爆破飞石飞散距离计算公式浅析

爆破安全距离

一、爆破地震安全距离 爆破地震，是指炸药爆炸的部分能量转化为弹性波，在岩土中传播引起的震动。 爆破地震波，对爆区附近的地层、建筑物、构筑物，以及井巷和露天边坡产生破坏作用。 爆破地震波强度的大小主要取决于使用炸药的性能、炸药量、爆源距离、岩石的性质、爆破方法以及地层地形条件。为了最大程度地减小地震波的危害，应采取如下有效措施： (1)爆破前应调查了解爆破区域范围内建筑物、构筑物的结构，露天边坡稳定状况，井巷围岩稳定及支护等情况。 (2)根据爆区的周边环境，采用减震爆破方法和控制炸药量，如微差爆破、缓冲爆破、预裂爆破等爆破方法。 (3)爆破地震安全距离计算公式如下： 式中 R——爆破安全距离(m)； Q——炸药量(kg)； U——地震安全速度(cm／s)； m——药量指数，取1／3； k、a-——与爆破地点地形、地质等条件有关的系数和衰减指数，可按表8—1选取。

二、空气冲击波安全距离 (一)爆破空气冲击波特性 空气冲击波波阵面上的压力决定于离爆破地点的距离与药包半径的比值、炸药爆炸的比能和周围空气的压力。 对于保护爆区及周围居民区人员的安全，一般以超压作为依据，以允许超压来确定安全距离。不同超压对人体的危害情况如表8—2所示。 注：当ΔΡ为～0．4)X105／m2时，气流速度达60~80m／s，夹杂着碎石加重了对人体的危害。 各国常用动物试验结合爆炸事故中伤亡情况的分析来确定对人的允许超压。一般人员不致受伤的超压△p<×105N／m2。安全规程采用的允许超压，对作业者为0．05×105 N／m2，对居民为0．02×105N／m2。 对建筑物，其易损部分为玻璃窗和顶棚抹灰。一般建筑物窗玻璃发生轻微破坏的超压为(0．01～0．005)×105N／m2；门窗破坏，屋面瓦大部分被掀掉，顶棚部分破坏的超压为(1．15—0．3)×105N／m2；砖木结构完全破坏的超压大于2．0×105NN／m2。安全规程规定建筑物的超压取0．01×105N／m2。 空气冲击波沿地下井巷传播时，比沿地面半无穷空间的传播衰减要慢，故要求的安全距离也更大，如表8—3所示。

爆破安全距离计算76471

爆破安全距离计算 Blasting safety distance calculation. 爆破中产生对人、设备、建筑物的主要危险有：爆破地震、空气冲击波、水中爆破冲击波、飞石、殉爆、有毒气体（炮烟）、噪音等，因此，必须做好安全措施，并保证足够的安全距离；而且，为了防止杂散电流、静电、射频电引起雷管、炸药的早爆事故，亦应做好安全工作。 1、爆破震动安全距离计算 选用GB6722-2003《爆破安全规程》确定公式：R=α/1'3)/(V KK Q ?。 R —爆破震动安全距离 Q —一次所允许起爆的最大装药量或毫秒延期起爆时的单段最大装药量 K 、α—与爆破点地形、地质等条件有关的系数和衰减指数，见表1-1 K '—修正系数（在拆除爆破中引入此系数），K '=0.25～1，近爆源且临空面少时取大值，反之取小值 V —周围房屋安全允许震动速度，见表1-2 表1-1爆区不同岩性的K 、a 值 岩性 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 250~350 1.8~2 表1-2爆破地震安全速度（V ）值 建筑（构）物 V （cm/s ） 土窑洞、土坯房、毛石房屋 1 一般砖房、非抗震的大型砖块建筑物 2~3 钢筋混凝土框架房屋 5

水工隧道 10 交通隧道 15 矿山巷道 围岩不稳定有良好支护 10 围岩中等稳定有良好支护 20 围岩稳定无支护 30 2、爆破空气冲击波安全距离计算 R K Q =，m 式中：R —爆破空气冲击波安全距离，m ； Q —装药量，kg ； K —与装药条件和爆破程度有关的系数。如表2-1。 表2-1系数（K ）值 破坏程度 安全级别 裸露药包 全埋药包 完全无损 1 50~150 10~50 偶然破坏玻璃 2 10~50 5~10 玻璃全破坏、门窗局部破坏 3 5~10 2~5 隔墙、门、窗、板棚破坏 4 2~ 5 1~2 砖石结构破坏 5 1.5~2 1.5~1 全部破坏 6 1.5 __ 注：炸药库的设置，空气冲击波对建筑物和人员安全距离，也按此式计算。 根据《爆破安全规程》规定：露天裸露爆破时，一次爆破的装药量不得大于20kg ，并应按下式确定爆破空气冲击波对在掩体内避炮作业人员的安全距离。 325R Q =，m 式中：R —空气冲击波对掩体内人员的安全距离，m Q —一次爆破的装药量，kg 。

