巷道爆破设计
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爆破工程课程设计
题目矿山运输巷道开挖爆破设计
班级
学号
学生姓名
2011年12月
目录
一、爆破工程课程设计任务书 (4)
二、工程概况 (5)
1. 设计依据 (5)
2. 爆破技术要求 (5)
3. 爆区环境 (5)
4.断面相关数据计算 (5)
5.爆破原始条件图表编制 (5)
6.绘制井巷断面图 (5)
7.工程地质条件 (6)
三.设备的选型 (6)
四.爆破参数 (7)
1.单位炸药消耗量 (7)
2.炮眼直径 (7)
3.掘进循环进尺的确定 (7)
4.炮眼深度 (8)
5.确定炮眼间距 (9)
6.最小抵抗线 (9)
7.炮眼密集系数 (9)
8.装药量确定 (9)
9.炮孔数目 (10)
10.布置炮眼 (10)
11.编制炮眼排列及装药量图表 (11)
12.绘制巷道炮孔布置图 (11)
五.爆破方式及网络敷设 (12)
1.爆破器材的确定 (12)
2.装药结构 (12)
3.起爆方式的选择 (14)
4.起爆网路的选择 (14)
5.起爆网络的敷设 (15)
六.爆破效果预测 (15)
1.爆破震动安全距离 (15)
2.冲击波安全距离计算 (17)
3.飞石距离 (17)
4.预期爆破效果图表编制 (17)
七.爆破施工场地前的准备工作及注意事项 (17)
1.钻孔要求与验收 (17)
2.起爆网络的注意事项 (17)
3.现场装填准备工作 (18)
4.现场装填工作
5.施工注意事项 (19)
八.施工与安全组织 (19)
1.爆破警戒 (19)
2.安全组织
3.爆后检查 (20)
4.盲炮的预防及处理 (20)
参考文献 (21)
一、爆破工程课程设计任务书
1.课程设计的任务
根据爆破安全规程(GB6722-2003)、简明爆破工程设计手册等要求,进行某工程的爆破设计。
2.课程设计内容及要求
(1)熟悉任务书提供的有关设计资料,认真仔细分析和研究各种相关文件及工程资料;
(2)爆破参数设计,爆破方式设计;
(3)爆破网络敷设,爆破效果预测,爆破设计感想;
(4)按时独立完成,字迹清楚、工整,章节顺序安排合理;
(5)设计图用CAD绘制,图纸包括:爆区环境示意图(可选),孔网参数图,装药结构图,网络敷设图,爆破境界示意图;
(6)胶装订整齐、美观,全班统一封面设计,字数不低于1万字。
3.设计步骤
(1)审题。
(2)环境描绘。
绘出爆区环境示意图及安全注意事项。
(3)设备选型。
根据爆破规模及爆破条件选定供风设备及穿孔设备类型。
(4)确定穿孔爆破参数。
包括孔位、孔径、孔深、孔角、超深、孔间距、排间距等。
(5)确定装药结构。
确定装药结构类型,装药长度、充填长度及偶合系数等。
(6)网络敷设。
确定起爆方式、网络敷设形式、雷管段数、测试并计算电阻值,绘出爆破网络敷设图。
(7)计算爆破工程量。
计算爆破体积、爆破工程量、炸药量、穿孔进尺、炸药单耗、延米爆破量等。
(8)计算安全距离。
计算飞石、地震波、冲击波安全距离。
(9)预测爆破效果及安全距离。
(10)确定警戒距离。
由爆破安全规程及爆破实际确定安全警戒距离,设置相应的岗哨。
(11)施工及安全组织。
组织爆破施工及安全警戒工作,成立相应的管理机构,明确岗位职责、建立安全网络,
负责爆破全过程的施工与安全管理工作。
4.课程设计题目
设计题目:矿山运输巷道开挖爆破设计
