凿岩爆破工初级工计算
凿岩爆破工程-爆破飞石
在露天药室爆破中，常用以下公式计算飞石距离：
S =20n 2WK (7-7)
式中：n 爆破作用指数；
W 最小抵抗线，m ；
K =1.0～1.5。
对于拆除爆破，建议使用以下经验公式估算：
式中：v 0 飞石初速度，m/s ； Q 炸药量，kg ；
W 最小抵抗线，m ； S max 飞石最远距离，m 。
第四节 爆破飞石
23020 W Q v g
v S 2
max
对于钢筋混凝土梁或单排布孔时，
式中：q 炸药单耗，kg/m ；
a /δ 孔间距与梁、柱宽度或抵抗线二倍之比。
水压爆破飞石距离的估算参见6.4.1一节。
飞石产生的原因是多方面的。
不同类型的爆破，飞石灾害的影响也不同。
最小抵抗线过小或药量过大，往往是造成过远飞石的主要原因。
岩石中的软夹层或基础的施工接缝，以及堵塞不好的炮孔孔口，往往是飞石冲出的主要通道。
对于飞石的防护，可采用覆盖、遮挡和保护性防护三种具体防护措施。
第三节 爆破地震第四节 爆破飞石
3
/220220 a q v。
井巷爆破设计计算
（三）装药结构、炸药类型及炮眼装药量计算
1．装药结构 掏槽眼、辅助眼、底眼和水沟眼均采用反向连续装药结构，药卷直 径为φ 35mm，周边眼采用小直径药卷（ φ 25mm）不耦合反向连续装 药结构。 2. 炸药类型 采用2号岩石抗水硝铵炸药 掏槽眼和辅助眼药卷规格为φ35mm×100g×150mm 。
每眼装药量＝0.12×1.0＝0.12 kg（合 φ 25 mm药卷1卷）
顶眼、帮眼装药量＝ 0.12×13＝1.56 kg
（4）底眼装药系数取0.50，则 每眼装药卷数
1 . 3 0 . 50 0 . 15
4 卷
底眼和水沟眼每眼装药量＝0.15×4×6＝3.6 kg 则 设计总装药量＝ 3.6+ 7.2+ 1.56+ 3.6＝15.93 kg 设计的总装药量小于循环理论炸药消耗量15.98kg，符合定额要求。
根据软岩巷道适宜的炮眼深度范围，确定炮眼深度为1.3m。
2．炮眼直径
设计使用炸药药卷直径为35mm，所以，确定炮眼直径为42mm。 3．炮眼个数 雷管消耗定额为2.72个/m3。根据光面爆破设计要求，确定周边眼平均 间距 E＝600mm，周边眼单位长度装药量为0.12 kg/m，其他炮眼装 药系数为0.50。 1）每循环理论炸药消耗量和雷管消耗量 炸药 qSL ＝1.21 × 11.29 × 1.3 × 0.90＝15.98 kg 雷管 2 . 72 SL ＝2.72 × 11.29 × 1.3 × 0.85＝36个 式中 S一掘进断面积，11.29m2。
每眼装药卷数 1 .3 0 .5 0 . 15 4 卷
辅助眼装药量＝0.15 ×4 ×12＝7.2 kg
（3）周边眼：软岩装药集中度一般为100～150g/m，因此顶眼和帮眼 装药集中度均取120g/m，炮泥封填长度取0.3 m。则
凿岩爆破工程-装药量计算原理
1
W 25m
W / 2 5 W 2 5 m
松动爆破的装药量公式可以表示为：
Qs (0.33 ~ 0.5)kbW 3
凿岩爆破工程 6.6 装药量计算原理
第六章 岩石爆破理论
凿岩爆破工程
6.6 装药量计算原理 （2）延长药包装药量计算
第六章 岩石爆破理论
A
延长药包垂直于自由面
Q kb f (n)W 3
W
ld
1 2
le
延长药包平行于自由面
B
Qn kbW 2l
凿岩爆破工程 6.6 装药量计算原理
（3）单位炸药的耗药量
需要强调的符号含义：
第六章 岩石爆破理论
Kb 指单个集中药包形成标准抛掷爆破漏斗（n=1）时，爆破每 1m3岩石或土壤所消耗的2号岩石铵梯炸药的质量，称作标准抛掷 爆破单位用药量系数，简称标准单位用药量系数。
标准抛掷爆破漏斗试验中Kb的计算：
kb
Q (0.4 0.6n3 爆破理论
6.6 装药量计算原理
（3）单位炸药的耗药量
炸药单耗
当群药包共同作用时，群药包的总装药量与群药包一次爆 落的岩体总体积的比值称为单位耗药量，简称炸药单耗，用字 母q来表示，即：
q 群药包的单位耗药量： Q V
Ks 则是指单个集中药包形成松动爆破漏斗时（一般n<0.75）， 爆破每1m3岩石或土壤所消耗的2号岩石铵梯炸药的质量，称作 松 动爆破单位用药量系数。
凿岩爆破工程精品课程讲义教程-13地下采场爆破
3）最小抵抗线。它是爆破的主要参数之一，与矿石性质、炸药性能、炮孔直 径和爆破层厚度等因素有关。为防止破坏下一次爆破的第一排孔，减少或消除 冲入巷（隧）道的矿石量，有的矿山采取适当减少每次爆破最后一排炮孔孔口 部分的装药量以及适当加大第一排炮孔最小抵抗线的办法来解决这个问题。同 时为了满足第一排炮孔要求加大爆破能量的需要，和防止其部分炮孔破坏所带 来的不利影响，在第一排孔后0.4~0.6m处增加一排炮孔，称之为加强排。加强 排与第一排同时起爆。一般第一排孔的最小抵抗线比排距增加20％~40%，装 药量增加25％~30％。
