2012年新版爆破工程技术人员培训设计题-案例分析题参考

岩土爆破设计与案例分析试题参考答案23第一部分 设计题参考答案（内部资料，个人见解，错误难免，仅供参考，灵活使用）设计1：总体方案：采用露天浅孔台阶松动爆破，边坡部位采用预裂爆破。将7.5m高的开挖体分5层进行爆破，每个台阶高度为H=1.5m。（1）由于是浅孔爆破，所以选择炮孔直径为40mm。假设岩性为中硬岩，单位炸药消耗量q可取0.35 kg/m3。由公式导出，爆区岩性属中硬岩，K和分别取200和1.65，R=40m，国家重点文物允许质点振动速度取v=0.3cm/s。将已知数据代入公式，计算得Qmax=0.5kg。为了控制爆破振动，确定单孔装药量Q=0.45kg50万t，属于中型矿山。由于岩石是石灰石，f=8-10，属于中硬岩石，炸药单耗q=0.4-0.5kg/m3左右，根据爆破参数计算得炸药单耗q=0.46kg/m3。选取台阶高度H=10m，每次爆破所需总药量Q总=qV次=0.467500=3450kg每次爆破所需总孔数n总=V次/（abH）=7500/（4.03.510）=54个；每次爆破所需总延米数L总=n总L=5411=594m；潜孔钻机所需数量N钻： 式中 L班-每班需钻孔米数，m；L班=V天/（abH）L/2=1000/(4.03.510) 11/2=39.3m；p1-钻机台班效率，m/（台班）；p1=30 m/（台班）；e-废孔率，一般为3%-6%，取5%。将数据代入上式，得N钻=1.38台，取2台。根据矿山的规模，选用2m3的单斗挖掘机用于铲装，其生产效率可用下式计算：式中，V挖挖掘机生产率，m3/h； V铲斗容积，m3，取值为2 m3； n挖掘机每小时循环次数，取值为160次； Kc铲斗充满系数，对于岩石取0.5-0.9，取值为0.7； Ks松散系数，1.5。将数据代入上式，计算得V挖=149 m3/h。挖掘机的台班效率，按下式计算： 式中，VB挖掘机台班实际生产能力，m3/(台班)；V挖挖掘机技术生产能力，m3/h；T班工作时间，h，取值为8；h班工作时间利用系数，即铲装时间占班工作时间的比例，取值60%。将数据代入上式得，Vb=715.2 m3/(台班).所需挖掘机的数量N挖=V天/2/ Vb=1000/2/715.2=0.7台，取1台。选用自卸汽车进行运输，车箱的容积与铲斗的容积比选为5，得车箱的容积为52=10m3，所以，选用载重量为20t的汽车。自卸汽车的需求量可用下式计算： （1）式中 N自卸汽车需求台数，台； Qy露天矿年运输量，t/a，Qy=30万m32.6t/m3=78万t； QB自卸汽车的台班生产能力，t/（台班）； NB每日工作班数，NB=2； m矿山工作日总数，d；m=300d； k2自卸汽车不均衡系数，k2=1.1-1.15；取1.1； k3自卸汽车的出车率；取0.75。QB用下式计算： （2）式在 q自卸汽车载重量，t；20t； T自卸汽车的班工作时间，h；取8h； k1自卸汽车的载重系数，取0.85； 自卸汽车的班工作时间利用系数，取0.75t自卸汽车的运输周期，min；该值对汽车需求量影响很大，主要取决于装车时间，行驶时间，卸车时间，等待装车时间；行驶时间取决于运输距离和行车速度。假设运输距离为3km，汽车平均运行速度为30km/h，则t=15-20min，取t=18min。将数据代入公式（1），计算得：QB=340t/（台班）。再将数据代入公式（1），计算得：N=5.6台，取N=6台。