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光面预裂（0.5～0.7）m （0.4～0.6）m 辅助孔0.5～1.0 m （8～18）d （8～15）d周边孔0.4～0.8 m （0.6～0.8）m（15～25）d0.7～1.0E/W 光炮孔数目:NN=3.3(fS 2)1/31.25～2.0 1.25～2.0N——炮孔数目，个；d 孔/d 炸d 孔/d 炸f—岩石坚固性系数；线装药量：q (0.1～0.2)kg/m (0.25～0.4)kg/m S——巷道断面面积，m 2单耗：q 1.1 k 0(f/S)1/2平巷（隧洞）周边光面、预裂底孔0.4～0.7 m q —单位炸药消耗量，kg/m3；——岩石坚固性系数；—考虑炸药爆力的校正系乳化炸药的爆力p＝260mL）炮孔间距：E 光爆层厚度：W 光密集系数：m 不耦合系数：D总装药量：Q Q = qV = qSL ηV——每循环爆破岩石S——巷道掘进断面，2；L——炮眼深度，m；η——炮眼利用率，一般取硬岩 （f=7～20），孔深取中硬岩（f=4～6），孔深取1.5～2.软岩（f=1.6～3），孔深取2.0～3.孔深S——巷道断面面积，m 2楔形掏槽中，每对掏槽眼间距为0.2～0.6m，孔底间距为0.1～0.2m。
掏槽孔与工作面交角为55o～75o。
当岩石在中硬以上，断面大于4m2时，可采用下表所列的参数。
炮眼与工作面夹角大致在55～77°之间，槽口宽度1.0～1.4m，掏槽的排距0.3～0.5m。
各对槽眼应在一个水平面上，眼底距离20cm左右，眼深要比一般炮眼加深15～25cm孔深普通型孔径（40～42 mm）时，其～42 mm）时，其孔深(m)可按表选取，采用小直径（34～35 mm）时，以浅孔为宜。
周边孔距巷道轮廓线取0.1～0.2 m底孔布置较为困难，有积水时易产生盲炮抛碴爆破时，底孔采用较小间距。
，kg/m3；数；校正系数， =525/p（其中，p为爆力，mL）；（2号岩石力p＝260mL）破岩石体积，m3；断面，m2；，m；眼利用率，一般取0.8～0.95。
煤矿剥离爆破成本预算露天煤矿开采，煤矿表面土岩剥离，矿区距离包头市约50公里。
岩石硬度系数为f=4-6，岩石较为松软，中风化。
3号和4号矿区，两矿区东西宽约400m，两矿区相连在一起，南北长约1000m，两矿区每月剥离土石方量不少于120万m3。
一、爆破作业所需主要设备1.钻孔设备：JK580潜孔钻机，四台，单价30万元/台，共120万元。
2.高风压阿特拉斯600移动式柴油空压机，四台，单价33万元/台，共132万元。
3.3m3移动式柴油空压机，两台，单价7000元/台，共14000元。
4.手持风钻机4台单价2500元/台，共10000元。
5.材料工具车一辆单价10万元/辆。
6.起爆器、爆破欧姆表1000元。
合计：设备投资共约265万元。
二、采矿爆破成本1.钻孔费用1.8元/ m3。
2.爆破火工材料费 4.2元/ m3。
3.爆破工人费0.1元/ m34.二次爆破费0.3元/ m35.管理费以上一到四项总和的3%，6.4*3%=0.2元。
6.利润以上一到五项总和的20%，6.6*15%=1.0元。
7.合计爆破成本价7.6元/ m3三、具体各项计算如下：1.钻孔费用计算，每钻孔一米费用32元。
布控为5*4,台阶高度为10m，每孔深11.5m，11.5*32=368元，所爆方量为10*5*4=200m3。
单价为1.8元/m3。
2.爆破火工材料费用（1）炸药，采用铵油炸药，单耗0.42kg/m3，单价为9.3元/kg. 9.3*0.42=4.1元/m3。
（2）雷管、导线、起爆器、胶布等0.1元/m3。
以上两项合计：4.2元/m3。