(2)最小抵抗线W和炮孔间距 a 井下浅孔崩矿时，炮孔排距通常等于最小抵抗线W，炮孔间距a则指同排内相邻炮 孔的距离。W过大，会降低破碎质量，大块多；W过小时，则使矿石过度粉碎，既 增加了凿岩成本、浪费爆破器材，又给易氧化、易粘结矿石的装运工作带来困难。
最小抵抗线W和炮孔间距a可按下列式选取： W=（25~30）d a=（1.0~1.5）W
地下采场爆破-深孔挤压爆破
（1）向相邻松散矿岩挤压爆破 爆破时事先不要开凿专门补偿空间，而是借爆炸应力波强烈压缩和爆炸气体膨胀 推力的作用，挤压相邻松散岩石来获得补偿空间。爆破后在工作面处的松散矿石 受挤压形成一道空槽，其最大宽度可达1m左右。随着爆破层厚度的增加，工作面 的空槽逐渐减小，直至完全消失。
地下采场爆破-深孔挤压爆破
4）一次爆破层厚度。增加一次爆破层厚度，可增大爆破量、减少循环次数，而且因 炮孔排数或层数的增加，在一定范围内有利于挤压矿石的位移、有利于矿石补充破 碎并更有效地利用炸药能量。但是爆层太厚，将会产生矿石“挤死”现象，造成矿石难 放出，甚至破坏下次爆破的深孔。所以，一次爆破层厚度约10~20m左右，个别可达 20~30m，一般为10~25m。
人工挖孔桩爆破计算
人工挖孔桩爆破计算一、地质情况：吉溪闽江特大桥10~15#桩基现场岩石埋深较浅，且为高硬度的辉绿岩，具体性质如下：定额分类：特坚岩；普氏分类：XV ；岩石名称：高硬度辉绿岩；天然湿度下平均容重：2900Kg/m3；极限压碎强度：2000~2500Kg/cm2；用轻钻孔机钻进1m ：46min ；坚固系数f=20~25。
岩体节理微缝隙发育。
二、现场实际施工情况及方案：墩柱设计高度50米，桩基设计长度20米，弱分化辉绿岩埋深3~7米，为不影响高墩与桩基横向柔度及抗推刚度等，无法改变桩基入岩深度（入岩达十余米）。
部分纵向节理缝隙使爆炸能量分布不平衡，严重阻碍包扎应力波的传播，并使爆生气体过早外溢，影响爆破效果，导致人工挖孔爆破施工难度较大。
炮孔布置图 b1b2b3b4b5b6b7b8b9b10a2a1a6a5a4a31、a1~a6：掏槽眼，孔径38mm，深1.0m，每孔填药0.5kg。
b1~b10：周边眼，孔径38mm，深1m，每孔填药0.5kg。
2、均采用32mm2#岩石炸药，其中掏槽眼先起爆，周边眼延迟2s起爆。
钻孔1.0m，实际进尺0.4~0.5m，平均炮孔利用率仅为45%。
三、优化钻爆设计：桩井开挖爆破参数，应根据桩井开挖直径大小、所爆破岩石性质和分化程度、裂隙发育情况及所用炸药性能而变化。
1、单位用药量系数桩井开挖爆破的岩石多为强风化岩和中风化岩，开挖直径通常只有2m，周边约束力大，单位用药量系数（q）见下表：注；1、本表以2号岩石硝铵炸药为准，当用其他炸药时需乘以换算系数e值2、表中所列q值唯一个自由面情况,若为两个自由面应乘以0.83；三个自由面乘以0.67；四个自由面乘以0.50；；五个自由面乘以0.33；六个自由面乘以0.17；3、表中土的工程分类见表3-7；4、表中值是在药孔堵塞良好，即堵塞系数为1时定出。
若堵塞不良好，则应乘以相应堵塞系数d，见表3-8。
2、确定周边眼间距Ｅ：桩井开挖爆破采用手持式气动凿岩机，炮眼直径d=40mm，则Ｅ＝（15～20）d，即E=60-80cm。
凿岩爆破工程课程设计
题目一：露天台阶深孔爆破设计某石灰石矿山采区离民宅最近距离约300m。
该矿山采用露天深孔开采方式，穿孔用KQGS-150潜孔钻机穿孔，钻孔直径均为165mm，深孔爆破，台阶高度为15m，爆破采用塑料导爆管毫秒雷管分段起爆，主要采用硝铵炸药爆破。
随着水泥产销量的不断增加，石灰石需求量为年产480万吨(矿石200万立方米)。
因此，为减小爆破振动，保证居民的生活稳定，同时，又不要影响采矿强度和矿山中长期生产计划。
设计内容1、工程概况2、爆破参数的确定3、装药量计算4、露天爆破台阶工作面的炮孔布置5、装药、填塞和起爆网路设计6、爆破安全评估7、采取的安全防护措施。
1.工程概况矿山采区离民宅最近距离约300m 。
该矿山采用露天深孔开采方式，穿孔用KQGS-150潜孔钻机穿孔，钻孔直径均为165mm ，深孔爆破，台阶高度为15m ，爆破采用塑料导爆管毫秒雷管分段起爆，主要采用硝铵炸药爆破。
随着水泥产销量的不断增加，石灰石需求量为年产480万吨(矿石200万立方米)。
因此，为减小爆破振动，保证居民的生活稳定，同时，又不要影响采矿强度和矿山中长期生产计划。
平均分80次开挖，单次开挖爆破工程量25000m ³，自采场水平挖进约75m ×22m 。
2.爆破参数的确定与装药量计算。
根据爆区台阶高度、钻孔直径和岩石性质(石灰石f 8~10)，选择爆破参数⑴台阶高度H=15m⑵钻孔直径d=165mm⑶单耗q=0.4kg/m 3；⑷装药度e ρ=0.75t/;⑸孔深装药T=0.7；⑹超深h=15d=12x0.165=1.98m 取h=2m ；钻孔邻近密集系数m=1.2。
⑺孔深L=h+H=2+15=17m⑻底盘抵抗线d W =dmqT e 85.7ρ=5.5m d ——孔径，dm ；e——装药密度，kg/3m；T——装药系数, T=0.5~0.7；m——炮孔密集系数，一般取0.9~1.4；q——炸药单耗，kg/3m。