某井巷平洞开挖,其断面形状设计为半圆拱,其断面宽度约为5.4米,直墙高为2.2米,围岩坚固性系数为10-12,围岩密度为2.60t/m3,炸药单耗为0.15~0.28kg/t。
每次穿爆长度约为2.4米,则应如何进行爆破设计才能满足要求。
采用一次成型,周边采用光面爆破。
并采用斜眼掏槽。
5.设计进度安排
(1)本学期17-18周(2011年12月18——2011年12月31日)
(2)2012年1月4日答辩及设计成绩评。
6.设计说明书格式要求
①严格按科研论文的排版格式,包括参考文献格式;
②页面设置:页边距:上2厘米,下2厘米,左2.5厘米,右2厘米,页眉1.5厘米,页脚1.75厘米间距:段前0行,段后0行行距:固定值,15.6磅(题目行、公式行采用单倍行距);
③字体和字号:一级标题:四号,宋体和Times New Roman字体,加粗,靠左顶格;二级或三级标题:小四号,宋体和Times New Roman字体,加粗,靠左顶格;正文部分:五号,宋体和Times New Roman字体;希腊字母用Symbol字体;图题、表题:小五号,加粗,宋体和Times New Roman字体;图、表中文字用小;五号Times New Roman字体,量与单位之间用“/”间隔;图注与说明、表注与说明:小五号Times New Roman字体。
二、工程概况
1.设计依据
矿山运输巷道开挖爆破设计
某井巷平洞开挖,其断面形状设计为半圆拱,其断面宽度约为5.4米,直墙高为2.2米,围岩坚固性系数为10-12,围岩密度为2.60t/m3,炸药单耗为0.15~0.28kg/t。
每次穿爆长度约为2.4米,则应如何进行爆破设计才能满足要求。
采用一次成型,周边采用光面爆破。
并采用斜眼掏槽。
2.爆破技术要求
(1)爆破量要达到生产需求,岩石破碎的质量好,开采面近可能的有规则,较有利与下一次的开采。
不合格的大块率矿岩要少,破碎的块度符合铲装设备要求。
(2)爆堆堆积形装好,爆堆集中且有一定的松散度,有利于提高铲装设备高效率工作。
(3)有爆破产生的地震、飞石、噪音等危害均控制在允许的范围内,同时,应控制后冲,后裂和侧裂现象。
(4)经济效益好,使穿孔,爆破,装运,破碎等各种工序的综合成本最低。
3.爆区环境
某矿山运输巷道采用钻眼爆破法开挖,围岩坚固性系数为10-12,围岩密度为2.60t/m3,爆破参数和爆破方量不是很大,为一般规模爆破。
在爆破区四周几乎为荒地,没有人家,树木不是很密集。
4.断面相关数据计算
对于半圆拱,巷道断面面积S=B(h+0.39×B)m2
断面周长P=(2.57B+2h)m
式中S——巷道断面面积;
P——巷道断面周长;
B——巷道宽;
h——巷道墙高;
0.39——经验系数;
拱高b=1/2B,其中B=5.4m
即:b=2.7m
巷道高度H=h+b=2.2+2.7=4.9m
那么,断面面积S=5.4×(2.2+0.39×5.4) =23.3252㎡。
断面周长P=2.57×5.4+2×2.2=18.278m。
5.爆破原始条件图表编制
表2-1爆破原始条件
序号名称单位数量
1 掘进断面m
2 23.33
2 岩石硬度系数10~12
3 炮眼深度m 2.7
4 炮眼个数个45
5 雷管个50
6 总装药量kg 65.51
6.绘制井巷断面图
附图一
图一井巷断面图:(单位:mm)
7.工程地质条件
由普氏岩石分级表可知岩石坚固系数10~12的岩石主要为白云石、坚固的石灰石、大理石、石灰质胶结的致密砾岩和坚固砂质片岩。
三、设备的选型
表3-1