3.人工费（2）爆破员：15人4500*15=67500元（3）工程师：2人10000*2=20000元（4）工地负责人：1人5000*1=5000元（5）后勤人员：1人4000*1=4000元（6）食堂人员：1人2000*1=2000元（7）打小钻工人：2人3000*2=6000元合计：1045000元每个月剥离土岩方量为:120万m3104500/1200000≈0.1元/m3。
一、装药密度（克每立方厘米）：2号岩石乳化0.95-1.3、粉状乳化0.85-1.05、1号粉状铵油0.9-1.0、多孔粒状铵油0.8-0.9、岩石改性铵油0.9-1.1、岩石膨化铵油0.8-1.0、重铵油0.85-1.3线装药密度（千克每米）：圆周率*（d的平方）*装药密度/4000二、钻机直径（多孔铵油炸药时取装药密度0.85克每立方厘米）对应的线装药主要有：40mm-1.07千克每米、50-1.67千克每米、65-2.82千克每米、70-3.27千克每米、76-3.85千克每米、90-5.41千克每米、100-6.67千克每米、110-8.07千克每米、120-9.6千克每米三、常用药卷（2号岩石乳化炸药）型号：1、直径32mm 长度20cm药量150g；2、直径35mm长度20cm药量200g四、各个爆破单耗（千克每立方米）：光面线装药密度0.15-0.2、预裂线装药密度为0.25-0.4、台阶（深）0.4-0.6、台阶（浅）0.5-1.2、基坑0.3-0.35、沟槽一般取0.5、井巷掘进1.2-2.4（一般取1）、隧道同井巷一般取1左右、拆除砖混1-1.5、拆除混凝土1.5-2、混泥土基础一般取1、桩井2-3、立井2-4、水下钻孔（0.45+（0.05-0.15）H）五、台阶（深孔）爆破：H台阶高度已知，钻机直径D 一般取H/100，底盘抵抗线W=KD其中K取（30-40），超深h=（8-12）D,孔距a=mW其中m取（1-1.25），排距b=（0.6-1.0）W，若三角形布孔则b=asin60，孔深L=（H+h）/sin，堵塞长度L2=（20-30）D，单耗q（0.4-0.6）一般取0.5左右，q1线装药密度根据公式核算具体见第一项，根据线装药算出单孔装药量与根据单耗算出的单孔装药量（Q=qHaW）对比，调整a或者b或者q单耗，从而保持结果一致。
安全校核：v=K(立方根Q/R)括号开a次方，其中K系数（50-350）一般取150，a系数（1.3-2）一般取1.5，v一般民用建筑屋为1.5-3cm/s。
设计题某地下工程的巷道开挖断面底宽4.0m，直墙高为2.5m，顶部半圆拱。
巷道围岩是石灰岩，整体性较好，裂隙不发育，岩石的普氏系数f=12~14。
施工中采用YT-28型气腿式风动凿岩机钻孔。
设计要求：做出可实施的爆破技术设计，设计文件应包括（但不限于）：爆破方案选择、爆破参数设计、药量计算、起爆网路设计、爆破安全设计计算、安全防护措施等、及相应的设计图和计算表。
参考答案一、开挖方法：根据题意，巷道围岩为石灰岩，岩石完整性好，f =12~14 。
采用全断面一次性开挖成型的施工方法。
钻孔直径d=42mm，使用2号岩石乳化炸药，药卷直径d1=35mm，每卷药卷长200mm，重200g，线装药密度q1=1kg/m。
二、巷道断面积S=2.5×4+πR2/2=16.28m2，取循环进尺1.8m，炮孔利用率η=0.9，孔深L=2.0m。
参考答案三、炮孔布置1.掏槽方式：楔形掏槽，布3组掏槽孔，掏槽孔排距0.5m，掏槽角取75°；掏槽位置：断面的中央偏下，并考虑辅助孔的布置较均匀。
掏槽孔数：6个，炮孔长度：2.3m。
2.周边孔：离周边0.1m布置。
