合同名称：山西能源产业集团晟凯煤业有限公司露天矿井建设土石方工程施工承包合同 合同编号：SKMYGSSGHT
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项目总工程师： 项目经理：
项 技术负责人： 审批意见： 年月日 目 项目部有关部门; 部 工程技术部： 年月日 审 安质环部： 年月日 批 其他： 年月日 公 司 审 批 监 理 单 位 审 批 总工程师： 审批意见： 年月日 公司有关部门： 工程技术部： 年月日 安质环部： 年月日 其他： 年月日 监理机构审核意见： 总监理工程师： 年月日
山西能源产业集团晟凯煤业有限公司 兼并重组整合露天煤矿土石方剥离工程
爆破施工专项技术方案
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施工公司
山西省交口县晟凯煤业露天矿井工程项目部
年 月 日
目 录
第一章工程概况 1.1位置及交通
1.1.1地理位置 1.1.2交通
1.2矿区开发历史和现状
1.2.1关闭矿井 1.2.2老小窑
1.3水源、电源及建材供应情况
1.3.1水源 1.3.2电源 1.3.3建材供应 1.4地形、水文和气象
1.4.1地形、地貌 1.4.2水文、气象 1.5地震烈度 1.6矿田地质构造
1.6.1区域构造 1.6.2区域地层 1.7矿区地质
1.7.1地层 1.7.2构造
1.8水文地质特征
1.8.1含水层 1.8.2隔水层
1.8.3矿床充水因素分析 1.8.4水文地质类型 1.8.5水害防治措施 第二章编制依据和编制原则 2.1编制依据 2.2编制原则 第三章爆破设计方案 3.1爆破方案的选择 3.2深孔松动爆破设计
3.2.1穿爆工作方法 3.2.2爆破参数 一、岩层爆破布孔参数 二、爆破参数
三、装药、填塞、起爆网络设计 四、安全距离计算 3.3边坡控制爆破设计
3.3.1边坡预裂孔参数 3.3.2缓冲孔参数、 3.3.3主爆孔爆破
3.3.4炮孔布置 3.3.5爆破网络 3.3.6安全距离计算 3.4浅孔爆破设计
3.4.1布孔方式 3.4.2钻孔直径 3.4.3炮孔间距 3.4.4排拒 3.4.5炸药单耗 3.4.6单孔装药量 3.4.7装药长度 3.4.8填塞长度 3.4.9装药结构 3.4.10起爆网络 3.5二次破碎爆破设计
3.5.1大块的确定
3.5.2二次破碎爆破设备选型及数量计算 3.5.3大块破碎爆破参数 3.6爆破材料 第四章爆破施工组织 4.1爆破施工程序 4.2施工方法
4.2.1爆破实验 4.2.2表层清理 4.2.3测量 4.2.3设计 4.2.3布孔 4.2.4钻孔 4.2.5验孔 4.2.6装药 4.2.7填塞 4.2.8联网 4.2.9警戒 4.2.10起爆 4.2.11爆后检查 4.2.12解除警戒 第五章爆破施工安全措施
5.1安全警戒与撤离区域及信号标志
5.1.1安全警戒 5.1.2撤离区域 5.1.3信号标志 5.1.4起爆时间 5.2预防事故的措施
5.2.1早爆事故预防
5.2.2拒爆事故预防 5.2.3飞石事故预防 5.2.4爆破地震事故预防 5.2.5空气冲击波事故预防 5.2.6瞎炮处理
5.3爆破安全指挥组织机构
第一章工程概况 1.1位置及交通 1.1.1地理位置
露天煤矿位于交口县东部桃红坡镇吉子沟村西，距交口县城约32km，行政区交口县桃红坡镇管辖。 1.1.2交通
矿田内有公路通往坛索，坛索与桃红坡镇有省道柏油公路相通。矿井区距桃红坡镇7km，距交口县城32km。自桃红坡镇向西南经交口县城及石口有国道209干线经隰县、蒲县至临汾，209线向北径中阳县至吕梁市。县城向东有省道通往孝义、汾阳，汾阳县城既有高速公路通过。县城向东北可达阳泉火车站，并可到达太原交通十分便利。 1.2矿区开发历史和现状
矿田范围内存在的矿井及小窑主要为已关闭的交口新建煤矿、桃红坡新建二矿和小石沟煤矿及矿田南部、西部、西北部、北部、东北部的9个老小窑。各煤矿基本情况按关闭时期分述如下： 1.2.1关闭矿井
（1）交口新建煤矿：该矿属桃红坡镇集体企业，筹建于1988年，于1992年投产，生产能力6万t/a，提升方式为单钩串车，井下为调度绞车牵引矿车运输，机械抽出式通风，矿灯照明，井口为半圆拱砖砌碹，其他采用梯形木支护方式，井筒和开拓巷道位于11号煤层中，放炮掘进，残柱式回采，掘进工作量大，采掘比不大于1:2等。根据交口县新建煤矿2001年度瓦斯等级鉴定，该矿11号煤层瓦斯相对涌出量1.888m3/t，绝对涌出量为0.321.888m3/min，属于低瓦斯矿井。煤尘具有爆炸性，为不易自然煤层，2005年原矿井下实测的正常涌水量为5m3/h，最大涌水量为10m3/h，最大涌水量为10m3/h。
该矿2003年11月颁发了新的采矿证，证号为1400000331589，批准开采9、10、11号煤层，于2005年12月经晋煤行发【2005】979号文件批复，采煤方法改革矿井能力核定为15万吨/年，该矿于2006年由晋煤整合办核【2006】42号文件批准关闭北部二坑。保留南部生产主副井口，并于2009年重组整合关闭该矿南部主副井口
