某矿山运输巷道开挖爆破优化设计.docx

1、某矿山运输巷道开挖爆破优化设计 爆破工程课程设计题 目 某矿山运输巷道开挖爆破优化设计 学院名称 班 级 指导老师 学 号 学生姓名 2009年1月12日爆破工程课程设计的任务一、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，进行某工程的爆破优化设计。二、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，

2、装药结构图，网络敷设图，爆破警戒示意图；（6）胶装订整齐、美观，全班统一封面设计，字数不低于1万字。三、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

3、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。四、课程设计题目某矿山运输巷道开挖爆破优化设计某井巷平洞开挖，其断面形状设计为三心拱，其断面宽度约为B=3.6米，最大高度约为H=2.0米，围岩坚固性系数为f=6-8，围岩密度为2.60t/m3，炸药单耗为0.150.28kg/t。每次穿爆长度约为L=2.0米，则应如何进行爆破设计才能满足要求。五、设计进度安排（1）本学期16-17周（2009年

4、12月282010年1月8日）（2）2010年1月8日答辩及设计成绩评。六、设计说明书格式要求严格按科研论文的排版格式，包括参考文献格式；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）；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

5、，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。目 录1. 审题12. 环境描绘23. 设备选型24. 爆破参数25. 装药结构56. 网络敷设67. 爆破工程量88. 安全距离99. 爆破效果 1010. 警戒距离1111. 施工及安全组织1112. 设计感想131.审题1.1巷道掘进要求：本题为某矿山运输巷道掘进爆破施工。为使工程量减少，工程速度加快，应在保证安全的条件下，选用一种最有效的方案高速度，高质量的将既定断面的岩石进行爆破，并将破碎后的

6、岩石达到一定的高效过程目的，并尽可能使断面光滑平整，降低爆破对开挖范围以外的岩石的损坏的，最大限度的保持原有岩石的强度和稳定性，以利于爆破后围岩的长期稳定，并降低爆破地震效应，空气冲击波及飞石距离使爆破对周围物体损伤最小。1.2巷道质量要求：为形成任务书所要求的运输巷道断面形状，必须在工作面上严格布置各种炮眼，如掏槽眼，崩落眼，周边眼。且掘进爆破过程中要严格保证巷道的规格和方向，满足爆堆集中，块度均匀，炮孔利用率高，周壁平整，材料消耗少等要求。1.3巷道尺寸要求：三芯拱的的有关集合性质和数据如表1-1和图1-2 表1-1 失跨比 大圆 圆心角 小圆 圆心角 大R小R 弧长面积 1/3.6 58

7、 61 0.781B0.211B 1.239B 0.1851 图1-22.环境描绘2.1爆区环境一般井巷平洞的开挖都处于野外，周围人口稀少，交通通行量低，环境的限制比较小2.2工程地质 围岩坚固性系数为f=6-8，并查全国统一建筑工程基础定额中的土壤及岩石开挖分类表得，f=6-8的岩石属于次坚石，为VII级，一般为花岗质砾岩，泥灰质石膏岩，粘土质砂岩，砂质云母片岩及硬石膏，用轻型钻孔机钻进速度为8.5m/min。2.3水文地质围岩的坚固性系数f=6-8，密度为2.60t/m3，岩体微裂隙，较致密，渗透系数很低，说明此围岩透水性很差，含水量很低。2.4安全注意事项（1）该巷道周围围岩稳定，无大量

8、的地表水，地下涌水量不大。该巷道是一条服务年限较长的主要运输巷道，所穿过的岩层坚硬稳定，可以预计巷道要承受较大的地压。据此可采用喷射混凝土支护。（2）煤矿井下必须严格按照矿井瓦斯和煤尘等级选择相应的炸药和雷管，不得使用含水超过5的铵梯炸药。在有瓦斯煤尘和煤层爆炸危险距煤层十米以内时，必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用雷管。使用煤矿许用毫秒雷管时，最后一段的延期时间不得超过130毫秒。炮眼的装药量和封泥量及封泥材料必须满足安全规程的要求。装药前和放炮前，必须检查放炮地点20米以内风流中的瓦斯浓度，当达到1%时，禁止放炮。（3）防止盲炮及残炮的产生,雷管受潮或有其他缺陷，使其起爆能力降低及不同厂家不同

