京包线扩建项目爆破方案设计修Word文档格式.docx
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1，1：
0.5和1：
0.75。
2.2、水文地质
项目所在范围内的山体基本无表土和风化层，待爆破的岩石主要为灰黑色玄武岩夹杂红色泥岩或沙岩、砾岩、砾岩互层，节理裂隙不发育，岩石坚固性系数f=10.0~15.0，岩石可爆性一般。
爆破区内地下水极少，利于施工。
主要水源来自大气降雨，爆破时要特别主意防水、防止雷电和既有铁路线电力系统的杂散电流，以免对爆破产生不利影响。
2.3、工程环境状况
项目所处京包线集宁至包头既有铁路线的南边，除既有铁路线和设施外，其余爆破区域的东边、南边和西边都无任何影响爆破的设施存在。
3、爆破方案的选择论证
根据爆破区的具体情况，可采用的爆破方法有：
对于开挖深度大于3.0m的山体，拟采用中深孔低单耗微差松动控制爆破方法；
对于开挖深度小于3.0m的山体，拟采用浅孔低单耗微差松动控制爆破方法；
对于靠近既有铁路线2.0m～3.0m范围内山体，拟采用低单耗单孔微差松动控制爆破方法；
对于边坡部分，决定采用减弱光面爆破方法；
对于靠近居民区的山体，拟采用中深孔低单耗低振动不扰民的微差松动控制爆破方法；
对于桥梁等处，拟采用垫层低单耗微差控制爆破方法；
对于个别大块，决定采用钻孔爆破法进行二次破碎的方法。
4、爆破参数的确定
4.1、中深孔爆破技术参数设计
4.1.1、设备选型
根据项目情况和考虑爆破安全及爆破对环境的影响，我们选用ROC-748或者ROC-D7液压露天钻机，其钻孔直径为89.0mm，其特点是钻孔速度快，集中排尘，对环境污染少，完全可以满足工程的需要。
4.1.2、台阶高度（H）的确定
根据项目总体规化，台阶高度H=13.0m。
4.1.3、爆破参数的选取
爆破参数的选取主要是从降低爆破振动和防止飞石发生的角度出发，使爆破后的岩石级配合理，能够满足工程的需要，并且尽量降低大块率和爆破次数，确保爆破安全。
爆破技术参数表
序号
爆破参数表
爆破参数值
备注
1
孔径d（mm）
89.0
2
抵抗线w（m）
2.5~3.0
根据公式w=（25~40）d计取，对硬岩取小值，反之取大值。
3
孔距a（m）
3.0~3.3
根据公式a=mw计取，对硬岩取小值，反之取大值。
4
排距b（m）
根据公式b=（0.8~1.0）a计取，对硬岩取小值，反之取大值。
5
炮孔密集系数m（m）
0.8~1.25
对硬岩取小值，反之取大值。
6
超深h（m）
0.5~1.0
根据公式h=（0.08~0.35）w计取，对硬岩取小值，反之取大值。
7
边孔距B（m）
岩石稳定性好取小值，反之取大值。
8
炸药单位消耗量q（kg/m3）
0.4~0.55
对坚硬岩石取大值，反之取小值。
9
堵塞长度l（m）
2.6~3.5
根据公式l=（0.9~1.2）w计取，具体根据现场环境情况决定。
10
台阶高度H（m）
13.0
11
钻孔形式
垂直孔
边坡地段按设计确定炮孔角度和形式。
12
孔深L（m）
13.5~14.0
根据公式L=H+h计取。
注：
1、上表中炸药量是以铵油炸药为标准计算的，炸药品种发生变化时，应乘以相应换算系数e。
2、上述参数在实际施工中，应根据实际情况进行相应调整。
4.1.4、炸药量的计算
根据体积原理，按公式Q=qwHa（kg）计取单孔药量，依据公式∑Q=qV（kg）计算爆区总药量，式中：
V---爆破总方量，其余各符号意义同前。
经计算孔深为13.0m时，单孔装药量为50~53kg。
项目计划单位炸药消耗量按0.45~0.55kg/m3计算，项目总的需要炸药量为项目总的爆破量乘以单位炸药消耗量，项目总的需要毫秒微差雷管量为项目总方量除以70.0，若采用地面再次延时，每个炮孔多增加两发雷管。
每次爆破由爆破工程师根据实际情况，按乌兰察布市公安局的有关规定进行爆破器材的申请、领用、现场保管和退库，并把具体情况真实的做好记录，以便公安部门的检查和监督。
4.1.5、微差时间的确定
按公式t=K*w计算微差时间。
式中：
t---微差时间，s；
K---系数，一般小抵抗线大孔距爆破时为5.0~12.0ms/m；
w---炮孔抵抗线，m。