（2）桃红坡镇新建二矿于1999年因资源枯竭报废关闭：位于本区西部，于1991年建设主斜井、副斜井一对采用斜井开拓方式；1992年投产，生产能力6万吨/年，开采面积2.1514km2。利用主斜井和防暴三轮运料、运煤，残柱式开采，中央并列抽出式通风，井下用水量不大，为45m3/d。按照矿井正常涌水量60m3/d，最大180m3/d，设计井底水仓有效容量400m3，三台12.5m3/h的水泵，扬程55m。
（3）小石沟煤矿于1999年被关闭：位于本矿田南部，为吉子沟村办煤矿，生产能力6万t/a，采矿许可证号L51123，开采煤层10、11号，开采时间为1992-1999年，开拓方案为平硐开采，采用房柱式采煤方法，开采深度30-50m，该矿井煤层瓦斯含量低，有一定的煤尘爆炸性，煤的自燃倾向为容易自燃，矿井涌水量60m3/d，每天抽水3-7个小时。 1.2.2老小窑
本矿田内北部。西部。南部均为煤层露头区。由于多被新生界地层覆盖，地表基岩出露不十分明显。矿田内共调查老、小窑9个。有5个老窑位于矿田北部，采用斜井采煤，为“独眼井”；3个老窑位于矿田西部，采用斜井采煤，为“独眼井”；1个位于中南部，采用竖井，井深30-50m。破坏范围大约在100m-200m
范围内。这9个老窑均位于山西能源产业集团新鑫建煤业有限公司采空区范围内。因此，矿田北、西、南三面为采空区，东部为吉子沟村及其生活水井保护煤柱，由交口县政府交水资办[2001]2号文划定。本矿界外四周没有相连的相邻煤矿。
1.3水源、电源及建材供应情况 1.3.1水源
除奥陶系含水层外，其它含水量较小，不能满足矿山用水需要。奥陶系灰岩溶隙水埋藏较深，但水质好、水量丰富，符合饮用水标准。
故煤矿供水可打深井利用奥陶系灰岩溶裂隙水。 1.3.2电源
本矿已形成一回10kv电源线路，引自坛索10kv变电站，导线采用LGJ-50mm2型钢芯铝绞线，供电距离2km；根据已签供电协议，拟由大麦郊10kv变电站引一回10kv供电线路，选用LGJ-50mm2型钢芯铝绞线，供电距离5km。 1.3.3建材供应
露天矿建设的土建工程量较少，工程所需的各种建材都由交口县调入。 1.4地形、水文和气象 1.4.1地形、地貌
交口县位于吕梁山脉南段东麓，为一中低山区。矿田内地形起伏，沟谷纵横，地势总体为西北高，东南低，最高点位于矿田西北边缘，海拔为1206.0m，最低点位于矿田东南部边缘沟谷中，海拔1040.50m相对最大高差165.5m。
矿田内大面积被黄土覆盖，北部及南部沟谷边缘有少量基岩零星出露。黄土层由于其节理发育的特征，极易遭受强烈的侵浊切割，多形成山梁、垣峁土崖、峭壁地形，其山形地势走向多呈近南北方向。同向冲沟特别发育，雨季常有山洪爆发一泄而去，同时带走了大量黄土及泥沙。 1.4.2水文、气象 1、水文
本区属黄河流域汾河水系。交口县境内有两条河流，分别为大麦郊河和下村河，两河向东南方向流动于双池镇汇合后流入灵石县段纯河然后汇入汾河。
矿田内基本无地表水体，各沟谷一般干凅无水，在雨季时有短暂的水流，流水时间不长，对矿井开采不会造成影响。露天开采后会增加采场汇水量，尤其雨季汇水量会大大增加，矿田内地形切割严重，沟谷纵横，新生界地层及基岩分化壳含水甚微，易排泄。奥陶系含水层水位标高825m左右远远低于11号煤层底板标高（1000m），不存在带压开采问题。岩溶地下水对煤层露天开采威胁不大。 2、气象
本区属温带大陆半干旱性气候，一年四季分明，昼夜温差大，春季干旱多风，夏季炎热，秋季凉爽，冬季严寒。夏秋季多雨，雨量集中在7、8、9月三个月份，，冬季少雪。据交口县气象站1983年至1990年气象资料，年平均降水量450~550mm大多集中在7—9月份，年蒸发量1482~1814mm，蒸发量远大于降雨量。年平均气温7.0℃，最高气温32.5℃，最低气温-21.7℃，无霜期平均186天。最大冻土深度0.8m。 1.5地震烈度
交口县位于六、七度分界线一带，以南北分界，分界线主要在桃红坡镇东西方向，桃红坡镇以北为六度区，以南为七度区。 1.6矿田地质构造
1.6.1区域构造
本矿田应属霍西煤田范围，位于霍西煤田西北边缘。区域构造位置处于吕梁块隆东缘之阳泉曲一汾西盆状复式向斜西翼，区域内发育有北东向、北西向两种不同方向的平缓褶曲和一些小型断裂构造。区域内无岩浆岩活动，陷落柱发育。1.6.2区域地层
区域地层由老到新有：古生界寒武系中统€2、上统€3；奥陶系下统治里组（01y）、亮甲山组（01L），中统下马家沟组（02X）、上马家沟组（02S）和峰峰组（02f）；石炭系中统本溪组（C2b）、上统太原组（C3t）；二叠系下统山西组（PlS）、下石盒子组（PlX）；新生界第四系中上更新统（Q2+3），全新统（Q4）。 1.7矿区地质 1.7.1地层
矿田内多为黄土所覆盖，沟谷中有基岩地层零星出露。根据钻孔资料矿田内地层有：第四系中上更新统（Q2+3）、石炭系上统太原组（C3t）、中统本溪组（C2b）、奥陶系中统峰峰组（02f）。由老至新分述如下：
1、奥陶系中统（02f）