直墙孔：孔数：8个（两侧，起拱点算，底角孔不算），孔距0.6m；拱顶孔：孔数：9个，孔距=0.63m；底孔：孔数：7个（含两底角孔），孔距=0.63m；炮孔长度：直墙孔、顶孔：2m，底孔：2.2m；3.辅助孔：在掏槽孔与周边孔之间均匀布置辅助孔，孔排距0.65~0.8m，孔数=20，炮孔长度：2m。
40014075°按比例画出巷道断面图，掏槽大样图布置掏槽孔-楔形掏槽布置周边孔－直墙孔8个布置周边孔－拱顶孔9个布置周边孔－底孔7个布置辅助孔-20个参考答案三、炮孔布置如图布孔步骤显示参考答案四、药量计算1.掏槽孔：按装药系数0.7计算，单孔装药量Q1=1.6kg，装药8卷，填塞0.7m。
2.周边孔：直墙孔、拱顶孔按装药系数0.50计算，单孔装药=1.0kg，装药5卷，填塞1.0m；底板孔按装药系数量Q10.65计算，单孔装药量Q=1.4kg，装药7卷，填塞长度0.8m。
●爆破工程特点：对安全的高度重视和对爆破作业人员的素质有较高的要求。
●爆破方法：（1）按药包形状：集中、平面、延长药包法，异性药包。
（2）按装药方式和装药空间形状不同：药室、药壶、炮孔、裸露药包法。
（3）按爆破技术：定向，预裂、光面，微差爆破；其他特殊条件下爆破技术。
●浅孔：孔径＜50mm，孔深≥3~5m ●深孔：孔径≥80mm，孔深＞12~15mm ●钻孔方法：冲击式、旋转式、旋转冲击式、滚压式。
●潜孔钻机：工作方式属于风动冲击式凿岩，穿孔过程中风动冲击器跟钻头一起潜入孔内。
●潜孔钻机优点：（1）其冲击器活塞直接撞击在钻头上，能量损失少，穿孔速度受孔深影响少，因此能穿凿出直径较大和较深的炮孔。
（2）冲击器潜入孔内工作，噪声小。
（3）冲击器排出的飞起可用来排碴，节省动力。
（4）冲击力传递简单，钻杆使用寿命长。
（5）与牙轮钻机相比，钻孔结果好，购置费用低。
●潜孔钻机缺点：（1）冲击器的气缸直径受钻孔直径限制，孔径愈小，穿孔速度愈低。
（2）当孔径在200mm以上时，穿孔速度没有牙轮款，而动力消耗更多。
●工业炸药：指用于矿山、铁道、水利、建材等部门的民用炸药。
●工业炸药的基本要求：（1）有足够的爆炸能量。
（2）有合适的感度。
（3）有一定的化学安定性。
（4）爆炸生成的有毒气体少。
（5）原料来源广，成本低廉，便于生产。
●工业炸药分类：（1）按主要化学成分：硝胺类、硝化甘油类、芳香族硝基化合物类炸药，液氧炸药。
（2）按使用条件：准许在一切地下和露天爆破工程中使用的炸药，包括有瓦斯和矿尘爆炸危险的矿山；准许在（同上），但不包括（同上）；只准许在露天爆破工程中使用的炸药。
●起爆药：雷汞（不铝），氮化铅（二氧化碳湿不铜），二硝基重氮酚（常用）。
●单质炸药（加强药）：梯恩梯（TNT），黑索金（RDX），泰安（PETN）。
●混合炸药：（1）铵梯炸药：岩石、露天、煤矿、高威力硝铵炸药。
（2）铵油炸药。
（3）铵松蜡炸药。
一、单位耗药量单位耗药量(一)单位耗药量(二)炸药换算系数e值单位耗药量（四）单位耗药量K及其它参数（五）二、隧道爆破设计爆破设计（一）、规范规定《铁路隧道施工规范》（TB10204-2002）规定：光面爆破参数预裂爆破参数说明：1、上表所列参数适用于炮眼深度1.0～3.5m ，炮眼直径40～50mm ，药卷直径20～25mm ；2、当断面较小或围岩软弱、破碎或对曲线、折线开挖成形要求较高时，周边眼间距E 应取小值；3、周边眼抵抗线W 值在一般情况下均应大于周边眼间距E 值。
软岩在取较小E 值时，W 值应适当增大；4、E/W ：软岩取小值，硬岩及断面小时取大值；5、表列装药集中度q 为2号硝铵炸药，选用其它类型炸药时，应修正。
换算系数：⎪⎭⎫ ⎝⎛+=换算炸药爆力号硝铵炸药爆力换算炸药猛度号硝铵炸药猛度2221K （二）、爆破器材的选择⑴炸药：一般情况下，多采用二号硝铵炸药，洞内有水时应采用乳化油炸药、水胶炸药或其他防水性炸药；有瓦斯的隧道内，应采用煤矿安全炸药（如2、3号煤矿炸药，2、3号煤矿抗水炸药，煤矿水胶炸药，煤矿乳化油炸药，被筒炸药，当量炸药，离子交换炸药）；在软弱围岩周边爆破时，选择低爆速光爆专用炸药，如二号低爆速炸药。