爆破安全距离

5 爆破安全距离 为了保证爆破地点附近人员、机械和建筑物、构筑物的安全，必须根据爆破产生的各种危害作用确定安全距离。 5．1 爆破地震作用安全距离 1)一般建筑物和构筑物的爆破地震安全性应满足安全震动速度的要求，主要类型的建(构)筑物地面质点的安全震动速度规定如下： 重要工业厂房0．4cm／s； 土窑洞、土坯房、毛石房屋1．0cm／s； 一般砖房、非抗震的大型砌块建筑物2～3cm／s； 钢筋混凝土框架房屋5cm／s； 水工隧洞10cm／s； 交通隧洞15cm／s； 矿山巷道：围岩不稳定有良好支护10cm／s；围岩中等稳定有良好支护15cm ／s；围岩稳定无支护20cm／s。 2)爆破地震安全距离可按下式计算： 在特殊建(构)筑物附近或爆破条件复杂地区进行爆破时，必须进行必要的爆破地震效应监测或专门试验，以确定被保护物的安全性。 5．2 爆破冲击波安全距离 露天煤矿应尽量避免裸露爆破，露天裸露爆破

矿山爆破安全距离 爆破时，必然产生爆破地震、空气冲击波、碎石飞散及有害气体，因而危及爆区附近人员、设备、建筑物及井巷等的安全。因此，爆破设计时必须确定爆破危害范围并指定安全距离。主要有以下几个方面： 1．爆破地震安全距离 炸药在岩体中爆炸后，在距爆源一定距离的范围内，岩体产生弹性震动波，即是爆破地震。爆破作业地震强度主要与炸药量、爆源距离、岩石特性、爆破条件和方法以及地质地形条件有关。《爆破安全规程》规定“一般建筑物和构筑物的爆破地震安全性应满足安全振动速度的要求”，并规定了建(构)筑物地面质点振动速度控制标准。 2．爆破空气冲击波的安全距离 空气冲击波的安全距离主要依据以下几个方面来确定：对地面建筑物的安全距离，空气冲击波超压值计算和控制标准，爆破噪声，空气冲击波的方向效应与大气效应。 控制空气冲击波的方法主要有： (1)避免裸露爆破，特别是在居民区更需特别重视，导爆索要掩埋20em或更多，一次爆破孔间延迟不要太长，以免前排带炮使后排变成裸露爆破。 (2)保证堵塞质量，特别是第一排炮孔，如果掌子面出现较大后冲，必须保证足够的堵塞长度。对水孔要防止上部药包在泥浆中浮起。 (3)考虑地质异常，采取措施。例如，断层、张开裂隙处要间隔堵塞，溶洞及大裂隙处要避免过量装药。 (4)在设计中要考虑避免形成波束。 (5)在地下矿山巷道，可利用障碍、阻波墙、扩大室等结构来减轻巷道空气冲击波。 3．个别碎石飞散的安全距离 露天爆破时，有些岩石飞散很远，危及周围人员、牲畜和建(构)筑物。飞石事故超过爆破事故总数的1／4，在设计和施工中必须严格做到： (1)设计合理，测量验收严格，避免单耗失控，是控制飞石危害的基础工作； (2)慎重对待断层、软弱带、张开裂隙、成组发育的节理、溶洞、采空区、覆盖层等地质构造，采取间隔堵塞、调整药量、避免过量装药等措施； (3)保证堵塞质量，不但要保证堵塞长度，而且保证堵塞密实； (4)多排爆破时，要选择合理的延迟时间，防止因前排带炮(后冲)，造成后排最小抵抗线大小与方向失控； (5)城市爆破应做好防护。 4．电力起爆的安全距离 电力起爆的安全距离主要考虑爆区与高压线、广播电台和电视台等发射源的安全距离。 5．爆破有害气体扩散安全距离 爆破有害气体主要有CO、NO、NO2、N2O5、SO2、H2S、NH3等，可引起窒息及血液中毒。大量爆破后必须取样监测。有害气体浓度低于容许指标才能下井作业。

露天装药量计算及最大安全距离计算

露天矿爆破装药量如何计算？ 一、浅孔爆破每孔装药量可按体积公式计算： q＝kW3 或q＝kV或kɑHW 式中： q－每孔装药量，kg； k－炸药单耗，kg/m3； V－单孔爆破岩石体积。 一次爆破总量按下式进行计算： Q＝Nq或kV总 式中： Q－一次爆破炸药总量；kg； N－一次爆破炮孔总数； V总－一次炮孔爆破总方量；m3。 二、深孔爆破装药量计算： （一）单个深孔爆破时装药量计算： 正常情况下： Q＝qɑHWd 当ɑ≥Wd时，以底盘抵抗线代替孔距； Q＝qHWd2 当台阶坡面角小于55°时，应将底盘抵抗线用最小抵抗线代替： Q＝qɑHW， 当Wd与段高H相差悬殊时， Q＝qɑWdH1 式中： H1－换算标高，m。 H1＝Wd/（0.7～0.8） 在用上述公式计算每孔装药量时，还需用每孔最大可能装药量G进行验算。G＝g（L－Lr） 式中： G－炮孔可能最大装药量，kg； g－每米炮孔的可能装药量，kg/m； L－炮孔长度； Lr－填塞长度。 应满足：G≥Q即： G（L－Lr）≥qWdɑH （二）多排孔爆破时装药量的计算： 多排孔爆破时，第一排孔装药量计算同上，第二排起，装药量应有所增加。Q1＝kqɑbH 式中： Q1－第二排以后的各排每孔装药量，kg；