隧洞光面爆破施工指导
水工隧洞光面爆破施工指导一．概况福安市湾坞供水工程主洞形式采用城门型，断面尺度为2.2 m×2。
5m、2。
0m×2。
2m。
从设计资料分析,洞身段均以Ⅰ～Ⅱ、Ⅲ类围岩为主,隧洞进出口为Ⅳ类围岩。
二、施工放样在隧洞开挖前应对原有导线点进行复测，确保导线点的正确性。
隧洞开挖后应及时进行导线加密测量,并对加密导线点进行平差计算。
隧洞施工时应及时快速进行隧洞中心线的放样工作,并做好隧洞高程腰线以便施工时进行高程控制。
三．施工方案隧洞开挖采用钻爆法（其工艺流程见图2—1），以新奥法理论指导施工.采用全断面开挖，光面爆破。
采用直线型掏槽,按设计开挖轮廓线布置周边炮眼、辅助眼。
工作面同时开动2台YT-27型气腿式凿岩机钻眼作业.2#岩石硝铵炸药(有水地段采用乳化炸药），周边眼采用中φ25光爆小药卷，8#纸雷管簇联非电毫秒导爆雷管起爆。
图2-1 钻爆法开挖施工工艺流程框图3。
1具体施工技术方案㈠施工围堰隧洞口临近河道地段河道涨水时易倒灌洞内,隧洞施工时必须在其洞口附近设置施工围堰.围堰施工方法根据实际情况（了解当地最大洪水）采用两种方案。
第一:在河道两岸原河堤的位置加高培厚。
采用人工配合机械,人工编织袋装土筑围堰，填筑粘土心墙闭气，编织袋粘土用农用车或人力车运至工作面，用人工堆叠。
围堰的高度根据现场情况确定，堰顶高出水面至少1。
5m，围堰的顶宽1.2m，底宽3。
5～4m，坡度为1:0.8；第二:堤脚及基础若为砂砾透水层，在堤坝迎水坡铺设防渗膜布，防止水流渗入。
隧洞口附近没有河道地段在下暴雨时雨水易倒灌洞内，隧洞施工时必须在其洞口附近设置施工围堰。
围堰采用麻袋装土方式施工。
㈡施工排水①在洞脸顶部设排水沟下设集水井，挖一排水沟把水统一引至集水井处用潜水泵抽排，采用4—6 寸潜水泵抽水，用橡胶软管接至围堰3m 以外.②隧洞内渗水的抽排方案：工作面在出口处的向上坡方向开挖隧洞时，在洞室一侧开设排水沟,利用排水沟自流排水，排水沟随工作面的掘进开凿，并经常清理，必要时，设置水沟盖板。
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。
爆破工程技术人员取证培训初级D设计题真题参考答案
爆破工程技术人员取证培训初级D 设计题真题参考答案常用知识点：不同炸药密度注：单位为g/cm 3或t/m 3导爆管雷管段别及延期时间高精度导爆管雷管9ms 、17ms 、25ms 、42ms 、65ms 、100ms 、150ms 、200ms 、400ms ……段别MS1MS2MS3MS4MS5MS6MS7MS8MS9MS10MS11延期时间（ms ）0255075110150200250310380460一、岩土爆破设计1.某露天剥离工程，爆破岩石为泥岩和泥砂岩互层，岩石普氏系数f =4～5，台阶高度为12m，炮孔直径120mm，垂直梅花形布孔，采用乳化炸药，导爆管毫秒雷管起爆。
爆区距离居民区300m。
（2017.12.29安徽）答：1.爆破方案采用深孔台阶爆破，台阶高度为12m，垂直梅花形布孔，孔径120mm，采用二号岩石乳化炸药装药，炸药直径90mm，不耦合装药，采用导爆管雷管进行网络连接，逐孔起爆，控制爆破飞石等有害因素。
2.爆破参数设计（1）钻孔直径d=120mm（2）台阶高度H=12m，（3）超深h=（8-12）d，h取1m（4）钻孔深度l=H+h=13m（5）底盘抵抗线W1=kd（k一般为25-45，本题取30），W1=3.6m，W1取3.5m（6）孔距a=mW1（m=1.2），a=4.2m，a取4m（7）排距b=a/m=W1=3.5m（8）填塞长度l2=（20-30）d，l2取3.5m（9）采用炸药直径90mm炸药（密度1100kg/m3），线装药密度为7kg/m，单孔装药量Q=7×9.5=66.5kg，取Q=66kg，实际单耗q=Q/V=0.39kg/m3。
3.炮孔布置图炮孔布置图见下图所示。
4.网络连接图采用导爆管毫秒延期起爆网络，采用逐孔起爆网络，孔内采用MS9（310ms），孔间采用MS3（50ms）接力，排间采用MS5（110ms）接力，逐孔起爆网路见下图。
凿岩爆破初级工应会试题
凿岩爆破工技能鉴定复习题（初级工）1、巷道中心的作用是什么？答：控制巷道掘进方向和巷道周边位置。
2、巷道腰线的作用是什么？答：控制巷道底板、坡度、基础沟深度和巷道高度。
3、怎样看中心线？答：中心线是根据测量已给上的2—3个中心点，按照两点联一线原理。
在工作面立一棍棒，使其棍棒与中心线在一条直线上。
4、如果三条中心线不在一条直线上怎么办？答：如果发现中心线不在一条直线上，要及时向工区汇报，让测量人员重新用仪器较正，不要任取两条中心线。
5、怎样看巷道腰线？答：首先找到测量人员给的腰线，用线绳水平拉到工作面，然后根据巷道的坡度，计算出掌子面的腰线。
或者直接用坡度仪根据坡度拉到掌子面即可得到掌子面的腰线。
6、光面爆破打眼前准备工作有哪些？答：（1）检查顶邦是否有残炮并处理；（2）撬净浮石；（3）看中心腰线，画轮廓线定眼位；（4）检查机器，上油，上风水绳。