隧道常用炸药国产光面爆破专用炸药⑵雷管：在无瓦斯隧道内，可首先考虑采用非电毫秒雷管或半秒雷管；在有瓦斯的隧道内，采用煤矿瞬发电雷管或毫秒延期电雷管。
雷管的段间隔时间差应考虑控制在100ms左右，在软弱围岩中爆破，为避免振动强度的迭加作用，雷管最好跳段使用，特别是1～5段的雷管。
大断面隧道爆破，至少要求有1～15段雷管。
（三）、参数确定一个φ32*25cm 药卷用药量0.195kg 一个φ25*25cm 药卷用药量0.125kg 一个φ20*25cm 药卷用药量0.0875kg 炸药密度0.85～1.05g/cm 3 光面爆破岩石饱和抗压强度39.7～46.25MPa ，属于中硬岩 规范参数装药不偶和系数D （炮眼直径Rh/药卷直径Rc ）1.5～2，宜取2.0 周边眼间距E 取45～60cm最小抵抗线V,应大于周边眼间距，取60～75cm 相对距E/V 取0.8～1周边眼装药集中度q （kg/m ）0.2～0.3 眼深：全断面3～3.5m ，台阶法1～3m单位用药：全断面0.9～2kg/m3，台阶法0.4～0.8kg/m3 炮眼直径取43mm ，考虑油压凿岩机炮眼直径42～46mm 时，V ＝0.5～0.7，q ＝0.28～0.38 炮眼直径34～38mm 时，V ＝0.4～0.6，q ＝0.14～0.21 中空孔到装药眼间距λ：岩层系数，中硬岩以上取1.9～2.2：中空孔径（mm ） d ：装药眼径（mm ）掏槽炮眼间距不小于20cm ，掏槽炮眼比辅助眼深10cm 周边眼炮泥堵塞长度不小于20cm 全断面开挖：222dd d A ++⎪⎪⎭⎫ ⎝⎛++=ϕϕϕλπϕ断面尺寸：72.97m2，宽11m ，高8m 1.3循环进尺的选定在软弱围岩中，宜采用0.8～1.5m ，一般取1.1m 。
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。
爆破施工工艺1爆破参数（单耗确定、单孔装药量计算）（1）炮孔间距：孔距60cm，排距60cm。
（2）炮孔直径：考虑钻孔深度大、钻孔垂直度要求高，炮孔直径适当增大，选取直径为D=90mm。
套管直径取75mm，套管一直插到孔底，防止发生塌孔。
（3）孔深L：对于上软下硬段，穿透上软下硬段，根据每个孔钻取岩心的长度确定装药长度，爆破岩石的全厚度进行装药。
（4）炸药单耗计算依据瑞典的设计方法，单位耗药量计算：K=k1+k2+k3+k4式中：k1—基本装药量，是一般陆地梯段爆破的两倍（本工程爆破对象位于地下10~22m左右，且存在地下水，故视为水下爆破）。
对水下垂直钻孔，再增加10%。
例如普通坚硬岩石的深孔爆破平均单耗k1=0.5kg/m3，则水下钻孔k1=1.0kg/m3，水下垂直孔k1=1.1kg/m3；k2—爆区上方水压增量，k2=0.01h2；h2—水深，m；k3—爆区上方覆盖层增量，k3=0.02h3；h3—覆盖层（淤泥或土、砂）厚度，m；k4—岩石膨胀增量，k4=0.03h；h—梯段高度，m。
炸药单耗随着岩层厚度的增加和岩石夹制作用的增强应适当增大。
本次爆破选用单耗为2～3kg/m3。
在爆破作业过程可参照上述数据试爆后，针对爆破振动情况和爆破效果进行爆破参数的调整确定合理的单耗。
装药时，应根据岩体的厚度、强度变化及地表建筑物、管线保护的要求，分别采用连续装药或分段间隔装药结构。
在爆破作业过程可参照上述计算数据试爆后，针对具体情况调整爆破参数。
