各种岩石的爆破单位炸药单耗K值表
各种岩石的爆破单位炸药单耗K值表
文稿归稿存档编号：[KKUY-KKIO69-OTM243-OLUI129-G00I-FDQS58-
爆破各种岩石的单位炸药单耗K值表K'～为松动爆破单位炸药消耗量
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。
西南科技大学爆破工程计算题题型
、计算梯恩梯C6H2(NO2)3CH3的氧平衡率。 2、计算阿梅托的氧平衡率。已知炸药的成分和配比为：梯恩梯为50%；硝酸铵为50%；各组分氧平衡率：梯恩梯为-74%，硝酸铵为+20%。 3、要用硝酸铵和柴油(C16H32)两种成分组成炸药，使炸药为零氧平衡。已知氧平衡率：硝酸铵：20%，柴油：-342%。 4、配制零氧平衡的岩石硝酸铵炸药，成分为硝酸铵(x)，木粉(y)和梯恩梯(z=10%) 。已知各成分的氧平衡率如下：硝酸铵:a= +0.2；木粉：b= -1.37 ；梯恩梯：c= -0.74，岩石硝酸铵炸药：O·B=0。 5、已知某2#岩石炸药的组成成分为：含硝酸铵85%，含TNT 11%，含木粉4%，而硝酸铵的氧平衡为20%，TNT的氧平衡为-74%，木粉的氧平衡-137%；试计算2#岩石炸药氧平衡； 6、计算某乳化炸药的氧平衡值。其大致组分配比和各组分的氧平衡值列于下表。 7、已知某铵油炸药的组成成分为：含硝酸铵92%，含轻柴油4%，含木粉4%，而硝酸铵的氧平衡为20%，轻柴油的氧平衡为-342%，木粉的氧平衡-137%；试计算该铵油炸药氧平衡； 8、配制零氧平衡铵松蜡炸药，已知硝酸铵（NH4NO3）91%，木粉（C50H72O33）6%，求松香（C19H39COOH）和石蜡（C18H38）的含量。（已知C、H、N、O的原子量分别为12、1、14、16）。 9、配制由硝酸铵NH4NO3和梯恩梯C6H2(NO2)3CH3两种成分组成的混合炸药，要求炸药为零氧平衡，求硝酸铵和梯恩梯各应占的百分率。（已知C的原子量为12，N的原子量为14，O的原子量为16，H的原子量为1）。 10、黑火药成分：KNO375%，S%，C15%，求其氧平衡率。（已知，K、S、C、N、O的原子量分别为39、32、12、14、16） 1、将200发瞬发电雷管分成20组，每组10发串联起来，再将20组并联，接入爆破网路。每发电雷管的全线电阻为5.0欧姆。已知主线电阻为50欧姆，每条支线的连接电阻为10欧姆，试计算该电爆网路的总电阻；为保证准确可靠地全部起爆这些电雷管，流经每发雷管的电流必须不小于2安培（直流电），起爆电源的电流要求多少？ 2、某竖井爆破要求一次起爆60发雷管，若起爆电源为220V，爆破网路线电阻为5Ω，雷管电阻为3.0Ω，则采用什么样的连接方法最好？ 3、有一露天采场电爆网路，采用380V交流电，设网路线电阻为3Ω，雷管电阻为2.5Ω，则网路分别为串联、并联和混联时，各能可靠起爆的雷管最大数目是多少？ 4、已知所用的电雷管电阻为3 Ω，网路线电阻为4 Ω试问用220V交流电进行一般爆破时，同网最多可靠起爆多少发该电雷管？ 5、一工程爆破共用120发电阻为3 Ω的电雷管，母线电阻为4 Ω，用380V交流电源起爆，问此网路如何连接可靠？
各种岩石的爆破单位炸药单耗K值表
