爆破计算公式

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爆破设计

爆破设计

1.求单位炸药消耗量单位炸药消耗量受到岩石性质、爆破材料性质、断面尺寸和形状、炮眼直径和炮眼深度等因素的影响,目前尚无准确的理论方法进行计算。

本爆破方案采用戈斯帕扬经验公式计算。

1123s L K q K K F S η⎫=⎪⎪⎭其中式中:q —为单位炸药消耗量,/kg m ;f —为普氏岩石坚固系数,本工程10f =(微风化花岗岩);1L —为炮眼深度,m ,本工程1 3.0L m =;1K —炮眼填充系数,为装药长度和炮眼长度的比值,本工程取10.75K =;η—为炮孔利用率,本工程取0.9η=;S —为爆破开挖断面面积,2m ,上台阶面积为267.9S m =;2K —为等效炸药换算系数,本工程取2 1.0K =;3K —为岩体裂隙率的修正系数,可根据表1-1选取,本工程为微裂缝花岗岩对照表格1-1,选取30.9K =;s F —为自由面系数,采用光面爆破时有两个自由面,洞室开挖时0.6~0.7s F =,本工程取0.6s F =综上所述:3112330.750.9 1.00.90.60.75/67.9s L K q K K F kg m S η⎫⎫⨯⨯==⨯⨯⨯=⎪⎪⎪⎪⎭⎭表1-1 3K 的确定2.每循环装药量隧道正洞Ⅱ、Ⅲ级围岩采用全断面开挖爆破掘进,药量初步计算过程如下:1Q L S q =⨯⨯Q —每循环装药量;q —单位炸药消耗量,由上述计算知,取30.75/q kg m =。

则上台阶爆破每循环理论用药量为:1 3.067.90.75152.78Q L S q kg =⨯⨯=⨯⨯=3.炮眼数确定 炮眼数量由公式q sN r n⨯=⨯计算。

其中符号代表意义: N —炮孔数量;n —炮眼装药系数,取0.75n =;r —每米长度炸药重量,取0.75r kg =(说明:2号岩石乳化炸药线密度0.75kg/m ,每节药卷长度20cm ) 经计算:0.7567.9910.75 1.00.75q s N r n ⨯⨯===⨯⨯⨯(实际炮眼数量为100个)。

爆破参数

爆破参数

辅助眼、帮眼、顶眼深度
l辅、帮、顶=1.30m
5. 计算各种炮眼的长度L及同一平面上两对掏
槽眼眼口间的距离B:
掏槽眼长度L掏
b=0.2 m
L掏=siln掏
1.40 sin 70
1.40 0.94
1.49m
1.49m 1.4m 70°
掏槽眼眼口间距离B
c bc B
B 2c b 21.49cos70 0.2 1.22m
(六)装药结构
指继爆药药卷和起爆药药卷在炮眼中的布置方法
按装药连续性 连续装药 间隔装药
掏槽眼、辅助眼:多采用大直径药卷连续装药 周边眼:可采用小直径药卷连续装药
或是大直径药卷间隔装药
按起爆药卷位置
正向装药 反向装药 双向装药
正、反向装药起爆
案例
某地下巷道,Ⅲ级围岩,断面高 3.0m×宽4.2 m,月掘进计划130m,采 用四班四循环作业,炮眼利用率为0.9, 每月施工28天。采用2号岩石铵梯炸药, 试进行该地下巷道的钻爆设计。
3、根据类似工程爆破条件确定炮眼数目
根据经验先布置掏槽眼,再根据地质情况及 开挖面的大小均匀布置周边眼和辅助眼。
(三)炮眼深度
炮眼长度L与深度 l 参数计算
1、依据月施工进度计划
月掘进计划米数 l 施工工天循环次数炮眼利用率
2、按每一掘进循环钻孔中所占时间
L mvt N
m-----钻机数量 v-----钻眼速度(m/h) t-----每一掘进循环中钻眼所占时间(h) N-----炮眼数目
特坚石(Ⅰ)
10~13 11~16 12~18 18~25
15~16 16~20 17~24 28~33
17~19 18~25 21~30 37~42

