爆破作业计算
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。
爆破计算公式
露天爆破摘自《爆破设计与施工》露天台阶爆破是在地面上以台阶形式推进的石方爆破方法。
台阶爆破按照孔径、孔深不同,分为深孔台阶爆破和浅孔台阶爆破。
通常将炮孔孔径大于50mm、孔深大于5m的台阶爆破统称为露天深孔台阶爆破。
1.台阶要素深孔爆破的台阶要素如图所示。
H为台阶高度,m;W1为前排钻孔的底盘抵抗线,m;L为钻孔深度,m;l1为装药长度,m;l2为填塞长度,m;h为超深,m;α为台阶坡面角,(º);a为孔距,m;b为排拒,m(图中未标出);B为在台阶面上从钻孔中心至坡顶线的安全距离,m。
为了达到良好的爆破效果,必须正确确定上述各项台阶要素。
2.爆破参数2.1孔径露天深孔的孔径主要取决于钻机类型、台阶高度和岩石性质。
一般来说钻机选型确定后,其钻孔直径就已确定下来。
国内常用的深孔直径有76~80mm,100mm,150mm,170mm,200mm,250mm,310mm几种。
2.2孔深与超深孔深是由台阶高度和超深确定。
岩石台阶高度为15~20m。
国内矿山的超深值一般为0.5~3.6m。
后排孔的超深值一般比前排小0.5m。
垂直深孔孔深L=H+h倾斜深孔孔深L=H/sinα+h2.3底盘抵抗线a根据钻孔作业的安全条件W1≥Hcotα+B式中W1—底盘抵抗线,mα—台阶坡面角,(º)H—台阶高度,mB—从钻孔中心至坡顶线的安全距离,对大型钻机,B≥2.5~3.0mB按台阶高度和孔径计算W1=(0.6~0.9)HW1=K•d2.4孔距和排拒孔距a 是指同一排深孔中相邻两钻孔中心线间的距离。
孔距按下式求得:a=mW1式中的密集系数m值通常大于1.0,在宽孔距爆破中则为3~4 或更大。
但是第一排孔往往由于底盘抵抗线过大,应选用较小的密集系数,以克服底盘的阻力。
排距b 是指多排孔爆破时,相邻两排钻孔间的距离,在采用正三角形布孔时,排距与孔距的关系为b=a•gsin60º=0.866×ab为排拒,m;a为孔距,m。
爆破参数计算范文
爆破参数计算范文爆破是一种工程技术,通过引爆爆炸物来实现地下或地面上的石方开挖或拆除建筑物等工作。
在爆破作业进行之前,需要进行爆破参数计算,以确保爆破过程的安全可控。
1.爆破参数计算的目的2.爆破参数计算的内容-炸药量计算:根据需要炸碎的岩石体积和松动系数,计算出所需的炸药量,以确保爆破效果满足要求。
-钻孔长度和间距计算:根据岩石的强度、爆破物的类型和规格等因素,确定钻孔的长度和间距,以达到最佳的爆破效果。
-正确的起爆顺序和延迟时间计算:为了保证爆破作业的连贯性和效果,需要根据起爆点的位置和爆破物的性质,计算出起爆顺序和延迟时间。
-爆破孔的布置计算:根据开挖或炸碎的需要,计算出爆破孔的布置,以保证坑壁的稳定性和爆破效果。
3.爆破参数计算的方法爆破参数计算的方法主要包括经验法、试验法和数值模拟法。
其中,经验法是根据以往的经验和受控试验数据进行计算,适用于一些简单的爆破作业;试验法是通过实际的爆破试验来确定和验证爆破参数,适用于复杂的工程和特殊的条件;数值模拟法是利用计算机数学模型对爆炸过程进行模拟和计算,可以提供详细和准确的数据,适用于复杂的地质条件和特定的要求。
4.爆破参数计算的影响因素-岩石的性质和强度:不同类型和强度的岩石需要采用不同的爆破参数计算方法和参数值。
-爆破物的性质和规格:不同的爆破物有不同的爆炸速度和能量释放特点,需要根据实际情况计算和选择合适的参数。
-地质条件和环境要求:地层的稳定性和周围环境的敏感性也会影响爆破参数的计算和选择。