（2）爆破参数孔径：d=100mm；超深：h=（10-12）d，取10d，得h=1m；孔深：L=H+h=10+1=11m；填塞长度：Lt=（20-30）d，取28d，得Lt=2.8m；装药长度：Lc=L-Lt=11-2.8=8.2m无水的条件下可以采用铵油炸药，装药密度药=0.8/cm3,则每米长炮孔可装药7.85kg；单孔装药量Q=7.85Lc=7.858.2=64.37kg；排距b=w=（25-45）d，取35d，则b=3.5m；采用三角形布置炮孔，a=mb=1.153.5=4.0m；单位炸药消耗量q=Q/（abH）=0.46kg/m3;（3）起爆网路设计每个爆区包括54个炮孔，分3排，每排18个炮孔，采用孔内、外毫秒微差斜线起爆（大孔距、小抵抗线），起爆网路如下图所示。 采用高精度导爆管雷管起爆。孔内采用400ms延期的导爆管雷管。孔外相邻孔之间统一使用25ms延期雷管连接，连接方法如上图所示。图中每个孔口位置的数字表示地表延期到该孔时所用的时间，单位为ms。（4）飞石安全距离按照爆破安全规程的规定，露天深孔爆破时，个别飞散物对人员的最小安全距离为200m。露天爆破个别飞石安全距离可以参考硐室爆破个别飞石的安全距离计算公式：RF=20KFn2W式中 KF安全系数，一般取1.0-1.5；取KF=1.25； n爆破作用指数；该露天爆破是松动爆破，n值应小于1，但由于起爆时采用的是宽孔距、小抵抗线方式，所以n值应适当增大，取n=1； W最小抵抗线，m；W=3.5m。将数据代入公式，计算得：RF=87.5m12m2，岩石坚固性系数f=7-20时，炮孔深度L=1.5-2.2m。本题中S=12.16m2，f=14，所以选择炮孔深度为2.1m是合理的。在已知巷道断面面积和岩石坚固性系数的前提下，可以用下述公式计算出合理的炮孔数目：个。实际共布置41个炮孔，与计算值接近，所以布置41个是合理的。案例3：为了有效降低爆破振动效应、防止飞石滚石和确保爆破块度均匀，取得满意的爆破效果，还可以采取以下措施：（1）控制爆破规模。在满足生产需要的基础上，尽量缩小每次爆破规模，减小爆破振动。（2）控制最大同段药量。爆破振动的强度与最大同段药量成正比，所以通过采用逐孔起爆，甚至是单孔起爆，可以有效地减少最大同段药量，达到降低爆破振动的目的。（3）优化爆破参数。可能通过减小爆破参数（缩小直径，减小孔网参数），改善爆破效果，避免大块的产生。同时，可以降低同段药量，达到降低爆破振动的目的，并控制飞石的产生。（4）起爆网路。采用逐孔起爆技术或单孔起爆，控制最大同段药量和抛掷方向，控制飞石和爆破振动的强度。（5）炮孔填塞。采用大密度物质作为炮孔的填塞物，减小填塞长度，提高装药高度，降低炮孔口部位产生大块的几率。（6）间隔装药。适当地采用间隔装药结构，使炸药在炮孔中分布得更均匀，改善爆破质量，降低大块率，减小爆破振动。（7）工作线的布置方向。通常爆区的抵抗线方向产生的个别飞石最远，所以抵抗线方向应朝向正西，以减少飞石滚石对周围环境和建筑物的影响。（8）安全防护。在开挖区和保护对象之间采用预裂爆破，事先形成预裂缝，从而可以大大降低主爆区爆破时对保护对象的振动影响。案例4：采用以下方法可以控制块度级配和降低粉矿率：（1）装药结构。采用空气间隔装药，可以降低炮孔中炸药爆炸时在孔壁上产生的峰值压力，减小压缩圈半径，降低粉矿率。（2）线装药密度。通过采用不耦合装药结构，适当减小线装药密度，降低孔壁峰值压力，同样可以降低粉矿率。（3）单位炸药消耗量。适当地减小单位炸药消耗量，可以增大爆破后岩块的块度，减少粉矿率。（4）炸药爆速。采用低爆速的炸药，同样可以降低孔壁上的峰值压力，减小粉矿的产出率，增加块石的产出率。