某矿山运输巷道开挖爆破优化设计.docx

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某矿山运输巷道开挖爆破优化设计

《爆破工程》课程设计

题目某矿山运输巷道开挖爆破优化设计

学院名称

班级

指导老师

学号

学生姓名

2009年1月12日

《爆破工程》课程设计的任务

一、课程设计的任务

根据爆破安全规程（GB6722-2003）、简明爆破工程设计手册等要求，进行某工程的爆破优化设计。

二、课程设计内容及要求

（1）熟悉任务书提供的有关设计资料，认真仔细分析和研究各种相关文件及工程资料；

（2）爆破参数设计，爆破方式设计；

（3）爆破网络敷设，爆破效果预测，爆破设计感想；

（4）按时独立完成，字迹清楚、工整，章节顺序安排合理；

（5）设计图用CAD绘制，图纸包括：

爆区环境示意图（可选），孔网参数图，装药结构图，网络敷设图，爆破警戒示意图；

（6）胶装订整齐、美观，全班统一封面设计，字数不低于1万字。

三、设计步骤

（1）审题

（2）环境描绘。

绘出爆区环境示意图及安全注意事项

（3）设备选型。

根据爆破规模及爆破条件选定供风设备及穿孔设备类型

（4）确定穿孔爆破参数。

包括孔位、孔径、孔深、孔角、超深、孔间距、排间距等。

（5）确定装药结构。

确定装药结构类型，装药长度、充填长度及偶合系数等

（6）网络敷设。

确定起爆方式、网络敷设形式、雷管段数、测试并计算电阻值，绘出爆破网络敷设图

（7）计算爆破工程量。

计算爆破体积、爆破工程量、炸药量、穿孔进尺、炸药单耗、延米爆破量等

（8）计算安全距离。

计算飞石、地震波、冲击波安全距离

（9）预测爆破效果及安全距离

（10）确定警戒距离。

由爆破安全规程及爆破实际确定安全警戒距离，设置相应的岗哨。

（11）施工及安全组织。

组织爆破施工及安全警戒工作，成立相应的管理机构，明确岗位职责、建立安全网络，负责爆破全过程的施工与安全管理工作。

四、课程设计题目

某矿山运输巷道开挖爆破优化设计

某井巷平洞开挖，其断面形状设计为三心拱，其断面宽度约为B=3.6米，最大高度约为H=2.0米，围岩坚固性系数为f=6-8，围岩密度为2.60t/m3，炸药单耗为0.15~0.28kg/t。

每次穿爆长度约为L=2.0米，则应如何进行爆破设计才能满足要求。

五、设计进度安排

（1）本学期16-17周（2009年12月28——2010年1月8日）

（2）2010年1月8日答辩及设计成绩评。

六、设计说明书格式要求

①严格按科研论文的排版格式，包括参考文献格式；

②页面设置：

页边距：

上2厘米，下2厘米，左2.5厘米，右2厘米，页眉1.5厘米，页脚1.75厘米间距：

段前0行，段后0行行距：

固定值，15.6磅（题目行、公式行采用单倍行距）；

③字体和字号：

一级标题：

四号，宋体和TimesNewRoman字体，加粗，靠左顶格；二级或三级标题：

小四号，宋体和TimesNewRoman字体，加粗，靠左顶格；正文部分：

五号，宋体和TimesNewRoman字体；希腊字母用Symbol字体；图题、表题：

小五号，加粗，宋体和TimesNewRoman字体；图、表中文字用小五号TimesNewRoman字体，量与单位之间用“/”间隔；图注与说明、表注与说明：

小五号TimesNewRoman字体。

目录

1.审题…………………………………………………………………………………1

2.环境描绘……………………………………………………………………………2

3.设备选型……………………………………………………………………………2

4.爆破参数……………………………………………………………………………2

5.装药结构……………………………………………………………………………5

6.网络敷设……………………………………………………………………………6

7.爆破工程量…………………………………………………………………………8

8.安全距离……………………………………………………………………………9

9.爆破效果…………………………………………………………………………10

10.警戒距离…………………………………………………………………………11

11.施工及安全组织…………………………………………………………………11

12.设计感想…………………………………………………………………………13

1.审题

1.1巷道掘进要求：

本题为某矿山运输巷道掘进爆破施工。

为使工程量减少，工程速度加快，应在保证安全的条件下，选用一种最有效的方案高速度，高质量的将既定断面的岩石进行爆破，并将破碎后的岩石达到一定的高效过程目的，并尽可能使断面光滑平整，降低爆破对开挖范围以外的岩石的损坏的，最大限度的保持原有岩石的强度和稳定性，以利于爆破后围岩的长期稳定，并降低爆破地震效应，空气冲击波及飞石距离使爆破对周围物体损伤最小。

