爆破参数计算
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。
爆破作用指数及其分类
爆破作用指数是衡量岩石在爆破作用下破裂和破碎程度的指标,通常用来指导爆破设计和爆破参数的选择。
根据不同的爆破作用指数分类标准,可以将其分为以下几类:
1.标准爆破作用指数:是一种基于岩石物理力学参数计算得出的爆破作用指数,通常用于常规岩石爆破。
计算公式为SBI=(K1×E)/(ρ×A×C),其中K1、E、ρ、
A和C分别是岩石的冲击系数、弹性模量、密度、岩石面积和岩石抗压强度。
2.最小抵抗线爆破作用指数:是一种基于最小抵抗线计算得出的爆破作用指数,通常用于复杂地质条件下的岩石爆破。
MRL-BI的计算方法是在爆破前通过钻孔或地质勘探等方式确定岩石的最小抵抗线,然后根据最小抵抗线的深度和倾角计算出爆破作用指数。
3.爆破漏斗指数:一种基于岩石爆破漏斗形态的爆破作用指数,通常用于岩石爆破的设计和控制。
BFI的计算方法是根据岩石爆破漏斗的形态和大小计算出的爆破作用指数,可以用于评估岩石爆破的效果和安全性。
4.爆破破碎指数:是一种基于岩石爆破破碎程度的爆破作用指数,通常用于评估岩石爆破的破碎效果和对地下工程的影响。
BFI的计算方法是根据岩石爆破后的碎片大小和分布计算出的爆破作用指数,可以用于优化爆破设计和控制爆破参数。
需要注意的是,不同的爆破作用指数分类标准适用于不同的岩石类型和爆破工程,具体的选择和应用需要根据实际情况进行判断和调整。
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。
爆破参数计算
(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=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=~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~;m —炮孔密集系数,一般为~;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~取a=~4m(7)排距bb =(~1)×a取b=~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。
合理的堵塞长度应从降低爆炸气体能量损失和尽可能增加钻孔装药量两个方面考虑。
堵塞长度过长将会降低延米爆破量,增加钻孔费用,并造成台阶上部岩石破碎不佳;堵塞长度过短,则炸药能量损失大,将产生较强的空气冲击波、噪声和个别飞石的危害,并影响钻孔下部破碎效果,常用的经验公式为⎩⎨⎧=≥(倾斜孔)垂直孔或11T T )0.1~9.0()()8.0~7.0(L L W W W或 LT =(20-40)D (m )(10)单孔药量Q :单排孔爆破或多排孔爆破的第一排孔的单孔装药量按下式计算:H qaW Q 1=多排孔爆破时,从第二排孔起,以后各排孔的单孔装药量按下式计算: kqabH Q =式中:K — 考虑受到前面多排孔的矿岩阻力作用的增加系数k ,一般取~;。
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。
注安爆破参数计算公式
注安爆破参数计算公式爆破参数计算公式。
在进行爆破作业时,为了确保爆破效果和安全性,需要对爆破参数进行精确计算。
爆破参数计算公式是爆破工程中的重要工具,它可以帮助工程师们确定爆破的具体参数,包括爆破药量、装药密度、孔距等,从而实现爆破效果的最大化。
爆破参数计算公式的基本原理是根据爆破药量、岩石的物理性质和爆破孔的布置情况,来确定合适的爆破参数,以达到最佳的爆破效果。
下面我们将介绍一些常用的爆破参数计算公式及其应用。
1. 爆破药量计算公式。
爆破药量是爆破工程中的一个重要参数,它直接影响到爆破效果的好坏。
爆破药量的计算公式一般为:爆破药量 = 岩石体积×岩石密度×预期爆破效果系数。
其中,岩石体积可以通过测量或计算得出,岩石密度可以通过实验或文献查阅得到,预期爆破效果系数是一个经验值,需要根据具体的爆破工程情况来确定。
2. 装药密度计算公式。
装药密度是指在爆破孔中装入爆破药的密度,它的大小直接影响到爆破效果。
装药密度的计算公式一般为:装药密度 = 爆破药量 / 爆破孔体积。
