2 爆破参数

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爆破参数表

爆破参数表

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 III6 辅助眼 107~138 31 2000 627 3 37.2 V7 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218~28365 2000 446 2 52VII 合计283322.8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 32.52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 III6 辅助眼 130~155 26 2000 500 3 31.2 V7 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208~27063 2000 500 2 50.4VII 合计270329.6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 32.67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 1~24 24 2200 500 4 38.4 I 串并联 2 掏槽眼 25~48 24 2000 500 4 38.4 I 3 辅助眼 49~72 24 2000 500 4 38.4 III 4 辅助眼 73~96 24 2000 500 4 38.4 III 5 辅助眼 97~119 23 2000 500 3 27.6 III6 辅助眼 120~142 23 2000 500 3 27.6 V7 辅助眼 143~167 25 2000 500 3 30 V 8 辅助眼 168~191 24 2000 500 2 19.2 VII 9周边眼192~25261 2000 500 2 48.8VII 合计252306.8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 3 111 4 每立方米岩石雷管消耗量 个/ m 3 2.27 5每立方米岩石炸药消耗量kg/ m 32.76。

隧道常用爆破全参数及爆破设计

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 。

爆破参数设计矿大博士交流1

爆破参数设计矿大博士交流1

炮眼精度对掏槽效 巷道断面改变时必须修正爆
果影响相对较小
破说明书
用于破碎岩石的爆破能量相 对较小
抛掷岩石多而远,容易打坏 设备
二、爆轰理论
➢管道效应
➢炸药爆炸作用机理-----动、静作用
炸药爆炸对介质具有动、静两种破坏作用。 动作用:冲击波或应力波形成的破坏作用; 静作用:爆炸气体产物的流体静压或膨胀功形成的破坏或抛掷作用。 炸药动、静作用强度决定于炸药爆炸作用在炮孔壁上的压力变化。
40
大块率/%
30
TW cp cvcK cco W s/(2)KvppS1
20
10 0 15
30
45
60
75
90
微差间隔时间/ms
实验室模型实验研究表明,孔深在2m以下时,各段雷管的 延期时间最好在50~75ms。
对于全断面一次起爆,由于《煤矿安全规程》在有瓦斯工作 面对雷管延期时间的限制,周边孔与相邻崩落孔间的延期时间 无法达到理想的50~100ms,这也是影响光面爆破效果的主要 因素之一。
35~45 600~700 600~700 0.9~1.0 0.20~0.25
35~45 600~700 600~800 0.9~1.0 0.20~0.25
35~45 700~800 800~1000 0.8~0.9 0.15~0.20
35~45 600~700 700~800 0.8~0.9 0.20~0.25
➢各区破坏范围的计算
1
1
压碎区半径:
Rc
m
c
2 p
5c
2
Rk
Rk
p
0
4
rb
1
破裂区半径:
RP

爆破参数的确定

爆破参数的确定

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。

爆破参数的选择

爆破参数的选择

爆破参数的选择1、高速台钻、潜孔钻主要爆破参数(抛石)钻孔采用梅花型布孔。

1)、梯段高度HH=10~12m,分台阶进行开采;2)、钻孔深度LL=10.5~13m(包括超钻深度);3)、孔距aa=;4)、排距bb=;5)、最小抵抗线ww=b=;6)、孔径DD=80~90mm;7)、单位耗药量qq=/m3;8)、单孔装药量计算Q=qaL×××13=;9)、炸药品种选用2#岩石硝铵炸药10)、药卷直径dd=70mm;11)、装药结构、封堵长度l采用连续不偶合装药,孔口封堵材料采用石粉,堵塞长度主要考虑防止冲炮飞石,提高爆破效果。

l=1/3L=1/3×炮孔布置及装药结构如下图所示:A-A 剖面塑料导爆管堵塞石粉炸药非电毫秒雷管装药结构图12)、起爆方式采用1~25段非电塑料导爆管毫秒雷管并串联结,火雷管引爆。

2、27型手风钻主要爆破参数1)、钻孔深度LL=5m;2)、布孔,根据掌子面自由面的情况确定,若岩石较坚硬完整,可采用棋盘式布孔方法。

孔距a,排距ba=b=;3)、孔径DD=50mm;4)、单位耗药量qq=/m3;5)、单孔装药量计算Q=qaL×××5=;6)、炸药品种选用2#岩石硝铵炸药;7)、封堵长度ll=1m;8)、装药结构和起爆方式采用1~25段非电塑料导爆管毫秒雷管并串联结,单孔起爆。