岩性为厚层状灰色、灰白色石灰岩，夹白云质灰岩，泥质灰岩。灰岩白云质灰岩，性脆、致密坚硬，裂隙发育常被方解石脉充填，白云质灰岩层中常有2-3层泥灰岩。本组顶部风化面因受山西式铁矿侵染，常呈褐红色，表面凹凸不平。根据XJ-4水文孔资料，本组厚度161.80m。矿田东北边界外500m出沟谷中出露厚度大于15m。
2、石炭系中统本溪组（C2b）
本组地层厚度变化较大，上部为灰色、灰黑色泥岩、砂质泥岩为主，夹薄层粉砂岩；中部局部发育一层灰岩及煤线，但不稳定，煤线厚度0.20m；下部为灰色粘土岩、铁铝岩，局部有黄铁矿层或山西式铁矿和铝土矿层。钻孔见本组厚度10.50-32.80m，平均19.90m，与下伏地层呈平行不整合接触。XJ-2号孔揭露本组厚度32.80m，XJ-10号孔揭露本组厚度10.50m。
3、上统太原组（C3t） 本组是本区主要含煤地层，为一套海陆交互相含煤沉积建造。矿田内地层不完整。本组地层上部遭受风化剥削，保留不完整。底部为浅灰、灰白色厚层状石英砂岩（Kl），是太原组与本溪地层分界标志层；下部为灰褐、深灰、灰色砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩、薄层砂岩及9、10、11号煤层。厚度15.20-29.4m，平均23.36m。其中：9号煤层薄煤层煤线可采；10号煤层不稳定局部可采，10煤层在赋煤区厚度0-1.35m；11号煤层全矿区稳定可采厚煤层，厚度2.65-9.30m，平均7.00m；中部从K2灰岩始至K4灰岩底，岩性主要为灰岩、泥岩、砂质泥岩，厚平均30.6m。上部为灰黑色、灰色粘土泥岩、砂质泥岩，XJ-9号孔仅见到厚度为6.8m，因上部地层剥削原因不到顶。三层灰岩自下而上分别为K2、K3、K4，K4灰岩仅在XJ-9号孔见到厚2.95m，K3灰岩五个孔见到厚度2.75-6.00m，平均4.94m。K2灰岩11个全部见到厚4.00-7.85m，平均5.98m本组地层与下伏本溪组地层呈整合接触关系；根据钻孔资料及矿井区内地层保（残）留，本组厚32.15m-68.60m，平均厚66.23m。
4、第四系中上更新统（Q2+3）
矿田内，第四系地层为中上更新统黄土层，厚度0-50m，全矿田广泛分布，土质为亚砂土、亚粘土，含钙质结核，垂直节理发育，常呈直立状形态。与下伏地层呈角度不整合接触。
1.7.2构造
本矿田总体上为一走向北东，倾向南东的单斜构造。倾角5°-8°，煤层产状比较平缓。
井下开采过程中，没有发现断裂构造，勘探仅在XJ-5号孔见断层破碎带，解释为层间小断层，正断层，断距7.5m，倾角700。
矿田内无陷落柱，无岩浆岩侵入。
综上所述，本矿田地质构造为简单类型。 1.8水文地质特征 1.8.1含水层
矿田内地形切割严重，沟谷纵横，新生界地层及基岩风化壳含水甚微，易于排泄。奥陶系含水层水位标高825m左右远远低于11号煤层底板标高（1000m），不存在带压开采问题。岩溶地下水对煤层露天开采威胁不大。
1、太原组层间裂隙水
太原组地层矿田内有零星出露，含水岩层主要为底部的K1砂岩、K2、K3、K4灰岩及泥岩中所夹的砂岩透镜体。根据煤矿建设20年资料，2005年前矿井涌水量一般为2m3/h；当时，年产量6万t/a，涌水量约60m3/d，2005年矿井采煤方法改革，生产能力提高至15万t/a，其矿井正常涌水量150m3/d，最大矿井涌水量180m3/d。本次XJ-4号水文孔水量小，未能进行抽水试验，说明煤层开采后太原组含水层水大部被漏掉了，因而孔中水量极小。本次，仅采取水样做了水质分析。结果为：矿化度387.26mg，总硬度280.22mg/L，pH值6.72，含氟F0.23mg/L。水质类型为HC03·S04——Ca·mg型水。说明地下水被煤中硫污染。
2、奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层
本矿田位于郭庄泉域补给径流区，XJ-4水文孔中见峰峰地层厚161.80m。区域地是，本次水文孔中未测到奥灰水水位资料。岩性以石灰岩为主，夹泥灰岩，白云质灰岩。根据区域资料上马家沟组厚约200~250m，岩溶裂隙发育，含水量丰富，底部石膏夹层厚40~60m，是相对隔水层。其中、上部地层为厚140~190m，灰岩、白云质灰岩层中岩溶裂隙是主要含水层，因溶孔、溶洞、蜂窝状岩溶十分发育，因而水量及其丰富。据双池镇20号供水井和吉子沟水井资料，奥灰岩溶水水位埋深254m，连续抽水四天，涌水量Q=5.56L/S，井内水位不降，水量及其丰富。根据上述两井资料及区域资料推测，本矿田奥灰水位标高在823~829m之间，一般为825m。本矿区内水力坡度为2/1000，地下水的基本流向为北西-东南向，地下水流至郭庄泉群排泄，现有岩溶供水井也是排泄渠道之一。 1.8.2隔水层
矿田内隔水层主要为本溪组，厚度10.5~33.0m，平均19.9m，该组内铝土泥岩、泥岩，岩性致密、细腻，具有良好的隔水性能。其次，相间于个含水层间厚度不等的泥岩、砂质泥岩层。可起到一定的隔水作用。 1.8.3矿床充水因素分析
1、大气降水和山洪直接充水
