5～2.4 0.5～0.8 花岗岩、花岗闪长岩2800 3300 1.8～2.55 0.6～0.85 玄武岩、安山岩2700 3300 2.1～2.7 0.7～0.9 石英岩2800 3300 1.8～2.1 0.6～0.7斑岩2500 3300 2.4～2.55 0.8～0.85炸药换算系数e值炸药名称型号换算系数炸药名称型号换算系数露天銨锑 2 1.00 硝酸銨 1.35岩石銨锑 1 0.80 黑火药 1.5岩石銨锑 2 0.88 銨油炸药 1.05～1.10 煤矿銨锑 1 0.97 52%胶质炸药耐冻0.78煤矿銨锑 2 1.12 35%胶质炸药耐冻0.93煤矿銨锑 3 1.16 梯恩梯0.95～1.00 软岩隧道爆破用药量K及有关参数地质条件开挖方法开挖断面(m2)眼深(m)眼径(mm)炮眼数(个)炸药类型K值(kg/m3)砂质页岩Ⅱ类拱部光面15·30·945 66 岩石硝铵0·3～0·4泥质页岩Ⅱ类半断面微台阶上32·06下63·701·145上111下120岩石硝铵上0·52下0·31千枚岩f=1~1·5半断面微台阶上14·5下30·771·045上65下67岩石硝铵上0·61下0·42断层带砂岩Ⅱ类全断面预裂101·31·148 168乳胶与硝铵0·73断层带板岩Ⅱ～Ⅲ类全断面预裂72·51·348 147乳胶与硝铵0·75断层破碎带花岗岩Ⅱ类半断面正台阶上44·25下94·03·048上116下94水胶与硝铵上1·24下0·74断层破碎带片麻岩半断面正台阶上38下383·042上38下38岩石硝铵上1·74下0·7砂泥岩互层f=2·5～6 分部开挖501·6 42 294 岩石硝铵1·2中硬岩、硬岩隧道爆破用药量K及有关参数泥质厚层砂岩f=4～5全断面光面爆破46 2·550 91 硝铵炸药1·41泥砂岩R压=31·8MPa全断面光面爆破50 1·850 126 硝铵炸药1·8Ⅳ类围岩全断面光面爆破90 3·248 136 硝铵炸药0·87中厚层隐晶质灰岩Ⅳ～Ⅴ类全断面预裂爆破100·75·048 200 硝铵炸药1·75Ⅲ类围岩石（等差爆破）全断面光面爆破90 5·048 185抗水、硝铵1·85砂岩、板岩Ⅳ～Ⅴ类全断面光面爆破96·25·048 180抗水、硝铵1·63花岗岩Ⅳ类（已有导坑）全断面光面爆破75·72 3·248 142防水、硝铵1·66砂岩、板岩Ⅳ～Ⅴ类全断面光面爆破101·35·048 198乳胶、炸药1·95花岗岩Ⅴ类全断面光面爆破93·55·048 198水胶、防水、硝铵1·43Ⅳ～Ⅴ类全断面光面爆破81～854·0～5·048 180～2001·74单位耗药量（四）坚硬岩石低台阶（H＜2w）爆破耗药量及主要参数孔径(mm) 台阶高(m)孔深(m)抵抗线(m)孔间距(m)堵塞(m)装药量(kg)单耗(kg/m3)26~34 0·20·0·40·5 0·0·051·256 526~34 0·30·60·40·50·50·050·8326~34 0·40·60·40·50·50·050·6326~34 0·60·90·50·650·80·100·5126~34 0·81·10·60·750·90·200·5626~34 1·01·40·81·01·00·400·5051 1·01·4 0·81·01·10·40·551 1·52·0 1·01·21·20·850·4751 2·02·6 1·31·61·31·70·4151 2·53·2 1·51·91·52·70·3864 1·01·4 0·81·01·10·40·564 