其中,爆破药量是通过上述公式计算得出的,爆破孔体积可以通过测量或计算得出。
3. 孔距计算公式。
孔距是指爆破孔之间的距离,它的大小对爆破效果有着重要的影响。
孔距的计算公式一般为:孔距 = 爆破孔周长×爆破孔密度。
其中,爆破孔周长可以通过测量或计算得出,爆破孔密度是一个经验值,需要根据具体的爆破工程情况来确定。
以上是一些常用的爆破参数计算公式及其应用,通过这些公式的应用,可以帮助工程师们在爆破工程中确定合适的爆破参数,从而实现爆破效果的最大化。
然而,需要注意的是,这些公式只是一种理论计算,实际的爆破工程中还需要考虑到诸多因素,如岩石的特性、爆破设备的性能、周围环境的情况等,因此在实际应用中需要结合实际情况进行调整。
除了上述基本的爆破参数计算公式外,还有一些特殊情况下需要特殊计算的爆破参数,如在特殊地质条件下的爆破参数计算、在特殊工程条件下的爆破参数计算等,这些情况下需要根据具体的情况进行特殊的计算。
隧洞光面爆破计算计算书
计算依据:1、《建筑施工计算手册》江正荣编著1.岩土参数爆破处自由面系数 m 开挖轮廓周长 c开挖断面面积 S2.普通破碎孔参数单孔装炸药量计算依据崩落孔与底板孔个数之比值 k炮孔直径 d炮孔利用率 μ 3.周边光面孔参数最小抵抗线 W不偶合系数 Dr4.炸药相关参数岩石硝铵 2 号单位耗药量 q炮孔填充系数 α炮孔装药影响系数 β5.示意图《建筑施工手册》4 个50mm0.9双空孔菱形34m堵塞系数 u爆力换算系数 e 1.4kg/m 30.9g/cm 30.64岩土类别开挖断面形式七类土门洞形4.6m 2掏槽孔布置形式0.8m2掏槽孔个数装药密度 Δ钻孔深度 L16m炸药类型孔距 a0.6m11 0.4隧洞光面示意图1.单位耗药量修正计算 q 0=equm=1×1.4×1×1=1.4kg/m 32.每排炮进尺装填炸药量计算 Q=q 0LSμ=1.4×4×4.6×0.9=23. 18kg3.工作面炮孔数目确定N=4q 0SDr 2/πd 2Δαβ=4×1.4×4.6×22/(3.14×0.052 ×900×0.4×0.64)=574.掏槽孔炸药用量计算q cut =(1.15~1.25)Q/N ,取中间系数值计算得q cut =1.2×23.18/57=0.49kg 5.周边孔炸药用量计算q p =(0.5~0.9)aWLq 0 ,取中间系数值计算得q p =0.7×0.8×0.6×4×1.4=1.88kg6.底板孔炸药用量计算q f =(1.1~1.2)Q/N ,取中间系数值计算得q f =1.15×23.18/57=0.47kg 7.崩落孔炸药用量计算周边孔数 崩落孔数 底板孔数 N p =c/a=6/0.8=7N n =(N-N cut -N p )k/(1+k)=(57-4-7)×3/(1+3)=34N f =N-N cut -N p -N n =57-4-7-34=12q n =(Q-(q cut N cut +q p N p +q f N f ))/N n =(23.18-(0.49×4+1.88×7+0.47×12))/34=0.07kg。
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
爆破公式
一、计算炸药的初始冲击波参数: ①对于耦合装药:孔壁初始压力p 2=pm c D Dρρρ0201241+0ρ、D —炸药的密度和爆速 m ρ、p c —介质的密度和弹性波速②对于不耦合装药:孔壁初始压力2p =081ρn d d D bc 62)(c d 、b d —药柱和炮孔的直径 n —爆轰产物碰撞炮孔壁时的压力增大系数 一般n=10二、凝聚炸药的爆轰参数计算公式:=H D 4v Q 2041H H D p ρ=034ρρ=H H H D u 41=H H D c 43=0ρ为炸药密度 H D 为炸药的实测爆速三、氧平衡的计算:若炸药通式为d c b a O N H C ,则单质炸药的氧平衡按下式计算:%10016)22(⨯⨯+-=Mba d K b混合炸药的氧平衡:∑=iib km K (i m 、i k 为第i 组分的百分率与其氧平衡值)例如:1kg 炸药内含有TNT50%和34NO NH 50%,则1kg 炸药中含有TNT 的摩尔数为20.2227500=,含有34NO NH的摩尔数25.680500=。