-爆破作业的需求:不同的爆破作业有不同的要求,需要根据实际情况和需求进行参数计算和选择。
总之,在进行爆破作业之前,必须进行爆破参数计算,以确保作业的安全性和效率性。
根据实际情况和条件,选择合适的计算方法和参数值,控制和指导爆破作业的进行,以达到预期的效果。
同时,需要随时根据实际情况进行调整和修正爆破参数,以适应工程的需求。
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。
爆破地震波、水下爆破计算公式
爆破地震波诫计算公式一、爆破安全规程:1、爆破安全允许距离:R=(K/V)1/α·Q1/32、爆破安全震速:V=K(Q1/3/R)α3、最大起爆药量:Qmax= R3(V/K)3/α二、冯叔瑜教授公式:V=K K’(Q1/3/R)αK’=0.2 ~0.3 其它按爆破安全规程取三、《特种爆破技术》安全与防护㈠爆破震动⑴质点振动速度V=K K’(Q1/3/R)αK’=0.2 ~0.3 其它按爆破安全规程取㈡塌落震动P35表2-4秦皇岛拆除爆破的振动观测数据:在24-120米以内:塌落震动/爆破震动=5.8~3.4倍即塌落震动=(5.8~3.4)×爆破震动㈢检验最大安全装药量:Qmax= R3(V/K K’)3/α㈣空气冲击波一般认为,冲击波的压力下降到180dB时便变成声压。
水下爆破一、水下爆破地震波计算公式:1、上海地震局经验公式:V=94(Q1/3/R)0.842、《工程爆破实用手册》P445⑴水下裸露爆破——炸礁装药总量Q= K V V—礁石总体积m3, K—取5-10kg/ m3,⑵水下殉爆和拒爆的预防:殉爆距离:φ25mm,35%的胶质炸药在45-60cm距离内可殉爆;同种炸药:间距2m偶尔殉爆;⑶水下爆破地震效应公式:αV=K(Q1/3/R)⑷水中冲击波及涌浪水中冲击波安全距离(水深不大于30米)Q≤1000kg时水中冲击波安全距离米Q≥1000kg时按下式计算安全距离(水深不超过30米)1/3⑸水深大于30米时,按库尔公式计算水中冲击波超压峰值:库尔公式:P S=53.3(Q1/3/R)1.13 , [MPa]柯克伍德公式:P S=52.7(Q1/3/R) , [MPa]。
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。
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。
爆破参数计算
6.4中深孔爆破参数的选择和装药量计算(1)台阶高度:5-15m 。
(2)孔径D :90mm 。
(3)单位炸药消耗量q 与岩石坚硬程度的关系列于下表(本矿体普氏硬度为10~12)取q=0.45kg/m ³(4)底盘抵抗线采用过大的底盘抵抗线会造成根底多,大块率高,后冲作用大;过小则不仅浪费炸药,增大钻孔工作量,而且岩块易抛散和产生飞石危害。
底盘抵抗线的大小与钻孔直径、炸药威力、岩石可爆性、台阶高度和坡面角等因素有关,在设计中可用类似条件下的经验公式来计算。
① 根据钻孔作业的安全条件 B Hctga W +≥1式中:W1—底盘抵抗线,m 。
H —台阶高度,m ;α—台阶坡面角;B —从钻孔中心到坡顶线的安全距离,一般B=2.5~3m 。
② 按每孔的装药条件mq W τ∆⋅=78.0D 1式中:D —孔径,dm ;∆—装药密度,g/ml ;τ—装药系数,一般为0.6~0.8;m —炮孔密集系数,一般为0.8~1.3;q —炸药单耗(根据工程实际需要选择);③按炮孔直径确定d W )45~25(1=取W 1=4m (优化取值)(5)超深h超深h (m)是指钻孔超过台阶底盘水平的深度。
