爆破有关计算.doc

露天爆破设计计算 底盘抵抗线距离W底 W底＝ K1：微差爆破时，K1＝53，齐发爆破时，K1＝50； K2：岩石裂隙系数，K2＝1.0～1.2； D：炮孔的直径，m； ν：炸药的密度，T/m3； γ：岩石的容重，T/m3。 孔距a a＝ a：炮孔间的距离，一般为4～7m； K3：钻孔的间距系数（钻孔邻近系数），K3＝0.7～1.3。 排距b b＝ 孔距h超 h超＝K4W底 K4：系数K4＝0.15～0.35 填塞长度L填 L填≥0.75W底 单孔装药量Q Q＝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/m3。 每爆破一次的炸药总消耗量Q总 Q总＝q×V q：每爆破1m3岩石所需炸药消耗量，Kg/m3。 V：岩石爆破量，m3。 每一个炮眼的平均炸药消耗量Q孔 Q孔＝ N：炮眼数目，个。 岩巷掘进炸药消耗定额(Kg/m3) 巷道掘进断面（m2） 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 ＞20 0.4 0.60 0.86 1.26 1.62 1.80 备注： 岩石坚固性系数f R:岩石的抗压强度，kg/cm2。 洞室爆破（大爆破）设计计算 最小抵抗线W W＝K1×h K1：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Q Q＝K，×W3 K，：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R R＝ 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。 不同岩性的K、a值 岩石性质 K a 坚硬岩石 50～150 1.3～1.5 中硬岩石 150～250 1.5～1.8 软岩石 250～300 1.8～2.0 岩石坚硬程度分类应按其饱和单轴抗压强度值进行确定，参见《工程岩体分级标准》和岩土工程勘察和地基基础设计规范中规定。 岩石坚硬程度 硬质岩石 软质岩石 坚硬岩 较坚硬岩 较软岩 软岩 极软岩 饱和单轴抗压强度RC（MPa） ＞60 60～30 30～15 15～5 ＜5 爆破冲击波安全允许距离RK RK＝ RK：冲击波对掩体内人员的最小允许安全距离，m。 K1：系数，若露天爆破大块石，一次爆破药量不超过20Kg，K1＝25，其它情况按规定取值； Q：一次爆破的炸药量，秒延时爆破取最大分段药量，毫秒延时爆破按一次爆破的总药量计算，Kg。 爆破冲击波超压计算△P △P＝ △P：空气冲击波超压值，105Pa，对人员允许值为0.02×105Pa； Q：一次爆破的TNT炸药当量，秒延时爆破为最大一段药量，毫秒延时爆破为总药量计算，Kg； P：装药至保护对象的距离，m。 殉爆距离R R＝ R：殉爆距离，m。 c：主爆药质量，Kg； r：c为1.0Kg的传爆距离，m。 安全距离R R＝ R：安全距离，m。 c：爆药质量，Kg； K：系数，查有关资料。 【案例】 露天矿山爆破工程设计 1.0 民爆器材库房的选址 经XXX公安局核准，该矿山和多家企业共同拟建自有炸药库。按照《民用爆破器材工程设计安全规范》（GB50089—2007）和《爆破安全规程》（GB6722—2003）YGZ70型导轨式独立回转凿岩机L=1.15h/sin 式中：L——炮孔的倾斜深度，米； 1.15——炮孔超深度系数。取值范围为0.05～0.3，岩石越坚硬，取值越大。石灰岩矿石较硬，取0.15； h——小台阶高度，取5； ——台阶坡面角度。石灰岩可取70°。 将以上取值带入式中，则 L=1.2×5/sin70°=6.12≈6.1m （3）最小底盘抵抗距（w小） 因分层台阶高度达到浅孔爆破的极限值5m，一次爆破的矿岩量较大，消耗的炸药量也较大。所以应以每个炮孔的装药量条件进行最小抵抗线计算。即 W小=d 式中：W小——最小抵抗线，米； d——炮孔直径，分米，根据上述取值为42mm=0.42dm， Δ——装药密度，公斤/分米3，取1.1； m——炮孔内距参数