表3 -2 部分国气动凿岩机型号
型号特征手持式气腿式上向式导轨式Y-26 YT-23 YGZ70 YTP-26 YT-28 YSP-45 YG-35
机重(kg)26 24 95 26.5 28 44 35
全长(mm)650 628 876 680 690 1420 653
冲击功(J)44.1 ≥65225 -68.6 68.6 98
钻孔直径(mm)34~42 34~42 50~80 36~45 -35~42 45~60
钻孔深度(m) 5 5 - 5 5 6 -综合以上表格参数根据爆破需求以及围岩环境,选YT-23型气腿式凿岩机作为凿岩设备。
四.穿孔爆破参数
只有选定正确的炸药以及确定正确的爆破参数,才能保证取得良好的爆破效果。
井巷光面爆破的主要参数主要有:炸药消耗量,炮眼直径炮眼间距,炮眼深度和炮眼数目等。
合理确定这些参数十分重要,由于目前还没有一套成熟的理论计算方法,一般计算只是作为参考依据,因此都根据经验类比和直接实验得来。
遵循以下原则:
a)炮眼利用率要高,炸药和雷管的消耗量要小。
b)巷道断面尺寸应符合设计要求和井巷工程施工及验收规范的标准,巷道的方向与坡度均应满足设计规定。
c)对巷道围岩的震动和破坏要小,以利于巷道的维护。
d)岩石块度和岩堆高度要适中,以利于提高装岩效率和钻眼与装岩工作的平行作业。
1.单位炸药消耗量
爆破一立方米原岩所需的炸药重量叫做单位炸药消耗量,通常用q来表示,单位用kg/ m³。
q一般取
0.15~0.28kg/t,对于f=10~12的硬岩层,取0.27kg/t,
该矿山围岩密度为2.60t/m3,得q=2.60×0.27=0.70kg/m³
2.炮眼直径
炮眼直径应和药卷直径相适应的,炮眼直径小了装药困难;而过大的炮眼直径,将使标准药卷在炮眼内空隙过大,影响爆破效果。
目前我国普遍采用的药包直径为32mm和35mm两种,由表4-1在这选药包直径为35mm。
则炮眼直径为41mm。
表4-1 两种类型的孔径
类型炮眼直径(mm)药卷直径(mm)类型炮眼直径(mm)药卷直径(mm)
普通型
40~42
32~35
小直径型
34~35
27
3.掘进循环进尺的确定
巷道掘进平巷时,施工主要工序有:钻眼、装药、连线、通风、出渣和支护。
辅助工序主要有:定腰线、定中线、浮石、接管线等。
考虑到钻眼设备及围岩稳定对施工的影响和掘进组织作业形成和掘进方式的选择,取每一循环进尺2.4米。
4.炮眼深度
炮眼深度决定了一个循环的钻眼,装渣工作量、循环时间以及施工组织和掘进速度。
所谓合理的炮眼深度,应根据施工组织要求、技术条件和循环工作能力确定。
一般随着掘进速度的提高,炮眼深度也应相应的增加。
根据我国目前掘进技术装备条件下,采用气腿式凿岩机时,炮眼深度一般为1.3~2.0m ,采用凿岩台车时,一合理的炮眼深度不需与具体的施工条件向适应。
如现用的气腿式轻型凿岩机,较适宜的钻眼深度一般为2.2~3.0m 。
根据普通型眼径的炮眼深度对于岩石坚固系数在10~12,若坚固性系数取11。
掘进面积大于12m 2 的炮眼深度在1.5~2.2m ,而掏槽眼比一般炮眼深0.15~0.25m 。
表4-2 普通型眼径的炮眼深度
岩石坚固性系数f
掘进面积(㎡)
<12
>12 1.6~3 2~3 2.5~3.5 4~6 1.5~2 2.2~2.5 7~20
1.2~1.8
1.5~
2.2
计算每一循环炮眼深度:
每一循环进尺L=每一循环炮眼深度l 炮眼利用率η
此次采用循环进尺为2.4m ;炮眼利用率取0.9; 每一循环炮眼深度l=2.4/0.9=2.667m