2·02·7 1·31·61·51·90·4664 3·03·8 1·62·01·63·80·4064 4·04·9 2·12·62·06·50·3076 1·01·6 1·11·31·20·570·4076 2·02·6 1·31·61·31·70·4176 3·03·8 1·51·81·53·20·4076 4·05·0 1·72·11·75·60·3976 5·06·2 2·02·52·010·00·4076 6·07·4 2·63·22·618·10·36单位耗药量K及其它参数（五）硬岩二级v形掏槽(竖向三排)装药量k及其它参数炮眼直径(mm) 掏槽深度(m) 抵抗线(m) 底部装药集中度(kg/m) 垂向炮眼个数30 1·5 1·0 0·9 338 1·6 1·2 1·4 345 1·8 1·5 2·0 351 2·0 2·0 2·6 3扇形掏槽钻爆参数炮眼直径(mm) 抵抗线(m) 掏槽深度(m) 底部装药集中度(kg/m) 水平向炮眼个数不装药段长度（m）30 0·8 1·5 0·9 3 0·540 0·9 1·6 1·6 3 0·5545 1·0 1·8 2·0 3 0·648 1·1 1·9 2·3 3 0·651 1·2 2·0 2·6 3 0·75对称掏槽中空孔径D、与掏槽眼中心最大间距a、装药量Q中空孔眼直径D（mm）50 2×57 75 85 100 2×75 110 125 150 200 掏槽中至空眼中a（mm）90 100 130 145 175 200 190 220 250 330装药量Q（kg/m）d=32 0·20 0·30 0·30 0·35 0·40 0·45 0·45 0·50 0·60 0·80 d=37 0·25 0·35 0·35 0·40 0·45 0·53 0·53 0·60 0·70 0·95 d=45 0·30 0·42 0·42 0·50 0·55 0·63 0·65 0·70 0·85 1·10深眼掏槽装药参数掏槽形式钻孔深度(m) 中空孔数(个)装药眼数(个)单孔药量(kg)装药集中度(kg/m)单位装药量(kg/m3)雷管段数单中空孔3·5 1 16 4·0 1·14 1·51 1~12 双中空孔3·5 5·15 2 14 5·85 1·14 1·31 1~7 三中空孔5·15 3 18 5·85 1·14 1·69 1~7 四中空孔3·5 4 18 4·0 1·14 1·70 1~12二、隧道爆破设计爆破设计（一）、规范规定《铁路隧道施工规范》（TB10204-2002）规定：光面爆破参数岩石类别周边眼间距E （cm ）周边眼抵抗线 W （cm ）相对距离 E/W 装药集中度 q （kg/m ）极硬岩 55～70 60～80 0.7～1.0 0.30～0.35 硬岩 45～65 60～80 0.7～1.0 0.20～0.30 软质岩35～5045～600.5～0.80.07～0.12预裂爆破参数岩石类别周边眼间距E （cm ）至内排崩落眼间距（cm ）装药集中度 q （kg/m ）极硬岩 40～50 40 0.30～0.40 硬岩 40～45 40 0.20～0.25 软质岩 35～40350.07～0.12说明：1、上表所列参数适用于炮眼深度1.0～3.5m ，炮眼直径40～50mm ，药卷直径20～25mm ；2、当断面较小或围岩软弱、破碎或对曲线、折线开挖成形要求较高时，周边眼间距E 应取小值；3、周边眼抵抗线W 值在一般情况下均应大于周边眼间距E 值。