其通式为2.2(6357O N H C )+6.25)(3240O N H C =95.311.19364.15O N H C若混合炸药的通式是按照1kg 写出的,则其氧平衡为%100161000)22(⨯⨯+-=ba d K b四、爆容的计算:若炸药通式为d c b a O N H C 是按照1mol 写出的,则爆容的计算公式为Mn V i ∑⨯=10004.220(∑in为气体产物的总摩尔数,M 为炸药的摩尔量)若炸药通式是按照1kg 写出的,则∑=inV 4.220。
爆破计算公式
爆破参数与爆破图表爆破参数(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 ?=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
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%。
爆破参数及爆破设计
爆破参数及爆破设计爆破参数及爆破设计2011年5⽉爆破参数及爆破设计本采区采⽤多排孔齐发爆破⽅法,起爆⽅式为电雷管起爆,采⽤硝铵炸药爆破。
1、爆破参数1)台阶⾼度:9m(并段爆破分段采剥);2)钻孔⾓度:75°—85°;3)钻孔深度:10m;4)钻孔直径:115mm;5)最⼩抵抗线:W P=(25~45)D=25×0.115=2.875mD为钻孔直径,本设计取3m;孔间距:a=Q/H W P q=52.5/10*3*0.3=5.8m,本设计取6m;其中:Q=G×(L-L t)=1/4πD2△d(L-L t)Q—炮孔装药量,kg;W P——炮孔底盘抵抗线,m;q—炸药单耗,kg/m3;H—钻孔深度,m;G—每孔最⼤可能的装药量,kg;L—炮孔孔深,m;L t—炮孔填塞长度,m;g—每⽶炮孔的可能装药量,kg/m;G=1/4πD2△dD—炮孔直径,m△d—装药密度,kg/m36)排距:因采取多排孔齐发爆破故排距b= W P =3.0m;7)每m钻孔落矿量:V=a×b×1=6×3=18m3;8)单位炸药消耗量:0.30kg/m3。
2、炮孔布置采⽤宽孔距⼩抵抗线⽅式,改善爆破效果,减少⼤块率。
布孔⽅式为排间直列布孔,⼜称⽅形布孔。
如图2-1所⽰图2-1 排间直列布孔a—孔距;b—排距3、装药与填塞采⽤⼈⼯装药⽅式,严格按照预先计算好的装药量装填。
装药结构采取连续结构装药,但总装药长度不超过孔深的2/3。
装药长度L B=4Q/πD2△d,装药长度取7m。
装药结构如图2-2所⽰图2-2 连续柱状装药D—孔径;L t—填塞长度;L B—装药长度炮孔装药前,对炮眼参数进⾏检查验收,测量炮眼位置、炮眼深度是否符合设计要求,否则不能装药。
若炮孔过深则应⽤岩粉等堵塞物堵塞到符合设计深度;若炮孔中有⽔,应采⽤防⽔炸药。
炮孔充填长度与炮孔直径、最⼩抵抗线、装药⾼度、爆破岩⽯性质和充填物料质量有关。
--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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6.4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 ×W1
m 为炮孔密集系数,一般为0.8~1.3
取a=3.5~4m
(7)排距b
b =(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 α
α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。
合理的堵塞长度应从降低爆炸气体能量损失和尽可能增加钻孔装药量两个方面考虑。
堵塞长度过长将会降低延米爆破量,增加钻孔费用,并造成台阶上部岩石破碎不佳;堵塞长度过短,则炸药能量损失大,将产生较强的空气冲击波、噪声和个别飞石的危害,并影响钻孔下部破碎效果,常用的经验公式为
⎩⎨⎧=≥(倾斜孔)垂直孔或11T T )0.1~9.0()()8.0~7.0(L L W W W
或 LT =(20-40)D (m )
(10)单孔药量Q :
单排孔爆破或多排孔爆破的第一排孔的单孔装药量按下式计算:
H qaW Q 1=
多排孔爆破时,从第二排孔起,以后各排孔的单孔装药量按下式计算:
kqabH Q =
式中:K — 考虑受到前面多排孔的矿岩阻力作用的增加系数k ,一般取1.1~1.2;。