故掏槽眼及底眼深度:=底掏、l l 2.667+0.10=2.767m 辅助眼、帮眼、顶眼深度:=帮顶辅、、l l l 2.667m 计算各种炮眼的长度L :
附图二
图二 炮眼示意图
a)掏槽炮眼长度:
L:
b)辅助炮眼长度
辅
L=2.667m
因辅助炮眼垂直于开挖,则
辅
L:
c)底眼长度
辅
d)则帮眼和顶眼长度:
表4-3 炮眼深度
炮眼循环进尺/mm 超深/mm 炮眼总深/mm 炮眼总长/mm
掏槽眼2400 367 2767 3100
辅助眼2400 267 2667 2667
帮、顶眼2400 267 2667 2671
底眼2400 367 2767 2771
5.确定炮眼间距
孔距a是指同一排深孔中相邻两钻孔中心线间的距离。
掏槽眼采用普通径斜眼掏槽
(1)掏槽孔、辅助眼
辅助眼的布置原则是布眼均匀,既要充分利用炸药能量,又要保证岩石按设计轮廓线崩落。
根据实践经验,a一般为炮孔直径的10~20倍;其间距从岩石的岩性、强度、断面尺寸等考虑,一般掏槽孔0.3~0.35m,辅助眼取0.4~0.8m,两圈之间的距离为0.6~1.0m;
(2)周边眼间距a
在光面爆破中爆破后岩石的平整成程度,与最小抵抗线W和周边眼炮眼密集系数m有关。
通常周边眼间距取0.5~1.0mm,底眼0.4~0.7m,周边眼距巷道轮廓线取0.1~0.2m。
a)在两邦和跨度大的拱顶上可取上限0.7m,或接近0.7m;
b)而在拱顶两侧曲率半径小的地方,因夹制作用较大,为了有利于控制曲面,可取0.4~0.5m,或接近0.4m;
6.最小抵抗线
最小抵抗线即光面层厚度,光面爆破效果的好坏,除受周边眼间距和周边眼装药结构参数的影响外,更主要受最小抵抗线的影响,光面层厚度不仅影响周边眼间裂纹的形成,而且还影响光面层的破碎和开挖后巷道的围岩的稳定。
因此确定合理的光面层厚度,对提高光面爆破效果有积极作用。
一般光面爆破的抵抗线可按
Wmin=(10~20)d
式中:Wmin——光面爆破最小抵抗线(m);
d——炮眼直径,取d=41mm;
则Wmin=18.78d=0.615m
7.炮眼密集系数
炮眼密集系数也称炮眼邻近系数,它表达了炮眼间距与最小抵抗线之间的关系即m=a/W,是光面爆破参数确定中的一个关键值。
目前在工程施工中,光面层厚度的确定,一般情况下,周边眼间距a与光面层厚度W的比值为m=a/W=0.8~1.0时能得到较好的爆破效果,岩石坚硬时取大值,由于该矿山围岩坚固性系数为10-12,取f=11,则m取1.0。
8.装药量确定
每一掘进循环所需的炸药量Q:
η
Q=
qSL
式中:
Q——每一掘进循环所需的炸药量(kg);
S——掘进断面面积(㎡);
L——平均炮眼深度(m),取L=2.667m;
q——炸药单耗(kg/m³);
η——炮眼利用率,取0.90
算出Q=65.51kg
9.炮孔数目
(1)总眼数目N :
设每个炮孔的合理装药量为h
Lm Q ψ=0
式中:
L ——平均炮眼深度(m ),取L=2.667m ;
⌝——平均装药系数,即装药长度与炮孔长度之比,一般为0.5~0.7,取0.7; η——炮眼利用率,取0.90; h ——药卷长度(m ); m ——药卷质量(kg );
而炮孔数目N 可根据每一循环炸药量Q 求得:0
Q Q N = 算出N=65.51/1.456=44.99,取N 为45个。
(2)周边眼数目N 1
由于光面爆破的周边眼距小,周边眼装药量少,因此根据这一特点先求出周边眼数目,然后按平均装药量原则计算出其他炮眼数目。