9、类型的雷管不得混用。连线后检查整个网络查看有无连错或漏连，进行爆破网络准爆电流的计算，起爆前用专用爆破电桥测量网路的电阻，测定值与计算值之间不应相差10%以上。检查放炮电源并对电源的起爆能力进行计算，炸药避免捣得很紧，充分接触及可。（4）预防杂散电流，装药前应该检测爆区内的杂散电流，当杂散电流超过30mA时，应该采用抗杂散电流的电雷管或采用防杂散电流的电爆网络，正确安装电器设备装置的接地装置，防止加线牵引网络漏电。确保电爆网络的质量，爆破导线不准有裸露接头，防止损伤导线的绝缘包皮，检查雷管接线，检查是否已与雷管连接的导线两端。3.设备选型就我国目前巷道掘进设备的现状及该工程需要来看，机械设备配

10、套如下：YT24气腿式凿岩机5台，耙式装载机一台，5台7655型凿岩机3台ZYC-21型装岩机，1.1m矿车3台电机车，起爆电源微MFB-100型，HPC-V型潮式凝土喷射机，并配以HPLG-5B转子型喷射机铲机和混凝土机械手。4.爆破参数设计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，因此根据经验类比和直接实验得来。遵循以下原则：1）炮眼利用率要高，炸药和雷管的消耗量要小。2）巷道尺寸应符合设计要

11、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。3）对巷道围岩的震动和破坏要小，以利于巷道的维护。4）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。4.1炸药选择炸药是破碎岩石的能源，对爆破效果影响甚大。一般是根据爆破岩石对象的坚固性，含水性等因素来选取炸药，岩石坚固性大的选取威力大的炸药，含水性强的选取能抗水的炸药，或一般采取防水措施。此外，推广深孔爆破的经验表明，还必须根据各类炮眼的不同爆破作用采取不同性能的炸药，这样才能获得光面和不破坏围岩的稳定性，在挤压掏槽和扩槽的辅助眼中，则需采取高威力，高密度的炸药，以发挥每个炮眼的最大爆破作用，在周边

12、眼中应采用不耦合装药或低威力炸药，以形成平整的轮廓轮面。为了达到既实现光面爆破，又充分发挥炮眼利用率的目的，可采用重掏槽、轻修边（周边的的装药要轻）的方法。掏槽眼、辅助眼、底眼等一般选用威力较大的2号硝铵岩石炸药，帮眼，顶眼选用2号煤矿硝铵炸药,直径约为34mm。4.1炮眼布置4.1.1掏槽眼：采用平行直线桶形掏槽（如图4-1所示）。其优点是炮眼利用率高；眼深不受巷道断面限制；破碎块度均匀；钻眼方便，准确性。4.1.2辅助眼：布眼均匀，充分利用炸药能量，其间距一般为0.4-0.8m。4.1.3 周边眼：既要利用炸药能量，又要保证岩石按设计轮廓线崩落，其间距取0.5-1.0m。炮眼布置图如图4-

13、2。图4-1 图4-24.2炮眼孔径目前国内外平巷掘进大多采用手持式凿岩机和气腿式凿岩机打眼，眼径有两种类型：普通型和小直径型（小直径炮眼和小直径药卷）。其规格列于表4-3 表4-3两种类型孔径类型炮眼直径/mm药卷直径/mm类型炮眼直径/mm药卷直径/mm普通型40-4232-35小直径型34-3527 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，将时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，现场普遍采用的炮眼直径一般比药包直径大4-6mm。在这选药包直径为35mm。且YT-24气动式凿岩机的钻孔直径维34-42，则

14、确定炮眼直径为40mm。4.3炮眼深度及超深4.3.1炮眼深度炮眼深度跟炮眼长度不同，它是指炮眼底到工作面的垂直距离。炮眼深度是决定每次掘进循环进尺的重要因素。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1.32.0m，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。若采用凿岩台车配备重型凿岩机，炮眼深度可达3m以上。当凿岩机紧贴在已开出的轮廓面操作时，凿岩机向上（拱部）或向外墙偏离的角度为45。合理的炮眼深度必须保证较高的爆破下效率。为了达到较高的炮眼利用率，除了考虑岩石条件和合理的炮眼布置外,还与炮眼质量和爆破材料，装药结构等有密切关系。如炮眼深度过大，在