石料开采方法料场石方开采前应结合施工道路的布置及临时设施场地的布置进行合理的规划,选择场地开阔、料层厚、储料集中、质量好的大料场作为本工程抛填石料的主料场,并根据设计的开采方法及开采工作面的布置,合理安排施工机械和施工人员,制定科学的开挖方案正确指导施工。

同时还必须布置好料场的排水设施,确保开采机械及人员的施工安全。

根据主料场的地形地质条件及料场征地范围,在开挖范围内设置安全护栏,人工在规划开采边线外挖截水沟,人工配合1m3反铲剥离覆盖层,一般方法开挖钻爆弃料1m3反铲挖装,15T自卸车运碴到指定弃碴场弃碴,堤坝抛填料采用深孔梯段微差挤压控制爆破法(在施工条件与地质条件符合洞室爆破时,进行小规模洞室爆破试验,试验时邀请监理工程师和业主参加,成功后进行开采),高速台钻造孔,炸药为2#岩石销铵炸药,电毫秒雷管起爆,料场工作面开出后,分两个工作面开采,采取自上而下梯段开采,边坡坡比为,开挖高度30m时留一马道,马道宽,梯段高度10m-12m, 1m3和2m3铲装车,15T-20T自卸车运料至施工堤抛填。

初中高爆破工程技术人员考试爆破设计相关参数计算方法

初中高爆破工程技术人员考试爆破设计相关参数计算方法

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,从而保持结果一致。

安全校核:v=K(立方根Q/R)括号开a次方,其中K系数(50-350)一般取150,a系数(1.3-2)一般取1.5,v一般民用建筑屋为1.5-3cm/s。

隧道常用爆破参数及爆破设计教材

隧道常用爆破参数及爆破设计教材

单位耗药量(-)单位耗药量(二)炸药换算系数e值单位耗药量(四)坚硬岩石低台阶(H v 2w)爆破耗药量及主要参数单位耗药量K及其它参数(五)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20〜25mm2、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.K 1 2号硝铵炸药猛度.2号硝铵炸药爆力I;• K. —I2(换算炸药猛度换算炸药爆力丿(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(三)、参数确定一个© 32*25cm药卷用药量0.195kg一个© 25*25cm药卷用药量0.125kg一个© 20*25cm药卷用药量0.0875kg炸药密度0.85〜1.05g/cm光面爆破岩石饱和抗压强度39.7〜46.25MPQ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42〜46mn W, V= 0.5 〜0.7 , q = 0.28 〜0.38炮眼直径34〜38mrr W, V= 0.4 〜0.6 , q = 0.14 〜0.21中空孔到装药眼间距入:岩层系数,中硬岩以上取1.9〜2.2:中空孔径(mr)d:装药眼径(mrj)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8m1.3循环进尺的选定在软弱围岩中,宜采用0.8〜1.5m, —般取1.1m。

光面爆破参数(全)

光面爆破参数(全)

光面爆破控制参数一、光面爆破主要器材:炸药:乳化炸药,采用细药卷,周边眼可采用Φ25光爆小药卷。

起爆器材:导爆索(即红线),毫秒雷管炮泥和竹片。

二、光面爆破主要参数:1、周边眼装药不耦合系数:采用1.5~2.0,现场可选用1.7;说明:如果炸药充满整个药室空间,不留有任何空隙,则称为耦合装药。

如果装入药室的炸药包(卷)与药室壁之间留有一定的空隙,则成为不耦合装药,光面爆破时,应采用不耦合装药。

装药不耦合系数:k=药室直径/ 药包直径采用Φ25光爆小药卷纵向装药时,药卷沿炮孔长度应均匀分布,间隔装药。

2、周边眼炮眼间距E:一般取炮眼直径的8~15倍。

在节理裂隙比较发育的岩石中,应取小值,最小为35cm;在整体性好的岩石中,可取大值,选用60cm;具体可以下表数据做参照。

本标段隧道岩石多以泥岩为主,泥岩属于软质岩,砂岩可属于软质岩或硬岩,具体依风化程度而定。

隧道光面爆破参数表说明:1 表列参数适用于炮眼深度1.0~4.0m,炮眼直径40~50mm,药卷直径20~25mm;2 当断面较小或围岩较软弱、破碎或对曲线、折线开挖成形要求较高时,周边眼间距E应取较小值;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号岩石硝铵炸药,选用其它类型炸药时应修正。

