控制爆破设计

控制爆破设计（精选九篇）

控制爆破设计 篇1

道德山隧道为新建向莆铁路中的一条隧道, 全长6043m, 围岩以Ⅱ级为研究基础。

2 光面爆破设计

2.1 光面爆破的意义

隧道施工中, 光爆质量越好, 隧道的安全度越高, 施工成本越低。因此, 研究和实施光面爆破技术在当今隧道施工中是十分必要的, 具有重要意义。

2.2 光面爆破施工要点

2.2.1 转变“宁超勿欠”的传统观念

大部分“规范”要求严格, 不允许欠挖, 其实这是不科学的。在控制超欠挖的光爆技术的研究中, 首先应转变观念, 即必须转变“宁超勿欠”的传统观点, 树立“少欠少超”的观点。

2.2.2 提高钻孔技术水平

钻孔技术对隧道超欠挖的影响主要是周边炮孔的外插角 (θ) 、开口位置 (e) 和钻孔的深度 (L) , 它们与超欠挖高度 (h) 有如下的关系:

(1) 式表明:随外插角θ和钻孔深度L的增大, h增大。

L是一个设计指标, 可在设计中加以控制。一般情况下, 都采用3.5m左右的钻孔深度。深孔爆破的一次装药量也大, 对周边围岩的损伤也大。这也不符合施工中尽可能地维护围岩自身的、固有的强度的原则。

θ和e主要取决于司钻工的操作水平和所采用的钻机的某些性能。通常, 钻机都有一个外缘高度, 为保证后续掘进能正常钻孔, 就必须有一个超挖高度hd。

此外由于钻孔作业覆盖空间所限, 以及受隧道形状的影响, 拱部180度范围内, 则应控制上仰角, 而在两侧边墙部位则应控制水平的外插角。

周边孔开口位置e有三种情况, 第一种情况是在放样线处开钻孔, 第二种情况是在放样线外e处开钻孔, 第三种情况是在放样线内移e处开钻孔。其出现机率和差值大小则主要决定于钻孔水平。第一种情况不影响超欠挖;在第二种情况时, 将使超挖增加一个e值, 而第三种情况, 将使超挖减小一个e值, 而出现欠挖。因而, 钻孔时先定位, 后钻进, 并在掌子面上完整醒目地标出周边孔位线, 把e控制在较小范围内 (约在3cm) 是可能的。

由 (1) 式可知:当θ、L一定时, e作为一个独立参数, 当e为正值时, 随e的增加, h增加;而当e为负值时, 随e的减小, h则减小。

从实际施工的经验看, 控制θ是比较困难的, 但控制e值是可能的。如一些国家容许一定的欠挖, 即有意识地使e为负值 (第三种情况) , 对减少超挖是有效的。

2.3 爆破参数的确定

在控制爆破中, 主要的技术参数包括:单位岩石炸药消耗量q、周边孔线装药密度g、周边孔布置等。合理地解决这些参数之间的配合, 对减少超欠挖是至关重要的。

一般说, 单位岩石炸药消耗量q与平均线性超挖h呈线性正相关关系。周边孔线装药密度q与超挖h大体上呈幂函数的关系而与炮眼保存率k则呈抛物线相关关系。在与相同的条件下, 最优的g值为0.18~0.28kg/m。

周边孔的布置, 在其他因素一定时, 超挖高度h随周边孔间距E的增大而增加;而对最小抵抗线W而言, 它与超挖高度h则有近似抛物线的关系。

由此可见, 较小的E将有助于减少超挖, 并提高轮廓的光滑性;而对W则是处于某一范围内, 才能使超挖控制在要求的目标范围内。因此, 为获得较小的超挖和光滑的轮廓就必须使相对间距E/W处于合理的范围内。

2.3.1 爆破器材及装药方法

当相邻段位炮孔起爆时差小于50ms时, 振动波会在围岩中产生叠加作用, 从而加大对围岩的扰动和破坏, 使超挖增大。在条件大体相同的条件下, 用等差雷管、半秒雷管和毫秒雷管所作的现场对比实验表明, 以“等差”雷管爆破效果最好、振动小。采用毫秒雷管跳段使用也可以获得较好的效果。在道德山隧道施工中选用毫秒隔段雷管。

装药方法有: (1) 体积不耦合装药, 即药包直径与掘进炮眼药包直径不一样, 我们在施工中选用。 (2) 空气间隔装药, 我们在周边孔中应用。 (3) 小直径药包, 全孔均匀装药, 周边孔有时选择用。孔口均用炮泥堵塞。

有实验证明小药包连续装药对控制超挖效果最好, 比间隔装药和集中装药分别减少超挖16%和28%。因此, 在爆破中宜推广采用小直径药包的连续装药, 我们选用的是Φ32小直径药卷。

2.3.2 确定爆破参数

(1) 掏槽形式:因开挖断面较大, 采用垂直楔形掏槽效率高。

(2) 炮孔直径:炮眼直径选用Φ42。

(3) 炮眼数量:N=qS/ (aγ)

q为单位炸药消耗量, 经实践, 取0.65kg/m3;S为开挖断面面积, 117m2;a为装药系数, 根据经验取0.5;γ为0.78kg/m。计算N=195孔。

(4) 炮眼深度:L=l/η, 计划循环进尺l按3.5m设计, 炮眼利用率η一般不低于0.85, 拟采用L=4m的周边眼。

(5) 药量分配:计划用药量Q=qSl;符号意义同上, Q=266kg。如何分配?按装药估算系数计算。Qi=li×ai。

2.4 光爆设计

在Ⅱ级围岩全断面开挖、断面积117m2时, 每排炮爆破开挖长度3.3m~3.5m, 钻孔196个左右, 炸药用量指标0.62~0.70kg/m3, 一个循环炸药用量230kg~280kg, 凝灰熔岩用药量选低值, 花岗岩用药量选高值。

光面爆破参数主要参考《客运专线铁路隧道工程施工技术指南》 (TZ214-2005) 第6.3.6条光面爆破参数。

3光面爆破实践

因目前我们采用人工凿岩, 非大型机械造孔, 自制人工钻孔台车架子, 多人同时在架子上用风动凿岩机人工造孔。将断面上下分成五层, 十个操作空间。层高在1.5m~2.2m。人员组织:每班需钻工30人, 另加现场安全员一名, 总计31人, 要形成连续作业班子, 共需要32名工人, 进行一班半的人员配置完成连续倒班作业。工作风枪YT-28型计28台, 考虑到备用, 有至少32台风枪才能满足施工需要。

炮眼布置:中部主掏槽孔16个, 上部掏槽孔6个, 辅助孔104个, 周边孔54个, 总计180个孔。总共用了自1段到15段的奇数段位非电雷管。周边孔采用导爆索起爆。按此爆破参数实践, 平均每炮进尺3.54m, 平均每排炮用药量279kg、导爆索284.7m、非电雷管181发。

4 结语

道德山隧道在Ⅱ级围岩全断面钻爆开挖过程中, 应用光面爆破技术取得良好成绩, 在多次“信用评价”中获得好评, 在向莆铁路有限公司的工作总结中, 道德山隧道荣获“光面爆破样板工程”称号, 可见光面爆破技术的应用是隧道工程提高质量、降低成本的必由之路。

摘要：文章介绍了隧道光面爆破设计, 并有针对性地阐述了光面爆破的实践效果, 总结了硬岩隧道控制爆破的钻爆技术, 对类似隧道施工具有参考价值。

关键词：控制爆破,技术实践

参考文献

[1]王海亮.铁路工程爆破[M].中国铁道出版社, 2001.

