爆破设计(3)

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小直径炮孔爆破一般采用砂和黏土混合物作为炮泥，其内声速约为1500~1800m/s，若取炸药爆速 D=3000~5000m/s,按上式计算出的炮泥长度应为装药长度的35%~50%，而孔深为2米，得出炮泥长度为0.72m。

五、网络敷设

5. 1起爆方法的比较与选择

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，非电起爆发又分为火花起爆发，导爆索起爆法和导爆管起爆法等。 (1) 火花起爆法

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。 (2) 导爆索起爆法

导爆索起爆法，利用一种导爆索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，堵塞到联机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它方法好。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。 (3) 导爆管起爆法

导爆管起爆法的主体是塑料导爆管，起爆网络由激发组件，传爆组件，连接组件和起爆组件所组成。 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；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。

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(4)电力起爆发

电力起爆法是利用电雷管通电后起爆产生的爆炸能力引爆炸药的方法。其有许多 其它起爆法所不及的优点。

优点：在准备到整个施工过程中，从挑选雷管到连接起爆网络等所有工序，都能用仪表进行检测，并能按设计计算数据，从而保证了爆破的可靠性和准确性；能在安全隐蔽的地点远距离起爆药包群，是爆破工作在安全条件下顺利；准确的控制起爆时间和药包群之间的爆炸顺序，因而可保证良好的爆破效果；可同时的起爆大量的药包等。

缺点：普通电雷管不具备抗杂散电流和抗静电的能力，在杂散电流的地点或露天爆破，有雷管时，危险性较大；准备工作量大，操作复杂，作业时间长，电爆网络的设计计算，敷设、连接要求高；操作人员必须要有一定的技术水准；需要可靠性的电源和必要的仪表设备等。

通过以上几种起爆方法比较我们决定采用塑料导爆管起爆。由于采用串并联方式，所以可以在串联段用电雷管，利用电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。

5. 2起爆网路的选择

起爆网路采用串并联方式，起爆雷管使用毫秒微差雷管，爆区有11排孔，这里采用微差起爆，可以提高爆破质量，改善爆破效果。可扩大孔网参数，降低炸药单耗，提高每米炮孔崩石量，减少爆破次数，降低震动效应。（网络敷设图见附图3）

5. 3联接起爆网络注意事项：

连线应按爆破说明书规定的连线方式把电雷管与脚线、脚线连接线端线与母线连好接通，为起爆作好准备。连线由专门训练过的班、组长协助放炮员进行。检查线路和导通工作，只准放炮员一个人操作。与联线无关的人员都要撤离到安全地点。联线操作人员应把手上的药粉、泥、油洗干净，以免增加接头电阻和影响接头导通。然后把炮眼中引出的雷管脚线解开，并把接头刮净，按一定的顺序由一端开始向另一端进行扭接，如果脚线不够长，可用规格相同的旧脚线做连接线，连线接头要用对头连接，不要顺线连接，也不能留有须头。当炮眼长度大于脚线长度时，必须接长脚线，这时要注意使两根脚线的接头错开，并用胶布胶好，防止脚线短路或漏电，联线接头必须扭紧，不能须接，并要悬空，不得与任何物体接触，雷管全部联结好后，再与端线连接起来，端线要先挽接起来。放炮时，必须在放炮母线接电源的那头仍扭接在一起的情况下，并验证无电流后，方可将端线和母线联结起来。