7、掘进工作面炮眼按其用途和位置可发哪几类？答：分掏槽眼、辅助眼、周边眼三大类。
8、工作面延期爆破的顺序是什么？答：先掏槽眼，其次辅助眼，最后周边眼。
9、掏槽眼的作用是什么？答：首先在工作面上将某一部分岩石破碎并抛出，在一个自由面的基础上崩出第二个自由面，为其它炮眼的爆破创造有利条件，以提高破坏效率。
10、掏槽眼的效果对什么起着决定性的作用？答：对每次循环进尺。
11、掏槽眼一般布置原则是什么？答：一般布置在巷道断面中央靠近底板处，如果有软岩层，应将掏槽眼布置在软岩层中。
12、斜眼掏槽的深度有什么要求？答：斜眼掏槽眼的深度要比一般炮眼加深200mm这样才能保证较好的爆破效果。
13、辅助眼的作用是什么？答：大量崩落岩石和刷大断面。
14、辅助眼布置原则是什么？答：充分利用掏槽眼所创造的自由面，最大限度地爆破岩石，间距400—600mm，方向基本垂直工作面。
15、放炮后毛石堆里有大块是什么原因？答：辅助眼布置的眼距过大，是不均匀造成的。
16、周边眼包括哪些眼？答：周边墙眼、周边拱顶眼、底眼、底角眼。
凿岩爆破单价预算
凿岩爆破单价序号名称出厂价（元）预算价（元）折旧费元/年）台班折旧费（元）一、制造费用1、折旧费a YT-27凿岩机（沈阳）3350 3517.5 2251.2 6.82b 4L-22/7空压机（上海）78000 81900 31122 94.31其中每米崩矿量=1米*0.8米*0.8米/2*0.85*2.75吨/米3 1.496折旧费合计（元/吨）=（台班a+台班b）/60米/每米崩矿量 1.132、大修费出厂价（元）预算价（元）大修费元/年）台班大修费（元）a YT-27凿岩机（沈阳）3350 3517.5 0 0 0b 4L-22/7空压机（上海）78000 81900 8190 24.82其中每吨矿费用=台班大修费/60米/6班/每米崩矿量0.053、辅材与经修出厂价（元）预算价（元）a YT-27凿岩机（沈阳）3350 3517.5b 4L-22/7空压机（上海）78000 81900凿岩机按黄金定额-井巷（井下）施工机械台班费用定额基础数据（一）规定为设备费的的175%；其中每吨矿费用=2台设备预算价*175%/60米/每米崩矿量/330（工作日）0.42空压机比照定额-施工机械台班费用定额（60页）空压机经修与大修费K2.05，其中每吨矿费用=设备大修费（每吨）*K 0.09合计0.514、其他制造费按制造费的5%记取=（1+2+3）*0.05 0.085、每吨矿制造费合计1+2+3+4 1.77二、电费4L-22/7空压机（上海）（132kw22m3 ）空压机台班电费=2台*132千瓦/小时*90（功率因素）*0.85元/千瓦*小时*6小时1211.76其中每吨矿电费=台班电费/6（台班数）/60米/每米崩矿量 2.25三、材料费按（450t/d初步设计1、硝胺炸药0.45kg/*t7.5元/kg 3.3752、导爆管0.6发/t*4.25元/发 2.553、火雷管0.1发/t*0.83元/发0.0834、导火线0.8米/t*0.95元/米0.765、成品钎0.035kg/t*10.46元/kg 0.36616、合金钢钻头0.08个/t*30元/个 2.47、机油（长城40TB 0.05升/t*9.5元/升0.4758、液压油0.06生/t*9.9元/升0.5949、以上小计10.603110、其他材料2% 0.212062材料费合计21.63四、工资每个采场职工数量：凿岩工、爆破工及警戒工3人，风、水、电、通风1人，各工种平均工资：100元/天每吨矿石工资=平均工资*采场人数/60米/每米崩矿量 5.35五、综合取费综合取费费率0.3001*（制造费+电费+材料费+人工费）9.3六、凿岩爆破作业单价以上五项之和40.30采场出矿单价一、制造费用出厂价（元）预算价（元）折旧费元/年）台班折旧费（元）1、折旧费a 局扇JK58-1NO4.511kw江西）3180 3339 539.81 1.64b 电耙绞车（ZDPJ-3030kw锦州）27500 28875 4571.88 9.14每吨矿石折旧费=台班折旧费（a+b）/60吨/台班0.182、大修费出厂价（元）预算价（元）大修费元/年）台班大修费（元）a 局扇JK58-1NO4.511kw江西）3180 3339 83.475 0.25b 电耙绞车（ZDPJ-3030kw锦州）27500 28875 721.875 1.44每吨矿石大修费=台班大修费（a+b）/60吨/台班0.033、经常修理费出厂价（元）预算价（元）经修费元/年）台班经修费（元）a 局扇JK58-1NO4.511kw江西）3180 3339 500.85 1.52b 电耙绞车（ZDPJ-3030kw锦州）27500 28875 4331.25 8.66每吨矿石经修费=台班经修费（a+b）/60 吨/台班0.174、辅助材料折旧摊消费风、水管路、电线、电缆、风筒、灯头、灯泡及控制器等易损建按黄金定额（辅助费1010-1摊销费调整每吨矿石辅助材料折旧摊销费=255元/100立方米*2.75吨/立方米*1.173 