控制爆破专项方案 篇2

一、前言

连江东苔线事故多发路段整改工程路线全长3.125853公里。全段无桥梁，涵洞13道，隧道1座长387米。全段平面交叉两处，分别长为184.859米、364.022米。避险车道1处长180米。

由于路线基本上是沿老路改造，为保证安全设计文件中特别提及了2处控爆地段：①K53+200~K53+450区段由于右侧靠近旧路需要控爆，此段工程量为开挖次坚石842m3，坚石1467 m3。②K53+200~K53+500区段由于左侧存在风水独立石需要控爆，此段工程量为开挖次坚石1092m3，坚石575 m3。另外，其余旧路沿线改弯取直段也需要进行控制爆破。

由于本路段属既有线路改造，施工过程中不能中断交通，在路基土石方开挖和路面施工过程需要进行交通管制。

二、控制爆破专项施工方案

A: 爆破要求

（1）爆破的位臵，高度要准确，符合爆破任务的要求。

（2）由于相当部分的爆碴要作为路堤的填料，为便于机械推运、装运、铲运，爆破出来的石块不宜过大。石块过大后要进行改破，最大块径不得超过15cm，以保证填料质量。

（3）严格控制飞石，爆破冲击波和震动效应，确保基床，边坡和堑顶山体稳定，不受破坏，爆出的坡面平顺，底板平整，无锯齿。

（4）在距居民住宅和农田较近的地段，飞石最大距离和高度均不得超过3米，确保居民生命财产的安全。

（5）对不同的地质情况和不同的开挖方法，应选择不同的爆破方法，对路堑范围内的基床应严格控制爆破。

（6）爆破过程安全。

B:爆破方法的确定原则

（1）根据本工程特点，距居民居住和农田较近的地段，严禁采用扬弃爆破和抛掷爆破，无居民居住地段的路基土石方爆破，应根据地质情况和施工方法的不同，可以采取不同的施工方法。对石方面积较大、挖深较深且集中地段采用深孔微差控制爆破，边坡爆破根据路堑石质采用光面爆破或预裂爆破（软岩和中硬岩）；对挖深较浅和方量不大的陡峭边歧以及边坡、路基面修整采用浅孔微差控制爆破。

（2）爆破之前应清理山体表层植被和浮土,尽量做成台阶,凿岩机钻孔时,应在台阶工作面上进行,台阶高度取2-4米，台阶宽度应能满足操作需要。

（3）钻孔时炮孔方向应大致与台阶面平行或取垂直孔，并且以较大角与岩层面或节理面相交，炮眼深度应大于最小抵抗线，以防止炮泥冲出，逸出气体而影响爆破效果.。

（4）选择炮眼位臵时，应避免穿过岩石的层理与裂缝，以免爆时气体沿缝隙漏出。若岩层层理裂缝较多不能避开时，最好垂直穿过，并且炮眼底部须在缝隙以上20-30cm。

（5）对原地形的斜坡或平地，都应有计划地进行改造，使前次爆破为后次爆破创造两个或多个临空面。

（6）斜坡地形有两个临空面时，药包作用方向应朝向斜坡面或梯形坡面，不应朝向上方。对台阶宽度较大的岩石爆破可采用多行药包，一般情况采用单行药包。

（7）对顺层路堑地段的爆破，应遵循“多钻眼少装药”的原则，保证岩石的块径不易过大而影响外运，爆破时，由于基底工作面狭窄,爆眼布臵要均匀,有条件时尽量作成台阶,以保证良好的爆破效果。

（9）如遇有地质条件与设计不符的情况，应根据岩石的类别重新确定爆破方案。

（8）对基底爆破，应采用塑料导爆管或电雷管，以确保施工安全。

（10）

正式爆前要求对岩层的类别、产状、地形、地貌和周围环境作周密细致的调查，必要时要进行试验，保证爆破方法的有效性和准确性。

C:爆破设计

a、深孔微差松动控制爆破钻孔采用我局现有KQ-100型潜孔钻孔，炮孔直径=100m，爆后大块石进行二次解炮。

I、主爆孔爆破设计 ① 最小抵抗线W W=K×D D—炮孔直径，D=100mm，K为系数，K=25~45，硬石时取小值，软石时取大值。② 台阶高度H 台阶高度根据路堑挖深确定，当挖深小于10m时不分台阶施工；当挖深大于10m时分层施工，每台阶高度5m左右。并在施工中作出施工平台，确保机械施工安全。③ 炮孔间距a,排距b 炮孔间距a=m×w,b=w。w根据岩石特性确定后，确定a值和b值 m—孔网密集系数，m=1.0~2.5 ④ 超孔深度h。h0=(0.05~0.1)×H H——台阶高度，硬岩时取大值，软岩时取小值。⑤ 松动炸药单耗q松 软岩时 q松0.4~0.5kg/m3 硬岩时 q松0.5~0.7kg/m3 在爆破现场试炮后，根据现场实际情况，进行调整确定。⑥ 单孔装药量Q松

Q松=q松×a×W底×H 第一排炮孔 Q松=q松×a×b×H 后排炮孔 W底—台阶底盘抵抗线 ⑦ 钻孔形式

主炮孔采用垂直钻孔 ⑧ 起爆顺序

采用毫秒微差控制爆破，中间一排孔先爆，两侧炮孔后爆，控制每段雷管起爆药量，减少对边坡的振动。II、边坡光面爆破设计

① 光面孔孔距 A=n×D D=100m D—炮孔直径

n—系数 n=10~16（岩石坚硬完整时取大值，反之取小值）② 光面层厚度（光爆孔抵抗线）W W=a/m M为系数 m=0.5~1.0（软岩m=0.5~0.8、硬岩m=0.8~1.0）③ 炮孔长度及超深L L=H/sina+h a—边坡坡度（钻孔倾角），h为超钻深度 H=（0.05~0.1）×H H—台阶高度

④ 光炮孔与辅助孔的孔底距离b0 b0=(10~30)×D(完整、坚硬岩石取大值，反之取小值)⑤ 光面孔装药结构及药量调整

采用间隔一定距离的药串结构即径向空气间隔装药，为克服孔底夹制作用，孔底加强装药0.5倍，加强装药段长度0.8~1.5m。在孔口0.8~1.5m不装药，进行加强堵塞，堵塞段以下1~2m处线装药密度为设计的1/2。

⑥ 线装药密度q线和装药量Q孔

根据我局渝长高速公路实践经验和经验参数，线装药密度初选如下数值，在施工中试炮后根据现场实际情况调整确定。

Q线=0.6~1.0kg/m（硬质完整岩石取大值，反之取小值）Q孔=q线L Q孔—单孔装药量 选用狄纳米特低爆速、低猛底炸药。⑦ 起爆时差△t 光爆孔迟后主爆孔起爆，时差为75~150ms III、边坡预裂爆破设计

① 预裂孔孔距a a=(8~12)×D D=100mm ② 孔线装药密度q线和单孔装药量Q孔 q线=0.4~0.9kg/m Q孔=q线×L L—孔深 ③ 耦合系数De De=D/d0=2~4 ④ 预裂孔与相邻主爆孔的关系