（5）单孔装药量计算单孔（个）装药量Q：根据体积原理的药量计算公式：Q=K×V式中:Q—单个炮孔内装药量,kg；K—炸药单耗，kg/m3；V—每个炮孔担负的爆破体积，m3。
爆破岩石形状为不规则，使用炸药数量不能精确计算，按照每个上软下硬段平均厚度来计算药量。
以现场根据试爆情况实际调节。
对试爆结果进行监测，根据监测及爆后取芯结果优化爆破参数。
2装药结构由于基岩凸起厚度不一，根据基岩凸起厚度，将基岩凸起分二类进行爆破参数的设计；厚度≤3.0m，厚度3.0m以上等。
一、单位耗药量单位耗药量(一)单位耗药量(二)炸药换算系数e值单位耗药量（四）单位耗药量K及其它参数（五）二、隧道爆破设计爆破设计（一）、规范规定《铁路隧道施工规范》（TB10204-2002）规定：光面爆破参数预裂爆破参数说明：1、上表所列参数适用于炮眼深度1.0～3.5m ，炮眼直径40～50mm ，药卷直径20～25mm ；2、当断面较小或围岩软弱、破碎或对曲线、折线开挖成形要求较高时，周边眼间距E 应取小值；3、周边眼抵抗线W 值在一般情况下均应大于周边眼间距E 值。
软岩在取较小E 值时，W 值应适当增大；4、E/W ：软岩取小值，硬岩及断面小时取大值；5、表列装药集中度q 为2号硝铵炸药，选用其它类型炸药时，应修正。
换算系数：⎪⎭⎫ ⎝⎛+=换算炸药爆力号硝铵炸药爆力换算炸药猛度号硝铵炸药猛度2221K （二）、爆破器材的选择⑴炸药：一般情况下，多采用二号硝铵炸药，洞内有水时应采用乳化油炸药、水胶炸药或其他防水性炸药；有瓦斯的隧道内，应采用煤矿安全炸药（如2、3号煤矿炸药，2、3号煤矿抗水炸药，煤矿水胶炸药，煤矿乳化油炸药，被筒炸药，当量炸药，离子交换炸药）；在软弱围岩周边爆破时，选择低爆速光爆专用炸药，如二号低爆速炸药。
隧道常用炸药国产光面爆破专用炸药⑵雷管：在无瓦斯隧道内，可首先考虑采用非电毫秒雷管或半秒雷管；在有瓦斯的隧道内，采用煤矿瞬发电雷管或毫秒延期电雷管。
雷管的段间隔时间差应考虑控制在100ms左右，在软弱围岩中爆破，为避免振动强度的迭加作用，雷管最好跳段使用，特别是1～5段的雷管。
大断面隧道爆破，至少要求有1～15段雷管。
（三）、参数确定一个φ32*25cm 药卷用药量0.195kg 一个φ25*25cm 药卷用药量0.125kg 一个φ20*25cm 药卷用药量0.0875kg 炸药密度0.85～1.05g/cm 3 光面爆破岩石饱和抗压强度39.7～46.25MPa ，属于中硬岩 规范参数装药不偶和系数D （炮眼直径Rh/药卷直径Rc ）1.5～2，宜取2.0 周边眼间距E 取45～60cm最小抵抗线V,应大于周边眼间距，取60～75cm 相对距E/V 取0.8～1周边眼装药集中度q （kg/m ）0.2～0.3 眼深：全断面3～3.5m ，台阶法1～3m单位用药：全断面0.9～2kg/m3，台阶法0.4～0.8kg/m3 炮眼直径取43mm ，考虑油压凿岩机炮眼直径42～46mm 时，V ＝0.5～0.7，q ＝0.28～0.38 炮眼直径34～38mm 时，V ＝0.4～0.6，q ＝0.14～0.21 中空孔到装药眼间距λ：岩层系数，中硬岩以上取1.9～2.2：中空孔径（mm ） d ：装药眼径（mm ）掏槽炮眼间距不小于20cm ，掏槽炮眼比辅助眼深10cm 周边眼炮泥堵塞长度不小于20cm 全断面开挖：222dd d A ++⎪⎪⎭⎫ ⎝⎛++=ϕϕϕλπϕ断面尺寸：72.97m2，宽11m ，高8m 1.3循环进尺的选定在软弱围岩中，宜采用0.8～1.5m ，一般取1.1m 。