6铁路岩石类别划分见“附表1 铁路岩石按强度分类表“3、最小抵抗线W:光面层厚度或周边眼到邻近辅助眼间的距离,是光面眼起爆时的最小抵抗线,一般它应大于或等于光面周边炮眼间距,现场可选用40-60cm。

4、周边眼单孔装药量:单孔装药量,根据选择的装药集中度q(kg/m)和钻孔长度两个参数计算,公式:单孔装药量(kg )=装药集中度(kg/m)×炮孔长(m)装药集中度可参照“隧道光面爆破参数表”进行选择,本标段装药集中度可按软质岩类在0.07~0.12 kg/m范围内选择,围岩差时宜选取较小值。

爆破设计与施工试题库--设计题及案例分析题

爆破设计与施工试题库--设计题及案例分析题

全国工程爆破技术人员统一考试爆破设计与施工试题库设计题与案例分析题4.1.1风景区一、爆破方案的选定根据题干给出工程概况,采用浅孔分层台阶爆破方式进行开挖,开挖边线采用预裂爆破技术进行边坡爆破。

二、爆破参数爆破参数是爆破方案的核心。

科学确定爆破参数,是实现预期爆破效果,确保爆破安全,施工进度和节约成本,提高经济效益的保证。

在设计每个爆破参数时都必须从实际出发,以地质勘探资料和爆破理论为依据。

并在施工时不断核实,使每个参数都科学合理。

1、孔径和台阶高度孔径主要由钻孔设备的性能、台阶高度、岩石性质和爆破作业环境决定。

对于浅孔台阶爆破,孔径r 控制在40~50mm 较为理想,孔径太小爆破后的光面效果不好,岩面表面不美观。

孔径太大,则爆破振动和飞石的安全控制难度加大。

台阶高度不超过5m时,孔径采用小值。

本工程充分考虑控制振动强度,和爆破飞石的危害,设计台阶高度为H=1500mm,孔径采用r=40mm。

2、超深h和孔深L钻孔深度由台阶高度和超深决定,确定超深方法有很多,有按最小抵抗线确定的,也有按孔径大小确定的。

经过多次爆破作业和实践总结,超深大小可取台阶高度的10%~15%计算,则本工程取超深h=0.2m,钻孔深度L=1.5+0.2=1.7m。

这种方法计算简单科学合理,实际爆破开挖的效果较好。

另外在山坡角钻孔深度不足1.7m时,则根据施工要求降低钻孔深度。

按照相关参数及单耗计算装药量。

3、最小抵抗线w最小抵抗线是一个对爆破效果和爆破安全影响较大的参数。

确定了最小抵抗线的大小,就可根据炸药威力,岩石性质,岩石的破碎程度,炮孔直径,台阶高度和坡面角等因素进行装药计算。

本控制爆破工程的最小抵线按照公式w=(0.4~1.0)H,取w=0.8~1.0m,取W=0.8m相应的炮孔密集系数为1.2。

4、炮孔间距a和炮孔排距b爆孔间距a根据a=(1.0~2.0)w,本工程取较小值,控制a=1.0m。

按照梅花型及等边三角形布置炮孔,则孔距b=tan60°a/2=0.866m。

爆破设计说明书

爆破设计说明书

爆破设计说明书爆破设计说明书策划发展部2019年3⽉12⽇⼩铁⼭矿井下掘进巷道采⽤光⾯爆破技术,光⾯爆破的巷道稳定成型,光爆能减少巷道的⽀护⼯程,减少矿⼭的⽀护成本,对矿⼭的⽣产起⾄关重要的作⽤。

⼀、编制的依据《爆破安全规程》(GB6722-2014)《爆破作业单位资质条件和管理》(GA991-2012)《爆破作业项⽬管理要求》(GA991-2012)《民⽤爆炸物品安全管理条例》(国务院令第466号)⼆、爆破参数1、光⾯爆破:(1)光⾯爆破布置⽅式:采⽤光爆技术,沿开挖边界布置密集炮孔,采⽤不耦合装药或装填低威⼒炸药,在主爆区之后起爆,以形成平整轮廓⾯的光⾯爆破作⽤。