1.095、其他制造费按以上四项制造费之和5%记取每吨矿石其他制造费=（1+2+3+4）*5% 0.076、制造费合计1+2+3+4+5 1.54二、材料1、钢丝绳0.01kg/t*10元/kg 0.12、电缆0.0025m/t*78元/m 0.1953、其他材料按2%计取0.00594、材料合计0.3三、二次破碎按（450t/d初步设计1、硝胺炸0.10kg/t*7.5元/kg 0.752、导爆管0.20发/t*4.25元/发0.853、火雷管0.05发/t*0.83元/发0.044、导火线0.15米/t*0.95元/米0.145、合计 1.78四、工资按二次破碎凿岩工2人、电耙工2人、作业面排险1人，作业面人工2人，共7人计算平均工资按120元每天采场出矿每吨工资=4*120/60 8.0五、电费a 局扇JK58-1NO4.511kw江西）b 电耙绞车（ZDPJ-3030kw锦州）c 采场探照灯（2KW）2台采场出矿每吨电费=（11+30+2*2）*6小时/60吨*0.85元/度 2.89六、合计综合取费按0.3001计算（一+二+三+四+五）*（1+0.3001）18.88铲车装矿及运输至选厂一、硐内铲装、运输及硐外500米运输应选用井巷辅费定额1010-1第一类费用（元）井上人工井下人工总电耗周转材料摊销费二类小计合计568 15 36 597 255 2472.45 3040.4530 35 0.85硐内铲装、运输及硐外500米运输每吨费用=3040.45/100/2.75 11.06二、硐外运输硐外运输距离自480米硐口至选厂1400米，上部分含500米，余900米。
凿岩爆破技术标准
凿岩爆破技术标准本标准适用于矿山开拓、开采工作中凿岩爆破工艺。
一、凿岩工作（一）井巷浅孔凿岩1．炮孔的分类1）掏槽眼2）辅助眼：孔距一般为0.4-0.8M。
软岩取大值，硬岩取小值。
3）周边眼：它又分帮眼、底眼、顶眼、角眼，孔距0.5-1.0M。
2．掏槽眼形式的选用1）在掌子面局部或整体岩石比较松软的条件下，可采用单向倾斜眼，锥形或楔形掏槽眼与工作面斜交55°-75°，眼距在0.5-0.8M之间，据条件选择。
2）在中硬或以上岩石中应垂直眼掏槽，炮孔中带1-2个空炮眼作为爆破孔自由面。
一般坚硬岩石1个空眼，较硬岩石2个空眼。
3）在特别硬或韧性大的岩石中应采用倾斜和垂直眼混合布置掏槽，眼深比中硬岩石要浅。
3．不规则桶形掏槽与空眼距4．炮眼深度的确定：1）在松软岩矿中炮眼深度一般为 1.8～2.2M ，但应考虑每循环进尺效率。
2）在中硬及比较硬的矿岩中，炮眼深一般在1.4-1.6M 之间。
3）在相当或韧性比较大的矿岩中炮眼深应该在1.2～1.4之间。
即不超过巷道宽度0.5～0.7倍之间。
5.炮眼数目的确定。
1）s fN ⨯=69.2（原公式系数为2.7一般矿山反映偏低应调高）公式中N 为炮眼数（个），f 一系普氏硬度系数，s 一系掘进面断面㎡。
2）N=qsZh/△G ，公式中N ——炮眼数目（个），q 为二号岩石炸药单位原岩炸药消耗量kg/m 3. S 为掘进巷道断面M 2 Z 爆效率0.8—0.95h 为一个岩石粉状乳化药卷的长度0.2M△装药系数掏槽眼一般为0.7-0.9、辅助孔周边眼为0.5-0.7。
G 每个岩石粉状乳化药卷的重量。
根据炮眼计算数目，要经过爆破后，工作面情况来验证，适当调整。
6.周边眼与设计轮廓线的距离。
（二）采场的凿岩1．炮眼的深度：根据矿体的厚度，岩体的稳定性，矿体赋存条件炮眼深一般在1.5-2.0M 左右。
矿石不稳固，形态多变，矿体薄取小值，反之取大值。
凿岩爆破工程-爆破工程技术人员考核
凿岩爆破工程
第五章 爆破工程地质与凿岩设备
5.10 爆破工程技术人员考核
爆破作业人员：爆破工程技术人员、爆破员、安全员和保管员。
爆破工程技术人员资格条件为： a）年满18周岁且不超过70周岁； b）爆破工程技术人员初级/D：应取得理学或工学学科范围大学专科学历且从事爆破相 关工作3年以上，或者取得理学或工学学科范围大学本科学历且从事爆破相关工作1年 以上； c）爆破工程技术人员中级/C：应取得理学或工学学科范围硕士研究生学历且从事爆破 相关工作2年以上，或者取得爆破工程技术人员初级/D后连续从事爆破相关工作4年以 上且主持过不少于3项D级爆破作业项目的设计施工； d）爆破工程技术人员高级/B：应取得理学或工学学科范围博士研究生学历且从事爆破 相关工作2年以上，或者取得爆破工程技术人员中级/C后连续从事爆破相关工作4年以 上且主持过不少于3项C级爆破作业项目的设计施工； e）爆破工程技术人员高级/A：应取得爆破工程技术人员高级/B后连续从事爆破相关工 作4年以上且主持过不少于5项B级爆破作业项目的设计施工；
凿岩爆破工程
第五章 爆破工程地质与凿岩设备
思考题与练习
思考题： （1）影响爆破效果的要素有哪些，并讨论它们是怎么影响爆破效果的？ （2）怎样提高凿岩设备的效率？ （3）什么样的岩层产状对爆破开挖边坡的稳定不利? （4）什么叫夹制作用?为什么要改造地形?你能举出一两个改造地形的例子吗?