式中
B ——巷道掘进宽度,m ; a ——周边眼平均间距,m ; P ——巷道掘进周长,m ;
算出N 1=24个
10.布置炮眼
掘进工作面的炮眼,按其用途和位置可分为掏槽眼、辅助眼和周边眼三类。
其起爆顺序为先掏槽眼,次辅助眼,最后周边眼。
(1)掏槽眼布置:
采用斜眼掏槽 一般使用于各种岩石条件,选用锥形掏槽。
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。
(2)周边眼与底眼布置:
周边眼布置24个孔,帮眼间距为760mm ,顶眼间距600mm ,底眼和水沟眼布置7个,间距为833mm (3)辅助眼布置:
根据已确定并画好的掏槽眼、周边眼之间的间距,均匀布置辅助眼,以求扩大掏槽获得均匀岩块并为光面爆破创造条件,共布置辅助眼15个。
(4)各炮眼炸药量的分配:
a)掏槽眼:
⌝取0.84,则:每眼装药卷数=3.100×0.84÷0.2=12卷,单眼装药总长为12×0.2=2.4m 槽眼总装药量=6×12×0.15=10.8kg b)辅助眼:
⌝值取0.68,则:每眼装药卷数=2.667×0.68÷0.2=9卷,单眼装药总长为9×0.2=1.8m 辅助眼总装药量=15×9×0.15=21.8kg c)底眼:
⌝值取0.75,则:每眼装药卷数=2.771×0.75÷0.2=10卷,单眼装药总长为10×0.2=2m 底眼总装药量=10×7×0.15=10.5kg
d)顶眼、帮眼:
根据经验,2.667m 深的周边眼,采用单段空气柱装药法,顶眼每眼装9卷炸药,帮眼每眼装8卷炸药,即
可获得良好效果。
则:顶眼、帮眼总装药量=9×13×0.15+8×4×0.15=17.6+4.8=22.4kg,顶眼单眼装药总长为9×0.2=1.8m,帮眼单眼装药总长为8×0.2=1.6m
设计总装药量=10.8+21.8+17.6+4.8+10.5=65.51kg
设计雷管消耗量为50个,即45个每眼装一个雷管,再加上5段延时雷管和总起爆雷管。
11.编制炮眼排列及装药量图表
表4-4炮眼排列及装药量
炮孔炮孔深
/m 与工作
面夹角
/( )
炮孔
/个
装药量起爆
顺序
连接
方式
装药
结构
周边孔
起爆
单孔小计
药卷/
个
质量
/kg
药卷/
个
质量
/kg
掏槽孔 2.767 60 6 12 1.8 72 10.8 Ⅰ非电
导爆
管一
次点
火连续
反向
装药
(孔
底)
周边孔为
间隔装药
辅助孔 2.667 90 15 9 1.35 145 21.8 Ⅱ
顶孔 2.667 向外5 13 9 1.35 117 17.6 Ⅲ
帮孔 2.667 向外5 4 8 1.2 32 4.8 Ⅳ
底孔 2.767 向下5 7 10 1.5 70 10.5
总计123.409 45 436 65.51
12.绘制巷道炮孔布置图
附图三
图三巷道炮孔布置图(单位:mm)
五、爆破方式及网络敷设
1.爆破器材的确定
该巷道开挖爆破选用2号岩石硝铵炸药,炸药的具体参数如下:
组成(%):硝酸铵85±1.5、梯恩梯11±1.0、木粉4±0.5
性能:密度0.95~1.1g/cm3 ;爆力>298ml;猛度>12mm;殉爆距>5cm;炸药直径25cm、35cm两种。
起爆器材雷管:毫秒延期电雷管第四系列L YG30D900电源:220V交流电
2.装药结构
(1)装药结构类型:
装药在炮眼内的安置方式称为装药结构,它是影响爆破效果的重要因素。