⽤YT-28型凿岩机或单臂式凿岩台车凿岩,钎杆长2.2⽶,柱齿形钎头,钎头直径43mm,孔深1.8~2.0⽶,孔径为41mm,凿岩前先定好中线、腰线。

打眼时先打⼀个顶眼中孔及底眼中孔,关键确定巷道中⼼线,防⽌巷道跑偏,然后按炮孔布置图开始按顺序分别凿掏槽眼、周边眼、辅助眼。

(2)光⾯爆破周边眼参数分析及计算:a、钎头直径的确定:炮孔深度⼩于5⽶的爆破为浅孔爆破,对于浅孔爆破的矿⼭,钎头直径⼀般为38~42mm,在此确定钎头直径为D=40mm的柱齿形钎头。

b、炮孔深度的确定:根据经验公式:炮孔深度L=(40~70)D=1.6~2.8⽶,D为炮孔直径,软岩取2.8⽶,硬岩取1.6⽶。

1416⽔平东沿岩性为Mπ的软岩,稳固系数f=2~34。

在此确定东沿的炮孔深度为2⽶。

c、钎杆长度的确定:钎杆的长度取决于炮孔深度,在此确定钎杆的长度为2.2⽶。

d、光爆孔距的确定:根据经验公式周边眼眼距a=(8~12)D,软岩破碎取最⼩值,坚硬完整性好的取最⼤值。

在此取a=460mm。

e、不耦合系数:光⾯爆破的不耦合系数k⼀般为1.5~2.5。

f:线装药密度:线装药密度与岩⽯性质关系很⼤,变化范围在70~350g/m之间,⼀般坚硬岩⽯取最⼤值,软岩、破碎岩⽯取最⼩值。

爆破参数的确定及装药结构

爆破参数的确定及装药结构

工程概况工程位于某县xxx村附近,距县城约30km。

电站发电水头约30m,装机容量为2×15MW,拟建电站厂房左侧陡削坡高的山体,严重影响着电站厂房的安危,需自山脚水平挖进约45m×18.5m,开挖石方12500m3,采用露天台阶深孔爆破,台阶高度15m,台阶坡面角80°。

周边300m处有民房需要保护。

工程区域位于天台山山脉中部,地形以中低山为主,间夹山间盆地,主要山峰高程多在1000m左右。

工程区地层岩性为流纹质晶屑熔结凝灰岩、石英二长岩,新鲜岩石一般致密坚硬,局部夹不稳定的凝灰质砂砾岩、粉砂岩等中软岩。

区内褶皱构造不发育,主要为断裂构造。

以北东向断裂为主,其次为南、北向断裂。

主要断裂有F101~F108共8条,F102宽10~50m,影响带宽150m以上,主要由断层坡碎岩等组成;其余宽0.5~20.0m。

岩石坚固性系数为f=6~8。

2爆破参数的确定及装药结构式中:d—钻孔直径(cm);Δ—装药密度(g/mL);τ-深孔装药系数;L—孔深。

根据爆区台阶高度,钻孔直径和岩石性质,爆破参数为:H=15m;孔径d=10cm;单耗q取0.3kg/m3;装药密度Δ=0.75g/mL;孔深装药系数τ取0.8;超深h=10d=1m;孔深L=H+h=16m;炮孔直径=100mm;m-钻孔邻近密集系数,其值通常>1.0,取1.2。

则:计算得W=3.7m1(2)孔距。

a=mw1w1为底盘最小抵抗线;则a=mw1=1.2×3.7=4.4m(3)排距。

b=asin60°=0.866a式中b-排距;a-孔距。

则b=asin60°=4.4×0.866=3.8m-Hctg80°。

式中B—台阶上眉(6)台阶上眉线至前排孔口距离B=w1线至前排孔口的距离;w—最小抵抗线;H—台阶高度;Ctg80°=台阶坡面角。

1则B=3.7-15×0.176=1.1m(7)炮孔总数。

爆破计算方法

爆破计算方法

路基石方开挖爆破方法本工程石方开挖涉及两种:半挖半填断面的开挖和全挖断面的开挖,采用深孔(浅孔)松动爆破为主,在设计边坡外预留光爆层采用光面爆破,确保边坡平顺,避免扰动和破坏边岩体。

1、深孔松动爆破法采用梯段爆破,用9m3潜孔钻机钻孔,孔径90mm ,炮孔按梅花型布置,炸药选用2号岩石硝铵炸药,一般台阶高度H=8.0m 。

1.1爆破参数计算公式⑴最小抵抗线长度计算:H m q e l D W ∙∙∙∙∙∆∙∙=τ785.0式中:D 为炮孔直径△为装药密度(kg/m3),一般取900; H 为阶梯高度(m);l 为预计炮孔深度(m),l =H+h (h 为钻根长度[m]); h 对于岩石取(0.15~0.35)W ,岩石较硬时取上限;τ为装药长度系数(当H<10m 时,τ=0.6;当H=10~15m 时,τ=0.5m;当H>15m 时,τ=0.4m )e 为炸药换算系数,按下表取值:q为炸药单位消耗量(kg/m3),按下表取值:m为炮孔密度系数,一般取0.8~1.2;⑵每一炮孔的装药量Q(kg)计算:Q=0.33.e.q.ν=0.33.e.q.a.H.W式中:ν为每一深孔药包所爆破的岩石体积(m3)。