预裂孔与本邻一排主爆孔的距离为b0=(10~16)×D,因路堑开挖为垂直钻孔，辅助孔的孔底距边坡孔的距离取b0=0.8~1.0m。

⑤ 装药结构和药量调整

装药结构采用连续柱状装药，药量调整同光面爆破。⑥ 起爆时差△t，预裂孔超前主爆孔起爆时间75~150ms b、浅孔松动控制爆破

浅孔松动控制爆破采用7655风动凿岩机钻眼，炮眼直径d=38mm，采用2#岩石炸，药卷长底200mm，重150克。

I、主爆孔爆破参数及药计算 ① 最小抵抗线W=0.8~1.0m ② 孔距 a=1.0~1.5m ③ 排距 b=0.8~1.0m ④ 孔深 L=1.5~2.0m（根据挖深确定）⑤ 炸药单耗q松=0.30~0.4kg/m3 ⑥ 单孔药量Q=q松×a×W抵×L 第一排孔

Q=q松×a×b×L 后排炮孔

II、边坡光面爆破 孔距 a=40mm 孔深 L=1.5~2.0m 线装药密度 q线=0.15~0.25kg/m 单孔装药量 Q孔=q线×L c、爆破作业

① 爆破之前清理山体表层植被和履盖层，履盖层较厚时，利用推土机清除后进行钻眼，覆盖层较薄及岩溶发育地段，用人工清理植被及岩溶中积土后进行钻眼。

② 布孔前对爆区进行详细调查（如层理、裂隙、临空面、爆休、台阶平整度、岩石类别及物理力学特征等是否有变化），并对清理后的地表标高进行测量，根据设计孔网参数和挖深进行布孔和确定各种孔深度，如有需要，对参数进行调整。

③ 钻孔时选择技术熟练的凿岩工人施工，先由爆破技术人员按参数准确定位布孔。用红油漆标注，便于凿岩人员施工，并把孔深、倾角向凿岩人员进行技术交底，特别是边坡孔的钻孔质量要严加控制，在钻进到一半孔深时，提起钻头，用专用的炮孔测深仪和角度测试仪进行检查，根据钻孔实际情况决定是否调整钻杆倾角和钻机位臵，以便进行纠偏，确保边坡孔角度不超过±5%；孔口位臵偏差超过两倍孔径时，重新钻孔。

④ 钻孔完毕后，技术人员对各孔实际孔深、孔距、排距、最小抵抗线和孔倾角进行测量记录，并根据实际孔网参数进行药量计算和装药，爆破实施之前进行一次试爆，根据试爆对爆破设计进行优化，最终选择适合现场实际的爆破参数和炸药单耗进行爆破施工。

⑤ 采用人工按设计装药结构进行装药，上部用粘土进行堵塞，堵塞长度L0=（0.75~1.0）×W,如炮孔有水而无法吹干时，采用防水炸药或其他防水措施。

⑥ 起爆采用非电毫秒雷管延期起爆，对起爆系统各联接点认真检查，确认各联接点连接牢固，无遗漏孔后进行警戒起爆，爆破时进行震动安全监测。

⑦ 爆破施工时严格采用控制爆破，边坡轮廓爆破成孔率要求达到90%以上，若有个别地方发生超爆或欠挖，超爆凹槽部位采用浆砌片石嵌补填至监理工程师满意为止，欠挖部位采用人工浅孔爆破或风镐凿平，确保边坡平顺（用3米检验不大于10cm）、稳定。

D: 安全防护

① 爆破器材的存放地点在黄岐隧道出口山凹处，炸药和雷管库距离不小于50m，并且用浆砌片石或砼建筑，外围铁丝网，设专人看守，火工品运输、领取、使用严格按照公安部颁布的《爆破器材管理办法》及《爆破安全规程》执行，爆破员和安全员检查爆区和警戒范围，确认无误后起爆。

② 施工前划定爆破危险区，在危险区的边界设臵标志，显示爆破时间和警戒信号，爆破前专职安全员通过手持扩音装臵警告危险区域人员在爆破前撤出危险区域，爆破时，无关人员撤离危险区，在危险区的四周入口或附近道路设臵标志和安全员，相邻两安全员之间能够互相通视，防止人员和牲畜进入警戒线以内。

③ 配备对讲机向施工负责人汇报，由负责人向爆破员下令起爆后方可施爆，爆后15分钟方准爆破员进入爆区检查，安全员同时检查各自警戒范围，确认无异常情况后向施工负责人汇报，由施工负责人下令解除警戒，人员和机械方可进场施工，否则任何人不准离开岗位和进入爆区。

④ 爆后发现盲炮，立即报告施工负责人和技术人员，确定盲炮处理方法，边坡有松动岩石时及时清除。

⑤ 爆破后对震动监测数据进行处理，检核爆破震动的危害是否在允许范围，根据实际结果调整同段雷管起爆药量，控制减少爆破震动到允许范围内。

⑥大雨天、夜晚严禁进行爆破作业，夜间钻孔作业必须有足够的照明和可靠的安全措施。

三、交通管制专项施工方案

1、施工方法的选择。

由于本路段属既有线路改造，施工过程中不能中断交通，在路基土石方开挖爆破施工过程中采取分段施工，临时封闭方法。在后期路面施工过程中采用分段、半幅施工的方法。

2、交通管制人员设臵及配臵器材

①交通管制人员设臵：专职安全工程师一名，负责交通管制的具体实施；安全检查员二名，分区段负责安全检查并向专职安全工程师汇报；设臵路障员二名，负责交通管制区段路障设臵、阻止车辆、人员、牲畜进入警戒区域；司机一名，负责紧急情况的交通运输及其它事项。②配备器材：扩音器一个；对讲机二部；竹杆路障二根；汽车一辆；夜间照明红色路灯若干；小彩旗围线若干；安全警示标志（前方施工，禁止通行标志2个；前方施工，限速5KM标志2个；前方施工，单向行驶标志2个；路宽间宽标志2个）所有标志均涂抹玻璃珠以利夜间反光。

3、交通管制办法：施工前划定交通管制区，在交通管制区的边界设臵标志，显示临时管制时间和设臵路障，安全员同时检查各自管制范围并向专职安全工程师汇报，专职安全工程师确认无异常情况后向施工负责人汇报，由施工负责人下达爆破指令，其后专职安全工程师确认爆破和清渣完毕后向施工负责人汇报，由施工负责人向交通管制员下达解除临时交通管制指令，并由交通管制员通知路障管理员单向解除交通管制，路障人员单向放行，先下行后上行，单向行驶放行管制时间为10分钟，在能保证双向行驶的条件下才可双向放行，并由交通管制员安臵好交通警示标志和夜间照明设施，专职安全工程师负责检查。

4、交通管制通知告示

连江县公安局公布东苔线整改工程交通管制方案 鉴于连江东苔线事故多发路段整改工程施工需要，结合黄岐至苔箓交通现状，特制定如下交通管制实施细则： ① 交通管制路段：黄岐加油站坡顶至大建村路段。

② 交通管制时间：2008年9月1日~2009年8月30日每天早上06：00~08：30，中午12：00~14：30，下午19：00~22：00。③ 交通管制期间禁止任何单位和个人车辆进入管制路段，7331部队及执行特殊任务的警务车辆除外。

④ 交通管制期间所有相关人员均需配合交通管制人员指令，车辆要停靠在合适位臵以保证车辆安全。

⑤ 请交通管制区域沿线单位和市民提前安排好工作和生活，选择好合理时间。请社会单位和广大市民给予理解和支持，自觉遵照执行。特此通告。

路堑洞室控制爆破技术设计 篇3

1 主要爆破参数设计

1.1 药包布置

1) 最小抵抗线, 第一层爆破药室底标高在155.00, 最小抵抗线W=18 m~22 m。

2) 药包间距, 取药包间距a=0.9~1.1 (W1+W2) /2。其中, W1及W2分别为相邻药包间的最小抵抗线。

3) 边坡保护层厚度, 通常药室中心至边坡的最小距离用M=RC+0.7B计算。本设计为确保边坡平整、稳定采用加大保护层的措施, 取边坡保护层厚度用下式计算:M=RC+0.7B+0.15W。其中, RC为药包压缩圈半径, RC=0.0623√u Q, 其中, u, Q分别为压缩系数和药室装药量, u取20。