练习题： （1）岩体结构面对爆破效果的影响是什么？果。 （2）影响爆破效果的三要素?为什么说岩体性质，特别是结构面的影响最大？ （3）凿岩设备对爆破工程施工的影响是什么？ （4）举例说明露天爆破与隧道爆破炮孔掘进的常用设备有哪些，性能怎么样？
常用爆破方法经验公式计算对照表
范
拆除爆破 井巷掘进爆破 预裂光面爆破
深孔台阶爆破
浅孔台阶爆破
D：深孔80～100mm 矿山深孔150～310mm 浅孔 42～50mm 比主爆孔加深0.3～1.5m
L=H+△h
3
h= （0.25～0.35）w 炮孔超 （0.12～0.25）H 供参考（8～12）d 深h 国内矿山超深一般： 0.5～3.6m
11 12 13 14 15
16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28
范述怀
备 注
常用钻头径有(mm)：32、 38、40、42、50、76、90 、105、115、140。 深孔：d＞50mm，L＞5m 浅孔：d≤50mm，L≤5m
烟囱切口： 正梯形长度： 180 °≤θ ≤240° 高度：H=（3.0～5.0)δ 闭合角：α ≥25° 定向窗：设在切口长边的两边 之内，底角α =25°～35°。
8
q=0.1～0.35kg/m
3
q= 0.5～1.2kg/m3
查表、工程类比、试验
q=1.1k0(f/s) k0=525/260=2.01 单孔装药量： Q=q*V=q*S*L*η
1/2
线装药密度： q=0.2～2.0kg/m
9
单孔 装 Q=q.a.w.H（前排） 药量 Q=K.q.a.b.H（后排） K阻力系数：K=1.1～1.2 Q
黔东南州富誉爆破工程有限公司
. 爆破方法 设计参数 序号 1 2 参数 孔径d 孔深L
d=80～310mm L=H+h L=H/sinα +h d=36～42mm d=40mm L=(0.65～0.68)δ 柱：L=B/2，L＞W d=38～42mm 空孔D＞d L=1.2～3.5m
爆破计算公式
露天爆破摘自《爆破设计与施工》露天台阶爆破是在地面上以台阶形式推进的石方爆破方法。
台阶爆破按照孔径、孔深不同，分为深孔台阶爆破和浅孔台阶爆破。
通常将炮孔孔径大于50mm、孔深大于5m的台阶爆破统称为露天深孔台阶爆破。
1.台阶要素深孔爆破的台阶要素如图所示。
H为台阶高度，m；W1为前排钻孔的底盘抵抗线，m；L为钻孔深度，m；l1为装药长度，m；l2为填塞长度，m；h为超深，m；α为台阶坡面角，（º）；a为孔距，m；b为排拒，m（图中未标出）；B为在台阶面上从钻孔中心至坡顶线的安全距离，m。
为了达到良好的爆破效果，必须正确确定上述各项台阶要素。
2.爆破参数2.1孔径露天深孔的孔径主要取决于钻机类型、台阶高度和岩石性质。
一般来说钻机选型确定后，其钻孔直径就已确定下来。
国内常用的深孔直径有76~80mm，100mm，150mm，170mm，200mm，250mm，310mm几种。
2.2孔深与超深孔深是由台阶高度和超深确定。
岩石台阶高度为15~20m。
国内矿山的超深值一般为0.5~3.6m。
后排孔的超深值一般比前排小0.5m。
垂直深孔孔深L=H+h倾斜深孔孔深L=H/sinα+h2.3底盘抵抗线a根据钻孔作业的安全条件W1≥Hcotα+B式中W1—底盘抵抗线，mα—台阶坡面角，（º）H—台阶高度，mB—从钻孔中心至坡顶线的安全距离，对大型钻机，B≥2.5~3.0mB按台阶高度和孔径计算W1=(0.6~0.9)HW1=K•d2.4孔距和排拒孔距a 是指同一排深孔中相邻两钻孔中心线间的距离。
孔距按下式求得：a=mW1式中的密集系数m值通常大于1.0，在宽孔距爆破中则为3~4 或更大。
但是第一排孔往往由于底盘抵抗线过大，应选用较小的密集系数，以克服底盘的阻力。
排距b 是指多排孔爆破时，相邻两排钻孔间的距离，在采用正三角形布孔时，排距与孔距的关系为b=a•gsin60º=0.866×ab为排拒，m；a为孔距，m。
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)巷道掘进断面（m 2） 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 ＞200.40.600.861.261.621.80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 ＝K 1×hK 1：系数K 1＝0.6～0.9；● 药室间距a （松动爆破）a ＝K 2×W 平均K 2：药室间距系数，K 2＝0.8～1.2。
爆破计算方法
精心整理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(⑵钻根长:h=0.2W=0.3m=⑶炮孔深：l=4+0.3=4.3⑷炮孔间距：a=W=1.437m⑸每孔需用药：Q=0.33*e*q*a*H*W=0.33*1*1.437*4*1.437=2.73kg1.3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。
测算公式如下：式中：v——质点垂直震动安全速度，此处取2cm/s；RK K取200,α21.1～1.2该段取表取故3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。
3.1光面爆破炮孔间距a≤0.8W；或a=16d=16*0.09=1.392m;3.2最小抵抗线W=21.5d=21.5*0.09=1.935m;3.3炮孔直径d为90mm,如果采用其它潜孔钻机钻孔，炮孔直径d随潜孔钻直径变化，即范围为(50～200mm)。
3.4药量计算K－每米深炮孔装药量，kg/mK＝9d2=9*0.09*0.09=0.0728（kg/m）4、爆破作业顺序4.1半挖半填断面爆破顺序半挖半填断面爆破顺序示意图按编号顺序从上至下爆破，其中（2）、（5）、（8）、（11）、（15）、（19）部分需要进行光面爆破。
隧洞光面爆破计算(圆形)
5.周边孔炸药用量计算
qp=(0.5～0.9)aWLq0，取中间系数值计算得