若超深过大,将造成钻机和炸药的浪费。
同时还将增加爆破动强度和底盘的破坏。
根据经验,超深可按下式确定:1)35.0~15.0(W h = 或 H h )2.0~1.0(= 式中:1W —底盘抵抗线,m 。
当岩石松软时取小值,岩石坚硬时取大值。
对于要求特别保护的底板,应将超深取负值。
(6)孔距a孔距按下式计算:a =m ×W1m 为炮孔密集系数,一般为0.8~1.3取a=3.5~4m(7)排距bb =(0.8~1)×a取b=2.5~3m(8)孔深L垂直孔: L =H +h ,倾斜孔: L =(H +h )/Sin αα为炮孔倾角;(9) 填塞长度LT堵塞长度LT (m)是指装药后炮孔的剩余部分作为填塞物充填的长度。
爆破作业计算
爆破作业一般由类似工程条件的工点实际测得的爆破震动速度衰减规律公式计算,计算式为:Qm=R3Vkp/K2/3式中:Qm ——最大一段允许用药量Vkp——震速安全控制标准R ——爆源中心至震速控制点的距离K ——与爆破技术、地震波传播途径介质的性质有关的系数。
⑵掏槽形式的选择根据以往有关巷道爆破震动速度的观测数据,选用楔型掏槽。
这样不仅可以有效的控制震动速度,而且容易掏出槽来,且能使掏槽的单段用药量减小。
⑶选择合理的段间隔时差为避免爆破震动叠加作用,雷管跳段使用,其时差控制在 100ms 左右。
⑷循环进尺的选定主要根据地质条件、进度安排进行,根据本巷道的地质情况及工期要求,循环进尺控制在 0.75~1.2m 范围内。
⑸爆破参数的选定爆破参数的选定按照计算法结合工程类比法确定,并经现场试验进行检验调整。
①炮眼深度 L以循环进尺作为炮眼深度,掏槽眼加深 20。
②炮眼数目 N 按照下式计算确定炮眼数量,N=K×S×L/L×n×r式中 N——炮眼数目,个K——单位炸药消耗量kg/m3L——炮眼深度,n——炮眼装药系数r——炸药的线装药密度S——开挖断面积,m2。
以上计算数据按照比钻眼数进行校核后确定。
③炮眼布置先布置掏槽眼、周边眼,然后是地板眼、内圈眼、二台眼,最后布置掘进眼。
周边眼布置经验计算式如下:间距:E=8-12dd 为炮眼直径,cm抵抗线:W=1.0-1.5E,cm装药集中度:q0.04-0.19kg/m④一次爆破总装药量的计算:Q=K×S×L Kg式中 K——炸药单耗;S——开挖断面积;L——炮眼深度;Q——一次爆破的总装药量。
⑤单眼装药量的计算周边眼参照上述光面爆破进行计算确定。
其它各部位炮眼的装药量均可按下式计算:Q=K×A×W×L×λ式中 q——单眼装药量;K——炸药单耗;A——炮眼间距;W——炮眼爆破方向的抵抗线;L——炮眼深度;λ——炮眼部位系数炸药的几种爆炸性能威力(作功能力):指炸药爆炸时产生的力量,能够崩下多少煤或岩石。
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)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。
隧洞光面爆破计算(圆形)
5.周边孔炸药用量计算
qp=(0.5~0.9)aWLq0,取中间系数值计算得
qp=0.7×0.4×0.5×3×0.78=0.33kg
6.底板孔炸药用量计算
qf=(1.1~1.2)Q/N,取中间系数值计算得
qf=1.15×10.69/27=0.46kg
7.崩落孔炸药用量计算
2.每排炮进尺装填炸药量计算
Q=q0LSμ=0.78×3×4.8×0.95=10.69kg
3.工作面炮孔数目确定