4) 最小抵抗线W与药包中心到地面的高度H的比值, 取W/H=0.9~1.0。

5) 松动破裂半径用R=W×√1+n2表示。

6) 按照以上原则共布置19个药包, 各药包参数见表1。

1.2 药量计算

每个药室的装药量用下式计算:

其中, K为标准抛掷爆破时岩石单位耗药量, 当围岩为未风化岩石时K=1.4, 当围岩为弱风化岩石时K=1.0;e为炸药换算系数, 2号岩石硝铵炸药为1.0, 铵油炸药取1.15;f (n) =0.4+0.6n3, n为爆破作用参数, 取n=0.7;W为最小抵抗线。

本次爆破采用85%的铵油炸药和15%的2号岩石硝铵炸药或乳化炸药, 总装药量135.7 t。

1.3 起爆网络

采用塑料导爆管非电微差起爆网络, 洞内每个药室放2个起爆体, 每个起爆体装20发20段延迟雷管, 洞外均用毫秒7段雷管并接成“等间隔”毫秒起爆网络, 共分成7个起爆段别, 间隔时间200 ms, 分段最大药量25 554 kg。洞内20段毫秒雷管延时2 000 ms, 洞外总延长时间1 400 ms, 当洞内第一响药包爆炸时, 洞外联接雷管已全部引爆, 激发能量全部传到每个药包里, 网络传爆可靠。

为保证网络传爆可靠, 在起爆前, 对网络进行1∶1的引爆测试, 确保网络传爆的可靠性和延时的准确性。

2 爆破安全检算

2.1 爆破振动速度检算

根据《爆破安全规程》的有关规定, 爆破地震安全距离按下式计算:

其中, R为爆破地震安全距离, m;Q为分段起爆药量, kg, 本次爆破分组最大药量为25 554 kg;V为地震安全速度, 一般房屋取V=2 cm/s~3 cm/s, 本次爆破取2.5 cm/s;K, a分别为场地系数和衰减指数, 本爆区坚硬岩石取K=100, a=1.5。

计算得爆破地震安全距离R=344 m小于爆源至周围居民住房距离, 因此爆破地震是安全的。

2.2 个别飞石距离

药包抵抗线方向的个别飞石距离可按下式计算:

其中, Kn为与地形、地质、气候等因素有关的系数, 取Kn=1.2;W为最小抵抗线的最大值, 本次爆破最小抵抗线的最大值为22 m;n为爆破作用指数, 本次爆破n=0.7, 则最大飞石距离为:Lmax=20×1.2×0.72×22=258.72 m。

最小抵抗线方向个别飞石较远外, 其他方向的飞石可控制在150 m以内。

2.3 冲击波

本设计是按松动爆破设计的, 同时用的大部分是铵油炸药, 只要按照设计进行装药、回填, 不会有冲击波产生危害。

3 爆破方量与爆破器材

1) 爆破方量, 本次爆破共松动石方188 880 m3 (见表2) 。

2) 炸药150 t散装。其中2号岩石硝铵散装炸药20 t (25 kg/包) 。铵油炸药130 t (25 kg/包) 。

3) 非电毫秒雷管。a.导爆管毫秒雷管20段200发, 带5 m长导爆管 (其中部分用于试验) 。b.导爆管毫秒雷管7段150发, 带5 m长导爆管。

4) 塑料导爆管15 000 m。

5) 塑料套管100 m, 导爆管4通1 500个。

4 爆破效果

本次路堑爆破石方总量188 880 m3, 平均用药量0.72 kg/m3。爆破后预留保护层基本完好, 达到一次爆破成型。

摘要：以某高速公路路堑洞室控制爆破工程为例, 从药包布置、药量计算、起爆网络三个方面介绍了主要爆破参数设计方法, 并对爆破安全进行了检算, 阐述了爆破方量与爆破所用的器材, 达到了一次爆破成型的效果。

关键词：路堑,洞室,爆破,炸药

参考文献

爆破作业安全控制措施 篇4

1)爆破施工队伍必须具有建设部核发的资质文件，资质文件在年检有效期内。并建立有施工作业安全操作规程。参加爆破作业人员必须有公安部门核发的岗位操作证。

2)运输炸药必须使用专门车辆，由有资质的人员负责押运。

3)建立有爆破器材领取、发放、退还台帐。

4)每日剩余的爆炸药品必须送至公安部门指定场所储存。严禁在现场私自储存。

5)禁止爆破器材与施工人员同车运输，或者将爆破器材与值班人员同置一室。

6)爆破作业前清除爆破地点周围300米范围内所有人员，在能进入爆破区域的道路或其他可能有人通行的地方设置隔离绳和安全警告标志。内容应有词语“前方爆破，请勿进入”。

控制爆破设计 篇5

魁峰山隧道设计为上下行分离的四车道小净距隧道, 左右洞最小净距9~10m, 最大埋深70m。本隧道左幅Ⅳ级围岩213m, 占42%, Ⅴ级围岩295m, 占58%;隧道右幅Ⅳ级围岩240m, 占47%, Ⅴ级围岩267m, 占53%。施工难点是隧道开挖, 特别是通过向斜部 (K111+720) 前后80米范围内岩体破碎地段的施工。

2施工方案确定

针对魁峰山隧道小净距爆破及地质条件, 采用从出口进洞, 单头掘进, 台阶法组织施工, 保持“严注浆、短开挖、弱爆破、强支护、勤量测、早封闭”的施工方法。洞身开挖采用光面爆破, Ⅴ级围岩区段采用三台阶分部开挖法, Ⅳ级围岩地段采用两台阶开挖法。小净距隧道后进洞施工对先进洞影响相对较大, 特别要控制中夹岩柱加固注浆的施工质量。

3洞身开挖爆破设计、爆破参数选择及炮孔装药量计算

针对魁峰山隧道的软弱围岩及断层破碎带地段, 严格按照“先预报、管超前、短开挖、弱爆破、强支护、勤量测、快封闭”的原则进行爆破设计, 根据本隧道围岩地质情况, 针对性的选择施工方法 (V级围岩段施工开挖采用三台阶开挖法, 超前支护;Ⅳ级围岩段施工开挖采用上下断面中长台阶法施工) , 施工时区别不同围岩采用合理的进尺, 选用合适的爆破参数和装药量, 以达到既提高施工进度, 又能保证施工安全的目的。

3.1爆破设计

采用光面爆破, 光面爆破炮眼残留率要求Ⅳ级围岩达到70%以上, V级围岩达到55%以上。开挖主要采用光面爆破掘进作业, 严格控制超欠挖, 减小扰动围岩。在过程中要结合本隧道地质情况进行爆破试验, 根据试验修正参数, 以达到最优效果。

(1) 根据围岩特点选择周边眼间距 (直接控制开挖轮廓面平整度的主要因素) E=Ki×d, 一般情况下E= (8~12) d (d为炮眼直径) , 周边眼的最小抵抗线W= (1.0~1.5) E, 辅助炮眼交错均匀布置, 周边炮眼与辅助炮眼眼底在同一垂直面上, 掏槽炮眼加深20cm。E、W值在施工过程可根据爆破效果和岩层调整。