k－岩石阻力夹制系数，采用微差爆破时，取k＝1.0～1.2，采用齐发爆破时，取k＝1.2～1.5，第二排孔取下限，最后一排孔取上限。 （三）倾斜台阶深孔装药量计算 Q′＝qWɑL 式中： Q′－倾斜孔每孔装药量； q－炸药单耗； L－斜孔（不包括超深）长度，m。 倾斜深孔，超深部分药量应单独计算： Qc＝ph 式中： Qc－超深部分炮孔装药量，kg； p－每米炮孔的装药量，kg/m； h－超深。 （四）分段装药： 分段装药各分段装药量单独计算： Q1＝q1ɑW12 Q2＝q2ɑW22 Q3＝q3ɑW32 ... 式中： W1，W2，W3－各分段的最小抵抗线，m。 最大单响药量与距离 由或V=K(Q1/3/R)α推出Q＝R3（V/K）3/α 式中： V--振速，cm/s，（一般砖房安全允许振速为2.0-3.0，取2.0cm/s） Q--单响最大药量 R--安全距离，m， K，α--与岩性相关系数，对中硬岩石，取K=200，α=1.6 岩性 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 250~350 1.8~2

爆破安全距离及安全措施

仅供参考[整理] 安全管理文书 爆破安全距离及安全措施 日期：__________________ 单位：__________________ 第1 页共6 页

爆破安全距离及安全措施 爆破材料仓库的安全距 离 表一项 目单位炸药库容量（t）0.250.52.08.016.0距有炸药性的工厂距民房、工厂集镇、火车站距铁路线距公路干线 MMMM20020050402502501006030030015080400400200100500450250120雷管仓库到炸药仓库的安全距离 表二仓库内雷管数量(个)到炸药库距离（m）仓库内雷管数量（个）到炸药库距离 (m)1000500010000150002000030000500002.04.56.07.58.510.013.575 00010000015000020000030000040000050000016.519.024.027.033.038 .043.0 运输工具相距最小距离表 表三运输方法单位汽车马车驮运人力在平坦道路上上、下山坡时M M50 30020 10010 505 6 爆破作业的安全距离1．爆破飞石的最小安全距离个别飞石的飞散距离与地形、地质药包参数及气象条件有关，可按以下公式计算：R=20Kn2W 式中R—飞石安全距离（m）；K—与岩石性质、地形、地质气象有关的系数，一般取1.0—1.5；对着抛掷方向取大值，背着抛掷方向取小值；n—最大一个药包的爆炸作用指数；W—最大一个药包的最小抵抗线（m）。为保证绝对安全，一般按上式计算结果再乘以系数3—4；当遇大风天气，顺风方向的飞散距离还应增大25%--50%，同时参照现行爆破安全规程，爆破飞石的最小安全距离应不小于表四所列数值。爆破飞石的最小安全距 第 2 页共 6 页

炮孔布置装药量计算

水工隧洞施工 水工隧洞施工的主要内容是开挖、出渣、衬砌或支护、灌浆工作等。常用的开挖掘进方法为钻孔爆破法，也有采用掘进机直接开挖的。衬砌和支护的型式，常用现浇钢筋砼以及喷锚支护。隧洞灌浆的目的是为了加固围岩或充填衬砌与围岩之间的空隙。 钻爆法开挖掘进的施工过程为测量放线、钻孔、装药、爆破、通风散烟、安全检查与处理、装渣运输、洞室临时支护、洞室衬砌或支护、灌浆及质量检查等。同时还需要进行排水、照明、通风、供水、动力供电等辅助作业，以保证隧洞施工的顺利进行。 上述各项工作，绝大部分是在地面以下，施工场地狭窄的情况下进行的，施工干扰大，劳动条件差，施工组织复杂，安全问题突出。如果遇到不良的地质和水文地质情况，如大的断层和破碎带、大的溶洞和地下暗河、高压含水层等，将严重影响施工进度和安全。正确处理安全、质量、进度和经济的关系，采用有效的机械设备与新的施工技术，加强安全措施，严密组织施工。 第一节隧洞开挖 一.开挖方式 隧洞开挖方式有全断面开挖法和导洞开挖法两种。开挖方式的选择主要取决于隧洞围岩的类别、断面尺寸、施工机械化程度和施工水平、合理选择开挖方式对于加快施工进度，节约投资，保证施工安全和施工质量均有重要的意义。 （一）全断面开挖法