（5）抵抗线和孔间距。为了增大矿石的块度，可以通过增大抵抗线和孔间距，达到弱松动爆破的效果，从而增加块石的产出率。以上的措施应综合考虑，统一实施，以达到生产对块度的要求，同时又要考虑施工的方便性和生产成本。案例5：（参见220-221页）在实际爆破工程设计与施工中，通过以下几个方面体现精细爆破理念：（1）定量化的爆破设计。包括：爆破设计理论和方法；爆破效果的预测；爆破负面效应的预测预报。（2）精心施工。包括：精确地测量放样与钻孔定位；基于现场爆破条件的反馈设计与施工优化；精心的装药、填塞、联网和起爆作业等。（3）精细化管理。包括两个方面，一是实时监控，二是科学管理。实时监控包括：爆破块度和堆积范围的快速量测；爆破影响深度的及时检测；爆破振动、冲击波、噪声和粉尘的跟踪监测与信息反馈；炸药与起爆器材性能参数的检测；爆破监控信息的及时反馈等。科学管理的内容包括：建立考虑爆破工程类型、规模、重要性、影响程度和工程复杂程度等因素的爆破工程分级管理办法；爆破工程设计与施工的方案审查与监理制度；爆破技术人员的分类管理与培训体系；爆破作业与爆破安全的管理与奖惩制度等。案例6：（1）控制全耦合装药长度的方法：首先确定全耦合装药长度。通常底部全耦合装药段的长度不小于1.3倍底盘抵抗线，即1.34=5.2m，选取为6m。其次根据炮孔直径、装药密度、装药长度计算出装药量。第三采用散装炸药。第四在装药过程中控制装药量，并实时测量药高，控制全耦合装药长度。（2）上部装药量减半，对爆破效果影响如下：在炮孔不同深度对应部位的岩体受到的约束是不一样的。在底盘抵抗线附近，岩体受到的夹制作用最大，阻力也高，所以应加大装药量，通常采用全耦合装药。而在中上部的岩体，由于台阶坡面的存在，提供了自由面，岩体受到的阻力较小，所以需要的炸药能量较低，因此应降低装药量，避免爆破后，该部位的岩块过分粉碎和过分前抛。适当减少中上部装药量，可以降低炸药爆炸时炮孔中的峰值压力，降低对岩块的破碎和推移作用，使岩块的移动速度与底部岩块的移动速度基本一致，块度破碎更均匀。（3）为了达到同样的效果，可以采取以下措施：一是选择低威力炸药，即选择爆速低、密度小的炸药，降低炸药爆炸时的威力。二是减小炸药装填密度，在炸药威力一定的情况下，减小装药密度，同样可以降低炮孔中峰值压力，达到同样的爆破效果。三是采用空气间隔装药和全长不耦合装药。根据破碎岩体所的装药量，确定空气间隔装药的间隔长度，或是确定不耦合装药的不耦合系数，分别采用空气间隔装药和不耦合装药，都可以达到降低炮孔孔壁峰值压力的目的，从而减小单孔装药量，确保爆破质量。案例7：本设计中存在的不中之处有以下几点：一是孔网参数过小：采用直径150mm钻机，孔距为2.3m，排距2.0m，爆破对象是砂岩，属于中硬及以下岩体，孔网参数明显太小。二是炸药单耗过高：对于中硬岩体，进行露天浅孔爆破时，单位炸药消耗量应控制在0.4kg/m3为宜，而该设计选为1.2kg/m3，高出太多。三是单孔装药量高：对于孔深从0.6m到5.6m的炮孔，平均每孔装药22.7t/1436=15.8kg，炸药单耗又高，所以单孔装药量也高，致使爆破地震效应等有害效应突出。四是起爆器材选用导爆索：爆破时共消耗导爆索9600m，其中地表敷设4000m，导爆索本身具有很强的起爆能力，所以敷设在地表，会产生强烈的冲击波和爆破噪声以及爆破振动。五是齐发起爆，同段药量过大：该次爆破共消耗22.7t炸药，使用导爆索连接网路，属于齐发起爆，同段药量过大，造成民房受损等爆破危害。