爆破计算公式范文

爆破计算公式范文

爆破计算公式范文爆破计算公式是以物质的爆炸性能参数和爆炸过程参数为基础,推导出的能够计算爆炸威力和效果的数学公式。

根据炸药的种类、用量、布雷方式以及目标物的性质、结构等多种因素的不同,爆破计算公式也有所差异。

下面将介绍几种常用的爆破计算公式。

1.爆炸威力计算公式:爆炸威力是指爆炸产生的冲击波和炸碎飞溅物对目标物造成的破坏程度。

对于高爆炸性炸药,其威力可通过扩压流量和能量计算得到。

常用的爆炸威力计算公式包括下列几种:-伽利略公式:W=P×V其中,W表示爆炸威力,P表示爆炸产生的冲击波峰值气压,V表示冲击波传播的体积。

-爆炸扩压率公式:W=P0×V0/P1×V1其中,W表示爆炸威力,P0表示目标物受到爆炸作用前的压力,V0表示目标物受到爆炸作用前的体积,P1表示目标物受到爆炸作用后的压力,V1表示目标物受到爆炸作用后的体积。

-伯努利方程:W=(P2-P1)×V2/g其中,W表示爆炸威力,P1表示目标物受到爆炸作用前的压力,P2表示目标物受到爆炸作用后的压力,V2表示目标物受到爆炸作用后的体积,g表示重力加速度。

2.爆破药量计算公式:为了达到预定的爆破效果,需要根据目标物的性质和结构来计算所需的爆破药量。

一般来讲,可以通过体积法、破坏体积法和冲击波能量法计算爆破药量。

-体积法:Q=D×L×α其中,Q表示爆破药量,D表示目标物的密度,L表示目标物的长度,α表示目标物所需的爆破体积比。

-冲击波能量法:Q=(P×V)/E其中,Q表示爆破药量,P表示目标物受到的冲击波压力,V表示目标物的体积,E表示每克爆炸药所释放的能量。

3.爆炸冲击波伤害计算公式:冲击波是爆炸作用的主要形式之一,其造成的伤害主要通过压力、速度和时间等参数来衡量。

常用的爆炸冲击波伤害计算公式包括下列几种:-凱爾夏諾夫公式:H=k×W^((1/3))其中,H表示冲击波造成的伤害程度,k为常数,W表示爆炸威力。

岩土爆破常用公式

岩土爆破常用公式

岩土爆破常用公式一、浅孔台阶爆破常用公式、各参数取值范围:1、主爆孔:(1)、孔径:d=(36-42)mm (2)、抵抗线:w=(20-40)或w=(0.4-1)H(3)、阶高度:H≤5m (4)、孔距:a=(1-2)w (5)、排距:b=(0.8-1)w。

(6)、炸药单耗:q=(0.35-0.45)kg/m3 (石灰岩、常用)。

(7)、单孔装药量:Q=q.a.b.H2、预裂孔:(1)、孔距:a=(8-12)d (2)、超深:h=(0.1-0.15)H(3)、单孔装药量:Q预=Q主的(1/2-1/3)岩石整体性好取小值、反之取大值。

(4)、线装药密度:L线=4Q预/∏d2⊿单位:kg/m d:炮孔直径、炸药密度、膨化炸药:800kg/m3乳化炸药:1000kg/m33、安全控制方面公式:(1)、爆破震动公式:V=k(Q1/3/R)a k取150、a取1.5(2)、爆破飞石公司:R f=20k f n2w k f=(1-1.5)安全系数、n:爆破作用指数:松动爆破:(0.35-1.0)。

抛掷爆破:(1-3)。

(3)、爆破爆破冲击波安全距离公司:R=kQ1/3单位m ,k:与装药途径和爆破程度有关的系数,对建筑物k=1-2 对人员:取k=10.二、深孔台阶爆破常用公式、各参数取值范围:1、主爆孔:(1)、孔径:d≥50mm (2)、抵抗线:w=(20-40)(3)、孔距:a=(0.6-1.4)w (4)、排距:b=0.8a (5)、孔深:H≥5m一般取10-15m(6)、超深:h=(0.15-0.35)w 其它同浅孔台阶爆破三、井巷掘进爆破常用公式、各参数取值范围:(1)、孔径:d=(32-42)mm(2)、孔深:L:巷道断面积:s≥12m2取(1.5-2.2)m s≤12m2取(1.2-1.8)m(3)、炮孔个数:N=3.3(fs2)1/3f取(7-20)s:巷道断面积。

(4)、炸药单耗:q=1.1k0(f/s)1/2 k0=525/p p:炸药爆力、乳化炸药p=260、f.s同上。

爆破计算方法

爆破计算方法

路基石方开挖爆破方法本工程石方开挖涉及两种:半挖半填断面的开挖和全挖断面的开挖,采用深孔(浅孔)松动爆破为主,在设计边坡外预留光爆层采用光面爆破,确保边坡平顺,避免扰动和破坏边岩体。