15、现有的凿岩设备条件下，若操作不成熟的话，凿岩质量，特别是对有严格质量要求的掏槽眼的质量就难以保证，因而会直接影响爆破效果，降低炮眼利用率。此外，现用的岩石炸药威力较低，在坚硬岩石中进行深孔爆破，如不采取其他措施，也不能保证有良好的爆破效果。4.3.2炮眼超深由于此围岩属于次坚硬岩石,为使岩石爆破彻底,周边眼和崩落眼眼底可伸出轮廓线外100mm，掏槽眼可超深150mm。4.3.3各炮眼深度(见表4-4) 表4-4炮眼炮眼深度/mm超深/mm炮眼总深/mm掏槽眼32002003400辅助眼30001003100周边眼300010031004.4孔角为了使巷道形成平整的轮廓线周边眼需要倾斜一定角度，

16、顶眼和帮眼清晰地倾角为10，底眼倾斜角为15。4.5孔间距掏槽眼间距为400mm，辅助眼与掏槽眼间距为500-700mm，辅助眼间距为500-550mm，周边眼与辅助眼为300mm-400mm，顶眼与帮眼距轮廓线为30mm，底眼距轮廓线为40mm。孔间距布置见图4-5。 图4-54.6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与光面层厚度的比值为m=0.81.0时有较好的光爆效果。4.7周边眼间距在光面爆破中爆破后岩石的平整程度，与最小抵抗线W和

17、周边眼间距E的比值K有关。实践证明当K=E/W=0.81.0时，能得到较好的爆破效果。根据以上原则和实际经验，a.通常周边眼间距取400700mm，b.在两邦和跨度大的拱顶上可取上限700mm，或接近700；c.而在拱顶两侧曲率半径小的地方，因夹制作用较大，为了有利于控制面，可取400500mm，或接近400；d.在层里明显，节理、裂隙发育的松软岩层中，周边眼应适当减小，有时还可在两周边眼中间增加一个导向作用的空眼。周边眼的最小抵抗线W值由周边眼密集度K决定。通常周边眼密集度K=0.81.0时，最小抵抗线为500800mm。这同样要根据具体情况予以调整如在曲率小的地方，W值可取500mm，此时

18、K=1.0.而在松散碎岩中，W值必须取大一些，最大可以达到1000mm，此时K值为0.5。5.装药结构5.1装药结构类型根据放弃包药包的位置不同，有正向装药和反响装药两种形式。正向装药是先将被动药包依次装入眼内，然后装入起爆药包。所有起爆药包和雷管的巨能穴一致朝向眼底。最后用炮泥填满。优势为了相邻炮眼爆炸时产生“带炮“现象，也可将起爆药包放在距药包眼口的第二个药包上。由于我国目前大量使用的是硝铵类炸药，这样防止容易发生残孔和残药现象。因为一方面起爆的药包对临近还未起爆的炮眼产生挤压，抛离作用，使某些起爆药包被抛掷出去，因此容易造成残孔和残遥；另一方面，由于起爆药包的炮轰波传播方向是有外向内传播

19、，对眼底还未起爆的药包产生压实现象，使其密度增大，感度降低，包苏衰减，以致抗暴，这种情况在装药密度较大时容易产生。反装药是先将起爆药包装入眼底，然后再装起爆药包，最后装炮泥并要求药包和雷管的聚能穴一致朝口外，这样炮轰波一致朝口内向口外传播，与岩石的抛掷方向相同，有利于反射拉伸波破碎岩石，同时起爆药包距自由面教员，爆轰气体不会立即从眼口冲出，炸药能量能充分利用，因此能获得较好的爆破效果。因此在光面爆破中，周边眼的装药结构往往采用3235mm粉状硝铵类炸药的情况下，可采用不耦合空气柱间隔装药结构，将药包置于孔眼底，然后在眼口一段内堵塞炮泥，然后间隔装药。眼口炮泥必须堵塞好，炸药爆炸后空气柱才能起缓