大气降雨对井工开采影响不大，但露天开采时影响较大，其影响范围为露天的采面、边坡和运输路面等。采场内，低洼地区可能会发生临时性积水；汛期长时间降雨可能会降低边坡稳定性和岩石强度，发生滑坡和泥石流等地质灾害。矿坑底部会受暴雨等强降雨侵害。
2、新生界地层含水软化和沾粘
新生界地层含水能力差，但受大气降雨影响，含水量超过临界值时会发生软化和沾粘现象，将影响生产效率，甚至发生滑坡等。
3、K4、K3、K2灰岩和砂岩含水层直接充水
K4、K3、K2灰岩位于可采煤层层位之上，补给水源为大气降雨直接补给或经过上覆地层间接补给，补给能力一般较差，一般正常情况下含水量不大，汛期含水量会增高，露天开采后地下水会先期开采地段汇集。
4、奥陶系灰岩地层含水层
本区奥灰水水位标高825m左右，11号煤层最低底板标高1000吗m，高于奥灰水位约煤层底板，因此，本区奥灰水不存在带压开采问题。
5、本矿采（古）空区积水情况
矿田内原为井工开采，一直开采11号煤层，现井下各巷道均相互连通，采（古）空区内积水均汇集于矿田东南部的低洼地带，据调查：11号煤层矿田内采（古）空区积水面积294775m2，积水量257928m3。 1.8.4水文地质类型
兼并重组后，晟凯煤业矿田内奥灰水位标高低于矿田内11号煤层底板标高，不存在带压开采。上述分析标明，矿井充水主要因素一是煤层顶板以上砂岩含水层及上部导水裂隙带水，二是采（古）空区积水。以采空区积水危害最大。总体矿井水文地质类型为中等类型。 1.8.5水害防治措施
1、基本情况
原矿井井工开采生产能力15万t，矿井正常涌水量150m3/d，最大矿井涌水量180m3/d，每天抽水4~7h。
本区煤层埋藏较浅，露天开采的主要水害为大气降水直接充水。雨季时，汇水量会迅速增大。水泵、水管、水渠等排水设施必须备齐、备齐，保证抢险使用。
其次为边坡渗水补给，由于太原组含水层含水及其微弱因而侧向补给十分微弱。本次，由于水文孔内无水，未能进行抽水试验，缺少计算参数，因此，未予计算开挖矿坑侧排补给量。
本矿现工业广场远高于当地洪水位线，地面条件较好，只要疏通排水渠道，基本不受洪水影响。
2、防治水措施
露天开采，水文地质条件将变得较为简单，但为了安全高效生产，提出以下防治措施：
1）本区井下有采空区和老空区存在。在生产接近采（古）空区特别是积水区时，要超前探查并排放老空区积水；防止采空区塌陷造成人员及设备安全事故，防止采（古）空区积水突水事故发生。
2）在采场边界，应修建永久性防洪固坡设施，以防洪水及边坡塌陷灾害事故发生。
3）废弃物、剥离物等堆放物不可堵塞洪水排泄路线，以免造成人为事故，增加泥石流发生的危险性。
4）雨季来临前要及时清理地面防洪沟渠，抢修边坡防洪设施，做好采场、采场边坡。剥离物、运输路线等的防洪检查和修复、修建工作；受降雨影响，雨季期间可能会发生老空区进一步塌陷、防洪设施被破坏、边坡的稳定性和安全性降低等事故，要定期观测，及时处理。
5）黄土、红土具有遇水软化、粘连、流动等特性，应注意道路和采场淤泥
及时清理，以免降低煤炭质量和影响生产。 第二章编制依据和编制原则 2.1编制依据
1、山西能源产业集团晟凯煤业有限公司兼并重组整合露天煤矿施工设计图（S41022-1144-1~S41022-1144-11）；
2、爆破安全规程（GB6722-2003）；
3、土方与爆破工程施工及验收规范（GBJ201-83）； 4、露天煤矿工程施工及验收（GB50175-93）； 5、煤矿安全规程2099； 6、《中华人民共和国民用爆炸物品管理条例》； 7、安全现状评价报告
8、开采方案与安全技术措施； 9、《民爆安全管理条例》；
10、山体的地理位置和结构形式； 2.2编制原则
1、有利于降低成本消耗；
2、有利于施工作业安全和确保周围被保护对象的安全； 3、选择参数合理，确保工程质量，提高爆破效果。 第三章爆破设计方案 3.1爆破方案的选择
针对煤矿石方剥离工程环境、工期、安全要求以及爆破与装运平行作业等特点，在爆破方案选择时，着重考虑一下几个方面的问题，以达到方案最优，如期完成本工程。
1、爆破作业面能连续循环作业，避免施工干扰，延误工期。 2、爆破量及爆堆作业面满足大量机械装运的要求。 3、爆破方案技术先进，便于集中管理，经济合理。
根据我公司类似工程的施工经验，结合本工程的特点和现场实际情况，拟选用深孔微差爆破为主，风钻钻孔浅孔爆破为辅的施工方案。 3.2深孔松动爆破设计 3.2.1穿爆工作方法
构成露天矿剥离物的岩石多为砂质岩、泥岩，普氏系数2.1~3.6之间。除可以直接用液压挖掘机进行挖掘的软岩外，其它岩层需要进行松动爆破，方能进行采装作业，爆破采用多排垂直深孔爆破。根据岩性特点，选用HC725型潜孔钻机（参数见表5—1）。配套的空压机型号及参数见表5—2.由于改性钻机的钻头为100mm~110mm的，考虑扩孔系数，设计岩石爆破取钻孔的直径为120mm。