1、深孔松动爆破法2号τ为装药长度系数(当H<10m时,τ=0.6;当H=10~15m时,τ=0.5m;当H>15m时,τ=0.4m)e为炸药换算系数,按下表取值:m为炮孔密度系数,一般取0.8~1.2;式中:ν为每一深孔药包所爆破的岩石体积(m3)。

1.2本项目爆破设计参数(以K29+800-K30+000段为例)该段95%属于Ⅳ类石方爆破。

采用9m3潜孔钻机钻孔,75°孔径90mm,台阶高度H=4.0m。

岩层为次坚石,用2#岩石硝铵炸药,各参数计算如下:⑴最小抵抗线长度确定:假定钻根长h=0.5m,预计炮孔深度l=4+0.5=4.5m.取△=900kg/m3, τ=0.6,m=1.1,e=1.0,次坚石为六类土,查表得知q取1.7kg/m3,则抵抗线为式中:——质点垂直震动安全速度,此处取2cm/s;R——爆破中心距被保护目标距离(m);K、α——爆破区地形、地质、爆破方法等条件有关的系数和震波传播衰减系数。

此处K取200, α取1.6;2、浅孔松动爆破法对于较浅石方路堑,以及难以采取深孔爆破、开挖规模量小的深路堑,采用浅孔松动爆破。

采用梯段爆破,用9m3潜孔钻机钻孔,孔径38mm,炮孔按梅花型布置,炸药选用2号岩石硝铵炸药,一般台阶高度H=2.0m。

1.1爆破参数计算公式2号岩取h=1.0H=2.0m,W=0.8H=1.6m,a=1.6W=2.56m,b=W=1.6m,查表可知页岩为六类土,查表取q=1.8kg/m3,故Q=0.33*e*q*a*b*h=0.33*1*1.8*2.56*1.6*2=4.85kg即每一炮孔炸药用量为4.85kg。

3、光面爆破法对于路堑边坡整修时适用光面爆破。

光面爆破在主药包起爆后起爆,炮孔应尽量保持在同一平面内,采用梯段爆破,用9m3潜孔钻机钻孔,孔径90mm,炮孔按梅花型布置,炸药选用2号岩石硝铵炸药,一般台阶高度H=2.0m。

爆破计算方法

爆破计算方法

路基石方开挖爆破方法本工程石方开挖涉及两种:半挖半填断面的开挖和全挖断面的开挖,采用深孔(浅孔)松动爆破为主,在设计边坡外预留光爆层采用光面爆破,确保边坡平顺,避免扰动和破坏边岩体。

1、深孔松动爆破法采用梯段爆破,用9m3潜孔钻机钻孔,孔径90mm ,炮孔按梅花型布置,炸药选用2号岩石硝铵炸药,一般台阶高度H=8.0m 。

1.1爆破参数计算公式⑴最小抵抗线长度计算:H m q e l D W •••••∆••=τ785.0式中:D 为炮孔直径△为装药密度(kg/m3),一般取900; H 为阶梯高度(m);l 为预计炮孔深度(m),l =H+h (h 为钻根长度[m]);h 对于岩石取(0.15~0.35)W ,岩石较硬时取上限;τ为装药长度系数(当H<10m 时,τ=0.6;当H=10~15m 时,τ=0.5m;当H>15m 时,τ=0.4m )eq 为炸药单位消耗量(kg/m3),按下表取值:⑵每一炮孔的装药量Q (kg )计算:Q=0.33.e.q.ν=0.33.e.q.a.H.W 式中:ν为每一深孔药包所爆破的岩石体积(m3)。

1.2本项目爆破设计参数(以K29+800-K30+000段为例)该段95%属于Ⅳ类石方爆破。

采用9m3潜孔钻机钻孔,75°孔径90mm ,台阶高度H=4.0m 。

岩层为次坚石,用2#岩石硝铵炸药,各参数计算如下:⑴最小抵抗线长度确定:假定钻根长h=0.5m,预计炮孔深度l=4+0.5=4.5m.取△=900kg/m3, τ=0.6,m=1.1,e=1.0,次坚石为六类土,查表得知q 取1.7kg/m3,则抵抗线为W=0.09x(0.0785x900x4.5x0.6/1x1.7x1.1x4)1/2=1.437 ⑵钻根长:h=0.2W=0.3m= ⑶炮孔深:l=4+0.3=4.3 ⑷炮孔间距:a=W=1.437m ⑸每孔需用药:Q=0.33*e*q*a*H*W=0.33*1*1.437*4*1.437=2.73kg 1.3最大安全用药量根据爆破震速控制测算确定最大一段安全用药量。