1.2巷道质量要求：

为形成任务书所要求的运输巷道断面形状，必须在工作面上严格布置各种炮眼，如掏槽眼，崩落眼，周边眼。

且掘进爆破过程中要严格保证巷道的规格和方向，满足爆堆集中，块度均匀，炮孔利用率高，周壁平整，材料消耗少等要求。

1.3巷道尺寸要求：

三芯拱的的有关集合性质和数据如表1-1和图1-2

表1-1

失跨比

大圆

圆心角

小圆

圆心角

大R

小R

弧长

面积

1/3.6

58°

61°

0.781B

0.211B

1.239B

0.1851

图1-2

2.环境描绘

2.1爆区环境

一般井巷平洞的开挖都处于野外，周围人口稀少，交通通行量低，环境的限制比较小．

2.2工程地质

围岩坚固性系数为f=6-8，并查《全国统一建筑工程基础定额》中的土壤及岩石开挖分类表得，f=6-8的岩石属于次坚石，为VII级，一般为花岗质砾岩，泥灰质石膏岩，粘土质砂岩，砂质云母片岩及硬石膏，用轻型钻孔机钻进速度为8.5m/min。

2.3水文地质

围岩的坚固性系数f=6-8，密度为2.60t/m3，岩体微裂隙，较致密，渗透系数很低，说明此围岩透水性很差，含水量很低。

2.4安全注意事项

（1）该巷道周围围岩稳定，无大量的地表水，地下涌水量不大。

该巷道是一条服务年限较长的主要运输巷道，所穿过的岩层坚硬稳定，可以预计巷道要承受较大的地压。

据此可采用喷射混凝土支护。

（2）煤矿井下必须严格按照矿井瓦斯和煤尘等级选择相应的炸药和雷管，不得使用含水超过5％的铵梯炸药。

在有瓦斯煤尘和煤层爆炸危险距煤层十米以内时，必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用雷管。

使用煤矿许用毫秒雷管时，最后一段的延期时间不得超过130毫秒。

炮眼的装药量和封泥量及封泥材料必须满足《安全规程》的要求。

装药前和放炮前，必须检查放炮地点20米以内风流中的瓦斯浓度，当达到1%时，禁止放炮。

（3）防止盲炮及残炮的产生,雷管受潮或有其他缺陷，使其起爆能力降低及不同厂家不同类型的雷管不得混用。

连线后检查整个网络查看有无连错或漏连，进行爆破网络准爆电流的计算，起爆前用专用爆破电桥测量网路的电阻，测定值与计算值之间不应相差10%以上。

检查放炮电源并对电源的起爆能力进行计算，炸药避免捣得很紧，充分接触及可。

（4）预防杂散电流，装药前应该检测爆区内的杂散电流，当杂散电流超过30mA时，应该采用抗杂散电流的电雷管或采用防杂散电流的电爆网络，正确安装电器设备装置的接地装置，防止加线牵引网络漏电。

确保电爆网络的质量，爆破导线不准有裸露接头，防止损伤导线的绝缘包皮，检查雷管接线，检查是否已与雷管连接的导线两端。

3.设备选型

就我国目前巷道掘进设备的现状及该工程需要来看，机械设备配套如下：

YT24气腿式凿岩机5台，耙式装载机一台，5台7655型凿岩机3台ZYC-21型装岩机，1.1m³矿车3台电机车，起爆电源微MFB-100型，HPC-V型潮式凝土喷射机，并配以HPLG-5B转子型喷射机铲机和混凝土机械手。