表3—1 HC725型中风压履带式液压钻机技术参数表 主要技术参数 工作风压（MPa） 耗气量（m³/min） 钻孔直径（mm） 钻孔深度（m） 0.7-1.6 10-12 110-120 水平3.0向下25 一次推进程（mm） 钻杆直径（mm） 推进器补偿长度（mm） 最大提升力（N） 滑架俯仰角度（°） 滑架摆动角度（°） 钻臂俯仰角度（°） 钻臂摆动角度（°） 单机爬坡能力（°） 底盘离地间隙（mm） 行走速度（km/h） 回转机转速（r/min） 回转扭矩（N.m） 主机功率（km） 使用岩石 冲击频率（次/分） 整机重量（kg） 外形尺寸（mm）长×宽×高 3000 60 1020 18000 上、下共100 左90、右45 上、下共70 左、右各45 25 250 2 0-70 2000 33 f＝4-20 950-1500 4600 5200×2030×23 表3—2 HG55OM-13 型柴油移动式螺杆空压机表 排气工作压量 力 功率重量型号 配套柴油机 kw kg m³ MPa /min LGCY-14/12 1.2 14 Cummins 132 6BTA5.9-C133500 2 外形尺寸mm 3750×1900×2250 3.2.2爆破参数
一、岩层爆破布孔参数
1、底盘抵抗线，W
0.56q14mqq1Hl-0.75q1 wp
2mqH2式 中：
WP——底盘抵抗线，m； H——台阶高度，10m；
q1——每米炮孔装药量，10.1736kg/m； m——炮孔临近系数，0.8；
q——单位炸药消耗量，0.3kg/m3； l——炮孔全长；
y——炸药密度，0.9kg/L； Wp——计算得5.57m。 满足钻机安全作业的条件 Wp≥H（ctgɑ—ctgβ）+c 式 中：
ɑ——台阶坡面角，度
β——炮孔的倾角，垂直炮孔的β值为90°；
c——前排孔的中心至台阶坡顶线安全距离，一般为2~3m。设计取2.0。计算得5.64。综合考虑底盘抵抗线确定为5.7m。
2、孔距a a=mwp
式 中：m—炮孔邻近系数，当f=6~8时 m值为0.8~0.9 a=4.56~5.13m，取5m 3、行距b
采用多排孔爆破时，前后排炮孔错孔开，呈三角形布置，即 b=（0.9~0.95）Wp m b=4.5~4.75m b取4.7m 4、超钻CZ Cz=PWp m
P—超钻系数，根据岩石性质取0.15，正常剥离台阶超钻深度为1.5m，临近煤层顶板的剥离台阶，超钻深度为-0.3m，即煤层顶板上留0.3厚度的岩石不打钻。
5、药量计算
Q1=q×Wp×H×a
式 中：
q—单位炸药消耗量，kq/m3 f=6时 q=0.3 Wp—底盘抵抗线，5.6m H—台阶高度，10m a—孔距，4.5m Q1=75.6kg
6、前排孔装药量验算
lz=1.27×q×Wp×a×H/∆D2 m 式 中：
lz—钻孔装药长度，m D—钻孔直径，0.12m
∆—装药密度，0.9kg/L，计算装药长度为，7.408m 合理的充填长度lt应满足下列条件， lt≥（0.7~0.8）Wp 式 中：
lt=11.5—7.408≥0.7×5.6 L—钻孔深度，m
lt—填塞长度，4.092m。 后排孔装药量计算
Q2=k×q×b×a×H kg， Q2=1.。12×0.3×5×4.5×10=75.6kg 二、爆破参数
岩石爆破参数见表3-3。 表3-3岩石爆破参数表 台钻 台阶 单位 每孔 阶孔孔行超项目 坡面耗药装药高直距 距 深 角 量 量 度 径 单位 m m 度 m m m kg/m3 Kg 装药长度 m 充填长度 m 每孔 爆破量 m3 爆破率 m3/m 岩台0.110 70 5 4.7 1.5 0.3 75.6 7.4 4,1 225 19.57 阶 2 三、装药、填塞、起爆网络设计
采用连续装药，钻孔岩硝填塞，每孔装起爆药包（弹）一个。如图5-1所示。 选用导爆管起爆。
图3-1装药结构示意图
最大一段爆破药量按下式计算：
vQR3
K3式 中R为爆破点至居民房屋的距离，为200m，v为房屋的安全振动速度，深孔爆破，一般砖房取v=2.3cm/s，取ɑ=1.5，K=250.经计算，最大一段爆破量Q=677.12kg。
根据实际情况，选用毫秒爆破，每段起爆不超过9各孔。孔外毫秒延期起爆。 爆破网络及起爆顺序如图3-2所示。 图5-2 爆破网络及起爆顺序图
四、安全距离计算
1、飞石的安全距离
根据爆破安全规程，露天深孔爆破个别飞散物对人员的安全距离不小于200m，取个别飞石的安全距离为200m。
如不加任何防护，在标准爆破条件下，个别爆破飞石飞散距离按以下公式计
算：
Rf=1600D =1600×0.12 =192m
式 中D—炮孔直径 D1=0.12m 2、爆破地震安全距离
爆破地震安全距离按下式计算：
KRQ
v131式 中Q为最大一段装药量，为677.12kg，v为房屋的安全振动速度，v=2.3cm/s，取ɑ=1.5，K=250，计算得爆破地震安全距离为200m。
3、爆破冲击波
本工程爆破作用指数n<3，爆破冲击波仅在爆区内作用，根据规程6.3条规定，故可不作检算，仅计算爆破飞石。 3.3边坡控制爆破飞石 3.3.1边坡预裂孔参数
为了保证边坡的稳定，保证下层作业的安全，边坡必须用预裂爆破控制。 （1）钻孔直径D：使用英格索兰液压钻，Φ90钻头，D=90mm； （2）装药直径d：使用Φ25管装炸药，d=25mm； （3）不耦合系数β=90÷25=3.6；
（4）钻孔倾角a：按1：0.4放坡，钻孔深度L：L=14.6m； （5）钻孔间距a:a=1.1m