爆破有关计算

爆破有关计算

露天爆破设计计算● 底盘抵抗线距离W 底W 底=γν⨯⨯⨯D k K 21 K 1:微差爆破时,K 1=53,齐发爆破时,K 1=50; K 2:岩石裂隙系数,K 2=1.0~1.2; D :炮孔的直径,m ; ν:炸药的密度,T/m 3; γ:岩石的容重,T/m 3。

● 孔距aa =底w K ⨯3a :炮孔间的距离,一般为4~7m ;K 3:钻孔的间距系数(钻孔邻近系数),K 3=0.7~1.3。

● 排距bb =a b 866.060sin 0≈⨯● 孔距h 超h 超=K 4W 底K 4:系数K 4=0.15~0.35● 填塞长度L 填L 填≥0.75W 底 ● 单孔装药量QQ =q ×h ×a ×W 底q :单位炸药消耗量,根据矿石的性质进行选择,Kg/m 3。

● 每爆破一次的炸药总消耗量Q 总Q 总=q ×Vq :每爆破1m 3岩石所需炸药消耗量,Kg/m 3。

V :岩石爆破量,m 3。

● 每一个炮眼的平均炸药消耗量Q 孔Q 孔=N Q 总N :炮眼数目,个。

岩巷掘进炸药消耗定额(Kg/m 3)备注:● 岩石坚固性系数f100RfR:岩石的抗压强度,kg/cm 2。

洞室爆破(大爆破)设计计算●最小抵抗线WW=K1×hK1:系数K1=0.6~0.9;●药室间距a(松动爆破)a=K2×W平均K2:药室间距系数,K2=0.8~1.2。

W平均:相邻两药室最小抵抗线的平均值,m。

●每个药室装药量QQ=K,×W3K,:松动爆破的单位炸药消耗量, Kg/m3。

爆破安全距离设计计算● 爆破振动允许安全距离RR =311QVK a⨯⎪⎭⎫⎝⎛R :爆破振动安全允许距离,m 。

Q :炸药消耗量,齐发时为总药量,延时爆破时为最大一段药量,Kg ; V :保护对象所在地质点振动安全允许速度,cm/s ;K,a :与爆破点至计算保护对象的地形、地质条件有关的系数和衰减指数。

爆破超深计算公式

爆破超深计算公式

爆破超深计算公式摘要:一、爆破超深计算公式简介二、爆破超深计算公式的应用场景三、爆破超深计算公式的方法与步骤四、爆破超深计算公式的案例分析五、爆破超深计算公式在工程实践中的重要性六、总结与展望正文:爆破是工程建设中常见的一种施工方法,尤其在隧道工程、矿山开采和土方工程等领域。