根据以往爆破经验，排间微差时间为25.0~50.0ms最佳，当排数超过三排时，微差时间可适当增大，但最大不能超过75.0ms，以避面飞石的产生。
4.1.6、炮孔布置
炮孔布置按每一个钻爆循环进行，而每一钻爆循环是根据梯段高度、工作面的长度和数量以及爆破器材情况等决定每一钻爆循环的炮孔数量和炮孔排数。
采用梅花型炮孔方式，即交错布孔法。
4.2、光面爆破技术参数的设计
4.2.1、孔径d
根据现有设备，取孔径d=89.0mm。
4.2.2、孔深L
根据石场总体规化，台阶高度为13.0m，边坡破比为1：
0.75，经计算边坡孔深度约为17.5m。
4.2.3、爆破参数的选取
光面爆破参数表
名称
单位
参数
钻孔直径d
mm
89
药包直径D
32
线装药密度
g/m
300~400
孔底1.0m加强装药，孔口减弱装药
钻孔间距a
m
0.8~1.0
间距系数m1
0.9~1.12
按公式M1=a/d计算
不偶合系数m2
钻孔长度L1
L1=H/sinα
H为台阶高度；
α为边坡角度
堵塞长度l
1.2~1.5
备注：
1、上表中的炸药量是根据乳胶炸药计算的，若选用其它炸药则要乘以炸药换算系数e。
2、上表中的参数可根据实际情况进行调整。
4.2.4、起爆方式
光面炮孔采用同段起爆。
4.3、浅孔爆破技术参数设计
4.3.1、设备选型
根据项目情况和考虑爆破安全及爆破对环境的影响，我们选用7655或者YT-24钻机，其钻孔直径为38.0mm～42.0mm。
4.3.2、台阶高度（H）的确定
根据项目总体规化，台阶高度H=3.0m。
4.3.3、爆破参数的选取
38.0～42.0
1.5~2.0
0.2~0.3
0.4~0.45
3.0
1.5~2.3
经计算孔深为3.0m时，单孔装药量为1.5~2.0kg。
项目计划单位炸药消耗量按0.40~0.45kg/m3计算，项目总的需要炸药量为项目总的爆破量乘以单位炸药消耗量，项目总的需要毫秒微差雷管量为项目总方量除以4.0，若采用地面再次延时，每个炮孔多增加两发雷管。
K---系数，一般小抵抗线大孔距爆破时为5ms~12ms/m；
根据以往爆破经验，排间微差时间为25.0ms~50.0ms最佳，当排数超过三排时，微差时间可适当增大，但最大不能超过75ms，以避面飞石的产生。
4.4、大块爆破技术参数设计
爆破后大块的二次破碎，其钻孔深度取决于大块的尺寸，一般为大块的1/2~2/3，即装药位置处于大块的中心位置。
块度较大时，须钻多个炮孔，应确保钻孔深度等于或大于最小抵抗线，单毫一般在0.05~0.1kg/m3。
浅孔爆破技术参数表
大块岩石尺寸（m3）
厚度
（m）
炮孔深度
炮孔数目
（个）
装药量
（kg/个）
0.5
0.8
0.44
1
0.030
1.0
0.55
0.060
2.0
1.5
0.83
0.090
采用瞬发电雷管或同段毫秒电雷管起爆。
5、装药和堵塞结构与方法
5.1、装药结构和方法
5.1.1、中深孔爆破装药结构和方法
5.1.1.1、装药结构
采用两种装药结构，一种为连续装药结构，另一种为间隔装药结构。
连续装药结构主要用于比较安全的地方和炮孔的前排以后，间隔装药主要用于需要控制装药量和振动的地方及炮孔的前排，使用两种装药结构的目的是在确保爆破安全的前提下，尽可能的改善爆破效果。
5.1.1.2、装药方法
采用人工装药，装药使用的炮棍为竹子炮棍，严禁使用含有金属成份的炮棍。
5.1.2、光面爆破装药结构和方法
5.1.2.1、装药结构
采用不偶合装药结构，不偶合系数为2.5~3.0，以确保爆破效果良好。
5.1.2.2、装药方法
采用人工装药，即：
用人工按炮孔编号裁好导爆索，并按编号和设计药量在竹片上绑成药串，实行导爆索编号和炮孔编号对应装药，以保证各炮孔装药按设计进行。
5.1.3、浅孔爆破装药结构和方法
同中深孔爆破装药结构和方法。
5.1.4大块爆破装药结构和方法
大块爆破主要是二次破碎，其药量较少，一般只是孔底装药，其装药方法为人工装药。
5.2、堵塞结构和方法
5.2.1、中深孔爆破堵塞结构和方法
采用连续堵塞结构，即：
按设计要求连续从装药位置堵塞整个炮孔。
堵塞时要确保堵塞质量，严防漏堵和空堵，并要注意防止混入的石块砸断起爆线路。