六、爆破工程量计算

6.1 爆破体积计算

孔深L=2 m，爆破面积S=18.28m2，所以爆破体积V为：

V=L*S=2*18.28 m3=36.56m3

6.2 炮孔数量 及排列

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此次爆破掏槽眼选用直形掏槽眼，掏槽眼为9个。

周边眼的个数=周长/孔距=23（个） 辅助眼的个数=周长/孔距=18（个） 故总炮眼数为49个。

表2-2 炮眼排列及装药量

序号 0 1 2 3 4 5 6 7 8

炮眼分布 空眼 掏槽眼 掏槽眼 辅助眼 辅助眼 辅助眼 周边眼 周边眼 底板眼 合计

炮眼数 1 4 4 6 8 4 7 10 6 49

炮眼长度/cm 220 220 220 200 200 200 200 200 200

炮眼装药量/kg 0 3.65 3.65 5.48 7.31 3.65 6.40 9.14 5.48 43.872

6.3 炸药单耗量

炸药单耗就是每爆破一立方米岩石所耗费的炸药量(kg)，计算公式如下：

q=ρ*q

，

其中 ρ为岩石密度，ρ=2.30t/m3

q=(0.5~0.53)kg/t，

炸药单耗q=(0.5~0.53)×2.30=(1.15~1.219)kg/m3

由f=6~8，所以q=1. 2 kg/ m3 。

，

6.4 总装药量的计算

Q?qLS=1.2 kg/ m *2m*18.28㎡=43.872kg

3

式中：Q——一次爆破总装药量，kg；

q——单位岩石爆破炸药消耗量，kg/ m3， L——炮眼深度或循环进尺，m； S——断面积，m2 带入数据的Q=43.872kg

6.5 单眼炮孔炸药消耗量

隧道爆破，炮眼所在部位不同，所起的作用是不同的，掏槽眼要求抛掷；掘进眼只要求松动，而在

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掏槽部位的两侧与其上下部位各部位的炮眼要求又不一样，侧部要求松动，上部要求弱松动，下部要求加强松动，周边眼则要求光面爆破，底板眼则要抛掷爆破的药量，否则可能底板爆破失败。所以各部位炮眼的装药是不同的。

周边眼的装药量，参考部分铁路光面隧道光面爆破参数表可知周边眼的装药集中度为140g/m。所以周边眼的单眼装药量为0.21kg。

而周边眼，辅助眼的单眼装药量均可按下式计算：

q?KaWL?

式中：q——单眼装药量，kg；

K——可参阅表得K为0.45kg/m3； a——炮眼间距，m，

W——炮眼爆破方向的抵抗线，m； L——炮眼深度，m；

λ——炮眼所在部位系数，可参阅表选取。

炮眼所在部位系数λ

炮眼部位 λ值 掏槽眼 2~3 扩槽眼 1.5~2 掘进槽下 1.0~1.2 掘进槽侧 1 掘进槽上 0.8~1.0 内圈炮眼 0.5~0.8 二台炮眼 1.2~1.5 底板炮眼 1.5~2.0 带入数值的：掏槽眼的单眼装药量为0.92kg。。辅助眼的单眼装药量为0.79kg。周边眼的单眼装药量0.89kg。

6.6 最大一次允许用药量的确定

一般有类似工程条件的工点实际测得的爆破振动速度衰减规律公式计算得到。计算公式为;

3Qm?R(Vkp/K)a

3式中：Q——最大一段允许用药量kg

V——振速安全控制标准（一般距掌子面5m处振速一般控制在5cm/s） R——爆源中心到振速控制点的距离，m

K——与爆破地震波传播途径介质的性质有关参数 a——爆破振动衰减指数 代人数值得：Q=30kg。

在本工程中爆破时最大一段的装药量Q为27kg。

七、安全距离的计算

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7.1爆破地震安全距离

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。 爆破地震强度计算

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： (1)萨道夫斯基公式

v?K(Q1/3R)

?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，α——与爆破条件、岩石特征等有关系数，不同岩石的取值可见表(7-1) 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7-1 爆区不同岩性的K、α值

岩 石 坚硬岩石 中硬岩石 软岩石 K 50~150 150~250 250~350 α 1.3~1.5 1.5~1.8 1.8~2.0 带入数据的v=3.7cm/s

在本工程中，采用毫秒爆破后，与齐发爆破相比，平均降震率为50%，微差段数越多，降震效果越好，限制一次爆破的最大用药量也可以起到减震的效果。

7.2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。

爆破大块时的人员安全距离的计算

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。

查阅参考资料，爆破时空气冲击波的安全距离可按以下公式计算:

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