爆破超深是指在爆破过程中,爆炸能量对周围介质产生的影响范围超过预定的深度。

为了确保工程安全、高效地进行,合理控制爆破超深至关重要。

本文将介绍爆破超深计算公式,并分析其在工程实践中的应用和重要性。

一、爆破超深计算公式简介爆破超深计算公式是衡量爆破振动对周围环境影响的工具,通常用于预测爆破振动传播的距离。

在实际工程中,爆破超深计算公式有助于优化爆破设计,降低爆破对周围环境和结构物的影响。

目前,常用的爆破超深计算公式有经验公式、理论公式和数值模拟方法等。

二、爆破超深计算公式的应用场景爆破超深计算公式广泛应用于隧道工程、矿山开采、土方工程、基础设施建设等领域。

在这些场景中,合理控制爆破超深有助于保证工程质量、安全和进度。

此外,爆破超深计算公式还可以为政府部门和企业提供决策依据,确保爆破施工符合国家和地方法规要求。

三、爆破超深计算公式的方法与步骤爆破超深计算公式通常包括以下几个步骤:1.确定爆破参数:包括炸药类型、炸药量、炮孔直径、炮孔深度等。

2.收集现场数据:包括爆破地点的地形地貌、地质条件、土壤类型等。

3.选择合适的计算公式:根据工程特点和现场数据,选择合适的爆破超深计算公式,如经验公式、理论公式或数值模拟方法等。

4.计算爆破超深:将已知数据代入计算公式,得出爆破超深值。

5.分析结果:根据计算结果,分析爆破超深对周围环境和结构物的影响,进一步优化爆破设计。

四、爆破超深计算公式的案例分析以下是一个爆破超深计算公式的案例分析:某隧道工程采用钻爆法施工,需要预测爆破振动对周围环境的影响。

根据工程特点,选择经验公式进行计算。

经验公式为:爆破超深(D)=(Q1/3750)×(R/1.5)^1.5其中,Q为炸药量(kg),R为爆心距(m)。

爆破参数

爆破参数

炮眼装填系数α及炸药每米的质量γ
药卷直径 (mm)
32
装填系数 α
0.7~0.8
每米炸药质量 γ
0.78
35 38
40 44
0.6~0.7 0.5~0.6
0.45~0.5 0.4~0.45
0.96 1.10
1.25 1.52
3. 根据采用的垂直楔形掏槽及围岩级别,由 隧道施工手册查得:
掏槽眼与开挖面的夹角α=70°,上下两
因采用α=0.8,设各种炮眼的装填系数: 掏槽眼为0.9 辅助眼为0.8 帮眼和顶眼为0.7 底眼为0.9
0.8
故按照上列装填系数进行分配是可行的
分配计算: 每个掏槽眼装药量
5卷×1.17 ×0.9=5.3卷 , 采用6卷
每个辅助眼装药量
5卷×1.17 ×0.8=4.7卷 , 采用4.5卷
5
1 3 3 1 6 4 4
65
3
85 1
2 1
5 100 1 2 3 4 1 50 1 2 50 3 100 6
3
2
1 122 6
97
5 6 5
6
6
130
10
4
4
6. 炮眼布置
7. 每一循环装药量Q的计算及炮眼装药量分配
根据炸药供应及围岩情况,使用2号硝铵
炸药,药卷直径为32mm,长度为200mm,每 卷药卷为0.15Kg。
传爆方式
每一循环所用爆破器材数量
爆破器材 规格 单位 数量 说明
非电毫秒雷管
非电毫秒雷管 非电毫秒雷管 非电毫秒雷管 非电毫秒雷管 非电毫秒雷管 联接元件 8号普通雷管 导爆管 炸药
DH—1型,5段

爆破计算公式

爆破计算公式

爆破参数(1)单位炸药消耗量按照新奥法爆破施工设计经验,单位耗药量K=〜m,对应断面面积s=4m〜2om,硬质砂岩,岩石完整性?=3〜6,以及“电子三所”振动的特殊要求,拟定进尺米左右。

为了确保掏槽效果小导硐取K= kg/m 3,因小导洞开挖后凌空面较大,同理次导硐和光面爆破扩至设计面单位炸药消耗量取K= kg/m3。

(2)每循环爆破总药量的确定依据Q = K X L X S (43)式中:Q每循环爆破总装药量(kg);K :炸药单耗量(kg/m3);L :爆破掘进进尺(m);S :开挖断面面积(m2)。

小导硐:K= m, L=,导洞开挖面积S=,Q = K X L X S=XX =次导硐:3K= kg/m , L=,导洞开挖面积S=,Q =K X L X S=XX=扩挖至设计界面:3K= kg/m , L=,导洞开挖面积S=,Q =K X L X S=XX=(3)单段最大装药量计算采用目前国内常用的经验公式:Q=R (V/K)3/“来确定单段药量初始值。

R-爆破振动的安全距离,V-保护对象所在地质点振动安全允许速度,K、a -与爆破点至计算保护对象间的地形、地质条件有关的系数和衰减指数因岩层处于硬质砂岩地段根据经验取K= 120,a=,以最近点居民房(危房)的振速要求为条件,考虑到电子三所的爆破振动影响,按文物要求V= s , R取25 米计算。

