爆破计算公式
爆破计算公式用函数计算
爆破计算公式用函数计算爆破是一种常见的矿山开采和建筑工程中常用的技术手段，通过爆破可以将岩石、土壤等坚硬物质炸裂成小块，从而便于后续的挖掘和清理。
在进行爆破作业时，需要对爆破参数进行精确的计算和控制，以确保爆破效果和安全。
本文将介绍爆破计算公式，并使用函数进行计算。
爆破计算公式主要包括爆破药量、孔距、孔深、装药密度等参数的计算。
其中，爆破药量是爆破设计的核心参数，它直接影响着爆破效果和安全性。
爆破药量的计算公式如下：爆破药量 = 岩体容重×孔孔体积×药量系数。
其中，岩体容重是指岩石的密度，通常以 t/m3 为单位；孔孔体积是指每个爆破孔的容积，通常以m3 为单位；药量系数是一个经验参数，通常在0.7~1.2 之间。
在进行爆破药量的计算时，需要根据具体的岩石类型和爆破设计要求来确定岩体容重和药量系数，然后根据爆破孔的布置方式和孔孔体积来计算出爆破药量。
另外，爆破药量的计算还需要考虑到岩石的抗压强度和爆破药的爆炸性能。
一般来说，岩石的抗压强度越大，需要的爆破药量就越大；而爆破药的爆炸性能越好，所需的爆破药量就越小。
除了爆破药量，爆破孔的孔距和孔深也是爆破设计中需要考虑的重要参数。
爆破孔的孔距和孔深直接影响着爆破效果和岩石破碎度。
一般来说，孔距越大，岩石的破碎度就越好；而孔深越深，岩石的破碎度也就越好。
爆破孔的孔距和孔深的计算公式如下：孔距 = 爆破孔的间距×孔孔数。
孔深 = 爆破孔的深度。
其中，爆破孔的间距是指相邻两个爆破孔之间的距离，通常以 m 为单位；孔孔数是指爆破孔的数量；爆破孔的深度是指爆破孔的钻孔深度，通常以m 为单位。
在进行爆破孔的孔距和孔深的计算时，需要根据爆破设计要求和具体的岩石情况来确定爆破孔的间距和深度，然后根据爆破孔的数量和深度来计算出孔距和孔深。
此外，爆破孔的装药密度也是爆破设计中需要考虑的重要参数。
装药密度是指爆破孔中装药的密度，它直接影响着爆破效果和岩石破碎度。
爆破
装药爆破后作用于孔壁上的径向应力峰值，即初始冲击压力p r 为：n d d D p bc c r 62)(81ρ= 式中：c ρ—炸药密度，取1.1×103kg/m 3；D —炸药爆速，取3710m/s ；b d —炮孔直径，取50mm ； 取不耦合系数 1.2b cd d = c d —炸药直径，取42mm ；n —爆生气体碰撞岩壁时产生的应力增大倍数，取10。
因此，作用于炮孔孔壁上的初始冲击压力p r 的大小为6648MPa 。
c t rr bp R ασ/1)(=式中：t σ—岩石的抗拉强度，5MPa ；c r —为炮孔半径，25mm 。
b —波速比，μμ-=1/b ；μ—煤体的泊松比，取0.2；α—应力波衰减系数，b -=2α。
将各参数代入（4.4）式中，得到破裂区半径为R=0.69m 。
0.695 3.45m =⨯=炮眼间距S上述公式计算过程中忽略了爆生气体的准静态膨胀作用。
同时，由爆破引起的岩体完整性下降和强度损失也不仅仅局限于破裂区范围内，破裂区以外应力波的损伤作用以及振动效应同样可以消弱体的完整性和强度，所以实际的破裂半径范围可能扩大至4～5倍左右。
因此，卸压爆破合理炮眼间距为5 m 范围内。
松动爆破必须控制药量，以达到既能松动好煤岩体，又不致于崩散煤岩体的效果，装药量与待爆破的体积、煤岩体的可爆性、炸药的类型、炮眼填塞情况等因素有关。
每孔装药量Q 的计算公式如下：221/c c n n e q g l Q +=ω （4.5）式中：Q —每个炮孔实际装药量，kg ；e —主要换算系数，即爆力系数，取1.0～1.3；q —标准条件下爆破每单位体积所需炸药量，一般取0.2～0.35 kg/m 3； g —爆眼堵塞系数，取1.2；L —炮眼深度，6.5m ；ω—最小抵抗线，0.69m ；n c —炮眼深度对炸药消耗量的影响系数。
将e = 1.0，q = 0.42，g = 1.2，L = 6.5 m ，ω= 0.69m ，n c = 1.3 代入上式计算得每孔装药量Q =1.24 kg 。
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
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
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＝～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，拟定进尺米左右。
为了确保掏槽效果小导硐取K＝ kg/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＝ 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＝m3，L＝，导洞开挖面积S=，Q＝K×L×S＝××＝次导硐：K＝ kg/m3，L＝，导洞开挖面积S=，Q＝K×L×S＝××＝扩挖至设计界面：K＝ kg/m3，L＝，导洞开挖面积S=，Q＝K×L×S＝××＝（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＝，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×＝，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。