爆破各种岩石的单位炸药单耗K值表K'～为松动爆破单位炸药消耗量 岩石名 称岩石特征值K' /kg·m －3 K /kg·m －3 各种土松软 坚实<0.1 1～2 0.3～0.4 0.4～0.5 1.0～1.1 1.1～1.2 土夹石密实1～4 0.4～0.6 1.2～1.4 页岩千枚岩风化破碎 完整、风化轻微 2～4 4～6 0.4～0.5 0.5～0.6 1.0～1.2 1.2～1.3 板岩泥灰岩泥质、薄层、层面张开，较破碎 较完整、层面闭合 泥质胶结，中薄层或风化破碎 3～5 5～8 4～6 0.4～0.6 0.5～0.7 0.4～0.5 1.1～1.3 1.2～1.4 1.0～1.2 砂岩钙质胶结，中厚层，中细粒结构，裂隙不甚发育硅质胶结，以较坚硬的砾石组成，未风化7～8 9～ 14 0.5～0.6 0.6～0.7 1.3～1.4 1.4～1.7 砾岩胶结较差，砾石以砂岩或较不坚硬的岩石为主胶结好，以较坚硬的砾石组成，未风化5～8 9～ 12 0.5～0.6 0.6～0.7 1.2～1.4 1.4～1.6 白云岩大理岩节理发育，较疏松破碎，裂隙频率不大于4条/m 完整，坚实 5～8 9～ 12 0.5～0.6 0.6～0.7 1.2～1.4 1.4～1.6
石灰岩中厚层，或含泥质的、或缅状、竹叶状结构的及裂隙较发育的后层、完整或含硅质、致密 风化严重，节理裂隙很发育，多6～8 9～ 15 4～6 0.5～0.6 0.6～0.7 0.40.6 1.3～1.4 1.4～1.7 1.1～1.3 花岗岩风化较轻，节理不甚发育或未风化的伟晶粗晶结构细晶均质结构，未风化，完整致密岩体 7～ 12 12～ 20 0.6～0.7 0.7～0.8 1.3～1.6 1.6～1.8 流纹岩粗面岩蛇纹岩较破碎 完整 6～8 9～ 12 0.5～0.7 0.7～0.8 1.2～1.4 1.5～1.7 片麻岩片理或节理裂隙发育 完整坚硬5～8 6～ 14 0.5～0.7 0.7～0.8 1.2～1.4 1.5～1.7 正长岩闪长岩较风化，整体性较差 未风化，完整致密 8～ 12 12～ 18 0.5～0.7 0.7～0.8 1.3～1.5 1.6～1.8 石英岩风化破碎，裂隙频率>5条/m 中等坚硬,较完整 很坚硬,完整致密5～7 8～ 14 14～ 0.5～0.6 0.6～0.7 0.7～0.9 1.1～1.3 1.4～1.6 1.7～ 2.0
爆破装药量计算
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－kaHW 式中： a—孔距 q－每孔装药量，kg； k－炸药单耗，kg/m3； V－单孔爆破岩石体积。 W－最小抵抗线，m。 一次爆破总量按下式进行计算： Q＝Nq－kV 总 式中： Q－一次爆破炸药总量；kg； N－一次爆破炮孔总数； V－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＝qaHW d 当a≥W d 时，以底盘抵抗线代替孔距； Q＝qHW d 2 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＝qaHW， 当W d 与段高H相差悬殊时， Q＝qaW d H 1 式中： H 1 －换算标高，m。 H 1＝W d /（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）≥qW d aH （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。 Q 1 ＝kqabH 式中： Q 1 －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 Q′＝qWaL 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： Q c ＝ph 式中： Q c －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： Q 1＝q 1 aW 1 2 Q 2＝q 2 aW 2 2 Q 3＝q 3 aW 3 2… 式中： W 1，W 2 ，W 3 －各分段的最小抵抗线，m。