Q=周边施打减震孔可以减震30%〜50%,取30%,即单段最大爆破药量为X =,小导硐按此药量进行钻爆设计。

次导洞、隧道扩挖至设计断面爆破时临空面较大,减振效果较好,主要由单段最大药量控制,与总药量无关,按减振50%考虑,即单段最大爆破药量为kg,按此药量设计。

爆破图表小导硐爆破设计、次导硐爆破设计、最后光面爆破设计见下:图27~29 和表2~4。

炮眼名称炮眼个数(个)炮眼(in)药卷直径(iran)厨离量(kg)尙十药量(kg)雷管段掏槽眼1 1.5 32 1.0 0.9 MS-1 1 1.6 32 1.0 0.9 MS-3 1 1.7 32 1.0 0.9 MS-51 1.8 32 1.0 0.9 KS-62 1.8 32 0.6 1.2 MS-7 2 1.8 32 0.6 1.2 MS-8辅助眼18 1.5 32 0.3 2.4HS-2辅助眼29 1.5 32 0.3 2.7HS-3辅助眼311 1.4 32 0.3 3.3 HS-4周边眼48 1.3 32 0.3 2.4 HS-5周边眼512 1.3 32 0.3 3.6 HS-6合计20.4炮眼名称 炮眼个数(个)炮眼深度 (m) 药卷直径 (mm) 每孔装药量 (kg) 合计药量 (kg) 管别雷段辅助眼1 10 1.632 0. 7 7.0 HS-1辅助眼2 7 1.6 32 0.9 6.3 HS-2 辅助眼3 10 1.5 32 0. 7 7.0 HS-3 辅助眼4 11 1.5 32 0.6 6. 6 HS-4 辅助眼5 10 1.4 32 0. 7 7.0 HS-5 辅助眼67 1.4 32 0.9 6.3 HS-6 辅助眼7 7 1.3 32 0.9 6.3 HS-7 周边眼8 10 1.3 32 0.7 7.0 HS-8 周边眼9 12 1.4 32 0.6 7.2HS-9周边眼10121.4320.67.2 HS-10合计67. 9L o◎7070£HS-9 HS-6 HS-4 HS-2oHS-§ HS^5 11^-3炮眼名称炮眼个数(个)炮眼深度(m)药卷直径(mm)号孔装药量(kg)合计药量(kg)管别辅助眼112 1. 6 32 0. 6 7. 2 HS-1 辅助眼212 1. 6 32 0. 67. 2 HS-2 辅助眼320 1. 5 32 0.3 6. 0 HS-3 辅助眼416 1. 5 32 0.4 6. 4HS-4 辅助眼514 1.5 32 0. 57. 0HS-5 周边眼615 1. 2 32 0. 4 6. 0HS-6 周边眼715 1. 2 32 0. 4 6. 0HS-7 周边眼818 1. 2 32 0. 4 7. 2 HS-8 合计53。

爆破设计萨道夫斯基公式计算表

爆破设计萨道夫斯基公式计算表

《爆破安全规程》(G B6722-2003)规定的爆破振动安全允许标准
注1:表列频率为主振频率,系指最大振幅所对应波的频率。

注2:频率范围可根据类似工程或现场实测波形选取。

选取频率时亦可参考下列数据:硐室爆破<20Hz;深孔爆破10Hz~60Hz;浅孔爆破40Hz~100Hz。

a、选取建筑物安全允许振速时,应综合考虑建筑物的重要性、建筑质量、新旧程度、自振频率、地基条件等因素。

b、省级以上(含省级)重点保护古建筑与古迹的安全允许振速,应经专家论证选取,并报相应文物管理部门批准。

c、选取隧道、巷道安全允许振速时,应综合考虑构筑物的重要性、围岩状况、断面大小、深埋大小、爆源方向、地展振动频率等因素。

d、非挡水新浇大体积混凝土的安全允许振速,可按本表给出的上限值选取。

安全允许标准
.0~12
围岩状况、断面大小、深限值选取。

可参考下列数据:硐室爆质量、新旧程度、自振频应经专家论证选取,并报相
~15~20~30
.0~7.0
.0~3.0。

工程爆破药量计算的基本公式

工程爆破药量计算的基本公式

工程爆破药量计算的基本公式爆破作为岩石破碎、清理地基前沿、开挖地基所需的重要方法,在现代建筑施工、水利水电、矿山工程等工程施工中扮演着重要的角色。

爆破的精确度是确定工程施工效果的关键,爆破药量的计算也就变成了施工中至关重要的环节。

爆破药量计算是指以爆破动力学理论为基础,结合有关试爆数据,使用爆破药量计算公式,经过计算得出一定爆破量的计算工作。

计算的目的是使得爆破的最后效果符合施工要求,即结果不超过施工安全允许的规定,也不低于破碎要求或破坏要求。

具体而言,爆破药量的计算公式通常采用K(A,B)公式形式,其中K表示包含施工爆破参数的一组系数,A表示爆破深度,B表示爆破面积等参数,K(A,B)公式如下:K(A,B)=C*A*B式中,C是系数,C=1/M*S,M表示炸药比爆炸应力,S表示炸药比能量。