20、冲作用，延长孔眼内才能产生气体作功时间，将眼口部分岩石保留下来，避免眼口出现“鼓包“现象。采用不耦合装药减少了对孔壁的破坏，有利于形成光滑的轮廓面。炮眼的堵塞质量对提高爆破效率和减少爆破有害气体也有很大作用。因此装药完毕必须填充符合安全要求的炮泥并捣实。常用1:3的泥沙混合炮泥，湿度是1820%，这种炮泥有良好的可塑性，又具有较大的摩擦系数。装药结构及起爆是控制爆破作用范围，性质和方向的重要因素，因此在爆破工作中不能轻视这项工作。掏槽眼，辅助眼及周边眼的装药结构如图5-1所示。 图5-15.2装药长度掏槽眼装药长度=3/5*3.4=2.04m。崩落眼，周边眼装药长度=3/5*3.1=1.86m

21、。5.3合理的空气柱长度在通常采用的的装药条件下，不同岩石适用的空气柱长度与装药长度的比值见表5-2表5-2岩石名称软岩中中等坚固多裂隙岩石 （f=8-10）中中等坚固块体岩石（f=8-10）多裂隙坚固岩石（f=8-10）坚固坚韧微裂隙岩石空气柱长度与装药长度比0.35-0.40.3-0.320.2-0.270.15-0.20.15-0.2此围岩的f=6-8,所以应选用0.32。5.4耦合系数各炮孔的耦合系数见表5-3 表5-3炮孔名称 掏槽孔辅助眼周边眼耦合系数1.141.251.6炮孔直径/mm404040装药直径/mm33.231.625实际装药直径/mm3532256网络敷设6.1起爆

22、方式6.1.1起爆方法的比较我国工业炸药现行的起爆方法，主要分为两大类：非电起爆发和电起爆发。其中，非电起爆发又分为导火索起爆发，导爆索起爆法和导爆管起爆法等。a、导火索起爆法使用的器材主要是导火索，火雷管和点火材料。起爆原理：点燃导火索，利用导火索燃烧产生的火焰引爆火雷管，再由雷管的爆炸能引起炸药爆炸。优 点：操作简单易行，要求不高，机动灵活，点火容易，不要敷设复杂的电气线路，成本低，易于爆破工人掌握。缺 点：劳动条件差，点火人员紧靠工作面，安全性较差，无法在起爆前检查准备工作质量，不能精确控制爆破时间，能同时起爆炸药量有限，导火索燃烧存在有毒气。b、导爆索起爆法导爆索起爆法，利用一种导爆索

23、爆炸时产生的能量去引爆炸药的一种方法，导爆索首先用雷管将其引爆。由于在爆破作业中，从装药，堵塞到连线等施工程序上都没有雷管，而是在一切准备就绪，实施爆破之前才接上起爆管，因此，施工的安全性要比其他方法好。此外，导爆索起爆法还有操作简单，容易掌握，节省雷管，不受杂散电流的影响，在炮孔内实施分段装药爆破简单等优点，因而在爆破工程中广泛应用。缺 点：成本高，噪音大。c、导爆管起爆法导爆管起爆法的主体是塑料导爆管，起爆网络由激发元件，传爆元件，连接元件和起爆元件所组成。起爆原理：主导管被激发产生冲击波，最后引爆起爆雷管，起爆炮孔内的装药。优 点：操作简单轻便，使用安全，准确；可靠，能抗杂散电流、静电；

24、雷管的原料是塑料，金属和棉纱，用量少；导爆管运输安全。缺 点：不能用仪表检测网络连结的质量，爆炸时产生冲击破，不适用有瓦斯或矿尘爆炸危险的矿山。d、电力起爆法利用电雷管通电后起爆产生的爆炸能引爆炸药的方法叫电力起爆法。电力起爆法在爆破工程中使用广泛，它有以下有优点：从准备到施工整个过程中，所有工序都可以用仪表检测，可以及时发现和改正网络辐射中的错误，从而保证了施工过程中的错误，从而保证了爆破的可靠性和安全性；可以实现远程控制，大大提高爆破的安全性；可以准确控制起爆时间和延期时间，从而保证良好的爆破效果；可以同时起爆大量药包，有利于增大爆破量。电力起爆的缺点：在有外来电的时候危险性较大；电力起爆