1.2本项目爆破设计参数(以K29+800-K30+000段为例)该段95%属于Ⅳ类石方爆破。

采用9m3潜孔钻机钻孔,75°孔径90mm,台阶高度H=4.0m。

岩层为次坚石,用2#岩石硝铵炸药,各参数计算如下:⑴最小抵抗线长度确定:假定钻根长h=0.5m,预计炮孔深度l=4+0.5=4.5m.取△=900kg/m3, τ=0.6,m=1.1,e=1.0,次坚石为六类土,查表得知q 取1.7kg/m3,则抵抗线为W=0.09x(0.0785x900x4.5x0.6/1x1.7x1.1x4)1/2=1.437 ⑵钻根长:h=0.2W=0.3m= ⑶炮孔深:l=4+0.3=4.3 ⑷炮孔间距:a=W=1.437m ⑸每孔需用药:Q=0.33*e*q*a*H*W=0.33*1*1.437*4*1.437=2.73kg 1.3最大安全用药量根据爆破震速控制测算确定最大一段安全用药量。

爆破参数设定

爆破参数设定

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。

爆破技术参数

爆破技术参数

爆破技术参数
1、充填物粒径不应大于40mm。

2、岩石台阶深孔的炸药单耗0.36~0.45kg/m3。

3、岩石台阶浅孔的炸药单耗0.50kg/m3。

4、松动爆破15m岩石台阶200mm炮孔的孔网参数6~7×8~9m,边眼距4~5m超深2~3m;250mm炮孔的孔网参数7~8×9~10m,边眼距5~6m,超深2~3m。

6、岩石台阶预裂孔的孔距:200mm炮孔的2.5m,250mm炮孔的3m。

7、高台阶抛掷的炸药单耗0.60~0.90kg/m3。

7、高台阶抛掷爆破310mm炮孔的孔网参数7~8×11m,边眼距7~8m。

8、高台阶抛掷爆预裂孔孔距,310mm炮孔3.5~4m。

9、综合煤台阶深孔的炸药单耗0.27kg/m3,煤台阶浅孔的炸药单耗0.30kg/m3。

10、综合煤台阶200mm炮孔的孔网参数8~9×10~12m,边眼距6~7m,超深3m。

11、综合煤台阶西区后排孔距岩石高台阶坡底线12m,孔深见煤底板;综合煤台阶东区后排孔距岩石高台阶坡底线10m,孔深见煤底板。

表1松动爆破孔网参数表。

爆破参数的确定及装药结构

爆破参数的确定及装药结构

工程概况工程位于某县xxx村附近,距县城约30km。

电站发电水头约30m,装机容量为2×15MW,拟建电站厂房左侧陡削坡高的山体,严重影响着电站厂房的安危,需自山脚水平挖进约45m×18.5m,开挖石方12500m3,采用露天台阶深孔爆破,台阶高度15m,台阶坡面角80°。

周边300m处有民房需要保护。

工程区域位于天台山山脉中部,地形以中低山为主,间夹山间盆地,主要山峰高程多在1000m左右。

工程区地层岩性为流纹质晶屑熔结凝灰岩、石英二长岩,新鲜岩石一般致密坚硬,局部夹不稳定的凝灰质砂砾岩、粉砂岩等中软岩。

区内褶皱构造不发育,主要为断裂构造。

以北东向断裂为主,其次为南、北向断裂。

主要断裂有F101~F108共8条,F102宽10~50m,影响带宽150m以上,主要由断层坡碎岩等组成;其余宽0.5~20.0m。

岩石坚固性系数为f=6~8。

2爆破参数的确定及装药结构式中:d—钻孔直径(cm);Δ—装药密度(g/mL);τ-深孔装药系数;L—孔深。

根据爆区台阶高度,钻孔直径和岩石性质,爆破参数为:H=15m;孔径d=10cm;单耗q取0.3kg/m3;装药密度Δ=0.75g/mL;孔深装药系数τ取0.8;超深h=10d=1m;孔深L=H+h=16m;炮孔直径=100mm;m-钻孔邻近密集系数,其值通常>1.0,取1.2。