在实际工程施工中,爆破药量的计算还会受到药包的影响。

药包的影响,是指由于特定药包的厚度以及孔径的不同,每米药量可能有所不同。

因此,应该根据实际工程情况选择不同的药包,以确保爆破药量的精确度和安全性。

除了以上K(A,B)公式以及药包影响外,还需要考虑到施工条件、爆破技术和爆炸物品等因素。

爆破地形、施工环境等条件是影响各参数的重要依据,应该细心研究施工状况,以便正确掌握工程情况,最终获得正确的爆破药量。

在此基础上,应该以相对较低的爆破火力及技术等级为前提,采用一定的爆破技术和爆炸物品,并且注意爆破布局,使得爆破地形和施工环境支持计算爆破药量的公式。

综上所述,爆破药量的计算是施工中必须重视的环节,使用K(A,B)公式考虑施工条件、爆破技术和爆炸物品等因素,是爆破药量计算的基本公式。

不仅防止爆破效果不达标,还能有效的保障施工的安全。

爆破公式

爆破公式

1、城镇拆除爆破由于与一般岩土爆破作用机理、爆破方法不同,其安全允许距离的确定方法也不同,本《爆破安全规程》(GB 6722—2003)规定有设计确定,确定的内容包括:(1)确定安全判据确定安全判据应采用保护对象所在地质点峰值振动速度和主振频率两个指标,还采用保护对象所在地的质点峰值振动速度单一指标,二者均可。

(2)若采用单一指标(爆破振动速度),推荐下面两个公式:V=KˊK(Q1/3/R) α(cm/s)式中:Kˊ——修正系数,Kˊ=0.25~1.0Q——炸药量kgR——炸源至观测点间距离,mV= K(Q1/3/R) α(cm/s)式中:Q——一次爆破用药量R步药几何中心至计算点距离,mK、α——根据不同结构、不同爆破方法,按表1选取表1 K、α值的选取2、建筑物倒塌冲击波地表而产生的塌落振动速度与爆破地震波引起的质点振动速度相比,建筑物倒塌时冲击地表而产生的塌落振动速度大些,其塌落振动速度目前尚无统一计算公式。

若以地面塌落振动速度表示强度,采用无量纲相似参数分析方法,集中质量(冲击或塌落)作用于地面造成的塌落振动速度V可参阅以下公式计算。

V t=K t [(M g H/σ)1/3/R] β式中:V t——塌落引起的地面振动速度,cm/sM——下落构件的质量,tg——重力加速度,m/s2H——构件的中心高度,mσ——地面介质的破坏强度(MP a),一般取10 MP aR——观测点至冲击地面中心的距离,m建筑物拆除爆破塌落振动与结构的解体尺寸和下落的高度有关。

为了减小对地面的撞击作用,控制下落建筑物解体的尺寸十分重要,高度是改变不了的。

根据数座高烟囱爆破拆除实测数据整理分析给出上式中的衰减参数K t=3.37,β=1.66。

3、对地面建筑物拆除爆破,一般松动爆破时,不考虑爆破冲击波的安全距离。

抛掷爆破时,可按下式计算:R R=K n·Q1/2式中:Q——装药量,kgK n——与爆破作用指数和破坏状态有关的系数,表2 K n 值在峡谷进行爆破时,沿山谷方向K n值应增大50%~100%;当被保护建筑物与爆源之间有密林,山丘时,K n值减小50%。

--爆破设计常用公式与参数--(2)

--爆破设计常用公式与参数--(2)

爆破设计常用的公式及参数序号参数深孔台阶爆破浅孔台阶爆破拆除爆破井巷掘进爆破预裂、光面爆破其他1 孔径D(d)D=80~310 d=36~42 d=40 d=38~42空孔D>d 深孔D=80~100矿山深孔D=150~350浅孔d=42~50常用钻头:Φ32、Φ38、Φ40、Φ42、Φ50、Φ76、Φ90、Φ105、Φ115、Φ1402 孔深L L=H+hL=(H+h)/sinαL=H+ΔhL=(0.5~0.65)H 有临空面L=(0.7~0.8)Hδ无临空面底部W=B/2,L>W 柱L=1.2~3.0 主爆孔=0.3~1.5深孔:d>50,L>5浅孔:d≤50,L≤53 超深h(Δh)h=(0.25~0.35)W1h=(8~12)dΔh=(0.10~0.15)H 掏槽孔、底板孔+0.2m h=0.3~1.5m 4 抵抗线W(W1)W1=(30~45)d W=(0.4~1.0)H W=B/2(两侧有临空面)W外=(0.65~0.68)δW内=(0.32~0.35)δ周边孔W≥孔间距辅助孔孔间距≥排距W=KD;W=K´DK=15~25K´=1.5~2.05 孔距a a=mW1m≥1 a=(0.5~1.0)Wa=(1.0~2.0)Wa=(0.65~0.68)δa=(1.0~1.5~2.0)W周边a=0.5~1.0m辅助孔a=0.4~0.5m底板孔a=0.4~0.7m预裂a=(8~12)D光面a=(0.6~0.8)W6 排距b a=bmm=1.2~1.5 a=bm b=(0.6~0.9)a 炮孔数目N=3.3(fs2)1/3紧贴爆区边缘外布置,与主爆区邻近孔口距离为b,与其间(b/2)布置缓冲孔。