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)巷道掘进断面（m 2） 岩石坚固性系数（f ） 1.5 2～3 4～6 8～10 12～14 15～20 ＜6 0.78 1.05 1.50 2.15 2.64 2.93 ＜8 0.65 0.89 1.28 1.89 2.33 2.59 ＜10 0.56 0.78 1.12 1.69 2.09 2.32 ＜12 0.52 0.72 1.01 1.51 1.90 2.10 ＜15 0.47 0.66 0.92 1.36 1.78 1.97 ＜20 0.44 0.64 0.90 1.31 1.67 1.85 ＞200.40.600.861.261.621.80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 ＝K 1×hK 1：系数K 1＝0.6～0.9；● 药室间距a （松动爆破）a ＝K 2×W 平均K 2：药室间距系数，K 2＝0.8～1.2。
爆破
孔桩基坑爆破方案一、 爆破参数选择的确定、计算公式（1） 总数N ： N=x c d e d l f S 19.016.0232 (1)式中：S d -爆破断面积（2m ）；f -岩石坚固性系数；l -钻孔深度（m ）；d c -药卷直径（mm ）；e x -炸药爆力换算系数，e x =320/e,e 为炸药爆力（ml ）.N=320.6 ×6 ×2.8)×(2.2×2320.190.16×320/260=26.53（2）单位体积耗药量q(kg/3m )：q=x xx x e f K d S 373.0 (2) 式中：x K -常数，取0.25-0.35；f –岩石坚固性系数，取6～8；S x –断面影响系数，S x = S d /5；d x –药径影响系数，d x = d c /32；其他符号意义同前。
q=0616.1260/320×32/322.8)/5×2.2(6×.250373.0 kg/3m 。
(3)循环总药量Q(kg)：Q=qV= S d lq (3)式中： V -设计爆破方量（3m ）；其他符号意义同前。
Q=6.16×0.6×1.0616=3.924 kg（4）单孔药量Q(g):Q='K Q/N (4)式中：'K-常数，根据不同炮孔所起作用不同调整，取0.8-1.2；其他符号意义同前。
Q=1×3.924/26.53=0.1479。
三、参数的调整根据以上计算公式，并结合历次的工程实践对各参数作适当的调整。
工程桩直径1200mm，护壁厚300mm。
（1）设计断面：面积1.772m。
（2）中心眼：孔数5个，孔距0.35-0.5m，孔深0.95m，Q=300g。
（3）周边眼：孔数14个，孔距0.29m，孔深0.85m，Q=280g，Q=5.42 kg,q=3.06 kg/3m,设计爆破效率η=0.85，循环进尺0.7～0.8m，实际单位体积耗药量q=0.36 kg/3m。
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°。
- 1、下载文档前请自行甄别文档内容的完整性，平台不提供额外的编辑、内容补充、找答案等附加服务。
- 2、"仅部分预览"的文档,不可在线预览部分如存在完整性等问题,可反馈申请退款(可完整预览的文档不适用该条件!)。
- 3、如文档侵犯您的权益，请联系客服反馈,我们会尽快为您处理(人工客服工作时间：9:00-18:30)。
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
3，对应断面面积S＝＝0.7～2.5kg/m按照新奥法爆破施工设计经验，单位耗药量K22，硬质砂岩，岩石完整性?=3～64m，以及“电子三所”振动的特殊要求，拟定～20m3，因小导洞开挖后凌空面较大，kg/m＝1.8进尺1.5米左右。
为了确
保掏槽效果小导硐取K3kg/m＝K1.1同理次导硐和光面爆破扩至设计面单位炸药消耗量取。
（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）；
3）；K：炸药单耗量（kg/m L：爆破掘进进尺（m）；2）。
：开挖断面面积（m S小导硐：
32，，导洞开挖面积S=7.5m，L＝8K＝1.kg/m1.5m Q＝K×L×S＝1.8×1.5×7.5＝20.25kg
次导硐：
32，.467m，L＝1.5m，导洞开挖面积S=K＝1.1 kg/m Q＝K×L×S＝1.1×1.5×46.7＝77.1kg
扩挖至设计界面：
32，m 34.21 kg/m，导洞开挖面积，L＝1.5mS=1.K＝Q＝K×L×S＝1.1×1.5×34.2＝56.4kg
（3）单段最大装药量计算
3/α3来确定单段药量初始值。
）V/KQ=R采用目前国内常用的经验公式：（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。