最常采用的装药结构形式有:(附图四)
耦合装药:药包直径与炮孔直径相同,药包与孔壁之间不留间隙。
不耦合装药:药包直径小于炮孔直径,药包与孔壁之间留有间隙。
连续装药:炸药在炮孔内连续装填,不留间隔。
间隔装药:炸药在炮孔内分段装填,炸药之间由炮泥、木垫或空气柱隔开。
图四装药结构类型图
光面爆破采用不耦合装药,炮眼直径与药包直径的比值称不耦合系数,当不偶合系数R d=1时,表示药包与孔壁紧密接触,完全耦合;当R d>1时,表示药包与孔壁之间存在着空气间隙。
由岩石特性可知当炮眼直径为32~45mm时,R d=1.5~2.0之间满足本设计要求,故可取不耦合系数为1.7。
对于软岩隧道,掏槽眼采用连续装药结构,将空气柱留在装药与炮泥之间,底部药量适当加强。
为更好地达到光爆效果,周边眼采用导爆管、有2#岩石硝铵炸药加竹片绑扎的串状装药结构(空气间隔不耦合装药结构),底部药量适当加强,其他装药均采用标准药卷连续装药反向起爆结构。
采用空气间隔装药,可以增加用于破碎或抛掷岩石的爆炸能量,提高炸药能量的有效利用率,降低装药量。
在一定的岩石和炸药条件向下,合理确定空气柱长度与装药长度的比值,能达到调整应力波参数,提高炸药的有效利用率和改善爆破效果的目的,在通常采用的装药条件下,不同岩石适用的空气柱长度与装药长度的比值见下表:
表5-1 合理的空气柱长度
岩石名称软岩中等坚固
多裂隙岩石
(f=8~10) 中等坚固
块体岩石
(f=8~10)
多裂隙的
坚固岩石
(f=8~10)
坚固、坚韧且
具有微裂隙
的岩石
空气柱长度与
装药长度之比
0.35~0.4 0.3~0.32 0.21~0.27 0.15~0.2 0.15~0.2
炮眼装药按装药集中度计算出的药量均匀装入炮眼内。
炮泥堵塞炮孔,生产中常取填塞长度相当于0.35~0.50倍装药长度,在此取0.35
从而得炮眼装药参数见表5-2:
表5-2 炮眼装药参数表
炮眼编号炮眼名称装药长度/m 堵塞长度/m 空气柱长度/m
1~6 掏槽眼 2.4 0.7 ——
7~21 辅助眼 1.8 0.63 0.241
22~34 顶眼 1.8 0.63 0.241
35~38 帮眼 1.6 0.56 0.511
39~45 底眼 2.0 0.47 0.201
(2)装药结构图:
附图五
图五炮眼装药结构图
3.起爆方式的选择
工业炸药现行的起爆方法,主要分为两大类:非电起爆法和电起爆法。
其中,非电起爆法又可分为火花起爆法、导爆索起爆法和导爆管起爆法等。
爆破工程是通过工业炸药和爆炸实施的。
在爆破工程中,引爆工业炸药有两种方法:一种是通过雷管的爆炸起爆工业炸药,一种是导爆管爆炸产生的能量去引爆工业炸药,而导爆管本身需先用雷管将其引爆。
按雷管的点燃方法不同,起爆方法包括火雷管起爆法、导爆管雷管起爆法、电雷管起爆法。
无线起爆法包括电磁波起爆法和水下声波起爆法,它们利用比较复杂的起爆装置,可以远距离控制引爆电雷管,仍属于电力起爆法。
(1)火雷管起爆法:由导火索传递火焰点燃火雷管,也称导火索起爆法
起爆材料:导火索、火雷管和点火材料
优点:出现时间早,价格便宜,操作简单。
缺点:安全性差。
(2)导爆管雷管起爆法:利用导爆管传递冲击波点燃雷管,也称导爆管起爆法。
起爆网路由击发元件、连接元件、传爆元件和起爆元件组成。
优点:可以有电干扰的环境下进行操作,不受杂散电流的影响产生早爆、误爆事故,安全性高;导爆管网路起爆的药包数量不受限制,网路不必要进行复杂的计算;导爆管网路方法灵活,形式多样,可以实现多段延时起爆;连接操作简单,检查方便;传爆过程中声响小,没有破坏作用,可以贴近人身传爆。