缓冲孔间距a/27 填塞长度L2 L2=(0.7~1.0)W1L2=(20~30)dL2=(1/3~2/5)L L2≥(1.1~1.2)W L2=(0.6~0.8)W L2≥W 8 单耗q q=0.35~0.5kg/m³ q=0.5~1.2kg/m³ 查表、试验类比q=1.1K0(f/s)1/2k0=525/260=2.01线装药密度q=0.2~2.0kg/m 9 单孔装药量Q Q=qabH(前排)Q=KqabH(后排)K=1.1~1.2Q=qabHq:查表、试验类比当L=1.5m分层上:下=0.4:0.6Q3层上:中:下=0.25:0.35:0.4Q=qV=qSLηD/d≥2~5,不耦合装药:底部加强;中部正常;上部减弱乳化炸药延米药量:Φ32:1kg/m;Φ70:4kg/m;Φ90:7kg/m10 切口参数 H=K(B+Hmin)B截面边长Hmin失稳高度H=(30~50)dd钢筋直径烟囱210°≤θ≤220°高度H=(3.0~5.0)δ闭合角α≥25°。

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6.6 爆破参数与爆破图表
6.6.1 爆破参数
(1)单位炸药消耗量
按照新奥法爆破施工设计经验,单位耗药量K=0.7~2.5kg/m3,对应断面面积S=4m2~20m2,硬质砂岩,岩石完整性ƒ=3~6,以及“电子三所”振动的特殊要求,拟定进尺1.5米左右。

为了确保掏槽效果小导硐取K=1.8kg/m3,因小导洞开挖后凌空面较大,同理次导硐和光面爆破扩至设计面单位炸药消耗量取K=1.1 kg/m3。

(2)每循环爆破总药量的确定
依据Q=K×L×S (43)
式中:Q:每循环爆破总装药量(kg);
K:炸药单耗量(kg/m3);
L:爆破掘进进尺(m);
S:开挖断面面积(m2)。

小导硐:
K=1.8kg/m3,L=1.5m,导洞开挖面积S=7.5m2,
Q=K×L×S=1.8×1.5×7.5=20.25kg
次导硐:
K=1.1 kg/m3,L=1.5m,导洞开挖面积S=46.7m2,
Q=K×L×S=1.1×1.5×46.7=77.1kg
扩挖至设计界面:
K=1.1 kg/m3,L=1.5m,导洞开挖面积S=34.2m2,
Q=K×L×S=1.1×1.5×34.2=56.4kg
(3)单段最大装药量计算
采用目前国内常用的经验公式:Q=R3(V/K)3/α来确定单段药量初始值。

R-爆破振动的安全距离,
V-保护对象所在地质点振动安全允许速度,
K、α-与爆破点至计算保护对象间的地形、地质条件有关的系数和衰减指数因岩层处于硬质砂岩地段根据经验取K=120,α=2.0,以最近点居民房(危房)的振速要求为条件,考虑到电子三所的爆破振动影响,按文物要求V=0.5cm/s,R取25米计算。

Q=4.2kg
周边施打减震孔可以减震30%~50%,取30%,即单段最大爆破药量为4.2×1.3=5.46kg,小导硐按此药量进行钻爆设计。

次导洞、隧道扩挖至设计断面爆破时临空面较大,减振效果较好,主要由单段最大药量控制,与总药量无关,按减振50%考虑,即单段最大爆破药量为5.46×1.5=8.2 kg,按此药量设计。

6.6.2 爆破图表
小导硐爆破设计、次导硐爆破设计、最后光面爆破设计见下:图27~29和表2~4。

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