（6）线装药密度Q线：根据经验取Q线=0.25kg/m； （7）堵塞长度L0，根据经验取L0=1.2m； （8）装药长度L1：L1=13.4m
（9）加强装药长度L2，根据经验底部加强装药长度取L2=1.5m；
（10）底部加强装药量Q加，底部加强装药量一般增加（2~3）倍的钱装药密度。取增加二倍，Q加=3×1.5×0.3=1.35（kg）；
（11）单孔装药量Q：Q=3.45kg。 3.3.2缓冲孔参数
为了避免主爆孔对预裂面产生破坏作用，保证预裂面的平整，与预裂面相领的一排孔必须减少药量，装药量为主爆孔的0.6倍。
（1）钻孔直径D：使用英格索兰钻机，Φ90钻头，D=90mm； （2）装药直径d：使用Φ70管装炸药，70=60mm； （3）钻孔深度L：L=14.6m
（4）钻孔倾角a：与预裂孔平行； （5）钻孔间距a:a=2.0m；
（6）与预裂孔距离b：b=1.5m； （7）与主爆孔距离c:c=2.5m； （8）单孔装药量Q:Q=44.1kg； （9）装药结构：连续不耦合装药； （10）堵塞长度：堵塞长度3m。
（11）起爆方式为双向起爆。底部为尾线为15m的导爆管反向起爆，孔口为
尾线为5m的导爆管正向起爆。 3.3.3主爆孔爆破
（1）钻孔直径D：使用英格索兰液压潜孔钻，Φ90钻头，D=90mm； （2）装药直径d：使用散装炸药，d=90mm；
（3）炸药单耗q:选定q=0.83kg/m3单耗进行试验； （4）底盘抵抗线W;取W=3m； （5）梯段高度H：取H=14m； （6）钻孔间距a:取a=2.5m； （7）钻孔排拒b:取b=2.5m； （8）超孔深度h：取h=0.6m； （9）钻孔深度L：取L=14.6m；
（10）外边第一排孔离边线的距离B：为保证钻机的安全，B必须满足如下要求：1.5m≤B≤2.0m；但要考虑最大抵抗线问题。
（11）钻孔角度a:73度，（1:0.3）；
（12）单孔装药量Q：Q=1.1qabH（kg）73.5kg；
（13）装药结构：连续耦合装药，用2#岩石硝铵炸药。 （14）堵塞长度：为控制飞石，要求装药完后余孔全部堵塞长度为2.5-3.0m，现取3m。 3.3.4炮孔布置
所有炮孔均按设计间距方形布置，预裂孔沿边线布置，且预裂孔要控制孔的角度，保持最后形成1:0.3的坡度。另外，根据岩石的情况，假如遇到比较破碎的岩石，可以适当减小孔距，当部分的岩石过硬时，可以采取稍微延长孔距，根据岩石的具体情况来调整，但要确保最大抵抗线的值，以及抛掷方向控制。 3.3.5爆破网络
用非电起爆网络，孔内高段（15段），孔外低段（3段），实现逐段起爆，达到微差挤压目的；爆破区施工时，根据一次性开挖的方量来确定顺序，根据周围设施的保护对象的保护级别来确定最大段位的起爆方量，并视实际情况及时调整相应网络图。
起爆网络图
3.3.6安全距离计算
1、飞石的安全距离
根据爆破安全规程，露天深孔爆破个别飞散物对人员的安全距离不小于200m，取个别飞石的安全距离为200m。
如不加任何防护，在标准爆破条件下，个别爆破飞石飞散距离按以下公式计算：
Rf=1600D
=1600×0.09 =144M
式 中D—炮孔直径距离 D1=0.09m 2、爆破地震安全距离
爆破地震安全距离按下式计算：
KRQ
v131式 中Q为最大一段装药量，为285.66kg，v为房屋的安全振动速度，v=2.3cm/s，取ɑ=1.5，K=250，计算得爆破地震安全距离为150m。 3、爆破冲击波
本工程爆破作用指数n<3，爆破冲击波仅在爆区内作用，根据规程6.3条规定，故可不作检算，仅计算爆破飞石。 3.4浅孔爆破设计
该孔径主要用于较低爆高处爆破及跟坎处理。 3.4.1布孔方式
水平布孔，排间呈三角形布置。 3.4.2钻孔直径
d=42mm 孔深（L） L=3.5~5.0m 3.4.3炮孔间距
a=1.2~1.6m 3.4.4排拒 b=0.8~1.0m 3.4.5炸药单耗
q=0.30~0.35kg/m3，试验炮按0.35kg/m3计算。 3.4.6单孔装药量
Q=qabL=0.35×1.2~1.6×0.8~1.0×3.5~5.0=1.18~2.8kg 3.4.7装药长度
LZ=Q/P=2.0~3.6m 3.4.8堵塞长度 LT≥1.4m 3.4.9装药结构
采用连续装药结构，药卷直径为Φ32，每孔装一个起爆雷管，如图3-3所示。
3.4.10起爆网络
起爆网络设计成排间起爆形式，上排孔先爆，向下依次延伸。 3.5二次破碎爆破设计 3.5.1大块的确定
挖掘机斗容积确定：
b≤（0.75~0.80）3E 式 中：E——挖掘机斗容积。 按卡车斗容确定： b≤0.53V
式 中：V——汽车车厢容积。 经计算。该矿的大块线性尺寸确定为大于1.14m时为大块，其发生率根据经
验占岩体爆破总理的1.5%，则年发生二次爆破量万m3，火药单耗按0.4kg/m3，电雷管单耗按1个/m3，则年均二次爆破炸药消耗12t，电雷管3万个。 3.5.2二次破碎爆破设备选型及数量计算
二破碎爆破不考虑煤的二次爆破，仅仅考虑岩石的二次爆破，二次设备选型及数量计算见表3-4.