4.爆破参数设计

只有选定正确的炸药以及确定正确的爆破参数，才能保证取得良好的爆破效果。

井巷光面爆破的主要参数主要有：

炸药消耗量，炮眼直径炮眼间距，炮眼深度和炮眼数目等。

合理确定这些参数十分重要，由于目前还没有一套成熟的理论计算方法，一般计算只是作为参考依据，因此根据经验类比和直接实验得来。

遵循以下原则：

1）炮眼利用率要高，炸药和雷管的消耗量要小。

2）巷道尺寸应符合设计要求和井巷工程施工及验收规范的标准，巷道的方向与坡度均应满足设计规定。

3）对巷道围岩的震动和破坏要小，以利于巷道的维护。

4）岩石块度和岩堆高度要适中，以利于提高装岩效率和钻眼与装岩工作的平行作业。

4.1炸药选择

炸药是破碎岩石的能源，对爆破效果影响甚大。

一般是根据爆破岩石对象的坚固性，含水性等因素来选取炸药，岩石坚固性大的选取威力大的炸药，含水性强的选取能抗水的炸药，或一般采取防水措施。

此外，推广深孔爆破的经验表明，还必须根据各类炮眼的不同爆破作用采取不同性能的炸药，这样才能获得光面和不破坏围岩的稳定性，在挤压掏槽和扩槽的辅助眼中，则需采取高威力，高密度的炸药，以发挥每个炮眼的最大爆破作用，在周边眼中应采用不耦合装药或低威力炸药，以形成平整的轮廓轮面。