干孔堵塞可用细砂土、粘土或凿岩时的岩粉，水孔堵塞时一定要特别注意，可使用细颗粒石粉和粘土混合物，堵塞中既要保证质量又要防止上部药包浮起，更要注意起爆线路不被损坏。
5.2.2、光面爆破堵塞结构和方法
按设计要求装入药串后，用封口物品封住药串上部，然后连续填入堵塞料，直至堵满炮孔为止。
5.2.3、浅孔爆破堵塞和方法
同中深孔爆破堵塞结构和方法。
5.2.4大块爆破堵塞和方法
同浅孔爆破堵塞结构和方法相同。
6.起爆方法和起爆网路及起爆顺序的确定
6.1、起爆方法
6.1.1、中深孔爆破起爆方法
中深孔爆破起爆采用毫秒微差电雷管或毫秒微差非电雷管两种起爆方式，其主要起爆方法为“V”型起爆法，其次可以根据情况选用如图所示的起爆方式。
6.1.2、光面爆破起爆方法
光面爆破采用同段爆破法。
6.1.3、浅孔爆破起爆方法
浅孔爆破采用毫秒微差电雷管或瞬发电雷管爆破法。
6.1.4、大块爆破起爆方法
大块爆破采用毫秒微差电雷管或瞬发电雷管爆破法
6.2、起爆网路
6.2.1、中深孔爆破起爆网路
对于电雷管网路，为确保各炮孔准爆，采用并串联网路，即：
孔内装双发毫秒电雷管并联后，再与其它各炮孔雷管进行串联，形成双网路以确保炮孔按设计的次序进行起爆。
在雷雨季节和水孔中，我们使用非电毫秒雷管，采用复式起爆网路，即：
孔内装双发雷管，孔外进行复式联接，以确保各炮孔的准爆。
6.2.2、光面爆破起爆网路
光面爆破采用导爆索起爆网路网路，即：
将药串的支导爆索按传爆方向和角度与主导爆索相联接，形成起爆网路后用电雷管引爆。
6.2.3、浅孔爆破起爆网路
采用串联网路。
6.2.4、大块爆破起爆网路
采用串联网路，即：
将每个大块上的雷管脚线全部按次序串联起来形成网路。
6.3、起爆顺序
6.3.1、中深孔爆破起爆顺序
按中深孔爆破所选起爆方法，在选好开口位置后，从开口位置依次向两边和向后按次序进行爆破，各排间微差时间为25.0ms~75.0ms。
6.3.2、光面爆破起爆顺序
为保证爆破效果，采用同段起爆，即：
每个孔在同一时间起爆。
6.3.3、浅孔爆破起爆顺序
采用同段起爆，即：
用同段毫秒电雷管或瞬发电雷管进行起爆。
6.3.4、大块爆破起爆顺序
采用同段起爆。
7.爆破效果预测
我们选用数学模型YRSRI-TSQ-1来对每次爆破效果进行预测，具体公式如下：
R=（X80/Xm）n
Xm=1.25（1/n）*X80
X80=0.202Q-0.072q-1.796
n=0.426W0.884*q0.071
式中：
R---小于某一粒径X的爆岩所占百分比；
Xm---爆岩最大粒径，m；
X80---筛下累积率达80%时的筛下最大块度尺寸，m；
Q---单孔装药量，kg；
q---炸药单耗，kg/m3；
W---最小抵抗线，m；
n---块度不均匀系数。
通过现场的比较研究，我们对此模型进行调整，以使其更好的指导爆破设计和预测爆破效果。
8.爆破对环境影响的安全分析及安全距离计算
8.1、爆破对环境影响的安全分析
爆破对环境的影响主要表现是：
爆破飞石、爆破振动、爆破噪音、爆破灰尘、爆破冲击波和爆破毒气等，其不仅涉及到爆破安全，而且也涉及到环境保护，我们对此特别重视，主要采取以下措施：
8.1.1、采用先进的爆破技术，降低各种爆破有害效应；
8.1.2、精心设计每一次爆破，堵绝无设计进行爆破的现象发生；
8.1.3、严格按爆破设计进行施工，在施工中若发现实际情况与设计不符时，应进行调整；
8.1.4、对每次爆破结果进行分析，从而指导爆破设计和爆破施工。
8.2、爆破振动计算与控制
8.2.1、爆破振动计算
我们采用《爆破安全规程》（GB6722---2003）中推荐的爆破振动安全允许距离计算公式：
R=（K/V）1/α*Q1/3
R---爆破振动安全允许距离，m；
Q---炸药量，齐发爆破为总药量，延时爆破为最大一段药量,kg;
V---保护对象所在地质点振动安全允许速度，cm/s；
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，根据我们以往在此地区的测振数据，选K=150，α=1.50来确定需要保护物的安全距离和同段爆破的药量大小。
不同距离时允许的最大段起爆药量表
爆破点至保护物的距离（m）
最大段药量（kg）
允许同时起爆的孔数
100.0