爆破参数

2号铵梯炸药爆破岩石所需的单位耗药量q (kg/m3) 号铵梯炸药爆破岩石所需的单位耗药量q
开挖部位和开挖面积（m2）面积（m2） 4～6 一个 7～9 自由面 10～ 10～12 的水平 13～ 13～15 和倾斜 16～ 16～20 隧道 40～ 40～43 多个自由面部位扩大挖底围岩级别 Ⅱ～Ⅲ 1.5 1.3 1.2 1.2 1.1 0.6 0.52 Ⅲ～Ⅳ 1.8 1.6 1.5 1.4 1.3 0.74 0.62 Ⅳ～Ⅴ 2.3 2.0 1.8 1.7 1.6 1.1 0.95 0.79 Ⅵ 2.9 2.5 2.25 2.1 2.0 1.4 1.2 1.0
2号铵梯炸药中硬岩石号铵梯炸药中硬岩石炸药炮眼装药系数α及炸药每米的质量γ 炮眼装药系数α及炸药每米的质量γ
药卷直径 mm）（mm） 32 35 38 40 44 装填系数 α 0.7～ 0.7～0.8 0.6～0.7 0.6～ 0.5～ 0.5～0.6 0.45～ 0.45～0.5 0.4～ 0.4～0.45 每米炸药质量 γ 0.78 0.96 1.10 1.25 1.52
辅助眼、帮眼、辅助眼、帮眼、顶眼深度
l辅、帮、顶 1.30m ＝
计算各种炮眼的长度L 5. 计算各种炮眼的长度L及同一平面上两对掏 b=0.2m 槽眼眼口间的距离B 槽眼眼口间的距离B：掏槽眼长度L 掏槽眼长度L掏
1.40 1.40 L掏 = = =1.49m ＝ sin α sin 70° 0.94 l掏
根据采用的垂直楔形掏槽及围岩级别， 3. 根据采用的垂直楔形掏槽及围岩级别，由隧道施工手册查得：隧道施工手册查得：掏槽眼与开挖面的夹角α=70° 掏槽眼与开挖面的夹角α=70°，上下两 α=70 对炮眼间的距离a=50cm a=50cm，对炮眼间的距离a=50cm，同一平面上两炮眼眼底的距离b=20cm 掏槽炮眼6 b=20cm，眼底的距离b=20cm，掏槽炮眼6个。

爆破参数表

浙江中宇实业发展有限公司清理撒煤平巷施工作业规程清理撒煤平巷爆破参数表
序号炮眼
名称
眼
个
数
眼深
（m）
角度
（°）
装药量
起爆
顺序
装药
结构
备注
卷/眼Kg/眼
水平垂直
1-10底眼10 2.0 90 90 2 0.4 I 反向
连续
ф35×200
37-50辅助
眼
14 2.0 90 90 2 0.4 II
反向
连续
ф35×200
11-36周边
眼
26 2.0 90 90 1 0.2 III
反向
连续
ф35×200
51-54掏槽
眼
4 2.2 90 82 3 0.6 IV
反向
连续
ф35×200
合计54 108.8 86 17.2 2#岩石乳化炸药
预期爆破效果
序号名称单位数量序
号
名称单位数量
1 炮眼利用率% 80 6
每M巷道炸药
消耗量
kg/m 10.75 2 每循环进尺M 1.6 7
每M3实体煤
炸药消耗量
kg/M3 1.13
3 每循环爆破实
体岩石（煤)
M315.25 8
每M3实体煤
雷管消耗量
个/M3 3.54
4 每循环炸药
消耗量kg 17.2 9
每M巷道雷管
消耗量
个/m 33.75
5 每循环雷管
消耗量
个54。

凿岩爆破

凿岩爆破1、钻爆器材的选择1)、凿岩机具：选用FJD-6B型伞形钻架，配YGZ-70凿岩机。

选用YT-29型高频凿岩机，配20台，15台配用。

(2)、钻杆：选用直径Ф25mm和Ф22mm中空六角钢成品钎杆，钎杆长3.5m。

(3)、钎头：选用直径Ф55mm和Ф42mm柱齿形或“一”字形钎头。

(4)、炸药：选用淮南901化工厂生产的岩石水胶炸药，药卷规格为Ф45×400mm和Ф35×500 mm，每卷重量为分别为740g 、500g。

(5)、雷管：选用6m长铜脚线毫秒延期电雷管，电阻为7.5Ω。

(6)、起爆电源：660V动力电源。

2、炮眼参数：⑴炮眼深度的确定按循环组织形式确定炮眼深度，每遍炮有效进尺 3.0m，则炮眼深度为：L=H/η式中：L-炮眼深度mH-有效进尺H=3.0mη-爆破效率η=85.7%取L=3.5m⑵炮眼数目的确定掏槽眼：采用两阶复式直眼掏槽。