则:计算得W=3.7m1(2)孔距。

a=mw1w1为底盘最小抵抗线;则a=mw1=1.2×3.7=4.4m(3)排距。

b=asin60°=0.866a式中b-排距;a-孔距。

则b=asin60°=4.4×0.866=3.8m-Hctg80°。

式中B—台阶上眉(6)台阶上眉线至前排孔口距离B=w1线至前排孔口的距离;w—最小抵抗线;H—台阶高度;Ctg80°=台阶坡面角。

1则B=3.7-15×0.176=1.1m(7)炮孔总数。

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1 掏槽方式掏槽爆破技术是巷道掘进爆破的关键技术,直接关系到一茬炮的成败,必须认真进行科学、合理的技术设计。

掏槽眼应根据巷道岩石条件和巷道断面大小进行设计,通常布置在巷道中央偏下,并尽量选择有弱面的地方。

掏槽眼首先爆破时,自由面和空间小,受到的夹制作用大,一般装药量较大。

掏槽效果的好坏很大程度上决定了整个掘进爆破的效果。

实际发生的炮眼利用率低、崩倒棚子、飞石砸坏工作面设施等现象都是掏槽爆破设计不合理造成的。

目前在巷道掘进中常用的掏槽方式,按掏槽眼的方向可分为斜眼掏槽、直眼掏槽和混合掏槽。

1.1 斜眼掏槽方式斜眼掏槽是巷道掘进中最常见的掏槽方法,其特点是炮眼与工作面斜交。

通常根据岩巷断面的大小和岩层的坚固性来确定炮眼的角度和数目,一般为6~8个炮眼呈对称布置,角度为60°~75°,装药满度系数大约为0.7。

斜眼掏槽的主要优点是:1)适用于各类岩层的爆破,并能获得较好的掏槽效果。

2)槽腔体积较大,能将爆破槽内的岩石全部或部分抛出,形成有效自由面,为崩落眼爆破创造有利的破岩条件。

3)掏槽眼位容易掌握,槽眼的位置和倾角的精确度对掏槽效果的影响较小。

斜眼掏槽的主要缺点是:1)钻眼的角度在空间上难以掌握,要求钻工具有较熟练的技术水平;多台钻机作业时互相干扰较大。

2)斜眼掏槽深度受巷道宽度的限制,对于中、小断面巷道,不适于深孔爆破。

3)当巷道断面和炮眼深度变化时,必须相应修改掏槽爆破的几何参数,不可能设计出适合于任何断面和深度的标准掏槽方式。

4)全断面巷道爆破下的岩石抛掷距离较大,爆堆分散,除给清道和装岩造成困难外,还容易崩坏支架和设备。

垂直楔形掏槽的特点及适用条件为:1)掏槽眼相交的轴线通常为巷道的垂直中线。

2)适应于巷道穿过具有垂直层理的岩层。

3)一般不受地质条件的限制,通常适用于极坚硬、坚硬和中硬的均质岩层。

4)因掏槽眼是倾斜的,故巷道断面一般要大于4m2,若巷道宽度小于2.8m,掏槽眼深度应小于2.0m。

1.2 直眼掏槽方式直眼掏槽是指所有掏槽眼都垂直于工作面,且互相平行,炮眼间距小,并留有不装药的空眼,炮眼的装药满度系数多为0.7~0.8。

一般适用于坚硬或中等坚硬的岩石及断面较小的巷道进行中深孔和深孔爆破,便于采用凿岩台车打眼。

直眼掏槽是以空眼作为自由面和岩石碎胀后的补偿空间。

直眼掏槽的主要优点是:1)炮眼垂直于工作面,易于打眼,布置方式简单。

2)炮眼深度不受巷道断面限制,便于进行深孔爆破。

3)当炮眼深度和巷道断面改变时,可以不改变掏槽方式,只需调整装药量。

4)掏槽爆破的块度均匀,抛掷距离小,爆堆集中,不易崩坏设备。

直眼掏槽的主要缺点是炮眼数目多,且装药量大,对槽眼的间距和平行度要求高,槽眼间距小,掏槽体积小;在有瓦斯和煤尘爆炸危险的巷道有空眼的直眼掏槽不能使用。

1.3 混合掏槽方式在断面较大、岩石较硬的巷道掘进爆破中,为确保掏槽效果,加大槽腔深度和体积,可采用混合掏槽方式。

混合掏槽的炮眼布置形式很多,一般均为直眼与斜眼的混合形式,弥补斜眼掏槽深度不够与直眼掏槽槽腔体积较小的不足。

一般直眼布置在槽腔内部,斜眼作垂直楔形布置,与工作面的夹角为75︒~85︒为宜;斜眼眼底与直眼眼底距离大约0.2m,斜眼装药满度系数为0.7~0.5;直眼装药满度系数为0.7左右。