qp=0.7×0.4×0.5×3×0.78=0.33kg
6.底板孔炸药用量计算
qf=(1.1～1.2)Q/N，取中间系数值计算得
qf=1.15×10.69/27=0.46kg
7.崩落孔炸药用量计算
2.每排炮进尺装填炸药量计算
Q=q0LSμ=0.78×3×4.8×0.95=10.69kg
3.工作面炮孔数目确定
N=4q0SDr2/πd2Δαβ=4×0.78×4.8×1.52/(π×0.052×0.875×103×0.29×0.63)=27
4.掏槽孔炸药用量计算
qcut=(1.15～1.25)Q/N，取中间系数值计算得
周边孔数Np=c/a=6.2/0.4=16
崩落孔数Nn=(N-Ncut-Np)k/(1+k)=(27-9-16)×0.9/(1+0.9)=1
底板孔数Nf=N-Ncut-Np-Nn=27-9-16-1=1
qn=(Q-(qcutNcut+qpNp+qfNf))/Nn=(10.69-(0.47×9+0.33×16+0.46×1))/1=0.707kg
隧洞光面爆破计算计算书
一、计算参数
1.岩土参数
岩土类别
七类土
爆破处自由面系数
0.67
开挖断面形式
圆形
开挖轮廓周长(m)
6.2
开挖断面面积(m2)
4.8
2.普通破碎孔参数
掏槽孔布置形式
一字形
掏槽孔个数
9
崩落孔与底板孔个数之比值
0.9
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/m3L——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=8-12dd为炮眼直径，cm抵抗线：W=1.0-1.5E，cm装药集中度：q0.04-0.19kg/m④一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：Q=K×A×W×L×λ式中q——单眼装药量；K——炸药单耗；A——炮眼间距；W——炮眼爆破方向的抵抗线；L——炮眼深度；λ——炮眼部位系数炸药的几种爆炸性能威力(作功能力)：指炸药爆炸时产生的力量，能够崩下多少煤或岩石。
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）单位炸药消耗量按照新奥法爆破施工设计经验，单位耗药量K＝0.7～2.5kg/m3，对应断面面积S＝4m2～20m2，硬质砂岩，岩石完整性ƒ=3～6，以及“电子三所”振动的特殊要求，拟定进尺1.5米左右。
为了确保掏槽效果小导硐取K＝1.8 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＝1.1 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＝1.8kg/m3，L＝1.5m，导洞开挖面积S=7.5m2，Q＝K×L×S＝1.8×1.5×7.5＝20.25kg次导硐：K＝1.1 kg/m3，L＝1.5m，导洞开挖面积S=46.7m2， Q＝K×L×S＝1.1×1.5×46.7＝77.1kg扩挖至设计界面：K＝1.1 kg/m3，L＝1.5m，导洞开挖面积S=34.2m2，Q＝K×L×S＝1.1×1.5×34.2＝56.4kg（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＝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。
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凿岩爆破工初级工
三、计算题
1. 预爆采场长20m，宽2m，单位炸药消耗量1.6kg/m3，炮眼平均深度为2m，求炸药消耗量？
解：采场一次装药量：Q＝1.6×2×2×20＝128kg
答：炸药消耗量为128公斤。
2. 有一条铜导线长300m，横截面积是12.75mm2，求这条导线的电阻(铜的电阻率ρ=0.017Ωmm2/m)。
解：R=ρL/S=0.017×300/12.75=0.4Ω答：这条导线的电阻是0.4Ω。
3. 有一人工开采的小形铁矿阶段高度3米，铁矿硬度f=10～12，孔径ф=38mm，炮孔呈三角形布置，计算每个炮孔的装药量?已知具体爆破参数如下：
孔距a=1.1～1.2米,排距b=0.9～1.0米,孔深L=3.2～3.3米。
炸药单耗q=(0.3～0.4)公斤/米3，提示利用公式计算。
解：根据药量计算公式：Q=q×a×b×l
=(0.3～0.4)×(1.1～1.2)×(0.9～1.0)×(3.2～3.3)
=0.95～1.58公斤
答：每个单孔计算药量为0.95～1.58公斤。
4. 有一排中深炮孔共15个，平均每个炮孔10米，每米崩矿量为600吨，
试计算该排中深炮孔能崩落多少吨矿石?
解：炮孔总长：15×10=150(米)
150×600=90000(吨)
答；共崩落矿石90000吨。
5. 有一火雷管导火索长4.5米,燃速为0.5米/分,爆破安全距离是270米,人以每分钟多少米的速度才能撤离至安全地点?
解：导火索燃烧时间4.5米/0.5米/分=9分270/9=30米/分
答:人以每分30米的速度才能撤离到安全地点。
6. 有一串电爆网路，其总电阻为120欧姆，准爆电流为1.5安培，问该网路用220v的电压能否起爆？
解：因通过网路的电流I=220/120=1.83A＞1.5A，所以能起爆。
7. 有矩形断面4×2.5米平巷，若每平方米布置4个1.8米深炮孔，每台凿岩机当班可掘孔18米，问共需配备几台凿岩机？
解：⑴面积：S＝4×2.5＝10m2⑵孔数：N＝4×10＝40个孔
⑶总孔深：L＝N×1.8＝40×1.8＝72m
⑷机台数：n＝L/18＝72/18＝4台
答：共需配备4强凿岩机。
8. 有35只小电灯泡串联，每只小电灯泡的电阻是23Ω，接入220V电源，求线路的电流强度。
解：I=U/R=U/(35r)=220/(35×23)=0.27A答：线路的电流强度是0.27A。
9. 已知某炮眼利用率是85%，炮眼平均长度是L=1米，试计算残眼平均长度L0是多少?