露天矿爆破的单位炸药消耗量锯_卜|)"/露天l矿I单位药耗是—爆破装药指标,立方米或一吨岩石需装多少炸药为量纲,即kg/m.或kg/t;单位药耗有时也以每公斤炸药能爆破多少立方米或吨岩石表示,其量纲形式为m/ks或t/kg单位药耗能用来计算矿山的炸药年需求量和一次爆破的用药量或每个炮孔的装药量,也能用作衡量岩石可爆性的尺.单位药耗常以试凑法确定,而评估大规模生产爆破则是确定单位药耗最直度接和可靠的方法.单位药耗的计算单位药耗的计算有着各种不同的方法,现就这些方法综述如下.根据地震波速度布罗德贝恩特根据地震波传递速度确定某露天铜矿的单位药耗,其对应关系如下:地震波艘(m^)1200180024003000单植药耗(kB/m)3咀50.60.7海宁和迪莫克也为美国某露天矿建立了类似关系(表1)表1某露天矿不同岩石的单位药耗穆夫图格卢在土耳其褐煤矿山应用地震法的研究中也获得了单位药耗和P—诚速度的关系.根据布罗德贝恩特,海宁和迪莫克的研究结果,P—波速度为1800m/s岩体的单卢的研究结果仅是0.]Skg/m.如此大的差别表明这些关系是各个现场的具体情况不同造成的.用地震波速确定单位药耗的方法在印度用得非常有限根据穿孔数据监控牙轮钻机作业时的工作参数,如旋转力矩,轴压,穿孔速度和穿孔时间,并提出两个不同的穿孔指数以计算单位药耗一个指数是岩石特性指数,它是轴压与穿孔速度之比.RQl—P(t/d)式中:P—轴压,KN或KPa;t一每孔穿孔时问,mlnid—孔深,n2.莱顿获得了加拿大某露天铜矿的RQI与圈边爆破最佳单位药耗的相互关系,绘制了控制爆破的单位药耗(kB/t)与RQI(KPa--mln/m)的关系曲线.穆夫图格卢在土耳其一些煤矿进行了旨在使RQI与单位药耗发生关系的进一步的研究,这项研究表明.根据RQI(KN—m机/ m)可估算单位药耗(kg/m)在西斑牙的露天矿也进行了用不同岩石的穿孔参数估算单位药耗的尝试.认为用穿孔指数IP取代RQI更为可取穿孔指数的定义是:IP—vP/w.V/d式中;v一穿孔速度,m/h;w—钻压+1000磅;v,—钻头转速,r/rain;d—钻头直径,英寸.绘制了穿孔指数l与单位药耗的关系曲线,值得注意的是单位药耗随lr的增大而减小,随RQI的增大而增大.自动连续监测可说明地层条件的穿孔参数是一个很有发展前途的新领域印度在这个方面未进行系统研究,因为不是钻机没有安装这种监测装置便是大部分监测装置没有完全发挥作用根据能量平衡原理伯塔根据传输给岩体的能量分配提出一个计算单位药耗的方程.该方程包括如阻抗因数,耦合因数.破裂因数,炸药和岩石特性,所需破碎程度这些变量.提供了单位意大利制炸药的密度,阻抗和能量值,以及各种常见岩石的密度,地震波速度,阻抗和比表面能量值.根据岩石性能实际爆破经验证实破碎坚硬岩石需要的炸药较多.为了建立土耳其一些露天煤矿的单位药耗与岩石性质的关系,已着手实诱一项多方面的计划实验证实单位药耗与岩石的单轴抗压强度,抗拉强度和密度的相关性非常令人满意根据岩体性质由于岩石不连续面在爆破中发挥主要作用,寻求考虑到单位药耗与岩体性质的关系是适合的这方法值得提出的研究结果如下库图佐夫和瓦列尼切夫导出了计算单位药耗的方程:q=q(O.6+0.0033dod)(0.5/d)式中:q.=0.13Df,它是完整岩石的单位药耗;q一单位药耗(ks/m);D—岩石密度(t/m.);卜昔氏硬度系数;do—平均节理间距(m);d一孔径(mm);一最大容许岩块尺寸(m).为了计算完整岩石的单位药耗,q计算式中引进了两个校正系数,第一个是考虑节理的影响,第二个是考虑破碎度.单位药耗与岩体性质问的另一经验关系式出自对一斑岩型露天铜矿(加拿大不列颠哥伦比亚省)的研究,该矿岩体的自然裂隙发育关系式为:q=0.56Dtan(~,4-i)/-.~'-F式中:D一-原岩密度,t/m;tp一岩体摩擦角; 卜岩体裂隙粗糙度角度;FF—每米的裂隙数.12此式在不同岩石中应另行试验求出,对于南非锡兴铁矿,此式修改为q=0.82DSin(*+i)/20n根据实验法阿德希卡里等提出了根据岩石类型,密度和节理发育程度计算单位药耗的方法.