一阶掏槽眼深 2.0m，二阶掏槽眼深3.7m，一阶眼圈径为1.6m，布置9个眼，眼距550mm，二阶眼圈距2.6m，布置14个眼，眼距为650mm。

周边眼：井筒掘进直径12.12m，炮眼布置圈径为12.0m，共布置63个眼，眼距为650mm。

辅助眼：辅助眼共布置五圈炮眼，第一圈圈径为 4.2m，共布置22个炮眼，眼距为650mm；第二圈圈径为5.8m，共布置30个炮眼，眼距为650mm；第三圈圈径为7.4m，共布置39个炮眼，眼距为650mm。

第四圈圈径9.0m，共布置47个炮眼，眼距为650mm，第五圈圈径10.6m，共布置55个炮眼，眼距为650mm。

炮眼总数为：M=9+14+22+30+39+47＋55＋63=278个⑶每循环炸药消耗量具体炮眼布置、爆破参数、炸药消耗量见炮眼布置图、表4.2.1、4.2.2。

3、爆破网络设计原始条件：一次起爆雷管个数78发，雷管电阻RL=7.5Ω，放炮电缆采用25mm2电缆，长度800m。

副井重车线光面爆破参数表

10-18
9
700
4
36
10.8
Ⅱ
3
二圈辅助眼
19-29
11
700
3
33
9.9
Ⅲ
4
周边眼
30~48
19
500
2
38
11.4
Ⅵ
6
底眼
49~57
9
600
4
36
10.8
Ⅴ
合计
57
173
51.9
-480m副井重车线爆破效果表
(岩石质量较好时)
序号
名称
单位
数量
序号
名称
单位
数量
1
每循环炮眼数量
个
57
9
每循环雷管消耗量
个
60
2
每循环炮长度
m
142.5
10
每立方岩石雷管消耗量
个/m3
2.38
3
炮眼利用率
%
83
11
每米进尺雷管消耗量
个/m
28.6
4
每循环进尺
m
2.1
5
每循环爆破光面实体
m3
25.2
6
每循环炸药消耗量
kg
51.9
7
每立方岩石炸药消耗量
kg/m3
2.06
8
每米进尺炸药消耗量
kg/m
24.7
-480m副井重车线光面爆破参数表
(岩石质量较差时)
序号
炮眼名称
炮眼序号
眼数
（个）
眼间距（mm）
装药量
起爆顺序
备注
每眼
（卷）
小计
（卷）

常用爆破方法经验公式计算对照表

q：查表、工程类比、试验
Q=q.a.b.H
当L＞1.5m 分层装药： 2层：上0.4Q、下0.6Q 3层：上0.25Q中0.35Q下0.4Q
孔径(药卷)比：D/d≥2～5 装药结构(不耦合)：底部加强中部正常上部减弱正常段长=（1～4）加强段长度
10
切口高度
H=K(B+Hmin) B--立柱截面长边 Hmin--立柱失稳高度 Hmin =（30～50）d d—钢筋直径cm K=1.5～2.0经验系数
△h = （0.10～0.15）H
掏槽孔、底板孔比主爆孔加深0.2m
h=0.5～1.5m
抵抗（两侧有临空面）
4
抵抗线w
w=(25～35)d
w= (0.4～1.0)H
w外=（0.65～0.68）δ w内=（0.32～0.35）δ a=（0.65～0.68）δ
或按爆破对象不同取值：
等于孔间距
W=KD;
11 12 13 14 15
16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28
范述怀
备注
常用钻头径有(mm)：32、 38、40、42、50、76、90 、105、115、140。深孔：d＞50mm，L＞5m 浅孔：d≤50mm，L≤5m
烟囱切口：正梯形长度： 180 °≤θ ≤240° 高度：H=（3.0～5.0)δ 闭合角：α ≥25° 定向窗：设在切口长边的两边之内，底角α =25°～35°。
8
q=0.1～0.35kg/m
3
q= 0.5～1.2kg/m3
查表、工程类比、试验
q=1.1k0(f/s) k0=525/260=2.01 单孔装药量： Q=q*V=q*S*L*η