25、工作量大操作复杂，作业时间量较大。在有杂散电流的时候或地点，存在极大的危险性；电力起爆的设计计算、敷设和链接要求较高，操作人员必须有一定的技术水平；需要可靠的电源和必要的仪表和设备等。6.1.2起爆方法的的选择根据以上利弊的对比，只要认真克服电力起爆的缺点，电力起爆可以达到良好的爆破效果，据此选择电力起爆作为该工程的起爆方法。6.2网络敷设形式采用混联的连接形式混联由串联和并联组合而成。可分为串并联和并串联。串并联是将若干个电雷管串联成组，然后将若干串联组又并联在两根导线上，再与电源连接。并串联则是若干个电雷管并联，再将所有并联雷管组串联，然后通过导线与电源连接。为了网络敷设的简单，且不会因为

26、某一雷管断线就会导致整个网络的拒爆，因此选用串并联网络敷设形式。巷道断面雷管网络敷设形式如图6-1。 图6-16.3电雷管与起爆电源的选择6.3.1电雷管的选择在设计网路的准备工作中，必须对电雷管逐个进行电阻测定，组值相等或相近的使用于统一网路中，以保证网路可靠起爆。计算电路中通过雷管的电流，若电流过小，可能导致电雷管的拒爆现象。为了保证串并联网络中每一个电雷管都被引爆，必须满足以下条件：敏感度最高的电雷管爆炸之前，敏感度最低的电雷管必须被点燃，即感度最高的电雷管的爆发时间tmin必须大于或等于最钝电雷管的发火时间tmax。6.3.2起爆电源的选择220V交流电源。7计算爆破工程量 7.1爆破

27、体积爆破体积V=S*Y=5.262*3.4 m3=17.891 m3。其中:S为断面面积,s=B*（h+0.156B）=5.262m3,h=1/4B。Y为循环进尺,Y=3.1m。7.2穿孔进尺穿孔总长L=N1*l1+N2*l2+N3*l3=18*3.1m+14*3.1m+3*3.4/0.866m=111m其中: N1为周边眼个数，l1为周边眼长N2为辅助眼个数，l2为辅助眼长N3为掏槽眼个数，l3为掏槽眼长7.3炸药量及炸药单耗7.3.1周边眼个数N1:B为巷道掘进宽度/m；a为周边眼平均间距/m；BL为巷道掘进周长/m；BL可按式BL=cS1/2计算，其中S为巷道掘进断面面积；c为断面形状系

28、数。7.3.2掏槽眼和辅助眼个数N2:N2值按一次爆破所需要的总装药量减去周边眼装药量，使剩余的药量平均分配在N2内来计算。 式中Q为按定额确定的一茬炮所需的总装药量/kgqL为周边眼每米装药量/kg/m，qL=qaW；q为按定额确定的单位炸药消耗量/kg/m；为炮眼利用率；Q0为除周边眼外，每个炮眼内的平均装药量/kg。 其中k为装药系数，当采用直眼掏槽时k=0.60.7；QL为每个药卷的重量/kg；L为每个药卷的长度/m。 为满足当相对间距a/W在0.81.0之间时有较好的爆破效果，由光爆参数表取a=0.5m，W=0.6m,则QL=0.65730.50.6=0.2kg，满足周边眼装药集中度

29、在0.20.3kg.m的要求。7.3.3炸药量Q按比例适当选定岩石线装药密度q掏槽眼q=0.48 kg/m，掏槽眼装药长度=3/5*3.4=2.04m，掏槽眼个数=3则掏槽眼总装药量=3*2.08*0.48*=3.00kg。辅助眼q=0.32 kg/m，辅助眼装药长度=3/5*3.1=1.86m，辅助眼个数=14则辅助眼总装药量=14*1.86*0.32=8.34kg。周边眼q=0.21 kg/m，周边眼装药长度=3/5*3.1=1.86m，周边眼个数=18则周边眼总装药量=18*1.86*0.21=2.02kg。炸药量Q=3.00+8.34+2.02=13.36kg7.3.4炸药单耗开挖对爆破的要求，对岩石硝铵类炸药q值可按表7-1选择： 表7-1岩石坚固性系数f0.8-23-45681012141620q/ kg/ m30.400.430.460.500.530.560.600.640.670.70炸药单耗q=(0.1