该法包括三个步骤:第一步单位药耗随岩石类型和密度而定,对于给定的岩石类型和密度,用下列经验方程计算单位药耗q=K+B.D式中:q一单位药耗(kg,m);K,B一方程的常数;D一岩石密度($/cm).此式中K,B常数见表2,这些常数适用于煤系岩石,石灰岩和密度达2.8g/cm的金属矿山的围岩和矿石表2经验常数第二步考虑节理的影响.当岩石没有不连续面时,根据q计箅式算出的单位药耗无需作节理方面的校正,而其他情况下须考虑节理的影响.可依下式计算节理影响q=q/j式中:q一校正的单位药耗(ks/m);q一第一步算出的单位药耗;j一校正系数.根据节理对破碎效果的影响好坏,校正系数介于0.9～1.1之间第三步考虑失配情况在台阶高度和孔径不配的某些矿山,为了达到同一破碎度,单位药耗须增加5O正常情况下,这一步可省略其它方法有人根据单个炮孔能量守恒推导出单位药耗的表达式.该式是岩石力学性能,炸药物理性能,重力加速度,爆破漏斗张开角以及转化效率的函数.利利根据岩石可爆性指数和爆破漏斗试验也已近似得出{II本占采矿总成本的比重很大,采矿工业已采用更有效的方法抑制这种倾向.汽车越大,其载重量越大.并可采用更有效的驱动系统,但其载重量与自重比却未得到重大改进,很少超过1.6:l.与此相反,带式运输机的载重量与其自重比却为汽车的3～6倍.这一因素人员少,说明带式运输机的营运成本要低得多.有些工业化国家早在几十年以前就已采用带式运输机的运输方法,这种方法已在世界各地的一些硬岩矿山得到推广应用.连续采矿和运输方法基本上可分为两种,它们都使用带式运输机,其一为斗轮式挖了单位炸药消耗量.优化单位药耗根据经验计算或确定的单位药耗必须再通过试验爆破评估确认.就一具体现场而言, 必须明确视爆破类型或影响爆破的条件而定,具体工作可能有所不同.为降低破碎块度.有增加单位药耗的趋势,但当破碎达到某种程度后,单位药耗再增大也不再使破碎块度进一步减小.单位药耗是对岩石前移的一个主要影响因素.岩石前移过小会使爆堆紧密,难以铲挖,而过于前抛,会使爆堆分散而增加装载费用.爆堆平均坡面角小于其安息角,虽然表明单位药耗过高.硬岩单位药耗的最优化控制比软岩的控制更严.因若软岩的单位药耗过低,爆堆仍可铲挖,而若过高,则可能产生飞石和空气冲击波.有一些要求较低或较高单位药耗的特殊爆破情况.在印度内韦利在进行松动岩层的爆破,以易于用斗轮挖掘机装载岩石为准则. 该矿的单位药耗约0.10kg/m,这种单位药耗虽很低,但达到了爆破目的.在担心产生飞石的某些矿山,也以用尽可能降低单位药耗来控制爆破,装药量少到只能生成裂缝,反l,{?'I一li之,若以抛掷爆破进行剥离,则必须提高单位药耗.单位药耗对炸药消耗量和爆破费用产生直接影响.但是,不应过分重视单位药耗.在既定单位药耗条件下,由于起爆药包,基本药包和柱状药包组合不同,爆破费用可能有大有小.此外卷装与散装的费用也不相同.获得台理单位药耗的过程是研究主要参数优化爆破的一部分.在印度马兰尼罕德铜工程,初期花岗岩的平均单位药耗为1.22kg/m.石英为0.8kg/m,该矿的单位药耗是很高的,因为用q—K+BD.q=q/j两式计算的单位药耗花岗岩为0.80kg/m,石英为0.6kg/m.详细研究以前的穿孔爆破方法和分析数据后,修改了爆破设计,花岗岩和石英的单位药耗降到0.85～0.87kg/m.和0.55～0.6kg/m..单位药耗与单位能耗通常把单位药耗看作破碎和移动岩石所需的炸药能量.重要的是要注意重量相同的不同种类炸药的能量输出并不相等.如果为破碎一定数量岩石所需炸药能是一个比单位药耗更好的指标.单位药耗的原理才是正确的.WMEl0一Ol26(李名能三也)l3J～一玄准酵御.和种。
人工挖孔桩爆破设计详解一、工程概况与地质条件分析在进行爆破设计之前，首先要对工程的基本情况和地质条件有清晰的了解。