缺点:没有检测网路是否正常的有效手段;导爆管本身的缺陷、操作中的失误和周围杂物对其的轻微的损伤都可能造成网路的拒爆;在瓦斯或矿尘爆炸危险的作业场所不能使用导爆管起爆法。
(3)电雷管起爆法:采用电引火装置点燃雷管,故也称作电力起爆法。
起爆材料:电雷管、导线、起爆电源和测量仪器、
优点:敷设网路前后可以用仪表检查电雷管对网路进行测试检查网路的施工质量,从而保证网路的准确性和可靠性;可以远距离起爆并控制起爆时间,调整起爆参数,实现分段延期爆破。
缺点:受电的干扰较大,在雷雨季节和存在电干扰的危险范围内不能采用电爆网路;其次在药包数量比较多的爆破工程中,采用电爆网路,对网路的设计和施工有较高的要求,网路连接比较复杂。
(4)导爆索起爆法:用导爆索起爆炸药的称作导爆索起爆法。
起爆网路由导爆索、继爆管和雷管组成。
优点:不受雷电等杂散电流的影响,导爆索的耐折度和耐损度远大于导爆管,安全性由于电爆网路和导爆管网路;此外导爆索起爆法传爆可靠,操作简单,使用方便,可以使钻孔爆破分层装药结构中的各个药包同时起爆;
导爆索有一定的抗水性能和耐高温、低温性能,可以用在有水的爆破作业环境中;由于导爆索的传爆速度高,可以提高弱性炸药的爆速和传爆可靠性,改善爆破效果;利用导爆索继爆管可以实现导爆索的微差爆破。
缺点:成本较高;不能用仪器检查网路的质量;裸露在地表的导爆索网路在爆破时会产生较大的声响和一定强度的空气冲击波,所以在城镇浅眼爆破和拆除爆破中不应使用孔外导爆索起爆;导爆索起爆法只有借助导爆索继爆管才能实现多段微差爆破,而导爆索继爆管价格高、精度低,在工程上不是常用的器材,一般较多地将导爆索作为辅助起爆网路。
在爆破现场使用中,最多采用的是以上各种起爆网路的混合体,这种混合起爆网路充分利用各种网路的特性,以保证网路的安全可靠性和经济合理性。
4.起爆网路的选择
结合工程特性和起爆方法的优缺点,本工程采用电力起爆法、导爆管雷管孔内延期起爆法和导爆索起爆法混合的方式已达到最好的爆破效果。
由于采用串并联方式,所以可以在串联段用电雷管,起爆雷管使用毫秒微差雷管先起爆引发导爆索从而引爆其他非电雷管起爆,使整个网络爆炸。
周边敷设导爆索连接网路以取得较好的光面爆破及预裂爆破爆破的效果,中心部位采用电力起爆法。
另外因为光面爆破最后起爆,先爆孔易将光爆孔的导爆索拉断,导致部分甚至全部光爆孔拒爆,所以可采用导爆索双向环形连接法。
5.起爆网络的敷设
附图六
图六网络敷设图
六.爆破效果预测
1.爆破震动安全距离
(1)爆破地震破坏判据及计算:
评价爆破地震强度的指标可用质点振动位移、速度、和加速度。
我国习惯上以地面介质质点振动速度作为评价爆破强度的指标。
《爆破安全规程》规定,一般建筑物和构筑物的爆破地震安全性应满足地震安全速度的要求。
主要类型的建筑物和构筑物地面质点的安全振动速度规定如下:
.土窑洞、土坯房、毛石房屋 1.0cm/s;
.一般砖房、非抗震的大型砌块建筑物2~3cm/s;
.钢筋混凝土框架房屋5cm/s;
.水工隧洞10cm/s;
.交通隧洞15cm/s;
.矿山巷道,围岩不稳定有良好支护10cm/s;
围岩中等稳定有良好支护20cm/s;
围岩稳定无支护30cm/s。
爆破振动是爆破公害之一,在爆区一定范围内,它会造成各种破坏作用,如建筑物的震裂、边坡的滑塌等,给环境带来损害,因此爆破地震的安全距离,是爆破安全设计和安全评价的重要内容。