爆破参数表

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）

爆破方案有关参数的确定

本工程隧道掘进爆破采用浅眼微差爆破，洞壁适当加密炮孔，由于隧洞施工和照明线路较多，杂散电流较强，装药之前一定要关闭电源，采用孔内非电导爆管、孔外用电雷管起爆，确保安全。

隧洞施工支护以管、锚、喷、网为主，及大管棚、注浆小导管、钢架等超前支护，开挖后锚杆、钢架、挂网及喷射混凝土紧跟的操作模式；采用压入式通风系统。

爆破点距公路及居民区建筑物近，要求白天进行爆破作业，夏季为上午7:00～下午20:00，震速控制在1.5cm/s以内，原则上采用浅眼多循环、楔形掏槽进行施工。

爆破分区实行一次布孔、同时装药分段起爆。

当分段药量不能满足控制震动的要求时，则分次装药分次起爆；每次起爆非电雷管实行分组簇联，电雷管引爆。

在离建筑物10m范围内的隧洞不允许爆破作业，只采用机械破碎的方法，用挖机配上破碎头进行破碎（或者用潜孔钻先进行钻孔口后再进行破碎）；在离建筑物基础底标高20m范围内的隧洞掘进爆破，孔深不能超过1.5m；在离建筑物基础底标高29m范围内的隧洞掘进爆破中必须打超前减震孔，在隧洞上部分周边用液压钻机φ80孔径打2-3排减震孔，孔间距10cm，排距15cm，孔深超过爆破孔深2.0m以上。

主体车站及折返线大跨断面开挖断面宽度20.59米，高度18.09米，采用复合式衬砌，初期支护采用锚杆或喷锚支护，二次衬砌可采用拱部型钢钢架复喷混凝土支护；由于断面较大，原设计施工方法为双侧壁导坑法12步开挖。

由于所处区域地质条件较好，且双侧壁导坑法施工工序繁杂，严重影响施工进度。

我部对原有的双侧壁导坑法进行了优化和改进，变为墙洞法施工。

但隧道掘进方法仍采用短进尺，弱爆破，强支护，勤监测的施工方法，以控制最大段药量来降低爆破震动，确保施工安全。

复合式TBW调头段B断面宽24.54米，高16.64米，原设计采用双侧壁导坑法8步开挖，优化为大断面台阶法开挖；复合式TBW调头段C断面及单洞单线标准断面宽6.08米、高6.18米，采用台阶法施工。

地下洞室光面爆破和预裂爆破参数选择与计算

地下洞室光面爆破和预裂爆破参数
一、光面爆破参数表
二、浅孔预裂爆破参数表
三、深孔预裂爆破参数
孔深不小于5m 的深孔预裂爆破参数，可按下列要求确定： 1、炮孔直径不宜大于80mm 。

2、孔距为孔径的8～12倍，岩体完整段或孔径较小时取大值，反之取较小值。

3、不偶合系数（孔径／装药直径）一般取2～4倍。

4、线装药密度，按工程类比法试选或由下两式确定：（1）岩体较为坚硬，其抗压强度R ＝20.0Mpa ～200 Mpa 时：
6.05.0042.0a R g =∆ 式中：
g ∆—线装药密度（kg/m ）；
R —岩石极限抗压强度（MPa ）； a —预裂孔孔距（m ）；
（2）岩体抗压强度R ＝10.0Mpa ～150 Mpa 时：
）m g r R g /(32.938.053.0=∆ 式中：
r —预裂孔半径，mm ；
R —岩石极限抗压强度（MPa ）；。