为了达到既实现光面爆破，又充分发挥炮眼利用率的目的，可采用重掏槽、轻修边（周边的的装药要轻）的方法。

掏槽眼、辅助眼、底眼等一般选用威力较大的2号硝铵岩石炸药，帮眼，顶眼选用2号煤矿硝铵炸药,直径约为34mm。

4.1炮眼布置

4.1.1掏槽眼：

采用平行直线桶形掏槽（如图4-1所示）。

其优点是炮眼利用率高；眼深不受巷道断面限制；破碎块度均匀；钻眼方便，准确性。

4.1.2辅助眼：

布眼均匀，充分利用炸药能量，其间距一般为0.4-0.8m。

4.1.3周边眼：

既要利用炸药能量，又要保证岩石按设计轮廓线崩落，其间距取0.5-1.0m。

炮眼布置图如图4-2。

图4-1图4-2

4.2炮眼孔径

目前国内外平巷掘进大多采用手持式凿岩机和气腿式凿岩机打眼，眼径有两种类型：

普通型和小直径型（小直径炮眼和小直径药卷）。

其规格列于表4-3

表4-3两种类型孔径

类型

炮眼直径/mm

药卷直径/mm

类型

炮眼直径/mm

药卷直径/mm

普通型

40-42

32-35

小直径型

34-35

27

炮眼直径应和药卷直径相适应的，炮眼直径小了装药困难；而过大的炮眼直径，将时标准药卷在炮眼内空隙过大，影响爆破效果。

目前我国普遍采用的药包直径为32mm和35mm两种，现场普遍采用的炮眼直径一般比药包直径大4-6mm。

在这选药包直径为35mm。

且YT-24气动式凿岩机的钻孔直径维34-42，则确定炮眼直径为40mm。

4.3炮眼深度及超深

4.3.1炮眼深度

炮眼深度跟炮眼长度不同，它是指炮眼底到工作面的垂直距离。

炮眼深度是决定每次掘进循环进尺的重要因素。

根据我国目前掘进技术装备条件下，采用气腿式凿岩机时，炮眼深度一般为1.3~2.0m，采用凿岩台车时，一合理的炮眼深度不需与具体的施工条件向适应。

若采用凿岩台车配备重型凿岩机，炮眼深度可达3m以上。

当凿岩机紧贴在已开出的轮廓面操作时，凿岩机向上（拱部）或向外墙偏离的角度为4°~5°。

合理的炮眼深度必须保证较高的爆破下效率。

为了达到较高的炮眼利用率，除了考虑岩石条件和合理的炮眼布置外,还与炮眼质量和爆破材料，装药结构等有密切关系。

如炮眼深度过大，在现有的凿岩设备条件下，若操作不成熟的话，凿岩质量，特别是对有严格质量要求的掏槽眼的质量就难以保证，因而会直接影响爆破效果，降低炮眼利用率。

此外，现用的岩石炸药威力较低，在坚硬岩石中进行深孔爆破，如不采取其他措施，也不能保证有良好的爆破效果。

4.3.2炮眼超深

由于此围岩属于次坚硬岩石,为使岩石爆破彻底,周边眼和崩落眼眼底可伸出轮廓线外100mm，掏槽眼可超深150mm。

4.3.3各炮眼深度（见表4-4）

表4-4

炮眼

炮眼深度/mm

超深/mm

炮眼总深/mm

掏槽眼

3200

200

3400

辅助眼

3000

100

3100

周边眼

3000

100

3100

4.4孔角

为了使巷道形成平整的轮廓线周边眼需要倾斜一定角度，顶眼和帮眼清晰地倾角为10°，底眼倾斜角为15°。

4.5孔间距

掏槽眼间距为400mm，辅助眼与掏槽眼间距为500-700mm，辅助眼间距为500-550mm，周边眼与辅助眼为300mm-400mm，顶眼与帮眼距轮廓线为30mm，底眼距轮廓线为40mm。

孔间距布置见图4-5。

图4-5

4.6炮眼密集系数

炮眼密集系数也称炮眼邻近系数，它表达了炮眼间距与最小抵抗线之间的关系即m=a/w，是光面爆破参数确定中的一个关键值。

目前在工程施工中，光面层厚度的确定，一般情况下，周边眼间距a与光面层厚度的比值为m=0.8~1.0时有较好的光爆效果。

4.7周边眼间距

在光面爆破中爆破后岩石的平整程度，与最小抵抗线W和周边眼间距E的比值K有关。

实践证明当K=E/W=0.8~1.0时，能得到较好的爆破效果。

根据以上原则和实际经验，

a.通常周边眼间距取400~700mm，

b.在两邦和跨度大的拱顶上可取上限700mm，或接近700；

c.而在拱顶两侧曲率半径小的地方，因夹制作用较大，为了有利于控制面，可取400~500mm，或接近400；

d.在层里明显，节理、裂隙发育的松软岩层中，周边眼应适当减小，有时还可在两周边眼中间增加一个导向作用的空眼。

周边眼的最小抵抗线W值由周边眼密集度K决定。

通常周边眼密集度K=0.8~1.0时，最小抵抗线为500~800mm。

这同样要根据具体情况予以调整如在曲率小的地方，W值可取500mm，此时K=1.0.而在松散碎岩中，W值必须取大一些，最大可以达到1000mm，此时K值为0.5。

5.装药结构

5.1装药结构类型

根据放弃包药包的位置不同，有正向装药和反响装药两种形式。

正向装药是先将被动药包依次装入眼内，然后装入起爆药包。

所有起爆药包和雷管的巨能穴一致朝向眼底。

最后用炮泥填满。

优势为了相邻炮眼爆炸时产生“带炮“现象，也可将起爆药包放在距药包眼口的第二个药包上。

由于我国目前大量使用的是硝铵类炸药，这样防止容易发生残孔和残药现象。

因为一方面起爆的药包对临近还未起爆的炮眼产生挤压，抛离作用，使某些起爆药包被抛掷出去，因此容易造成残孔和残遥；另一方面，由于起爆药包的炮轰波传播方向是有外向内传播，对眼底还未起爆的药包产生压实现象，，使其密度增大，感度降低，包苏衰减，以致抗暴，这种情况在装药密度较大时容易产生。

反装药是先将起爆药包装入眼底，然后再装起爆药包，最后装炮泥并要求药包和雷管的聚能穴一致朝口外，这样炮轰波一致朝口内向口外传播，与岩石的抛掷方向相同，有利于反射拉伸波破碎岩石，同时起爆药包距自由面教员，爆轰气体不会立即从眼口冲出，炸药能量能充分利用，因此能获得较好的爆破效果。

因此在光面爆破中，周边眼的装药结构往往采用32~35mm粉状硝铵类炸药的情况下，可采用不耦合空气柱间隔装药结构，将药包置于孔眼底，然后在眼口一段内堵塞炮泥，然后间隔装药。

眼口炮泥必须堵塞好，炸药爆炸后空气柱才能起缓冲作用，延长孔眼内才能产生气体作功时间，将眼口部分岩石保留下来，避免眼口出现“鼓包“现象。

采用不耦合装药减少了对孔壁的破坏，有利于形成光滑的轮廓面。

炮眼的堵塞质量对提高爆破效率和减少爆破有害气体也有很大作用。

因此装药完毕必须填充符合安全要求的炮泥并捣实。

常用1:

3的泥沙混合炮泥，，湿度是18~20%，这种炮泥有良好的可塑性，又具有较大的摩擦系数。

装药结构及起爆是控制爆破作用范围，性质和方向的重要因素，因此在爆破工作中不能轻视这项工作。

掏槽眼，辅助眼及周边眼的装药结构如图5-1所示。

图5-1

5.2装药长度

掏槽眼装药长度=3/5*3.4=2.04m。

崩落眼，周边眼装药长度=3/5*3.1=1.86m。

5.3合理的空气柱长度

在通常采用的的装药条件下，不同岩石适用的空气柱长度与装药长度的比值见表5-2

表5-2

岩石名称

软岩

中中等坚固多裂隙岩石

（f=8-10）

中中等坚固块体岩石

（f=8-10）

多裂隙坚固岩石

（f=8-10）

坚固坚韧微裂隙

岩石

空气柱长度与

装药长度比

0.35-0.4

0.3-0.32

0.2-0.27

0.15-0.2

0.15-0.2

此围岩的f=6-8,所以应选用0.32。

5.4耦合系数

各炮孔的耦合系数见表5-3

表5-3

炮孔名称

掏槽孔

辅助眼

周边眼

耦合系数

1.14

1.25

1.6

炮孔直径/mm

40

40

40

装药直径/mm

33.2

31.6

25

实际装药直径/mm

35

32

25

6网络敷设

6.1起爆方式

6.1.1起爆方法的比较

我国工业炸药现行的起爆方法，主要分为两大类：

非电起爆发和电起爆发。

其中，非电起爆发又分为导火索起爆发，导爆索起爆法和导爆管起爆法等。

a、导火索起爆法

使用的器材主要是导火索，火雷管和点火材料。

起爆原理：

点燃导火索，利用导火索燃烧产生的火焰引爆火雷管，再由雷管的爆炸能引起炸药爆炸。

优点：

操作简单易行，要求不高，机动灵活，点火容易，不要敷设复杂的电气线路，成本低，易于爆破工人掌握。

缺点：

劳动条件差，点火人员紧靠工作面，安全性较差，无法在起爆前检查准备工作质量，不能精确控制爆破时间，能同时起爆炸药量有限，导火索燃烧存在有毒气。

b、导爆索起爆法

导爆索起爆法，利用一种导爆索爆炸时产生的能量去引爆炸药的一种方法，导爆索首先用雷管将其引爆。

由于在爆破作业中，从装药，堵塞到连线等施工程序上都没有雷管，而是在一切准备就绪，实施爆破之前才接上起爆管，因此，施工的安全性要比其他方法好。

此外，导爆索起爆法还有操作简单，容易掌握，节省雷管，不受杂散电流的影响，在炮孔内实施分段装药爆破简单等优点，因而在爆破工程中广泛应用。

缺点：

成本高，噪音大。

c、导爆管起爆法

导爆管起爆法的主体是塑料导爆管，起爆网络由激发元件，传爆元件，连接元件和起爆元件所组成。

起爆原理：

主导管被激发产生冲击波，最后引爆起爆雷管，起爆炮孔内的装药。

优点：

操作简单轻便，使用安全，准确；可靠，能抗杂散电流、静电；雷管的原料是塑料，金属和棉纱，用量少；导爆管运输安全。

缺点：

不能用仪表检测网络连结的质量，爆炸时产生冲击破，不适用有瓦斯或矿尘爆炸危险的矿山。

d、电力起爆法

利用电雷管通电后起爆产生的爆炸能引爆炸药的方法叫电力起爆法。

电力起爆法在爆破工程中使用广泛，它有以下有优点：

从准备到施工整个过程中，所有工序都可以用仪表检测，可以及时发现和改正网络辐射中的错误，从而保证了施工过程中的错误，从而保证了爆破的可靠性和安全性；可以实现远程控制，大大提高爆破的安全性；可以准确控制起爆时间和延期时间，从而保证良好的爆破效果；可以同时起爆大量药包，有利于增大爆破量。