表3-4 二次破碎爆破设备选型及数量表 设备名称 内燃式凿岩机 型号 YN27 孔径 34 速度mm/min 250 日均爆破30000/333=90.09m3 需要钻凿90.09×0.5=45.05m
每台钻机日进米取55m，共需要1台。 3.5.3大块破碎爆破参数
大块破碎爆破参数，详见表3-5所示。
表3-5 大块破碎爆破参数表 炮孔方向 钻孔直径 孔深 炸药单耗 炮孔方向背离保护目标 d=42mm 大块粒径的三分之二（充许误差为5~10cm） Q=0.10~0.15kg/m3按岩石级别相应增加 备注：为减少爆尘及爆破噪声对周边的影响，宜实施填塞爆破。 3.6爆破材料
根据本矿的地层情况，确定本矿的爆破量为剥离量的60%，该矿达产后年度剥离量为333.6×104m3.则每年的岩石爆破量为200.16×104m3。需要穿孔的长度为10.23×104m。
爆破材料表见表3-6 表3-6 爆破材料表 爆破类别 名称 导爆管 岩石爆破 炸药 雷管 岩石二次爆破 二爆炸药 单耗 0.15m/m3 0.3kg/m3 0.009发/m3 0.4kg/m3 年爆破量 (104m3) 200.16 12.79 年总消耗量 30.024×104m 60.048×104kg 18015 1.2×104kg 二爆电雷管 1个/m3 3×104发 网络起爆采用激发枪，设计选用激发枪2支。
第四章爆破施工组织 4.1爆破施工程序
爆破施工程序流程图见4-1。 地形地质复核
爆破设计
现场布孔作业
钻孔作业 补孔
N 钻孔检查 回填
装药、堵塞
网络连接
检查、警戒
起爆
爆后检查
解除警戒
图4-1施工工艺流程 4.2施工方法 4.2.1爆破实验
本工程爆破施工以前，必须编制相应的爆破试验大纲，经设计批准后，选取不影响建基面、边坡标高、坡度具有代表性的岩石区域，进行爆破试验，根据爆破试验结果，调整后的爆破参数，直至取得最佳爆破效果，并以调整后的爆破为现场爆破开采的依据。 4.2.2表层清理
钻机开始施工以前，首先用人工清除表面覆盖层和松散危石，然后进行钻孔作业。 4.2.3测量
钻孔前，由测量人员测量出边坡预裂边线、高程、爆破区地形，并以交底卡的形式，提供给爆破工程师及钻孔队。 4.2.3设计
爆破工程师根据测量交底，依据爆破方案进行设计，填写爆破参数表，经技术负责审核后，交底至施工员、钻机队。 4.2.3布孔
施工员根据测量交底、爆破参数表，在现场布孔，并对钻机队交底，同时填写火工材料计划表，为爆破用火工材料做准备。 4.2.4钻孔
钻爆队根据爆破参数表，施工员交底，进行钻孔作业。钻孔是土石方爆破施工中的关键工序之一，关系到设计方案实现，关系到爆破的工程质量，钻孔队操作人员必须时有证的熟练操作工，上岗前必须进行专门培训。钻孔时钻机操作手首先根据技术交底卡对孔位进行复核，确认无误后才能开钻，开钻时现场施工员必须到位，对开钻角度进行检查，确认无误后才能下钻。
（1）爆破员根据爆破设计参数进行现场布孔，标明孔号、深度、方向，同时向钻机司机交待清楚；
（2）钻孔之前，要开足风力，吹净标明浮土和残渣，然后对准孔位，调好方向，准确下钻；
（3）钻孔时，要根据岩石情况，分别加压，做到软岩慢打，硬度快打；另外，注意保护成孔情况，做好护孔工作，防止提孔的过程中部分块石掉到孔内而造成堵孔。
（4）钻孔深度一定要够，保证眼底在同一标高上，爆破后底板平整，与马道在同一标高上，以便下层作业；
（5）孔打好后，要及时编织袋将孔堵好，以免石块堵塞孔位。 4.2.5验孔
施工员和质安部质检员在钻孔完成后，检查炮孔孔深、孔距、排拒、倾角、抵抗线等爆破参数是否与爆破参数设计表相符，并填写相关记录；如不符合，须报爆破工程师、或返工，直至相符、经爆破工程师同意修改爆破设计。待全部爆破孔合格后，由施工同对爆破队下达爆破指令。 4.2.6装药
爆破队在接到爆破指令后，才能进行爆破作业。爆破作业时首先应根据火工材料的各项性能指标对火工材料进行检验，合格后才能在现场根据爆破设计加工药包，并按设计装药结构装入爆破孔。
装药前要仔细检查孔位、孔深和方向，并做好记录，对不符合设计的要重钻、补钻，无法补钻的，要调整药量单段最大起爆装药量≤500kg。
（1）主爆孔的装药：主爆孔装药结构如前所述，用Φ60药卷制作起爆体，导爆管连通，每个炮孔装2发相应段位的雷管，注意区分喂线；
（2）预裂孔的装药：预裂孔采用不耦合间隔装药，用导爆索制作炸药串，并加竹片捆绑，然后将制作好的炸药串装入孔内，并尽量使药串处于炮孔中心；
（3）缓冲孔的装药：采用不耦合连续装药结构，每个炮孔装2发相应段位的雷管；
4.2.7堵塞