包括挖孔桩的直径、深度、数量，以及岩石的类型、硬度、节理裂隙发育情况等。
这些信息对于确定爆破方案、选择爆破参数至关重要。
例如，如果岩石硬度较高，可能需要采用较大的炸药单耗；而如果节理裂隙发育较好，则可以适当降低炸药单耗，利用岩石的天然裂隙来提高爆破效果。
二、爆破方案选择常见的人工挖孔桩爆破方案有浅眼爆破和深孔爆破两种。
浅眼爆破适用于桩径较小、深度较浅的挖孔桩。
其优点是操作简单、成本低，但每次爆破的进尺较小。
深孔爆破则适用于桩径较大、深度较深的挖孔桩。
虽然设备要求较高、成本较大，但一次爆破的进尺较大，能够提高施工效率。
在实际工程中，需要根据具体情况综合考虑，选择最合适的爆破方案。
三、爆破参数设计1、炮孔直径炮孔直径的选择主要取决于钻孔设备和岩石性质。
一般来说，人工挖孔桩爆破常用的炮孔直径为 38 42 毫米。
2、炮孔深度炮孔深度应根据挖孔桩的深度和每次爆破的计划进尺来确定。
通常情况下，炮孔深度不宜超过桩径的 07 倍。
3、炮孔间距炮孔间距的合理设置直接影响爆破效果。
一般来说，炮孔间距为炮孔直径的 8 12 倍。
对于硬度较高的岩石，间距可以适当减小；对于较软的岩石，间距可以适当增大。
4、排距排距的大小与炮孔间距和岩石性质有关。
通常排距为炮孔间距的 08 10 倍。
5、炸药单耗炸药单耗是指爆破每立方米岩石所需的炸药量。
它受到岩石性质、炮孔直径、炮孔间距等多种因素的影响。
一般来说，坚硬岩石的炸药单耗较大，软岩的炸药单耗较小。
在实际工程中，需要通过现场试验来确定合理的炸药单耗。
6、装药量计算装药量的计算是爆破设计的关键环节。
对于单个炮孔的装药量，可以采用以下公式计算：Q ＝ q × V其中，Q 为单个炮孔的装药量（克）；q 为炸药单耗（克/立方米）；V 为炮孔爆破体积（立方米）。
四、起爆网络设计起爆网络的设计要确保起爆的可靠性和安全性。
中深孔炸药单耗的验算及确定1、矿块地质概况该矿块为层状矿体产出，矿石以磁铁矿为主，结构紧密，多呈浸染块状构造。
夹石以矽卡岩为主，属坚硬岩石，矿体顶板为大理岩、大理岩化灰岩为主，次为矽卡岩，矿体底板为砂岩或石英砂岩，总体稳固性较好。
矿岩完整性好，节理裂隙不太发育，属稳固~极稳固矿岩体。
矿体厚度16m，倾角30°～48°，爆破主要矿层为磁铁矿层，矿石普氏硬度系数f为10～12，比重3.3t/m3，总的看矿岩的可爆性是非常好的。
2、单位米孔装药量（C）的确定理论近似计算：根据钻头的直径，参照现场炮孔的直径近似炮孔的直径ｄ。
有：C=1/4（πd2Δ）×0.001式中：d——炮孔近似直径，㎜；取d=55㎜；Δ——装药密度，g/m3，取Δ=1 g/m3。
故：C=1/4（3.14×552×1）×0.001=2.40 ㎏/m3、排孔装药系数（K）的确定爆破设计时按照排孔装药分配原则对各个炮孔装药长度进行设计，各个炮孔的装药长度（L1）和炮孔总长度（L）的比值就是装药系数K。
则：K=L1/L×100％根据现场的经验结合实际生产情况，炮孔的装药量要交错布置，炮孔实际装药长度L1和炮孔总长度L为：L1=94.59m， L=121.8m。
则： K=L1/L×100％=94.59/121.8×100％=77.7％.4、炸药损失率B取B=10％。
5、排孔装药量（Q）的计算一个矿房内，凿岩设备、装药设备都是一样的，那么爆破时每米炮孔装药量是相对固定的装药系数K。
可根据K值进行计算排孔装药量Q。
则：Q=C1×L×K（1+B）=2.40×121.8×77.7％×（1+10％）=249.8㎏.6、炸药单耗的验算。
由 Q=swq=249.8式中：s——炮孔预定崩落的矿岩，m2；w——炮孔排距m，取w=1.5m；q——炸药单耗，㎏/m3。