案例8：该爆破设计与施工工艺存在以下不合理和不安全因素：（1）开挖过程中，同段孔数多，同段药量大，每次爆破时对附近水库的坝体等建（构）筑物产生较强的振动，严重时会造成坝体产生裂纹等缺陷，影响坝体的稳定性。（2）孔网参数偏小，取排距b=W=（25-45）d，对于灰岩，可取35d，b=3.2m，按三角形布孔，a=1.15b=3.7m。（3）孔深过大。一般来讲，炮孔深度与炮孔直径成正比关系，对于直径为90mm的炮孔，孔深不宜超过8m。该爆破设计中全部炮孔孔深都为10m，显然偏大，而且爆破后，台阶平面不平整，所以应该根据地形高差的变化，调整每个炮孔的深度，最大不能超过8m，并保证孔底在同一水平面上。（4）装药过程中，工人将整包炸药直接倒入孔内，操作方法不当。装药时应根据设计定量装药，而且装药过程不能过快，应缓慢地进行。（5）采用石渣进行炮孔的填塞，填塞质量得不到保证，爆破时容易产生飞石，而且会影响爆破效果。应选用细沙、尾砂、沙土等物质进行填塞。（6）起爆时，两排为一段，共十四排，分别采用MS1至MS7段导爆管雷管，实施孔内分段延时起爆，起爆网路设计不合理。首先不应该将两排作为同段起爆，十四排炮孔至少要分十四段起爆，即实现排间微差起爆。其次，排间微差时间应随排数的增加而增大，不能都使用相同的时间间隔。考虑到水库坝体等构筑物的安全，应采用逐孔起爆，降低同段药量，减小爆破振动等有害效果。案例9：爆破对边坡的稳定有以下影响：（1）邻近边坡爆破时，爆破后岩体中的裂缝会延伸到边坡中，对边坡岩体造成永久性损伤。这种损伤程度随着爆破规模的增大而增加，随着爆源距离的缩小而增加。（2）爆破产生的振动会对边坡产生累积损伤，这种损伤累积到一定程度时，也会造成边坡的位移，甚至是滑坡等危害。爆破振动对边坡的影响程度也随着爆破规模的增大而增加，随着爆源距离的缩小而增加。（3）起爆顺序和地质条件对边坡承受爆破损伤的能力有较大影响。当岩体抛掷方向与台阶坡面垂直向外时，在爆区的后方（边坡）产生的振动强度最大，对边坡的影响也最大。所以在邻近边坡进行爆破时，应调整起爆顺序，改变抛掷方向，减轻爆破对边坡的影响。为了减小爆破对边坡的影响，应采取以下措施：（1）控制邻近边坡的爆破规模，减少一次起爆药量和最大同段药量，降低爆破对边坡的影响。（2）邻近边坡爆破时，在边坡界线处采用预裂爆破，先形成预裂缝，降低主爆区爆破时对边坡的损伤。（3）改变起爆顺序，使爆破的抛掷方向与边坡走向平行，减小爆破振动对边坡的影响。（4）对于边坡上存在贯通节理、断层等缺陷时，可以采取打抗滑桩、用长锚索锚固等增加边坡阻滑力措施。也可以清理边坡上部不稳定的被断层、节理割裂的岩体，减少下滑力，保证边坡的稳定性。案例10：对于竖井掘进，炮孔利用率达90%以上，说明该工程爆破参数的选择较为合理，爆破效果较理想。首先对于井筒断面较大的竖井掘进，选择YGZ-70型凿岩机进行钻孔，孔径选择合理。孔深为5m，与炮孔直径相匹配，属于中深孔爆破掘进，进尺大，效率高。其次，炮孔布置参数非常合理。掏槽时采用两阶掏槽，一阶孔深2.5m，二阶孔深5.2m，比其他炮孔深0.2m。掏槽孔间距选择较小值，有利于掏槽腔的形成。对于辅助孔而言，由于掏槽腔的形成为其提供了自由面，所以爆破条件较为有利，选择较大的孔间距也是合理的。周边孔的间距最小，主要是为了形成光面爆破的效果，保证井壁平整，并减小对井壁的损害。再次起爆顺序合理，按照掏槽孔辅助孔周边孔，从里到外一层层顺序起爆，符合爆破规律，可以达到较理想的爆破效果。炸药单耗为2.19kg/m3，也在情理之中。虽然该竖井的断面尺寸较大，炸药单耗应该小些，但由于钻孔深度大，岩石受夹制作用增大，所以炸药单耗相应增加。