选用一纸团（或草团）堵塞，然后用钻出的岩碴堵塞，应分层捣实，堵够设计长度；装药完成后由爆破员根据设计要求堵塞爆破孔，多余的火工材料要及时退还。 4.2.8联网
爆破队爆破员根据设计要求联结起爆网络，由爆破工程师复核无误后，才能进行爆破警戒。预裂孔孔内外都用导爆索连接，其它孔内用相应的导爆管连接，空外用电雷管连接。采用串并联的连接方式。 4.2.9警戒
爆破警戒区必须有明确标志；爆破警戒人员必须佩戴警戒标志（袖章、红旗、口哨）；爆破警戒必须有整个警戒区内都能听到的警报后，所有的人员设备立即撤离警戒区；确认警戒区无人员，设备已进行有效保护后，拉第三次警报，第三次警报结束后由爆破队长发布起爆命令后起爆。 4.2.10起爆
爆破队长在确认各项准备工作完毕、警戒区内人员、设备撤离警戒区，警戒完成后，发出起爆命令后起爆。 4.2.11爆后检查
起爆后15分钟，在烟尘消散后，由炮工进入爆区进行爆后检查，确认爆区安全后拉解除警报，如发现拒爆现象及时处理。 4.2.12解除警戒
确认爆破区域安全后，由爆破总指、发出解除警戒命令，警戒人员方能解除警戒。
第五章爆破施工安全措施
5.1安全警戒与撤离区域及信号标志 5.1.1安全警戒
1、距爆破中心300m半径的区域，人员必须撤离至300m外或安全避炮点。 2、警戒岗哨的布置
警戒岗哨有四个固定警戒点，布置在通往爆破区的四个路口，并设立醒目的标志牌，警戒人员应佩载袖章和小红旗。
3、警戒人员：每个警戒点由两人组成，其中一个为组长。 5.1.2撤离区域
起爆前30分钟全部人员撤离至安全警戒范围以外，机械设备至少距爆区50m以外，对不能撤离的设备采取防护措施。 5.1.3信号标志
装药时，爆破区域插红旗；解除警戒后，爆破施工区插白旗。
警戒人员手持红旗、臂带红袖筒、佩戴口哨、喇叭、对讲机，警戒点与警戒点之间拉设标有警戒字样的警戒线。
第一次警报信号撤离信号，起爆前30分钟发出警报声及短促口哨声，及喇叭喊话通知非爆破人员撤离至安全警戒线以外。
第二次警报信号为起爆信号，技术负责人或爆破班长发出警报声，各警戒点发出口哨声，确认清场完毕万无一失时，技术负责人或爆破班长下达起爆命令，爆破员发出3声口哨声即起爆。
第三次警报声为撤除警戒信号，起爆后5分钟经安全员爆破员现场确认无危险无盲爆后发出警报声和长口哨声，并用喇叭喊话宣布解除警戒。
5.1.4起爆时间
起爆时间：11:30～12:00,16:30～17:00。 5.2预防事故的措施 5.2.1早爆事故预防
禁止在拒爆区20m以内吸烟； 禁止穿化纤工作服上班； 禁止在雷雨黑夜天气爆破； 禁止在井下使用电雷管；
禁止人员未撤离完之前，将主线接入起爆器； 禁止使用未经检测的雷管及起爆设备，特别是电起爆器在主线接入前要消除余电；
禁止在爆破作业区使用手机，无线电设备，以及其它带电设备； 禁止在爆区未切断电源的情况下进行爆破。 5.2.2拒爆事故预防
禁止使用过期失效的爆破器材； 禁止使用不合格的起爆器材；
装药时不得过度捣实炸药，以避免炸药密度过大，造成拒爆； 爆破掏槽孔不得过密；
线接头必须接实，地面有水时接头应包扎严密以防漏电；
孔外非电雷管聚能穴应指向导爆管尾端，以防将导爆管击穿造成拒爆； 网络连接后要认真检查防止错接漏接；
起爆延期时间不得过长，以防炸断网络，引起拒爆。 5.2.3飞石事故预防
严格控制炸药单耗，严格控制单孔装药量。 5.2.4爆破地震事故预防
严格控制同段齐爆最大药量；
严格控制起爆延期时间，段延时不得小于75ms； 距保护建筑较近时，必须谨慎爆破。根据设计爆源距保护建筑达到一定距离时，禁止使用深孔爆破。 5.2.5空气冲击波事故预防
严格按设计进行炮孔填塞，严禁无填塞或少填塞爆破； 严禁进行无防护爆破。 5.2.6瞎炮处理
发现或怀疑有瞎炮时，应立即报告，并在其附近设立标志，派人看守，并采取相应的安全措施；
处理瞎炮必须派有经验的炮工进行；
处理时，无关人员不准在场，危险区内禁止进行其它工作； 禁止掏出或拉出起爆药包；
瞎炮处理后，应仔细检查爆堆，并将残余的爆破器材收集起来。未判明有无残药前，应采取预防措施。 5.3爆破安全指挥组织机构
爆破安全指挥部
安
全 疏 材 起 警 散 爆 料 戒 组 组 组 组
爆破安全指挥部由项目经理任指挥，项目副经理、工程师、爆破施工负责人、技术负责人任副指挥。
材料组由施工负责人任组长，保管员3人组成。
安全警戒组由爆破施工负责人任组长，爆破安全员1人，警戒员数人组成。 疏散组由项目副经理任组长，工地保安员8人组成。
起爆站由爆破技术负责人负责，1名爆破员1名安全员组成。
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