(2) 周边眼采用间隔装药, 严格控制装药量, 药量沿炮眼全长均匀分布, 导爆索起爆。

(3) 魁峰山隧道工程设计爆破等级为D级。

3.2参数选择与装药量计算

(1) 孔深Ⅳ、Ⅴ级围岩取1~2m。

(2) 周边光爆孔或预裂孔孔网确定:根据a/w=0.7~1.0原则确定, a取50cm (a一般为45~60cm) ;w取60cm (w一般为50~80cm) 。

(3) 本隧道为Ⅳ、Ⅴ级围岩, 周边眼线装药密度q线取250g/m。

(4) 掘进孔孔网参数确定:掘进孔孔网根据单孔装药量负担面积确定:a.w=S=Q单/q.l。Q单—单孔装药量;q—单耗;l—孔深;a—孔距;w—抵抗线;S—炮孔负担面积。

(5) 单耗根据类似经验, Ⅳ、Ⅴ级围岩周边眼取0.25kg/m3、断面开挖取0.7~1kg/m3。

(6) 楔形掏槽采用九孔掏槽, 其中间孔为空孔, 一般不装药, 为确保掏槽抛碴, 可在底部少量装药, 最后起爆抛槽渣。

3.3装药布置、钻孔设计

根据本隧道地质状况和围岩级别划分情况, 爆破设计按Ⅴ级和Ⅳ级围岩有仰拱台阶法开挖法进行设计, 本次设计台阶开挖法是按Ⅴ级围岩开挖断面外轮廓线进行设计的, 可根据Ⅳ级围岩的岩性和断面外轮廓线作适当调整, 用于Ⅳ级围岩开挖。

Ⅴ、Ⅳ级围岩台阶法开挖炮眼布置图如图1。

3.4装药、填塞和起爆网路设计

3.4.1装药方法、装药结构。采用人工用木制炮棍装药, 周边眼为光面或预裂爆破, 采用小直径药卷 (Φ20) 空气间隔装药结构。掏槽孔和掘进孔、底板孔采用特制药卷 (Φ32) 连续装药结构。

3.4.2炮孔堵塞。堵塞作用是使炸药在受约束条件下能充分爆炸, 以提高能量利用率, 堵塞长度因炮眼不同而不同。最小堵塞长度不小于20cm。采用炮泥机现场加工炮泥, 要求堵塞密实, 不能有空隙或间断。

3.4.3网络设计及起爆方式。起爆网路采用复式联结网路, 按如下顺序连接:

孔内雷管分组→周边孔导爆索并接→同段非电雷管双发簇连→双导爆索雷管起爆。每一簇即“一把握”, 导爆管在自由端15cm以上处, 安装2个引爆雷管, 各簇导爆管在自由端10cm以上处安装2个引爆电雷管, 起爆采用双发导爆索雷管起爆。孔内使用非电毫秒雷管和导爆索 (周边孔) , 孔外使用非电毫秒雷管传爆。

3.5爆破安全距离计算

3.5.1爆破振动计算。隧道控制最大段装药量为, Qmax=418kg。

3.5.2爆破冲击波超压的影响。由于隧道施工方向为水平, 而隧道洞室爆破均在地下, 冲击波不会造成影响洞口周围建筑。

3.5.3爆破安全距离。爆破时, 人员安全距离取150m, 巷道内非机动设备安全距离取100m。

3.6施工控制要点

3.6.1炸药与岩石的阻抗匹配。根据魁峰山隧道围岩情况及以往施工经验, 采用爆速为4500~5200m/s、密度为0.95~1.18g/cm3的乳化炸药。

3.6.2掏槽眼装药量及装药结构。根据类似工程经验, 使用大面积深孔楔形掏槽技术, 掏槽眼装药系数选择在70%~85%。眼底加强装药, 堵塞长度不小于40 cm。控制好药卷之间的殉爆距离, 最小不小于20 cm。起爆采用Φ32乳化炸药、毫秒间隔非电雷管。为防瞎爆, 采用双雷管反向起爆。根据几次实际爆破效果对各参数进行调整。

3.6.3钻眼。钻眼必须由技术人员在掌子面按设计准确定出掏槽位置和尺寸。钻眼时掘进眼保持与隧道轴线平行, 除底眼外, 其它炮眼口比眼底低5cm, 以便钻孔时的岩粉自然流出, 周边眼外插角控制在3~4°以内。掏槽眼严禁互相打穿相交, 每列掏槽眼和扩槽眼应尽量布置在同一直线上, 眼底比其它炮眼深20cm。

掏槽眼要控制好方向和装药量, 开口的倾斜度可以通过用卷尺测量钻臂尾部到托架中心的水平距离确定钻杆的开口角度。

3.6.4装药。装药前炮眼用高压风吹干净, 检查炮眼数量。装药时, 专人分好段别, 按爆破设计顺序装药, 装药作业分组分片进行, 定人定位, 确保装药作业有序进行, 防止雷管段别混乱, 影响爆破效果。每眼装药后用炮泥堵塞。

3.6.5光面爆破效果验收:符合设计文件及施工规范的要求, 爆破后围岩面应圆顺平整, 无欠挖, 平均线性超挖面不超过20cm, 且围岩面上无粉碎岩石和明显裂隙, 以减少对围岩的施工扰动。

3.7控制爆破的重要性

把好隧道开挖首道关, 控制爆破施工质量的好坏不仅直接影响着隧道的质量和安全, 还制约着工程进度、工程造价、施工管理等。通过控制爆破减少对围岩的影响, 最大程度地降低对围岩的损伤, 保持围岩固有的自支护能力, 保证了工程质量和安全。如果隧道爆破控制不好, 软弱围岩段容易发生塌方, 硬质围岩中极易出现超欠挖, 处理这些问题直接影响到后续工序的速度, 影响总工期。经测算, 隧道每延米超欠挖1 cm, 将增加成本投入近200元~300元, 直接影响隧道施工成本。

结束语

魁峰山隧道在Ⅴ级和Ⅳ级围岩钻爆开挖过程中, 应用控制爆破技术取得了良好的效果。首先在实际施工过程中降低了围岩的干扰震动, 提高了施工安全性, 增大了社会效益;其次还解决施工成本高的问题, 从而产生更大的经济效益。本文通过对控制爆破技术在施工过程中的应用实践, 从而对控制爆破技术有更深入的了解, 更希望本文能为相关类型的施工提供参考数据。

摘要：对麻竹高速随州西段小净距隧道 (魁峰山隧道) 控制爆破设计方案及实践应用情况进行了总结, 主要阐述了小净距隧道爆破施工过程中钻孔、装药、起爆网络的控制技术和施工工艺, 以期为同类型工程项目的实施提供借鉴。

关键词：小净距隧道,控制爆破设计,实践

参考文献

[1]公路隧道施工技术规范 (JTG-2009) .