N=4q0SDr2/πd2Δαβ=4×0.78×4.8×1.52/(π×0.052×0.875×103×0.29×0.63)=27
4.掏槽孔炸药用量计算
qcut=(1.15~1.25)Q/N,取中间系数值计算得
周边孔数Np=c/a=6.2/0.4=16
崩落孔数Nn=(N-Ncut-Np)k/(1+k)=(27-9-16)×0.9/(1+0.9)=1
底板孔数Nf=N-Ncut-Np-Nn=27-9-16-1=1
qn=(Q-(qcutNcut+qpNp+qfNf))/Nn=(10.69-(0.47×9+0.33×16+0.46×1))/1=0.707kg
隧洞光面爆破计算计算书
一、计算参数
1.岩土参数
岩土类别
七类土
爆破处自由面系数
0.67
开挖断面形式
圆形
开挖轮廓周长(m)
6.2
开挖断面面积(m2)
4.8
2.普通破碎孔参数
掏槽孔布置形式
一字形
掏槽孔个数
9
崩落孔与底板孔个数之比值
0.9
隧道爆破参数如何计算公式
隧道爆破参数如何计算公式隧道爆破是一种常见的爆破作业,用于在地下挖掘隧道或地下工程中使用。
在进行隧道爆破前,需要对爆破参数进行计算,以确保爆破作业的安全和有效性。
本文将介绍隧道爆破参数的计算公式和相关知识。
1. 隧道爆破参数的计算公式。
隧道爆破参数的计算涉及到爆破材料的性质、隧道的尺寸和地质条件等因素。
下面将介绍隧道爆破参数的计算公式。
1.1 炸药量的计算公式。
隧道爆破中炸药量的计算是关键的一步。
炸药量的计算公式如下:炸药量(kg)= 隧道断面积(㎡)×爆破药量(kg/㎡)。
其中,隧道断面积可以根据隧道的尺寸和形状进行计算,爆破药量则是根据地质条件和爆破设计要求确定的。
1.2 起爆药量的计算公式。
起爆药量的计算是为了确保炸药能够在整个隧道中有效起爆。
起爆药量的计算公式如下:起爆药量(kg)= 隧道周长(m)×起爆药量(kg/m)。
起爆药量的计算需要考虑隧道的周长和起爆药的性能参数。
1.3 孔距的计算公式。
孔距是指在隧道爆破中钻孔的间距,孔距的计算公式如下:孔距(m)= 钻孔总长度(m)/ (钻孔数-1)。
孔距的计算需要根据隧道的长度和钻孔的数量进行确定。
2. 隧道爆破参数的影响因素。
隧道爆破参数的计算需要考虑多种因素,包括地质条件、隧道尺寸、爆破材料的性能等。
下面将介绍这些影响因素。
2.1 地质条件。
地质条件是影响隧道爆破参数的重要因素之一。
地质条件包括岩石的硬度、岩层的结构、地下水情况等。
不同的地质条件会对爆破参数的选择和计算产生影响。
2.2 隧道尺寸。
隧道的尺寸也是影响爆破参数的重要因素。
隧道的尺寸包括断面积、长度、高度等。
不同尺寸的隧道需要根据其具体情况进行爆破参数的计算。
2.3 爆破材料的性能。
爆破材料的性能包括炸药的爆炸速度、爆炸能量、起爆性能等。
这些性能参数会直接影响爆破参数的选择和计算。
3. 隧道爆破参数的实际应用。
隧道爆破参数的计算是隧道爆破设计的重要环节,它直接关系到爆破作业的安全和有效性。
爆破工程量计算方案
爆破工程量计算方案一、概述爆破是在矿山、建筑施工、地质勘探等领域中常见的一种工程技术,在工程实施中,需要对爆破的工程量进行准确的计算。
爆破工程量的计算对工程的顺利进行具有重要的意义,它直接关系到爆破方案的合理性、爆破效果的预测和项目的进度。
本文将对爆破工程量计算方案进行详细介绍,包括计算方法、技术要点和实际应用。
二、爆破工程量计算的目的1、爆破工程量计算的目的是为了确定爆破方案所需要的爆破剂量和爆破设备的数量等参数,以确保实施爆破工程时的安全性和准确性。
2、爆破工程量计算还可以用于确定爆破作业的进度和成本,以便更好地进行项目管理和资源配置。