电力起爆的缺点：

在有外来电的时候危险性较大；电力起爆工作量大操作复杂，作业时间量较大。

在有杂散电流的时候或地点，存在极大的危险性；电力起爆的设计计算、敷设和链接要求较高，操作人员必须有一定的技术水平；需要可靠的电源和必要的仪表和设备等。

6.1.2起爆方法的的选择

根据以上利弊的对比，只要认真克服电力起爆的缺点，电力起爆可以达到良好的爆破效果，据此选择电力起爆作为该工程的起爆方法。

6.2网络敷设形式

采用混联的连接形式

混联由串联和并联组合而成。

可分为串并联和并串联。

串并联是将若干个电雷管串联成组，然后将若干串联组又并联在两根导线上，再与电源连接。

并串联则是若干个电雷管并联，再将所有并联雷管组串联，然后通过导线与电源连接。

为了网络敷设的简单，且不会因为某一雷管断线就会导致整个网络的拒爆，因此选用串并联网络敷设形式。

巷道断面雷管网络敷设形式如图6-1。

图6-1

6.3电雷管与起爆电源的选择

6.3.1电雷管的选择

在设计网路的准备工作中，必须对电雷管逐个进行电阻测定，组值相等或相近的使用于统一网路中，以保证网路可靠起爆。

计算电路中通过雷管的电流，若电流过小，可能导致电雷管的拒爆现象。

为了保证串并联网络中每一个电雷管都被引爆，必须满足以下条件：

敏感度最高的电雷管爆炸之前，敏感度最低的电雷管必须被点燃，即感度最高的电雷管的爆发时间tmin必须大于或等于最钝电雷管的发火时间tmax。

6.3.2起爆电源的选择

220V交流电源。

7计算爆破工程量

7.1爆破体积

爆破体积V=S*Y=5.262*3.4m3=17.891m3。

其中:

S为断面面积,s=B*（h+0.156B）=5.262m3,h=1/4B。

Y为循环进尺,Y=3.1m。

7.2穿孔进尺

穿孔总长L=N1*l1+N2*l2+N3*l3

=18*3.1m+14*3.1m+3*3.4/0.866m=111m

其中:

N1为周边眼个数，l1为周边眼长

N2为辅助眼个数，l2为辅助眼长

N3为掏槽眼个数，l3为掏槽眼长

7.3炸药量及炸药单耗

7.3.1周边眼个数N1:

B为巷道掘进宽度/m；a为周边眼平均间距/m；BL为巷道掘进周长/m；BL可按式BL=cS1/2计算，其中S为巷道掘进断面面积；c为断面形状系数。

7.3.2掏槽眼和辅助眼个数N2:

N2值按一次爆破所需要的总装药量减去周边眼装药量，使剩余的药量平均分配在N2内来计算。

式中Q为按定额确定的一茬炮所需的总装药量/kg

qL为周边眼每米装药量/kg/m，qL=qaW；q为按定额确定的单位炸药消耗量/kg/m；

为炮眼利用率；Q0为除周边眼外，每个炮眼内的平均装药量/kg。

其中k为装药系数，当采用直眼掏槽时k=0.6~0.7；QL为每个药卷的重量/kg；L为每个药卷的长度/m。

为满足当相对间距a/W在0.8~1.0之间时有较好的爆破效果，由光爆参数表取a=0.5m，W=0.6m,则QL=0.6573×0.5×0.6=0.2kg，满足周边眼装药集中度在0.2~0.3kg.m的要求。

7.3.3炸药量Q

按比例适当选定岩石线装药密度q

掏槽眼q=0.48kg/m，掏槽眼装药长度=3/5*3.4=2.04m，掏槽眼个数=3

则掏槽眼总装药量=3*2.08*0.48*=3.00kg。

辅助眼q=0.32kg/m，辅助眼装药长度=3/5*3.1=1.86m，辅助眼个数=14

则辅助眼总装药量=14*1.86*0.32=8.34kg。

周边眼q=0.21kg/m，周边眼装药长度=3/5*3.1=1.86m，周边眼个数=18

则周边眼总装药量=18*1.86*0.21=2.02kg。

炸药量Q=3.00+8.34+2.02=13.36kg

7.3.4炸药单耗

开挖对爆破的要求，对岩石硝铵类炸药q值可按表7-1选择：

表7-1

岩石坚固性系数f

0.8-2

3-4

5

6

8

10

12

14

16

20

q/kg/m3

0.40

0.43

0.46

0.50

0.53

0.56

0.60

0.64

0.67

0.70

炸药单耗q=（0.1