控制爆破设计 篇6

关键词：称重传感器,经济成本,STC单片机

在建立成本与装药量的模型中需要解决2个问题:

(1) 解决快速性, 采用铝制单点式称重传感器MODELNO1004来解决快速性。

(2) 解决精度和稳定性, 本文采用CS5532, CS5532是24位超低噪声PGIA模数转换器, 可以直接测试差分电压, 分辨率、精度能够保证。

1 矿井下快速称量炸药硬件设计

本测量仪硬件整体包括称重传感器、C S 5 5 3 2、单片机 (STC89C52) 、数码管显示、按键、与PC机的串口通讯接口, 整个系统功能是CS5532读取称重传感器的数据, 通过单片机进行处理, 数码管显示实际的重量, 完成与PC机通讯。

2 软件设计

CS5532与单片机的通信是通过串行接口来完成的。它的串行接口有四条线[4]:CS、SCLK、SDI和SDO组成。CS为片选端, 串行使能控制线, 低电平有效。电路设计中已直接接地, 所以程序不用再置低电平了, SCLK为串行时钟, 是数据输入和输出的控制时钟, 是SDI为串行数据输入端。SDO串行数据的输出端。

在程序设计时, 要写CS5532内部的制定寄存器, 用户必须先向ADC输入相应的书写命令, 然后跟随32位的导入数据, 严格遵循CS5532时序。

上位机通讯协议, 上位机监测软件的编程语言为VB6.0, 采用通信控件Mscomm, 通信之前首先要设置端口号、起始位、停止位、校验、波特率。

3 成本控制优化结果

本文主要选取2009年到2012年国内40家矿井拆除施工成本与炸药量控制的相关数据进行实证分析。通过对矿井施工过程的成本信息报告的整理得出矿井拆除过程的成本数据, 其中, 在使用本文设计的仪器前后, 通过专家打分计算出权重, 可得出成本控制的变化数据。

本文运用统计软件SPSS17.0检验了使用新型仪器后的成本控制变量要素的共线性, 分析结果表明变量T值在0.7之上, 且VIF也在预定值10之下, 这就证实了爆破成本变量与仪器使用间的多重共线性问题不严重, 可以进行回归分析。为了进一步检验矿井爆破成本与仪器使用之间的关系, 本文对其进行假设回归检验, 在2009-2012年中矿井爆破成本增加 (CC′) 与成本 (CQ) 两者之间的相关系数值分别是0.224、0.532、0.321与0.631, 表明随着仪器使用率不断增加, 成本是在不断降低的, 但是在2011年成本控制的过程变得缓慢, 也就说明在一定时间段内装药设备的不断增加, 对成本降低速度较快, 但是达到一定程度之后就会趋于平缓, 这就验证了本文提出的观点;矿井爆破成本的降低 (CC*) 与设备使用 (CQ) 两者之间的相关系数值分别是-0.321、-0.384、-0.446与-0.478, 说明随着设备的不断应用, 成本也在不断下降, 这就检验了本文提出的观点。

参考文献

[1]周跃钢, 吴昌林, 陈光前.AD7730在发动机燃油消耗测量仪中的应用.电子技术应用, 2005, 第8期.

[2]陈旭, 孟金甫, 谷惠平.AD7730在强力试验机数据处理系统中的应用.中原工学院学报, 2004, 8.

[3]郭彪, 骆远福, 孔淼, 李作武.AD7730在高精度电子秤中的应用.兵工自动化, 2005, 第24卷第2期.

石方爆破控制措施 篇7

a.对岩层的节理发育及层理走向情况了解不够充分。至使钻孔位置选择不当, 药量估计不足。从而造成边坡的坡度、凸凹度差。

b.在钻孔前, 放样的准确性差, 至使上下口坡脚的宽度有误差。

c.爆后的质量跟踪检验工作不充分, 致使对不合格处没有采取有效的控制措施。

因此针对以上在爆破过程中易产生不合格品及潜在不合格品的原因, 特制定以下预防措施:

1 施工前对爆破队及爆破方案的选用

被选用的爆破队必须具有专业资质证书和爆破证, 而且具有多年的爆破经验和较高的业务水准以及在以往施工中有着良好形象的爆破队伍优先选用, 因为这样的队伍对岩层的走向及节理发育有较深刻的了解, 因此可以确保其对钻孔位置及药量选择的准确性。最后在双方通过协商达成一致后, 签定爆破合同, 使其具有法律效力。具体爆破方案的选择要专业的工程人员及爆破队伍共同制定。石方开挖方案不同于一般的土方路堑, 由于爆破后的坚硬岩石奇形怪状, 对于其准确位置极难确定。为达到准确到位, 决定采取随时跟踪放样的方, 利用光电测距确定准确的距离, 利用水准随时确定上下坡口高差, 随时画线以确保机械可以准确拉坡。为使坡度更加精确, 采取分二层开挖, 每三米一层进行坡度控制, 待第一层坡度成型后, 再开挖第二层边坡, 以使最终各点坡度达到完美。

石方开挖还应当重视边坡稳定, 一般宜选用中小炮爆破。对风化较严重, 节理以育或岩层走向对边坡稳定不利的石方开挖, 宜用小型排炮微差爆破。开挖前应充分作好排水设施, 设置截水沟以排除路堑上方边坡地表水对边坡坡面的冲刷。采用爆破法施工时爆破后应及时清理移运石碴, 边坡上不得有松石、危石等。突出及凹进尺寸不应大于100mm, 否则应用人工清凿或浆砌片石补砌凹陷的坑槽, 以维持岩体的稳定。当爆破临近设计边坡及路面标高时, 应当谨慎用药, 炮位设计和钻孔应视放药量及炸药的强度而定, 严格控制打眼儿深度, 使其整齐化一, 对于地质条件比较复杂的部位应预留一定厚度的土石方, 由人工或机械小心开挖, 以达到设计标准, 防止超挖、超宽等不合格现象的发生。

2 爆破前测量放样数据的准确性

由于本段地表横坡过陡, 一次放样难以达到精度要求, 因此我们采用勾股定理趋近积聚法进行边坡二次放样。首次放样由各工段长参考设计横断图判断应设的台阶数和边坡坡率, 弱风化路堑边坡坡率为1:1, 挖方边坡高度大于6米时设一台阶, 碎落台宽2米。利用水准仪配合光电测距仪测量高差, 然后用光电测距仪打出倒数第一道台阶的边点, 然后按1:1向外放坡, 逐渐接近, 直到最后定出坡脚位置并做上标识。在确定坡脚位置之后, 为使爆破后的坡面平整和爆破碎石的可再利用, 要求爆破队必须采用3m×3m的小孔微差爆破, 在放样中, 明确画出每层碎落点, 在每层碎落台之间的边坡点要加细加密, 并给出详尽的爆破深度。并由专人进行二次校核后, 交付使用。

3 质量检验及保证措施

爆破现场应有工段长或化验员监督爆破, 每爆每检, 尤其是接近设计边坡坡度或设计标高时, 应适当增加检测次数和频率 (4-6断面/200m) 。检查是否有多爆现象, 一经发现应及时制止, 并立即停止爆破, 分析原因, 并由专人填写不合格原因调查报告表, 组织召开会义, 研究纠正措施并定期检查。

摘要：爆破施工法是一项技术含量较高的施工工艺, 而且它对环境、质量、安全措施等的要求也是相当的复杂。其中边坡的坡度、凸凹度及上下口坡脚的宽度等是尤为重要和及易多次发生不合格现象的地方。针对石方爆破控制措施进行了论述。

控制爆破设计 篇8

1大孔径采矿爆破技术分析

1.1选择合适炸药类型,科学爆破实验

在施工过程中,影响爆破效果的主要因素是岩石的类型和炸药的性质。在选择炸药过程中,当岩石的阻抗和炸药爆炸后产生的冲击力相等之后,爆炸所产生的能量系数最高,对矿山产生的爆破效果最佳,但是在采矿爆破工程中,很多岩石往往都是高阻抗严重,而现阶段炸药所产生的阻抗较低,岩石和炸药之间的匹配很难达到理想效果,因此,在高阻抗岩石爆破过程中可以选择使用乳化炸药。