副井井筒基岩段掘砌施工安全技术措施

副井井筒基岩段掘砌施工安全技术措施副井井筒基岩段掘砌施工安全技术措施一、工程概况XXX煤矿副井井筒净径Ф10.5m，井深550.8m。

表土段设计深度85m，绝对标高+1282.8～+1197.8m，采用双层钢筋砼支护,壁厚为850mm。

基岩段长度为465.8m，绝对标高+1197.8～+732.0m，其中，+1197.8～+962.8m 采用单层钢筋砼支护，混凝土强度等级C40，壁厚为850mm。

+962.8～+732.0m采用素砼支护，壁厚700mm，混凝土强度等级C30。

（附：副井井筒基岩段井壁结构图1-1、1-2、1-3）为保证安全顺利地施工基岩段，特编制本措施，以确保安全施工，待贯彻后严格执行。

二、地质概况及水文地质特征一、概况：副立井位于XXX煤矿工广内，基岩段施工期间揭露地层依次为：白垩系下统志丹群（K1zh）、二迭系上统石千峰组（P2sh）、二迭系上统上石盒子组（P2s）、二迭系下统下石盒子组（P1x）、二迭系下统山西组（P1s）、石炭系上统太原组（C3t）等。

井筒揭露煤层自上而下为4、5、6、9上、9下五层煤。

各煤层厚度如下：4煤：0.18(0.43)0.6；5煤：1.45(0.15)1.6；6煤：0.84(0.25)3.61(0.55)0.5(0.15)3.05(0.2)2.2；9上煤：0.42；9下煤：0.36(0.2)1.39。

各煤层顶底板多为中细砂岩，局部砂泥岩。

二、水文地质简介：副立井井筒的直接充水含水层（P1s～C3t）以孔隙含水层为主，裂隙含水层次之，直接充水含水层的富水性微弱，补给条件和径流条件较差，水文地质边界简单，地质构造简单。

因此井筒水文地质勘查类型划分为第一类第二型孔隙充水为主的水文地质条件中等的矿床。

根据《内蒙古自治区准格尔煤田XXX煤矿井筒检查钻孔地质报告》对井筒涌水量预计，该井筒总涌水时为115m3/h。

根据回风立井及主斜井掘进来看一般各砂岩段均有滴淋水现象，最大可达7m/h。

主斜井基岩段爆破参数表

Ⅳ
全封
6
周边眼
25
1.8
89
2
0.3
7.5
V
封口
7
底眼
18
1.8
90
7
1.05
18.9
V
全封
合计
83
150.6
61.2
主斜井基岩段预期爆破效果表
S掘=16.23m2
序号
名称
单位
数量
序号
名称
单位
数量
1
每班循环进尺
m
1.53
6
每循环炸药消耗量
Kg
61.2
2
炮眼利用率
%
85
7
每米炸药消耗量
Kg/m
40
3
每循环实体岩石
主斜井基岩段爆破参数表
序号
炮眼名称
眼数（个）
眼深（m）
角度（°）
装药量
联线
方式
起爆顺序
备注
卷/眼
kg/眼
总重（kg）
1
中空眼
2
2.0
90
串
联
2
掏槽眼
4
2.0
90
7
1.05
4.2
Ⅰ
全封
3
辅助眼
9
1.8
90
6
0.9
8.1
Ⅱ
全封
4
辅助眼
11
1.8
90
6
0.9
9.9
Ⅲ
全封
5
辅助眼
14
1.8
90
6
0.9
12.6
m3
29.7
8
每循环雷管消耗量