是在整个断面上一次钻爆开挖成型。在隧洞断面不大，围岩稳定性好，不需要临时支护或局部支护，又有完善的机械设备时，可采用这种开挖方式。全断面开挖上午净空面积大，个工序相互干扰小，有利于机械化作业，施工组织较简单、掘进速度快。但这种方式受到机械设备、地质条件和断面尺寸的限制。全断面开挖又分为垂直掌子面掘进和台阶掌子面掘进两种。 （二）导洞开挖法 导洞开挖法就是先开挖断面的一部分，称为导洞，然后开挖至整个设计断面。这种开挖方式，可利用导洞进一步了解和掌握地质情况，并在扩大开挖时增大爆破临空面，提高爆破效果。根据导洞与扩大部分的开挖次序，有导洞专进法和并进法两种。 根据导洞在横断面位置的不同有下导洞、上导洞、中导洞、双导洞等；1.下导洞开挖法，导洞布置在断面的下部，又称漏斗棚架法； 2.上导洞开挖法，对称顶拱掘进法，常用的“上导洞边挖边衬，先拱后墙衬砌法”。 二.导洞的形状和尺寸 导洞一般采用上窄下宽的梯形断面，这样的断面受力条件较好，也便于利用断面底角，布置风、水、电等管线。 三.炮孔布置和装药量计算 （一）炮孔布置布置在开挖面上的炮孔，按其作用不同为掏槽孔、崩落孔和周边孔等三种。 1.掏槽孔布置在开挖面中心部位，首先炮出一个小的槽穴，其作

非煤矿山爆破作业

编订：__________________ 单位：__________________ 时间：__________________ 非煤矿山爆破作业 Standardize The Management Mechanism To Make The Personnel In The Organization Operate According To The Established Standards And Reach The Expected Level. Word格式 / 完整 / 可编辑

文件编号：KG-AO-9317-79 非煤矿山爆破作业 使用备注：本文档可用在日常工作场景，通过对管理机制、管理原则、管理方法以及管理机构进行设置固定的规范，从而使得组织内人员按照既定标准、规范的要求进行操作，使日常工作或活动达到预期的水平。下载后就可自由编辑。 爆破作业是非煤矿山生产过程中的重要工序，其作用是利用炸药在爆破瞬间放出的能量对周围介质作功，以破碎矿岩，达到掘进和采矿的目的。 在非煤矿山开采过程中须使用大量的炸药。炸药从地面炸药库向井下运输的途中，装药和起爆的过程中、未爆炸或未爆炸完全的炸药在装卸矿岩的过程中，都有发生爆炸的可能。爆炸产生的震动、冲击波和飞石对人员、设备设施、构筑物等有较大的损害。常见的爆破危害有爆破震动、爆破冲击波、爆破飞石、拒爆、早爆、迟爆等。 (1)爆破作业中的几种意外事故。 ①拒爆。②早爆。③自爆。④迟爆。 (2)爆破产生的有害效应。 ①爆破地震效应。炸药在岩土体中爆炸后，在距

爆源的一定范围内，岩土体中产生弹性震动波，即爆破地震；硐室爆破时，因一次装药量较大，爆破地震也比较强烈，对附近的构筑物、设备设施和岩体等会产生较大影响，很可能引起大范围的冒顶片帮事故。 ②爆破飞石。飞石是爆破时从岩体表面射出且飞越很远的个别碎块。爆破时，由于药包最小抵抗线掌握不准，装药过多，造成爆破飞石超过安全允许范围，或因对安全距离估计不足，造成人身伤亡和设备损失，是爆破产生的有害效应之一。 ③爆破冲击波。爆破时，部分爆炸气体产物随崩落的岩土冲出，在空气中形成冲击波，可能危害附近的构筑物、设备设施和岩体等。 ④爆破有毒气体。爆破时会产生大量的有毒有害气体，如果没有及时稀释和排出，过早进入工作面将会对作业人员的身体造成极大伤害，甚至导致人员中毒死亡。 (3)导致爆破事故的主要原因。爆破事故产生的原因主要有：放炮后过早进入工作面；盲炮处理不当或

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×(12001/3/50)2 =54.204 mm/s≤[V]=70 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 = 6.955m 3、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 = 394.594m 4、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！ 5、爆破防冲击波安全距离计算 R B = K B×Q1/2 = 50×151/2 = 193.649m 考虑建筑物允许的冲击波极限超压ΔP B值，计算爆破空气冲击波的安全距离为：R B = 2×(1+n2)×Q1/2/ΔP B1/2 = 2×(1+1.12)×151/2/0.0021/2 = 382.783m

爆破计算公式

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。

爆破安全距离计算

爆破安全距离计算 一、一般规定 各种爆破、爆破器材销毁以及爆破器材仓库意外爆炸时，爆炸源与人员和其他保护对象之间的安全距离，应按各种爆破效应（地震、冲击波、个别飞散物等）分别核定并取最大值。 二、爆破地震安全距离 （一）一般建筑物和构筑物的爆破地震安全性应满足安全震动速度的要求，主要类型的建（构）筑物地面质点的安全震动速度规定如下： 1、土窑洞、土坯房、毛石房屋 1.0 cm/s V—地震安全速度，cm/s； m—药量指数，取1/3； K、α—与爆破点地形、地质等条件有关的系数和衰减指数，可按表1选取。或由试验确定。 表1 爆区不同岩性的K、α值 （三）在特殊建（构）筑物附近或爆破条件复杂地区进行爆破时，必须进行必要的爆