1.2崩矿方式和爆破规模

大直径深孔采矿技术应用过程中,所采用的崩矿方法通常有3种,一种是VCR法崩矿也就是下向倒斗崩矿,还有2种是VCR法切槽和全孔一次性侧向崩矿,如图1所示。

其中第一种崩矿模式在采场爆破频率高,但是整个施工作业量较大,作业成本较高,规模小。而后2种崩矿模式虽然爆破量较大,但是这2种爆破模式的爆破量难以控制,对采场的稳定性会造成严重影响,为此,为了更好的控制爆炸程度,并且更好提升爆破效果,可以采用VCR切槽和分阶段侧向崩矿的采场崩矿方式进行爆破。具体施工过程中,先使用VCR法形成竖向切割槽,然后以这个槽作为自由面,进行分阶段的侧向崩矿,通过控制这种崩矿方式的高度额和距离更好控制爆破的规模。通过爆破地震效应测试,应用上述爆破方法为了切实保证回采过程始终处于稳定阶段,采场炸药最大用量不能超过6t,最大单响炸药量不得超过800kg。而矿柱采场爆破最大规模用药量为4t,最大单响用药量不得超过300kg。

1.3切槽爆破和分段侧向崩矿

为了更深度分析切槽爆破和分侧向崩矿以及采场破顶爆破的地震效应对采场的影响,我需要我们对上述的3种爆破方式进行全面的地震效应测试,从而帮助我们确定合适的爆破规模和爆破参数。通过对这3种爆破技术的测试数据进行二元回归计算和方差统计分析,结果显示VCR切槽爆破技术初始质点的峰值震动速率最大,同时地震效应的衰退速率最快,爆破所带来的影响程度在单位面积内最大单响用药量的基础上,随着切槽面积不断增加而减小。而分段侧向崩矿技术的初始质点的峰值震动速率最小,但是其地震效应的衰退速率最慢。而采场破定爆破的地震效果和VCR切槽爆破技术基本相同。通过对上述3种崩矿方式进行研究分析,我们发现采场适合采用小断面的切槽模式,然后采用高分段侧向崩矿技术模,通过具体实验测试,切槽面积维持在9m2和16m2比较合适,而侧向崩矿分段距离维持在15m~28m之间在比较合适。矿柱采场现场适合采用大切面面积的切槽和小分段侧向崩矿模式,一般情况下切槽面积控制在100m2左右,侧向崩矿的分段高度一般控制在6m左右。在具体爆破过程中,VCR切槽爆破结构是炮孔下部堵塞0.8m~1.0m,整个炸药包重量为30kg,炮孔上部堵塞1.0m~1.2m。分段侧向崩矿的炮孔结构为下部堵塞0.8m~1.0m,单层炸药包重量为25kg作用,炮孔内空气间隔0.8m~1.0m之间,炮孔上半部分填埋湿润沙子1.2m~1.5m左右。在采矿进行爆破过程中,采用VCR法切槽和分段侧向爆破技术可以有效控制好爆破量和爆破规模,从而能够更好的控制采矿对采场边界的影响,并且还能够为边排孔实施控制性爆破奠定坚实基础,更有利于保证和采场的安全和稳定。

2大孔径采矿采场边界控制爆破技术分析

2.1做好光面爆破和强化松动爆破工作

在采场边排孔爆破过程中,其是影响采场边界整齐程度的关键性因素,并且还会对采场整体的稳定性产生影响。为此,在进行爆破过程中我们需要采用光面爆破技术,确保采场边界的整齐度和稳定性。同时还要在采场边界实行加强松动爆破技术,缓解边排孔进行光面爆破过程中对填充体造成的破坏。首先,做好光面爆破工作。这项爆破技术主要是沿着设计的开挖边界钻凿一排光爆孔,然后向其中添加少量的炸药,安装一般采用不耦合模式装配,在主体超前爆破之后,在爆炸孔中的每一个炸药包都有临空面,当炸药爆破之后能够形成一个平整的光滑面。在具体施工过程中,爆炸孔的直径一般维持在1.65m左右,每一个爆炸孔之间的间距为2.0m~2.2m之间,抵抗线维持在2.5m左右,不耦合系数维持在3.0左右,炸药装配密度维持在每米5.75kg左右。在采用这种爆破技术进行作业发过程中,有些矿体由于存在岩体弱面,当空去长时间暴露在空气下后,在岩壁会出现局部片落的现象,因此,在光面爆破完成之后,还要结合矿场实际地质环境,做好填充工作,尽量减少采场空区暴露在空气中的时间,确保整个采场能够正常稳定的开展开采工作;其次,加强松动爆破。在具体爆破过程中,考虑到光面爆破户对采场的矿柱产生一定的地震作用,导致矿柱出现严重的破坏现象,从而严重影响到周边岩体稳定性,使其遭受到严重的破坏现象。矿柱回采时,两侧主要为填充体,为了更好的保护两侧的填充体,需要按照相关原理,对边排孔实行松动爆破。通过实际工程测试我们发现,加强松动爆破之后,有效降低了爆破对两侧填充体所造成的破坏。

2.2引爆方式

现阶段,在大孔径采场中爆破方式主要采用非电起爆系统,起爆雷管是高精度等间隔毫秒雷管,段别间微差间隔时间为25ms。在爆破过程中如果采用VCR法切槽爆破,应该保证中心首响切槽炮孔所爆破的岩体是破碎的,并要保证在即将抛出时将后响炮孔引爆,一般情况下,合理引爆时间75ms~100ms之间,边孔间时间间隔应该控制在50ms以内。如果采用的分段侧向崩矿爆破模式,则应该保证采场中间炮孔采用群孔引爆,引爆模式采用一字型引导,引爆孔数量控制在3~4个左右,这样可以显著降低引爆过程中对采矿边界所造成的影响,如图2所示。

3结论

首先,在选择采矿爆破方式过程中,应该结合矿床地址类型,围岩结构是否稳固而综合确定,其中分段侧向崩矿技术具有操作稳定,灵活多变,应用性强的特点,在实际生产过程及具有较高的应用价值;其次,随着爆破技术的应用和发展,采场边界控制爆破技术逐渐应用成熟,在具体爆破过程最单响炸药量应该控制在800kg~1000kg左右,矿柱采场最大用药量应该控制在400kg以内,在做好光面爆破工作的基础上,还要做好松动爆破,切实保证采场的稳定性。

参考文献

[1]池恩安,赵明生,梁开水,等.自由面数量对爆破地震波时频特性影响分析[J].爆破,2013(2):16-20.

[2]孙鹏伟.光面爆破在凡口铅锌矿间柱深孔爆破中的应用[J].采矿技术,2012(4):84-86.

[3]姚曙.异质界面控制爆破技术在凡口铅锌矿的应用[J].采矿技术,2012,12(1):90-91.

[4]刘优平,龚敏,赵江倩,等.近充填体崩矿过程爆破振动控制研究[J].矿冶工程,2011,31(5):13-17.

[5]史秀志,邱贤阳,张木毅,等.凡口铅锌矿无底柱深孔后退式崩矿嗣后充填采矿法[J].采矿技术,2011(4):11-12.