三、爆破工程量计算的方法1、爆破工程量的计算方法分为静态计算法和动态计算法。
静态计算法是在不考虑爆破后的次生效应的前提下,根据爆破设计参数来计算所需的爆破剂量和设备数;动态计算法是在考虑爆破后次生效应的前提下,通过实际的爆破试验和数据采集来获取所需的爆破量和设备数。
2、爆破工程量的计算方法包括理论计算法、经验公式法和模拟计算法。
理论计算法是通过数学模型和物理公式来推导爆破参数,从而得到爆破工程量;经验公式法是根据以往的实验数据和经验来估算所需的爆破量和设备数;模拟计算法是通过计算机模拟和仿真来预测爆破效果和计算所需的爆破量。
3、爆破工程量计算的技术要点包括爆破设计参数、爆破规模和爆破环境等因素的综合考虑,以确保计算结果的准确性和合理性。
四、爆破工程量计算的实际应用1、矿山爆破工程量的计算是矿山安全生产和资源开发的关键环节,通过合理的爆破设计和工程量计算,可以有效地提高矿山的采矿效率和经济效益。
2、建筑爆破工程量的计算是城市建设和基础设施建设的重要工作,通过科学的计算方法和技术手段,可以减少爆破对周边环境和建筑物的影响,保障城市的安全和稳定。
3、地质勘探爆破工程量的计算是地质资源勘探和矿产勘查的重要环节,通过精确的计算和实施,可以提高地质勘探的成功率和勘查效果。
爆破安全计算计算书
爆破安全计算书计算依据:1、《建筑施工计算手册》江正荣编著2、《水工建筑物岩石基础开挖工程施工技术规范》DL/T5389-2007一、爆破振速与爆破塌落振速对建筑物影响计算采用质点垂直振动速度值作为判断、评价爆破点周围建筑物安全程度的标准,可求的爆破振速为:V =K×(Q1/3/R)2=1200×(12001/3/90)2=16.73 mm/s≤[V]=35 mm/s安全!二、爆破安全距离计算1、飞石安全距离计算一般抛掷爆破个别飞石安全距离为:R f=K f×20 ×n2×W=1.8×20 ×1.52×3.4= 275.4m ≥[R]=200m安全!2、爆破地震安全距离计算查表2-50 Kc=3查表2-51 α=0.94建筑物防爆破地震波影响的安全距离为:R c = K c×α×Q1/3 = 3×0.94×151/3 = 6.955m3、爆破防毒气安全距离计算上风向时:K g=160爆破时有毒气体的影响范围为:R g = K g×Q1/3 = 160×151/3 = 394.594m4、殉爆安全距离计算在设置炸药库房位置时,应使某一库房爆炸不得殉爆另一库房,其殉爆安全距离为:R s = K s×Q1/2 = 0.25×151/2= 0.968m在药库中,雷管与炸药必须分开贮存,雷管库到雷管库或雷管库到炸药库的殉爆安全距离为:R = K×N1/2 = 0.08×10001/2= 2.53m ≥[R]=2m安全!。
爆破计算公式v是指什么
爆破计算公式v是指什么爆破是一种常见的工程爆破技术,通过使用爆炸物来破坏岩石或其他材料,以便进行挖掘或拆除工作。
在爆破作业中,爆破计算公式v是一个非常重要的参数,它用来计算爆破炸药的速度。
本文将介绍爆破计算公式v的含义和计算方法。
首先,让我们来了解一下爆破的基本原理。
爆破是利用爆炸物的化学能量来产生高温高压气体,从而破坏岩石或其他材料。
在爆破作业中,通常会使用炸药来产生爆炸。
炸药在爆炸时会产生冲击波和气体,这些能量将会传递到岩石或其他材料上,从而破坏它们。
在爆破计算公式v中,v代表了爆破炸药的速度。
炸药的速度是指在爆炸时产生的冲击波和气体的传播速度。
这个速度是一个非常重要的参数,它会影响到爆破的效果和安全性。
如果炸药的速度过大,可能会导致爆炸过于剧烈,造成不必要的损坏和危险。