解：利用公式η=(L-L0)/L
L0=L-ηL
=1-0.85×1
=0.15
答：残眼平均长度为0.15米。
10. 已知电雷管的电阻为r=2Ω，导线电阻R线=4.5Ω，电源电压U=120V，掘进工作面上共有20个炮眼，爆破网路采用串联，问能否保证准爆？(电雷管准爆电流i准=2.5A)
解：①R=50r+R线=20×2+4.5=44.5Ω②I=U/R=120/44.5=2.6A
I>i准符合准爆条件
答：计算结果表明能够保证准爆。
11. 已知爆眼平均长度L为0.9米，残眼平均数长度L为0.15米，试求炮眼利用率?
解：根据已知条件代入公式：
答：炮孔利用率是83%。
12. 一只用电器接在220V的线路上，测得电流为6.8A，计算该用电器的功率是多少。
解：N=IU=6.8×220=1500W答：该用电器的功率是1500W。
13. 一地下采场进行平行深孔爆破，炮孔深度L=10m，最小抵抗线W=1.5m，每排20个炮孔，孔间距a=1.4m，炸药单耗q=0.7kg/m3，每次爆破一排孔，计算每排孔的总装药量Q。
解：Q=qaWLn=0.7×1.4×1.5×10×20=294kg答：每排孔的总装量为294kg。
14. 铁矿石的极限抗压强度P=600kg/cm2，请问其f值是多少？
解：f=P/100=600/100=6答：铁矿石的f值为6。
15. 竖井掘凿圆形直径8.8米，孔深1.8米，爆破效率为75%，问一次爆破岩石方量是多少？
解：⑴断面积S＝πR2＝3.14×(8.8/2)2
＝60.79m2
⑵爆破岩石方量V＝60.79×1.8×75%
＝82.06m3
答：一次爆破岩石方量是83.06立方米。
16. 设每个雷管电阻是2Ω，电线是4.5Ω，电源电压是220伏，掘进工作面有30个炮孔，单个雷管准炸电流为2.5A，求在串联网路中的总电阻、总电流及能否起爆？
解：总电阻R＝R线+ｎR
＝4.5+30×2
＝64.5(Ω)
总电流Ｉ＝U/R
＝220/64.5
＝3.4(A)>2.5(A)
答：总电阻是64.5Ω，总电流是3.4A，串联能起爆。
17. 某岩石破碎前的体积是300m3，破碎后的体积为450m3，问其碎胀系数是多少？
解：其碎胀系数K=450/300=1.5
18. 某岩石的抗压强度为1600kg/cm2，试问普氏硬度系数是多少？
解：f=1600/100=16
19. 某巷道掘进断面面积S=6.25m2，工作面上平均炮眼深度L=1.5m，炸药单耗q=1.89kg/m3，炮眼利用率η=0.85，计算每次爆破所需的炸药总量Q。
解：Q=SLqη=6.25×1.5×1.89×0.85=15kg答：每次爆破需炸药15kg。
20. 某铁矿的地质品位C=42%，生产中由于岩石的混入，采出品位C'=36%，计算其贫化率R是多少。
解：R=(1-C'/C)×100%=(1-36/42)×100%=14.3%答：贫化率为14.3%.
21. 某平巷断面掘进时凿孔36个孔深为1.8米,平均每孔装6个药卷,问共装药多少公斤?(每个药卷0.15公斤)
解：总药卷数36×6=216kg
装药总重量Q=216×0.15=32.4kg
答:装药量为32.4kg
22. 某矿月完成矿石生产任务5万吨，若销售单价为80元/吨，问该矿年产值是多少？
解：年产值=年产量×单价=5×12×80=4800万元答：年产值为4800万元。
23. 某矿巷道掘进凿眼深L=1.5m，装药长度L药=0.9m，计算装药系数a。
解：a=L药/L=0.9/1.5=0.6答：装药系数为0.6。
24. 某矿山要进行一次爆破，其爆破量为10万吨，其经验炸药单耗为0.18kg/t。
问该次爆破约需多少炸药？
解：约需炸药量Q=100000×0.18=18000千克(或18吨)
25. 某地下矿一次爆破矿石120m3，用2m3矿车运输需10趟(每趟10车)，计算矿石的碎胀系数。
解：ζ=V1/V=2×100/120=1.67答：矿石的碎胀系数为1.67。
26. 进行圆形竖井掘进，已知：圆井直径8米，凿眼深1.5米，炸药单耗1.2公斤/米3，求其总装药量是多少？若每一炮眼装0.9公斤，问其需凿多少炮眼？解：⑴面积：S＝πr2＝3.14×(8/2)2＝50.24m2
⑵体积：V＝S×1.5＝50.24×1.5＝75.36m3
⑶总药量：Q＝V×1.2＝75.36×1.2＝90.43kg
⑷孔药N＝Q/0.9＝90.43/0.9＝100个孔
答：总装药量90.43kg，需凿100个炮眼。
27. 底柱采场采用扇形深孔爆破，最小抵抗线W=1.5m，每排扇形孔预定崩落矿石的面积S=80m2，炸药单耗q=0.7kg/m3，计算爆破的装药量Q。
解：Q=qSW=0.7×80×1.5=84kg答：爆破药量为84kg。
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