11.0
0.2
150.0
57.0
200.0
88.0
250.0
173.0
300.0
5.0
350.0
476.0
9.0
400.0
700.0
1、上表是根据振动安全允许速度为0.5cm/s时计算的结果；
2、起爆孔数为小数时说明必须进行孔内分段起爆或降低台阶高度，以免振动超标。
爆破时，一定要根据《爆破安全规程》中不同建构筑物允许的振动速度来控制最大段起爆药量，以避免爆破振动造成危害。
8.2.2、爆破振动的控制
8.2.2.1、在控制飞石的前提下，使爆岩获得最大松动，利用“V”型起爆，尽量使岩石移动加大；
8.2.2.2、选用适当的单位炸药消耗量；
8.2.2.3、减少布孔和钻孔偏差；
8.2.2.4、采用宽孔距爆破技术；
8.2.2.5、控制合理超深；
8.2.2.6、减少单响药量；
8.2.2.7、避免孔间殉爆。
8.3、爆破飞石计算与控制
8.3.1、爆破飞石的计算
爆破飞石距离按下式计算：
R=40d（m）
R---爆破时可能产生的最大飞石距离，m；
d---炮孔直径，in。
根据上式计算的飞石距离：
若小于《爆破安全规程》中规定的距离，则应按规程中的距离进行爆破警戒；
若大于《爆破安全规程》中规定的距离，则应按计算的距离进行爆破警戒。
另外应注意在山坡上爆破或在高处爆破时，飞石危险半径在倾向所指方向上增大到1.5倍。
根据上式计算的飞石距离是爆破时可能产生的最大距离，实际爆破过程中，由于采用了控制爆破技术，其飞石距离远小于上式计算的结果。
8.3.2、爆破飞石的控制
8.3.2.1、设计合理，测量验收严格，避免单耗失控；
8.3.2.2、慎重对待地质异常地段，采取间隔堵塞，调整药量，避免过量装药等措施；
8.3.2.3、保证堵塞质量，不但要保证堵塞长度，而且保证堵塞密实；
8.3.2.4、多排孔爆破时要选择合理的延迟时间，防止因前排带炮造成后排最小抵抗线大小与方向失控；
8.3.2.5、必要时作好防护。
8.4、爆破冲击波计算与控制
8.4.1、爆破冲击波的计算
根据《爆破安全规程》规定：
在平坦地形条件下爆破时，可用下式计算超压和确定爆破冲击波安全允许距离：
△P=14Q/R3+4.3Q/R2+1.1Q/R
△P---空气冲击波超压值，105Pa；
Q---一次爆破的梯恩梯当量，秒延时爆破为最大一段药量毫秒延时爆破为总药量，kg；
R---装药至保护对象的距离，m。
每次爆破时，应当根据具体爆破位置、装药量、微差时间等计算爆破冲击波，并与《爆破安全规程》进行对比，以确保爆破工作安全进行。
8.4.2、爆破冲击波的控制
8.4.2.1、避免裸露爆破；
8.4.2.2、保证堵塞质量，特别是第一排炮孔，如果掌子面出现较大后冲，必须保证足够的堵塞长度。
对水孔要防止上部药包在泥浆中浮起；
8.4.2.3、考虑地质异常，采取措施。
例如：
断层、张开裂隙处要间隔堵塞，溶洞及大裂隙处要避免过量装药；
8.4.2.4、在施工中要避免形成波束；
8.4.2.5、合理安排爆破时间：
一则是避免空气冲击波能量集中；
二则放炮时间尽量安排在员工刚下班。
8.5、爆破毒气计算与控制
8.5.1、爆破毒气的计算
爆破后有毒气体按下式计算：
R=K（C*Q）1/2m
Q---装药量，kg；
C---每公斤炸药爆炸后放出的有毒气体量（可折算为一氧化碳量计算），L/kg；
K---系数，K=0.5~1.0。
根据上式计算爆破毒气后，应按GB18098来监测爆破后有害气体的浓度，以免给周围人员和环境造成危害。
8.5.2、爆破毒气的控制
8.5.2.1、使用合格炸药；
8.5.2.2、做好起爆器材及炸药防水、炮孔堵塞等工作，避免半爆和爆燃。
8.6、爆破噪音计算与控制
8.6.1、爆破噪音计算
根据下式计算爆破噪音安全距离：
R=Q1/3/（P/82）1/1.2ft
Q---炸药量，lb；
P---声压（小于1lb/in2的低压区的声压）lb/in2。
《爆破安全规程》中规定：
噪声应控制在120dB以下。
8.6.2、爆破噪音的控制
8.6.2.1、不采用导爆索起爆网路；
8.6.2.2、不用裸露爆破；
8.6.2.3、严格控制单
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