对爆破震动的测试是预防爆破事故的重要措施,我国爆破安全规程采用保护对象所在地质点峰值振动速度作为爆破振动判据的主要物理指标,其计算大多使用工程爆破测试数据推导的经验公式。
常用的计算公式有:地震安全距离
式中
v——介质质点振动速度(cm/s);
R——观察(计算)点到爆源的距离(m);
K,〈——与爆破条件、岩石特征等有关系数,不同岩石的取值可见表;
Q——炸药量(kg),齐发爆破时取总装药量,延迟爆破为最大一段的装药量。
表6-1 爆区不同岩性的K、α值
岩石K〈
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~
2.0
结合爆区的岩石岩性,参照表6-1,K =150, α=1.5,又同段起爆的最大炸药量Q= 21.8kg ,查阅《爆破安
全规范》,取v= 2.0cm/s ,则:
R=(K/V )α
1
Q 3
1 =(150/2.0)
5
.11
21.83
1=49.67m
(2)防护措施:
预防爆破地震危害,减弱爆破地震效应的主要措施是严格控制一次齐爆药量。
被保护建筑物的安全振速确定这后,即可算出最大安全起爆药量。
一次齐爆药量只有控制在安全起爆药量之内,才能保证建筑物的安全。
当设计药量大于该值时,则必须分次爆破,或采用微差爆破,使每一段爆破药量都小于安全起爆药量。
此时微差时间间隔应大于50ms ,降震效果才明显。
在爆破体附近开挖减震沟也可在一定程度上降低爆破效应。
减震沟宽度以施工方便为准。
减震沟深度以超过被爆体或药包20~30cm 为好。
如果爆破体与被保护体之间是连为一体的混凝地基础或岩石,则采用预裂爆破方法,首先在二者之间形成预裂缝,再进行爆破降震效果比较明显。
这时应特别注意预裂爆破所产生的震动效应。
2.冲击波安全距离计算:
冲击波是炸药爆炸时的又一种外部作用效应。
在靠近爆源处,由于爆炸冲击波的作用,可引起爆炸材料的爆轰和燃烧。
在离爆源一定范围内,爆炸冲击波对人员具有杀伤力,对建(构)筑物、设备也可造成破坏。
我国爆破安全规程规定:露天裸露爆破大块时,一次爆破的炸药量应不大于20kg ,并应按经验公式确定空气冲击波对掩体内避炮人员的安全允许距离。
爆破大块时的人员安全距离的计算:
其中,k R ——爆炸冲击波对掩体内人员的安全允许距离(m );
Q ——一次爆破消耗炸药量,秒延时爆破取最大分段药量计算,毫秒延期是按一次爆破的总药量计算
的(kg );
所以,k R =25×3
1
Q =25×3
18.21=69.84m 。
3.飞石距离:
其中 f R ——个别飞石的飞散距离(m );
n ——最大药包的最大爆破作用指数;
W ——最大药包的最小抵抗线; t K ——安全系数,一般选用1~1.5;
代入可得数据f R =20×1×0.615×1.2=14.76m
4.预期爆破效果图表编制
表6-2 预期爆破效果
名称 单位 数量 名称
单位 数量 炮眼利用率 % 80 每米巷道炸药消耗量 kg/m 24.26 每循环工作面进尺 m 2.4 每循环炮眼总长度 m/循环 121.5 每循环爆实体岩石
m 3 55.99 每m 3
岩石雷管消耗量 个/ m 3 0.89 炸药单耗
kg/ m 3
0.65
每米巷道雷管消耗量
个/米
20.8
七.爆破施工场地前的准备工作及注意事项
1.钻孔要求与验收:
钻孔要求:
a )钻孔应按照爆破设计图进行;
b )钻孔和开孔不要打成喇叭状孔口;
c )钻凿过程中发现岩石破碎容易塌孔时,可以用加泥浆的方法固结孔壁,封住裂缝;。