破地震效应的监测或专门试验，以确定被保护物的安全性。 三、爆破冲击波安全距离 （一）露天裸露爆破时，一次爆破的炸药量不得大于20kg，并应按式（2）确定空气冲击波对掩体内避炮作业人员的安全距离。 —空气冲击波对掩体内人员的最小安全距离，m； 式中：R k Q—一次爆破的炸药量，kg；秒延期爆破时，Q按各延期段中最大药量计算； 3）计算。 式中：R—水中冲击波的最小安全距离，m； Q—一次起爆的炸药量，kg； —系数，按表4选取。 K 表4 K 值 （六）在水深大于30m的水域内进行水下爆破，水中冲击波安全距离，通过实测和试

验研安确定。 （七）在重要水工、港口设施附近或其它复杂环境中进行水下爆破，应进行测试和邀请专家研究确定安全距离。 四、个别飞散物安全距离 爆破（抛掷爆破除外）时，个别飞散物对人员的安全距离不得小于表5的规定； 对设备或建筑物的安全距离，应由设计确定。 表6 ③为防止船舶、木筏驶进危险区。应在上、下游最小安全距离以外设封锁线和信号。 ④当爆破器置于钻井内深度大于50m时，最小安全距离可缩小至20m。 表6 地面爆破器材库或药堆至住宅区或村庄边缘的最小外部距离 注：表中距离适用于平坦地形，当遇到下列几种特定地形时，其数值可适当增减； ① 当危险建筑物紧靠20～30m高的山脚下布置。山的坡度为10～25度时，危险建筑

爆破安全距离

、爆破地震安全距离 爆破地震，是指炸药爆炸的部分能量转化为弹性波，在岩土中传播引起的震动。 爆破地震波，对爆区附近的地层、建筑物、构筑物，以及井巷和露天边坡产生破坏作用。 爆破地震波强度的大小主要取决于使用炸药的性能、炸药量、爆源距离、岩石的性质、爆破方法以及地层地形条件。为了最大程度地减小地震波的危害，应采取如下有效措施： (1)爆破前应调查了解爆破区域范围内建筑物、构筑物的结构，露天边坡稳定状况，井巷围岩稳定及支护等情况。 (2)根据爆区的周边环境，采用减震爆破方法和控制炸药量，如微差爆破、缓冲爆破、预裂爆破等爆破方法。 (3)爆破地震安全距离计算公式如下： 式中R――爆破安全距离(m)； Q――炸药量(kg)； U ――地震安全速度(cm / s); m――药量指数，取1/3; k、a- 与爆破地点地形、地质等条件有关的系数和衰减指数，可按表8 —1选 取。

、空气冲击波安全距离 (一)爆破空气冲击波特性 空气冲击波波阵面上的压力决定于离爆破地点的距离与药包半径的比值、炸药爆炸 的比能和周围空气的压力。 对于保护爆区及周围居民区人员的安全，一般以超压作为依据，以允许超压来确定 安全距离。不同超压对人体的危害情况如表8—2所示。 注：当AP为(0.3?0. 4)X105/m2时，气流速度达60~80m/s,夹杂着碎石加重了对人体的危害。 各国常用动物试验结合爆炸事故中伤亡情况的分析来确定对人的允许超压。一般人 员不致受伤的超压△ p<0.1 X 105N/m2。安全规程采用的允许超压，对作业者为0. 05X 105 N/m2，对居民为0. 02X 105N/m2。 对建筑物，其易损部分为玻璃窗和顶棚抹灰。一般建筑物窗玻璃发生轻微破坏的超 压为(0. 01?0. 005) X 105N/ m2 ;门窗破坏，屋面瓦大部分被掀掉，顶棚部分破坏的超压为(1 . 15—0. 3) X 105N/m2；砖木结构完全破坏的超压大于2. 0X 105NN /m2。安全规程 规定建筑物的超压取0. 01 X 105N/m2。 空气冲击波沿地下井巷传播时，比沿地面半无穷空间的传播衰减要慢，故要求的安 全距离也更大，如表8—3所示。 H序' 冲低超圧对地节理■的?坤 站恂诧廉腔帘 UK 1*1" (N* nr 1 ht W 1ft G. &-*0L 3$魁力豎帝■屁戢卜脱撤?岀龙丸製疲 cm 邢的OU 14 i t *L 1 l?nn 荊AJ 从乩悔7 11淡耕農埠 11 fKfnUtH 4 4K- itLlfi a hZ"AM* 5 * 1幅犀智商峯汹 a *"?札 （二）空气冲击波安全距离

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/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：

隧道爆破设计计算

Ⅳ级围岩爆破设计 工程概况 大瑶山隧道位于广东省乐昌市的庆云镇至两江镇的九峰河，隧道全长 10331m，隧道以碳酸盐岩和碎屑岩为主，隧道内考虑到断裂带、部分浅埋段岩体 2风化、破碎等，隧道围岩多为Ⅳ级。隧道穿越地区有断裂构造，围岩较为破碎， 裂缝较发育，断裂带附近易富水，岩溶水赋水性为中等，碎屑岩及浅变质岩属含 水丰富的基岩裂隙水含水层，所以地下水较发育。隧道断面设计为马蹄型，跨度 B=，高为H=。 爆破方案选择 为了保证隧道的开挖质量，又能加快施工速度，缩短工期，故IV级围岩实 施爆破区段采用上、中、下三台阶开挖的光面爆破方案，由于围岩较为破碎，所 以采用段台阶法，实现及早支护封闭。由于采用三台阶的开挖方法，所以每循坏 进尺的爆破工作都要分成三部分完成的。对于一个开挖断面，先对上台阶进行爆 破开挖、出渣，当上台阶向前开挖推进一定距离后，再对中、下进行爆破作业，应尽量减少相邻两个工作面之间施工相互干扰。每月施工28天，采用2班循环 掘进平行作业，月掘进计划进尺为120m。 爆破参数选择 (一)上台阶参数计算 (1)炮眼数N 断面炮眼数是受多个因素限制，它和爆破作业面积、围岩等级等因素有关。炮眼 数目N可根据式（4-1）计算得出： (4-1) 式中，q—炸药消耗量，一般取~ 实际根据表4-1选取:

,,,。 S—爆破作业的面积，由开挖断面图可知，IV 级围岩开挖断面 ， 上台阶断面积为，中台阶断面积，下台阶断面积；仰拱断面积。 —系数，根据表4-3取值，选取时要综合考虑各类炮眼,上台阶取； —药卷的炸药质量，2号岩石铵梯炸药的每米质量见表4-2；本工程中取； 根据上式计算得出，上台阶炮眼数为N1109个，中台阶炮眼数为N2102个，下台阶炮眼数为N394个，仰拱炮眼数为N425个。 表4-1 隧道爆破单位耗药量（） 开挖部位和掘进断面积/围岩类别 ⅣⅤⅢⅣⅡⅢI 单自由面 4—6 7—9 10—12 13—15 16—20 40—43 多自由面扩大挖底 表4—2 2号岩石铵梯炸药每米质量值 药卷直径32353840444550 (kg/m)

矿山爆破对安全距离的要求

仅供参考[整理] 安全管理文书 矿山爆破对安全距离的要求 日期：__________________ 单位：__________________ 第1 页共4 页

矿山爆破对安全距离的要求 爆破时，必然产生爆破地震、空气冲击波、碎石飞散及有害气体，因而危及爆区附近人员、设备、建筑物及井巷等的安全。因此，爆破设计时必须确定爆破危害范围并指定安全距离。主要有以下几个方面：1．爆破地震安全距离 炸药在岩体中爆炸后，在距爆源一定距离的范围内，岩体产生弹性震动波，即是爆破地震。爆破作业地震强度主要与炸药量、爆源距离、岩石特性、爆破条件和方法以及地质地形条件有关。《爆破安全规程》规定一般建筑物和构筑物的爆破地震安全性应满足安全振动速度的要求，并规定了建(构)筑物地面质点振动速度控制标准。 2．爆破空气冲击波的安全距离 空气冲击波的安全距离主要依据以下几个方面来确定：对地面建筑物的安全距离，空气冲击波超压值计算和控制标准，爆破噪声，空气冲击波的方向效应与大气效应。 控制空气冲击波的方法主要有： (1)避免裸露爆破，特别是在居民区更需特别重视，导爆索要掩埋20em或更多，一次爆破孔间延迟不要太长，以免前排带炮使后排变成裸露爆破。 (2)保证堵塞质量，特别是第一排炮孔，如果掌子面出现较大后冲，必须保证足够的堵塞长度。对水孔要防止上部药包在泥浆中浮起。 (3)考虑地质异常，采取措施。例如，断层、张开裂隙处要间隔堵塞，溶洞及大裂隙处要避免过量装药。 (4)在设计中要考虑避免形成波束。 (5)在地下矿山巷道，可利用障碍、阻波墙、扩大室等结构来减轻 第 2 页共 4 页

巷道空气冲击波。 3．个别碎石飞散的安全距离 露天爆破时，有些岩石飞散很远，危及周围人员、牲畜和建(构) 筑物。飞石事故超过爆破事故总数的1／4，在设计和施工中必须严格做到： (1)设计合理，测量验收严格，避免单耗失控，是控制飞石危害的基础工作； (2)慎重对待断层、软弱带、张开裂隙、成组发育的节理、溶洞、采空区、覆盖层等地质构造，采取间隔堵塞、调整药量、避免过量装药等措施； (3)保证堵塞质量，不但要保证堵塞长度，而且保证堵塞密实； (4)多排爆破时，要选择合理的延迟时间，防止因前排带炮(后冲)，造成后排最小抵抗线大小与方向失控； (5)城市爆破应做好防护。 4．电力起爆的安全距离 电力起爆的安全距离主要考虑爆区与高压线、广播电台和电视台等发射源的安全距离。 5．爆破有害气体扩散安全距离 爆破有害气体主要有CO、NO、NO2、N2O5、SO2、H2S、NH3等，可引起窒息及血液中毒。大量爆破后必须取样监测。有害气体浓度低于容许指标才能下井作业。 第 3 页共 4 页