2 爆破参数设计2.1 单位炸药消耗量合理的单位耗药量取决于多种因素,其中主要有:岩石的物理力学性质、巷道断面大小、炸药性质和炮眼直径与深度。

用理论精确计算单位耗药量是很难的,对于具体岩石条件可通过标准爆破漏斗试验来确定。

计算单位耗药量的经验公式多采用如下修正的普氏公式:q = 1.1 K e( f/S )1/2(2.1) 式中f—岩石坚固性系数;S—巷道断面大小,m2;K e—考虑不同炸药的修正系数,K e=525/P;P—炸药做功的能力(爆力),mL。

目前平巷掘进爆破常根据国家定额选取或工程类比与经验法选取。

表2.1为岩石坚固性系数与巷道断面决定的炸药消耗量经验值;表2.2为煤炭工业局制定的(99统一基价)平巷与硐室掘进炸药消耗量定额值。

当确定了单位耗药量后,就可根据掘进断面积和炮眼深度计算一个爆破循环所需要的总装药量,再根据每个炮眼的平均装药量,估算出全断面炮眼总数。

在岩巷掘进中,一般也采用经验数据,通常按装药系数(装药长度和炮眼长度百分比)确定,见表2.3。

表2.3中深孔装药系数(%)2.2 炮眼直径和装药直径炮眼直径对凿岩速度、眼数、巷道成形情况和装药参数等都有影响。

直径过小会影响装药和炸药稳定爆炸;过大则影响凿眼速度。

炮眼直径和相应的装药直径的增加,使炸药能量相对集中,爆轰波参数、爆速以及爆轰的稳定性都相应得到提高,因而有利于改善爆破效果。

但是,炮眼直径过大将导致钻眼速度的明显下降,岩石破碎质量、周边平整度和围岩稳定性都有不同程度的影响。

所以说,最佳的炮眼直径要以能获得较优的爆破效果,同时又不增加钻孔时间和炸药消耗量为原则。

一般情况下,钻眼速度随炮眼直径呈幂指数下降,因此,只有在钻机能力满足的条件下,如采用机械化程度较高的液压钻车或凿岩台车时,才能够用大直径炮孔来进行爆破。

对掏槽眼应采用偶合装药,装药直径即为炮眼直径;对周边眼采用不偶合装药时,装药直径一般指药卷直径。

周边眼和辅助眼相对较多,采用小直径炮眼和小直径的药卷,可以缩短打眼时间。

经测试小直径(Φ32mm)比大直径(Φ42mm)的凿岩速度有明显提高,所以为了节省打眼时间,提高凿岩速度,对于周边眼应采用小直径钻头,选用能力适中的中频凿岩机和中等威力的炸药。

2.3 炮眼数目根据岩石性质、断面尺寸和炸药性质等,按炮眼的不同作用对炮眼进行合理布置,最终排列出的炮眼数即为一次爆破的总炮眼数。

一般还需要实践验证后再作适当调整。

炮眼数目过少,易出现大块,不利于装岩,同时巷道周边轮廓会成形差;炮眼数目过多,会导致钻眼工时和成本增加。

合理的炮眼数目应当保证有较高的爆破效率,即炮眼利用率在90%以上,爆下的岩块和爆破后的巷道轮廓,均能符合施工和设计要求。

实际设计时可先按以下方法估算炮眼总数:(1)按巷道断面和岩石坚固性系数估算如下:N = 3.3(fS2)1/3(2.2) 式中N—巷道炮眼总数;f—岩石坚固性系数;S—巷道掘进断面,m2。

(2)按一个循环的总炸药消耗量和掘进进尺估算如下:一个循环的总装药量为:Q = qSLη(2.3) 式中Q—循环的总装药量,kg;L—炮眼平均深度,m;η—炮眼的利用率。

每个炮孔的平均装药量:Q b = Law/n(2.4) 式中Q b—炮孔的平均装药量,kg;a—炮眼平均装药系数,一般取0.5~0.7;w—每个药卷的重量,kg;n—每个药卷的长度,m。

总炮眼数目为:N= Q/ Q b= qSηn/(aw) (2.5) 2.4 炮眼深度炮眼深度直接决定着每个循环的进尺量,也就是决定着掘进中钻眼和装岩等主要工序的工作量和完成该工序所要的时间,它是决定每班循环次数和能否实现正规循环作业的直接因素。