五分区副斜井基岩段施工技术交底

5.工作人员每班进入工作面时必须先检查工作面的支护情况，确认无任何安后巷顶板的变化的情况，如出现锚杆受压折断、顶板下沉明显、片帮等异常情况时时，必须及时安排人员进行处理。
7.施工过程中，如巷道压力显现明显、顶部破碎时，必须在钢筋网上方铺设与钢筋网同等规格的金属网支护，防止顶部矸石坠落伤人。
（9）发爆器、发爆器钥匙由爆破工随身携带，严禁转交他人。不到爆破通电时，严禁将起爆钥匙插入发爆器。
（10）等迎头炮烟排净后，班组长、爆破工、安监员首先进入迎头，由外向里检查通风、瓦斯、煤尘、支护、顶板、拒爆及残爆情况，发现未爆的雷管、炸药必须交爆破工妥善处理，发现问题及时处理。确认安全后爆破工发出解除爆破信号（连吹三下哨子），班组长下达解除警戒命令解除警戒后，其它人员方可进入工作面作业。“三牌”各归原主。
3.处理拒爆、残爆时必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕。严禁向下班交接。
4.处理拒爆、残爆必须执行以下规定：
（1）由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。
（2）在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。
（3）严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深，严禁用打眼的方法往外掏药，严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼。
端墙锚网临时支护
端墙临时支护采用柔性网片配合φ20×2000mm HRB335左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆每孔充填2节MSZ2335型树脂药卷，配套使用规格为150×150×10mm的穹形铁托板。临时支护柔性网片加工所使用的钢丝绳规格为Φ6mm钢丝绳，网孔规格为150×150mm，网片整体为半圆拱形，网片高度最终不低于巷道高度的80%，此处端墙支护分两步进行，当巷道渣未出完时，网片支护高度为堆渣剩余巷道断面高度的80%。当出完渣后再补挂柔性网片至巷道断面的80%。中间使用14#铁丝扣扣相连。端墙支护锚杆沿端墙断面中心线对称布置两排，

副斜井预期爆破效果

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

基岩断爆破参数表 S

名称
单位
数量
1
炮眼利用率
%
85
7
有害气体
无
2
每循环进尺
M
1.53
8
每循环炮眼总长度
M
76.8
3
每循环爆破实体
M3
14.23
9
单位原岩炮眼消耗量
M/M3
5.39
4
单位原岩消耗炸药量
㎏/M3
1.58
10
每米井筒炮眼消耗量
M/M
50.1
5
每循环炸药消耗量
㎏
22.65
11
每循环雷管消耗量
个
42
6
每米井筒炸药消耗量
9-19
11
1.8
19.8
550
550
0.45
~0.5
4
600×11
1.0
3
11
Ⅲ
周边眼
20-36
17
1.8
30.6
400
450
100
~140g
1
150×17
1.6
4
17
Ⅳ
低眼
37-42
6
1.8
10.8
600
0.7
6
900×6
0.6
4
6
Ⅳ
合计
42
76.8
22650
42
预期爆破效果图
序号
名称
单位
数量
序号
㎏/M
14.8
12
单位原岩雷管消耗量
个/M3
2.95
基岩断爆破参数表S=9.3（平方）
类别
眼号
眼数
爆破深度

爆破参数

一、现状概况
1.爆区的环境比较复杂，爆区西侧150米为电子厂和鞋厂，爆区东侧50米为交通要道省道。

爆区东侧100米为加油站。

2.为确保爆破危害控制在可控范围内，采用控制爆破技术进行做野，每次爆破药量不超过200kg，严格控制爆破震动和爆破飞石。

采取多钻孔少装药的模式，达到爆破松动的效果，又保证安全。

二、本次爆破概述
1.本次爆破地形西侧基岩比东侧要高，爆破钻孔方向为南北方向。

爆破区矿石属强风化花岗闪长岩和中等风化花岗闪长岩，岩质坚硬，属于坚实岩石。

2.施工工艺
（1）、钻孔采用轻型风枪钻机，钻头直径为mm，油动空压机供气，人工装药、填塞、联线。

（2）、基坑内所打出的孔局部含水率较高，故起爆炸药采用φ32乳化炸药。

（3）、本次爆破共钻孔96个，孔深为5米。

三、爆破参数的确定
由于采用控制爆破技术，考虑到本次爆破周边环境比较复杂，对控制爆破危害的要求比较高，采用加强松动爆破方式故炸药单耗暂取0.2~0.3kg/m3。

其他参数选择如下：
由于周边环境比较复杂，居民住所较多，故。

爆破参数计算

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 ×W1m 为炮孔密集系数，一般为0.8～1.3取a=3.5～4m（7）排距bb ＝（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 αα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。