隧道爆破安全距离

隧道爆破安全距离 隧道爆破通常采用掏槽爆破，即将开挖断面上的炮眼分区布置和分区顺序起爆，逐步扩大完成一次开挖，分区是按照炮眼的位置、作用的不同有三种炮眼：即掏槽眼、辅助眼、周边眼。这三种炮眼除共同完成一个循环进尺的爆破掘进外，分别各有其作用，因此各有不同的位置、长度、方向、间距的要求。 隧道爆破安全距离相关规定： （1）独头巷道不少于200m； （2）相邻的上下坑道内不少于100m； （3）相邻的平行坑道，横通道及横洞间不少于50m； （4）全断面开挖进行深孔爆破（孔深3-5m）时，不少于500m. 隧道爆破技术规定要求： ①爆破作业必须按现行国家标准《爆破安全规程》要求，编制爆破设计方案，制订并严格执行相应的安全技术措施。 ②洞内爆破作业必须有专人统一指挥，并由经过专业培训且持有爆破作业合格证的专职爆破工担任。严禁作业人员穿着化纤衣服进行爆作业。 ③洞内爆破时，所有人员必须撤离至规定的安全距离以外： A独头巷道内不小于200m； B相邻上下坑道内不小于100 m； ④如采用相向开挖掘进的隧道两个掌子面间距离小于200m时，爆破

时必须提前一个小时通报，以便另一个工作面作业人员撤离。 ⑤下列情况下，严禁装药爆破： A照明不足； B开挖面围岩破碎尚未支护； C出现流沙现象未经处理； D存在大量溶洞水及高压地下水涌出，尚未治理； E未做好安全警戒时。 ⑥爆破后必须通风排烟15min后检查人员方可进入开挖面检查。检查内容包括： A有无瞎炮； B有无残余炸药或雷管； C顶板及两帮有无松动的围岩； D支撑有无损坏或变形，是否需采取加强措施。 ⑦钻眼与装药作业不宜平行作业。如须平行作业，则钻孔与装药顺序应自上而下进行，钻孔与装药孔至少隔开一排，其距离不小于2.5m，作业人员应分区操作。 ⑧两个相向贯通开挖的开挖面之间距离只剩下15m时始，只允许从一个开挖面掘进贯通，另一端应停止作业，并设置安全警示标志。并在放炮作业前提前通知，由对方施工现场负责人负责检查确认人员和设备已撤出后，方可通知放炮作业面实施放炮作业。 ⑨炸药、雷管等爆破器材必须执行爆破器材的采购、搬运、贮存、领

矿山爆破安全技术

矿山爆破安全技术 (一)概述 矿山爆破是把矿岩从矿体中剥落下来，并按工程要求爆破成一定的爆堆，破碎成一定的块度，为随后的采、装、运工作创造条件。 矿山用炸药有硝铵类炸药、水胶炸药、硝化甘油炸药以及乳化油炸药等。我国矿山最广泛使用的炸药是硝铵类炸药，包括铵梯炸药、铵油炸药、铵松蜡炸药以及含水硝铵类炸药等。在有瓦斯或煤尘爆炸危险的煤矿井下工作面或工作地点应使用经主管部门批准，符合国家安全规程规定的煤矿许用炸药。 常用的起爆器材有雷管(火雷管、电雷管)、导爆索、导爆管、导火索等。根据使用的起爆器材的种类，起爆方法有火雷管起爆法、电雷管起爆法、导爆索起爆法和导爆管起爆法及联合起爆法。煤矿井下静止使用明火起爆，只能采用电能激发的电雷管。为了保证爆破作业的安全可靠，防止拒爆，一般在较大规模爆破时使用联合起爆法起爆，同时敷设两种起爆网路。 (二)爆破作业的主要安全规定 (1)各种爆破作业必须使用符合国家标准或行业标准的爆破器材，不准使用擅自制造的炸药。 (2)进行爆破工作的群采矿山、矿点，必须设爆破工作负责人、爆破员和爆破器材保管员。这些人员应了解所使用的爆破器材的性能、爆破技术和有关的安全知识。 (3)凡从事爆破工作的人员，都必须经过培训，考试合格并持有合格证。 (4)中、4,3矿山，进行浅眼爆破时，应有爆破说明书。其内容包括装药量、装药结构、填塞长度、起爆方法等。 (5)爆破作业地点有以下情况之一时，禁止进行爆破作业：有冒顶或边坡滑落危险；通路不安全或通路阻塞；进行中深孔、深孔爆破时，爆破参数或施工质量不符合设计要求；工作面有涌水危险或炮眼温度异常；危险1i2边界上未设警戒；光线不足或无照明。(6)进行爆破器材加工和爆破作业人员禁止穿化纤衣服；在大雾天、雷雨时、黄昏、夜晚，禁止进行露天爆破。 (7)装药时，必须遵守以下规定： 用木制炮棍；装起爆药包时，严禁投掷或冲击；一旦起爆药包没装到位，禁止拔出或硬拉起爆药包中的导火索、导爆索、导爆管或电雷管脚线，应按处理盲炮的有关规定处理。 (8)进行填塞工作时，必须遵守以下规定： 装药后，必须保证填塞质量，禁止采用无填塞爆破；浅孔爆破时，一般填塞长度为孔深的1／3；禁止使用石块和易燃材料填塞炮孔；堵塞要十分小心，不得破坏起爆线路；禁止捣固直接接触药包的填塞材料或用填塞材料冲击起爆药包。 (9)炮响完后，经过充分通风，才准进入爆破作业地点。 (10)爆破工作开始前，必须确定危险区的边界并没置明显的标志。地下爆破应在有关通道上设置岗哨。回风巷应设路障，并挂上"爆破危险区，不准入内"的牌子。 (11)爆破前必须同时发出音响和视觉信号，使在危险区的人员能够听到、看到。爆破后，经检查确认安全时，方可发出解除警戒信号。 (1 2)爆破员进入放炮地点后，应检查有无冒顶、危石、支护破坏和盲炮现象。如果发现有这些现象，应及时处理。若不能处理时，应设立危险警戒或标志。常用的处理盲炮的方法有重新起爆法、诱炮法、打平行眼装药爆破法、用水冲洗法。 (三)起爆安全技术 1．火雷管起爆的安全技术 火雷管起爆易产生的事故原因包括导火索及火雷管的质量问题、火雷管的早爆、火雷管