影响炮眼深度的因素主要有岩石性质、钻眼机械、循环作业方式、炸药威力等,在选择炮眼深度时应综合考虑。

炮眼深度的合理性有三个方面:合理的炮眼深度必须与具体施工岩石条件、施工装备相适应;合理的炮眼深度必须保证较高的爆破效率;合理的炮眼深度应尽可能使每班完成整循环。

2.4.1 根据钻眼机械确定合理的炮眼深度应与钻眼机械相适应,即合理的炮眼深度要保证钻眼时有较高的钻眼速度。

对于普通的气腿式凿岩机(如常用的YT-27型),在相同的凿岩条件下,采用同一根钎子钻眼,每增加1m炮眼,其钻眼速度就下降约10%,且随着钻眼深度的加大,钻眼速度下降得越快。

特别当炮眼深度超过3.0 m时,钻眼速度仅约为眼深1.0m的30%。

由于钎子长度的增加,使克服钎子弹性变形的冲击功增大,排粉难度也增大;再者人工拔钎也困难。

因此,使用普通气腿式凿岩机,炮眼深度宜控制在2.5 m以内。

2.4.2 选择合理的炮眼深度根据现场经验,当炮眼深度变化时,各主要工序包括钻眼、装药、联线、放炮、装运岩石、临时支护和永久支护、铺设轨道等,其纯的单位工时消耗量基本保持不变,但各种转换工序和各种辅助工序,如交接班、钻眼准备、工作面清整、放炮前撤人撤物、通风、安全检查等的单位工时消耗量却随着炮眼深度的增加而明显减少。

除此以外,在确定炮眼深度时,还需考虑巷道断面的大小、岩石的坚硬程度、所用炸药的爆炸威力等。

巷道断面小、岩石坚固性高、炮眼底部岩石夹制作用强,掏槽难度就大;装药直径大、爆炸威力高,就能获得较高的掏槽效果。

确定炮眼深度的另一个主要影响因素是爆破后的空顶距,由于岩层风化、破碎,最大空顶距是有限的,因此如炮眼较深会产生较大的空顶距,对临时支护和永久支护造成影响。

另外,过大的空顶距也是施工隐患的多发地。

由于用药量大,巷道成形不好,顶板超欠挖严重,周围围岩受破坏较大,顶板掉矸、冒落时有发生,严重地影响了施工安全。

炮眼深度主要综合考虑施工设备、掘进任务和劳动组织等多方面因素进行优化设计。

(1)根据巷道掘进任务要求计算炮眼深度:L= L o/(TN m N s N xη) (2.6) 式中L—炮眼深度,m;L o—巷道掘进全长,m;T—规定完成巷道掘进任务的月数;N m—每月工作日,考虑备用系数一般取25天;N s—每天工作班数;N x—每班循环数;η—炮眼利用率。

(2)按掘进循环组织确定炮眼深度:根据完成一个掘进循环的时间和劳动组织,考虑钻眼设备和装岩设备能力等因素,估算炮眼深度如下:L= T o /[(K p N/(K d V d )+ ηS/(ηm P m )) (2.7) 式中 T o —每循环用于钻眼和装岩的小时数;K p —钻眼与装岩的非平行作业时间系数,一般小于1; N —每循环钻眼总数; K d —同时工作的凿岩机台数; V d —每台凿岩机的钻眼速度,m/h ; S —巷道掘进断面,m 2; ηm —装岩机的时间利用率; P m —装岩机生产率,m 3/h 。

(3)最优炮眼深度:影响炮眼深度的因素很多,在综合考虑各种因素的前提下,使掘进每米巷道所需劳动量为最小的炮眼深度可认为是最优炮眼深度。

与炮眼深度直接有关的劳动量包括钻眼、爆破和装岩。

通过试验找出各工序劳动量与炮眼深度的相关关系,即可求得使劳动量最小的最优炮眼深度。

根据月进130m 的要求,确定采用中深孔爆破,孔深按下式估算:mn N L l 0.29.08.03301301=⨯⨯⨯=⋅⋅⋅=ηη (2.8)式中 L — 月掘进速度,m ;N —月掘进天数; n — 日循环数; η1—正规循环率;η— 炮眼利用率。

钻眼机具目前现场使用有YT23、YT24型凿岩机和一字型钻头。

由于岩石比较硬,炮眼较深,用一般的凿岩机和普通钻头效率低,须配备高性能凿岩机和钻头,以提高钻眼速度。

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