如果速度过小,可能无法达到预期的爆破效果。
爆破计算公式v的计算方法是根据爆炸物的化学性质和爆破场地的具体情况来确定的。
通常情况下,可以使用以下的公式来计算爆炸物的速度:v = √(2E/ρ)。
其中,v代表爆炸物的速度,E代表爆炸物的爆炸能量,ρ代表爆炸物的密度。
在这个公式中,爆炸物的爆炸能量是一个非常重要的参数。
爆炸能量越大,炸药的速度也就越大。
爆炸能量的计算方法通常是根据爆炸物的化学成分和重量来确定的。
爆炸物的密度也是一个重要的参数,它会影响到爆炸物在爆炸时所产生的气体和冲击波的传播速度。
除了爆炸物的化学性质和密度,爆破场地的具体情况也会影响到爆破计算公式v的计算。
例如,爆破场地的地形、岩石的硬度和厚度等因素都会对爆破速度产生影响。
通常情况下,需要根据实际情况对爆破计算公式v进行修正,以确保爆破作业的效果和安全性。
在实际的爆破作业中,爆破计算公式v的准确性对于爆破的效果和安全性至关重要。
通过合理的计算和调整,可以确保爆破作业能够达到预期的效果,同时也能够保证作业的安全性。
因此,在进行爆破作业之前,需要对爆破计算公式v进行认真的计算和分析,以确保作业的顺利进行。
爆破作业计算
爆破作业一般由类似工程条件的工点实际测得的爆破震动速度衰减规律公式计算,计算式为:Qm=R3Vkp/K2/3式中:Qm ——最大一段允许用药量Vkp——震速安全控制标准R ——爆源中心至震速控制点的距离K ——和爆破技术、地震波传播途径介质的性质有关的系数。
⑵掏槽形式的选择根据以往有关巷道爆破震动速度的观测数据,选用楔型掏槽。
这样不仅可以有效的控制震动速度,而且容易掏出槽来,且能使掏槽的单段用药量减小。
⑶选择合理的段间隔时差为避免爆破震动叠加作用,雷管跳段使用,其时差控制在100ms 左右。
⑷循环进尺的选定主要根据地质条件、进度安排进行,根据本巷道的地质情况及工期要求,循环进尺控制在0.75~1.2m 范围内。
⑸爆破参数的选定爆破参数的选定按照计算法结合工程类比法确定,并经现场试验进行检验调整。
①炮眼深度L以循环进尺作为炮眼深度,掏槽眼加深20。
②炮眼数目N 按照下式计算确定炮眼数量,N=K×S×L/L×n×r式中N——炮眼数目,个K——单位炸药消耗量 kg/m3L——炮眼深度,n——炮眼装药系数r——炸药的线装药密度S——开挖断面积,m2。
以上计算数据按照比钻眼数进行校核后确定。
③炮眼布置先布置掏槽眼、周边眼,然后是地板眼、内圈眼、二台眼,最后布置掘进眼。
周边眼布置经验计算式如下:间距:E=8-12dd 为炮眼直径,cm抵抗线:W=1.0-1.5E,cm装药集中度:q0.04-0.19kg/m④一次爆破总装药量的计算:Q=K×S×L Kg式中K——炸药单耗;S——开挖断面积;L——炮眼深度;Q——一次爆破的总装药量。
⑤单眼装药量的计算周边眼参照上述光面爆破进行计算确定。
其它各部位炮眼的装药量均可按下式计算:Q=K×A×W×L×λ式中q——单眼装药量;K——炸药单耗;A——炮眼间距;W——炮眼爆破方向的抵抗线;L——炮眼深度;λ——炮眼部位系数炸药的几种爆炸性能威力(作功能力):指炸药爆炸时产生的力量,能够崩下多少煤或岩石。
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爆破作业
一般由类似工程条件的工点实际测得的爆破震动速度衰减规律公式计算,计算式为:Qm=R3Vkp/K2/3
式中:Qm——最大一段允许用药量
Vkp——震速安全控制标准
R——爆源中心至震速控制点的距离
K——与爆破技术、地震波传播途径介质的性质有关的系数。