爆破地震安全距离(标准版)

When the lives of employees or national property are endangered, production activities are stopped to rectify and eliminate dangerous factors. （安全管理） 单位：___________________ 姓名：___________________ 日期：___________________ 爆破地震安全距离(标准版)

爆破地震安全距离(标准版)导语：生产有了安全保障，才能持续、稳定发展。生产活动中事故层出不穷，生产势必陷于混乱、甚至瘫痪状态。当生产与安全发生矛盾、危及职工生命或国家财产时，生产活动停下来整治、消除危险因素以后，生产形势会变得更好。"安全第一" 的提法，决非把安全摆到生产之上;忽视安全自然是一种错误。 爆破地震，是指炸药爆炸的部分能量转化为弹性波，在岩土中传播引起的震动。爆破地震波，对爆区附近的地层、建筑物、构筑物，以及井巷和露天边坡产生破坏作用。爆破地震波强度的大小主要取决于使用炸药的性能、炸药量、爆源距离、岩石的性质、爆破方法以及地层地形条件。为了最大程度地减小地震波的危害，应采取如下有效措施： (1)爆破前应调查了解爆破区域范围内建筑物、构筑物的结构，露天边坡稳定状况，井巷围岩稳定及支护等情况。 (2)根据爆区的周边环境，采用减震爆破方法和控制炸药量，如微差爆破、缓冲爆破、预裂爆破等爆破方法。 (3)爆破地震安全距离计算公式如下： R=（K/V）1/α ×Qm 式中R——爆破安全距离(m);

爆破安全距离

爆破安全距离 各种爆破、爆破器材销毁以及爆破器材意外爆炸时，爆破源与人员和其他 保护对象之间的安全距离称为爆破安全距离。 为保证爆破安全，爆破地点与人员或其他应保护对象之间必须保持最短的 相隔长度。爆破有害效应随距离的增加有规律地衰减，用距离作为安全尺度可 限定爆破有害效应在允许限度之内。中国《爆破安全规程》规定了爆破地震安 全距离，个别飞散物安全距离，以及爆炸冲击波的安全距离。 爆破作业安全允许距离的规定 (一)一般规定 1.爆破地点与人员和其他保护对象之间的安全允许距离，应按爆破各种有 害效应(地震波、冲击波、个别飞散物等)分别核定，并取最大值。 2. 确定爆破安全允许距离时，应考虑爆破可能诱发滑坡、滚石、雪崩、涌浪、爆堆滑移等次生有害影响，适当扩大安全允许距离或针对具体情况划定附 加的危险区。 (二)各种爆破危害的安全允许距离 1.爆破震动安全允许距离 (1)评估爆破对不同类型建(构)筑物、设施设备和其他保护对象的振动影响，应采用不同的安全判据和允许标准。 (2) 地面建筑物、电站(厂)中心控制室设备、隧道与巷道、岩石高边坡和 新浇大体积混凝土的爆破震动判据，采用保护对象所在地基础质点峰值振动速 度和主振频率。安全允许标准的具体要求由《爆破安全规程》规定。 (3) 高耸建(构)筑物拆除爆破安全允许距离包括建(构)筑物塌落触地振动 安全距离和爆破震动安全距离。 2. 爆破空气冲击波及水中冲击波与浪涌安全允许距离 (1)露天地表爆破一次爆破炸药量不超过 25kg 时，应按规定计算确定空气冲击波对在掩体内避炮作业人员的安全允许距离。

(2) 水下裸露爆破，当覆盖水厚度小于. 3 倍药包半径时，对水面以上人 员或其他保护对象的空气冲击波安全允许距离计算原则，与地表爆破相同。 (3) 在重要水工、港口设施附近及水产养殖场或其他复杂环境中进行水下 爆破，应通过测试和邀请专家对水中冲击波和浪涌的影响作出评估，确定安全 允许距离。 (4) 水中爆破或大量爆渣落人水中的爆破，应评估爆破涌浪影响，确保不 产生超大坝、水库校核水位涌浪，不淹没岸边需保护物和不造成船舶碰撞受损。 3. 个别飞散物安全允许距离 一般工程爆破时，个别飞散物对人员的安全距离不应小于《爆破安全规程)) GB6722←2014 相应的规定; 硐室爆破个别飞散物安全距离按《爆破安全规程)) GB 6722-2014 规定的 方法计算确定。

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 ×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；