陡峭石质路堑爆破施工控制 篇9

1 工程概况

新建通化—灌水铁路位于吉林省南部,沿线地貌以中低山为主以及丘陵地貌,地形陡峻,冲沟发育。在大雅河流域可见大量的悬崖峭壁地貌以及岩堆现象,景观奇特。其中一段为DK76+647～DK76+740长93 m的深挖高边坡石质路堑,路堑陡峭。右侧距离路堑20 m为201国道,距离路堑150 m为居民区,爆破施工必须保证石方爆破质量及爆破安全。

2 爆破方案

由于该段路堑较陡、较深,且挖方量较为集中,根据现场实际和现有土石方施工机械设备状况,充分利用先进技术提高工效,决定主爆破采用松动爆破。同时为保证边坡质量,控制路堑边坡的超欠挖,决定在路堑边线处加钻预裂炮孔,实施预裂爆破来控制边坡的超欠挖,提高边坡的稳定性。依据工程特点,结合进度要求和资源配置等因素,采取按台阶纵向分层开挖的施工方案。爆破施工中采用深孔松动爆破结合预裂爆破和缓冲控制爆破工艺。

2.1 地形、地质情况

此段爆破区长度只有93 m,但总挖方量达60 000 m3,开挖宽度30 m,左侧最大挖深40 m,山体顺线路方向为左高、右低的形状,其纵向自然坡度为45°～65°,横向山体坡度为30°～80°。左侧边坡坡率从上至下为1∶1.5,1∶1.2,1∶1.2,1∶0.25,每10 m或12 m台阶高度设置2 m宽的碎落台。路堑右侧无边坡,要求全部爆破。此段路堑表面以下1.1 m范围内为细角砾土,以下3 m范围岩层为强风化页岩,属泥质页岩,新鲜的呈瓦灰色,风化后转为黄绿色。强风化岩层下为弱风化页岩,砂质结构,局部裂隙发育,微层理发育清晰,地层厚度大于50 m(见图1)。

2.2 预裂爆破

所谓预裂爆破,就是首先起爆布置在设计轮廓线上的预裂爆破孔药包,形成一条沿设计轮廓线贯穿的裂缝,再在该人工裂缝的屏蔽下进行主体开挖部位的爆破,保证不需开挖的岩体免遭破坏。同时考虑该段工程现场实际情况,预裂爆破不仅能够严格按照设计坡面进行爆破,分裂开的爆破体与原“母体”完全脱离,以后施工不再影响“母体”安全,而且对爆破区建筑物造成的地震波和飞石亦能够得到有效控制。

2.3 爆破地震安全间隔

为了保证爆破区两侧民房安全,凭据爆破安全规程划定对爆破地震安全间隔进行验算。通常砖石修建物地面的质点安全振动速率为3cm/s。爆破安全距离根据式(1)计算:

其中,R为爆破地震安全距离;Q为炸药量,取最大一段的药量500 kg;V为地震安全速度,取3 cm/s;m为药量指数,取1/3;K,a分别为与爆破点地形、地质等条件有关的系数和衰减指数,K取100,a取1.5。

计算结果为83 m,现场测定爆破中心距民房最小的水平间隔为150 m,验算效果评价,爆破对民房并无影响。

3 主要施工工艺的控制

施爆区周边范围调查→配备专业施爆人员→用机械或人工清除施爆区覆盖层→全站仪测定边坡开挖线→布孔→钻孔→爆破器材检查与试验→炮孔检查与废渣清除→装药并安装引爆器材→布置安全岗和施爆区安全员→炮孔堵塞→撤离施爆区强地震波影响区内的人畜→起爆→清除瞎炮→解除警戒。

3.1 开挖方式

根据现场坡势,挖掘机预先开通上山便道并清除施爆区覆盖层,采用纵向分层台阶法,台阶高度为6 m,开挖顺序为先第Ⅰ梯段,依次为第Ⅱ、第Ⅲ梯段,台阶平台尺寸现场机械情况及人员决定,线路右侧掘进为左侧横向梯段创造临空面。各台阶边坡第1排采用深孔预裂爆破,预裂孔在主孔之间,2排3排采用缓冲控制爆破。

3.2 炮孔布置

布孔前应先扫除爆破体外貌积土和破碎层,依据施工丈量确定的边坡线,从边坡预裂孔开始标定,路堑左侧的设计边坡线布置一排预裂炮孔。钻孔机械采用履带式潜孔钻机,预裂孔直径为100 mm,炮孔间距为2.0 m,炮孔深3.0 m～12 m,炮孔角度与设计边坡线一致。然后进行其他孔位的布置,其他炮孔采用梅花形布置。

3.3 钻孔

钻孔前,按设计位置在爆破体上准确标定炮眼位置,并认真检查机具能否正常运转,如有故障应及时修理或调换,以免卡钻、堵孔,钻到设计孔深后,检查成孔质量。在钻孔过程中,应严格控制钻孔的偏向、角度和深度。钻孔完成后,实时清理孔口的浮碴,清孔直接采用胶管向孔内吹气,吹净后,应检查炮孔有无堵孔、卡孔现象,以及炮孔的间距、眼深、倾斜度是否与计划吻合,如果可能影响爆破效果或危及安全生产,应重新钻孔。先行钻好的炮孔,用编织袋将孔口塞紧,防止杂物堵塞炮孔。

3.4 装药

装药前检查炮孔位置、深度是否满足要求,同时将孔中的岩粉、泥浆清除,在潮湿的孔中装乳化炸药。安放药卷时用竹杆将药卷顺次送入炮孔并轻轻压紧,装药时细心施工,防止挤压和撞击,造成雷管爆炸。炸药按每孔的计划药量分好,边装药边丈量,以确保装药密度符合要求。为确保能完全起爆,起爆体应置于炮孔底部并反向装药。

3.5 堵塞

堵塞物用粘土和细砂拌和,其粒度不大于30 mm,含水量15%～20%(一般以手握紧能使之成型,放手后不散开,且手上不沾水迹为准)。预裂孔堵塞时首先用纸将孔堵塞,然后再堵塞素土,但必须人工将导爆索拉紧以防脱落或炮杆折断,从而把开挖区与保护区分离开,达到“预裂”效果,主孔药卷布置后应立即进行堵塞,首先塞入纸团或塑料泡沫,以控制堵塞段长度(预裂孔口预留1 m～1.5 m,主爆孔口预留2 m～2.5 m),然后用木炮棍分层压紧捣实,每层以10 cm左右为宜,堵塞中应注意掩护好导爆索。

3.6 覆盖

它是控制飞石的重要手段,施工中采用两层草袋覆盖,先在草袋内装入砂土,覆盖后将排间的草袋用绳子连成一片,草袋覆盖时要注意掩护好起爆网络。

3.7 起爆

起爆前应布置安全岗和施爆区安全员,撤离施爆区强地震波影响区内的人畜,因该段紧邻201国道,需安排专职人员封闭道路,待起爆后确认无瞎炮及其他不安全隐患后方可解除警戒。

4 爆破效果与结论

从现场实际爆破情况来看,爆破完全按设计起爆顺序起爆,无“冲炮”现象发生,爆碴块度松碎均匀,适合机械装运,满足填方粒径要求。爆破后,在对周围建筑物进行检查时,未发现飞石与振动损伤现象发生。爆破开挖后坡面较为顺直、美观,达到了减小振动、稳定边坡、控制块度、提高边坡质量的目的。

可见施工中采用深孔松动爆破结合预裂爆破和缓冲控制爆破工艺,达到了预期的效果,既保证了路堑边坡坡度,又避免了对周边居民点造成的安全隐患。深孔松动爆破结合预裂爆破和缓冲控制爆破工艺满足进度、安全、质量的要求,在类似路堑爆破施工中可供借鉴。

参考文献

[1]关为民.石质路堑深孔爆破设计与施工[M].北京:铁道建筑,2006(3):89-93.

[2]杜咸卫,曾赞文.复杂环境下中深孔爆破在石质路堑开挖中的应用[J].内蒙古公路与运输,2010(10):61-65.

[3]朱金福.预裂爆破技术在公路石质路堑开挖中的应用[J].山西建筑,2010,36(9):275-276.

[4]王业好.光面预裂爆破技术在石质路堑边坡开挖中的应用[J].科技情报开发与经济,2002(8):171-172.