⑵掏槽形式的选择根据以往有关巷道爆破震动速度的观测数据,选用楔型掏槽。
这样不仅可以有效的控制震动速度,而且容易掏出槽来,且能使掏槽的单段用药量减小。
⑶选择合理的段间隔时差为避免爆破震动叠加作用,雷管跳段使用,其时差控制在100ms左右。
⑷循环进尺的选定主要根据地质条件、进度安排进行,根据本巷道的地质情况及工期要求,循环进尺控制在0.75~1.2m范围内。
⑸爆破参数的选定
爆破参数的选定按照计算法结合工程类比法确定,并经现场试验进行检验调整。
①炮眼深度L
以循环进尺作为炮眼深度,掏槽眼加深20。
②炮眼数目N按照下式计算确定炮眼数量,
N=K×S×L/L×n×r
式中N——炮眼数目,个
K——单位炸药消耗量 kg/m3
L——炮眼深度,
n——炮眼装药系数
r——炸药的线装药密度
S——开挖断面积,m2。
以上计算数据按照比钻眼数进行校核后确定。
③炮眼布置
先布置掏槽眼、周边眼,然后是地板眼、内圈眼、二台眼,最后布置掘进眼。
周边眼布置经验计算式如下:
间距:E=8-12d
d为炮眼直径,cm
抵抗线:W=1.0-1.5E,cm
装药集中度:q0.04-0.19kg/m
④一次爆破总装药量的计算:
Q=K×S×L Kg
式中K——炸药单耗;
S——开挖断面积;
L——炮眼深度;
Q——一次爆破的总装药量。
⑤单眼装药量的计算
周边眼参照上述光面爆破进行计算确定。
其它各部位炮眼的装药量均可按下式计算:
Q=K×A×W×L×λ
式中q——单眼装药量;
K——炸药单耗;
A——炮眼间距;
W——炮眼爆破方向的抵抗线;
L——炮眼深度;
λ——炮眼部位系数
炸药的几种爆炸性能
威力(作功能力):指炸药爆炸时产生的力量,能够崩下多少煤或岩石。
猛度:指炸药爆炸时能够把煤或岩石炸碎的程度。
炸药的威力和猛度的关系是:威力代表炸药总的作功能力,而猛度则是炸药局部的破碎能力。
一般说,威力大的单质炸药,猛度也大;混合炸药虽有较大的威力,
三、煤矿许用炸药分级与选用
(一)煤矿许用炸药分级
原煤炭工业部标准MT-61-82中对煤矿许用炸药按其瓦斯等级分为5级。
5级炸药的合格标准是:
(1)1级煤矿许用炸药:用于低瓦斯矿井(相对瓦斯涌出量≤10m3/t,绝对瓦斯涌出量<40m3/min)。
炸药量100g发射臼炮检定合格。
(2)2级煤矿许用炸药:一般可用于高瓦斯矿井(相对瓦斯涌出量>10m3/t,绝对瓦斯涌出量≥40m3/min)。
炸药量150g发射臼炮检定合格。
(3)3级煤矿许用炸药:一般可用于煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出的矿井。
炸药量450g发射臼炮检定合格或炸药量150g悬吊检定合格。
(4)4级煤矿许用炸药:炸药量250g悬吊检定合格。
(5)5级煤矿许用炸药:炸药量450g悬吊检定合格。
(二)煤矿许用炸药的合理选用
根据《煤矿安全规程》的规定,井下所使用的煤矿许用炸药应由矿总工程师按矿井和爆破工作面所处区域的瓦斯等级合理选用,并符合下面的规定:
(1)低瓦斯矿井的岩石掘进工作面,必须使用安全等级不低1级的煤矿许用炸药。
(2)低瓦斯矿井的煤层采掘工作面必须使用安全等级不低于2级的煤矿许用炸药。
(3)高瓦斯矿井、低瓦斯矿井的高瓦斯区域,必须使用安全等级不低于3级的煤矿许用炸药。
有煤岩与瓦斯突出危险的工作面,必须使用安全等级不低于3级的煤矿许用含水炸药。
(4)不得使用冻结或半冻结的硝化甘油类炸药。
2号炸药大于等于250毫升
3号炸药大于等于240毫升
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