爆破震动公式
爆破震动安全技术爆破震动安全允许震速
爆破振动强度计算 （1）V=K ·(Q 1/3/R)α 式中Q ：一次起爆最大药量；kg V —控制的震动速度，cm/s K-爆破介质为普坚石，但保护的民房与爆破地岩石之间的有些软岩与土层相隔， R-装药中心至保护目标的距离 m 在不同距离上的的地面质点震动速度计算如表： 爆破震动速度表 爆破振动安全允许距离 3 11.Q V K R α??? ??= 式 中:K R —— 爆破振动安全允许距离，单位为米(M); Q —— 炸药量，齐发爆破为总药量，延时爆破为最大一段药量，单位为千克(kg); V —— 保护对象所在地质点振动安全允许速度，单位为厘米每秒(cm/s); 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， 为确保爆区周围人员和建筑物等的安全，必须将爆破震动效应控制在允许围之。目前通常采取如下技术措施来控制或减弱爆破地震效应 1）限制一次齐发爆破的最大用药量 确定合理的爆破规模及正确的爆破设计与施工，充分利用爆炸能的有用功，也就是根据爆破的目的要求和周围环境情况，按允许最震效应原则应用公式计算确定一次允许起爆的最大药量。如：一般砖房、非抗震的大型砌块建筑物最大安全允许震速为3.0cm/s，可计算出最大起爆药量为17kg。（K取250，a取1.8，R为30m）。 2）采用微差爆破技术 根据微差爆破原理，采用微差爆破技术可以使爆破地震波的能量在时空上分散，使主震相的相位错开，从而有效地降低爆破地震强度，一般可降低30％～50％。 3）预裂爆破或减震沟减震 在爆破区域与被保护物体之间，预先钻凿一排或二排密集减震孔、或采用预裂爆破形成一定宽度的预裂缝和预开挖减震沟槽等，均可收到明显的减震效果，一般可减弱地震强度30％～50%。为了提高减震效果，预裂孔、缝和沟应有一定的超深（20～30cm）或宽度（不小于1.0cm），而且切忌
选矿指标定义及计算公式
主要采选生产统计指标定义及计算公式 二O一四年六月 生产技术组
目录 采矿生产技术经济指标 (4) 一、采矿作业量及产品产量指标 (4) （一）掘进量 (4) （二）剥岩量 (4) （三）掌子出矿量 (4) （四）采剥（掘）总量 (4) （五）采出矿量（简称矿量） (4) 二、采矿技术经济指标 (5) （一）采矿质量指标。 (5) 1、采出矿石品位 (5) 2、废石混入率 (5) 3、矿石贫化率 (5) （二）采矿物料单耗指标 (5) 1、炸药单耗 (5) 2、导爆管雷管单耗 (6) 3、钻杆单耗 (6) 4、钻头单耗 (6) （三）采矿能源单耗指标 (6) 1、柴油单耗 (6) 2、电力单耗 (7) （四）采矿设备效用指标 (7) 1、钻机台班效率 (7) 2、挖掘机台班效率 (7) 3、铲运机台班效率 (7) 4、电机车台班效率 (7) 5、采矿设备作业率 (8) （五）采矿实物劳动生产率指标 (8) 1、采矿从业人员实物劳动生产率 (8) （六）采矿其他技术经济指标 (8) 1、采矿损失率 (8) 2、采矿回采率 (8) 3、剥采比 (9) 4、掘采比 (9) 5、采切比 (9) 6、延米爆破量 (9) 7、三级矿量 (9) 1)开拓矿量（露天） (10) 2)备采矿量（露天） (10) 3)开拓矿量（地下） (10) 4)采准矿量（地下） (10) 5)备采矿量（地下） (10) 8、三级矿量保有期 (10) 1)开拓矿量保有期 (10) 2)采准矿量保有期 (10) 3)备采矿量保有期 (11) 9、年平均下降速度 (11) 10、大块率 (11) 选矿生产技术经济指标 (12)
设计方案(爆破)
一、设计依据 (1) 国家法令及国家标准 (2)《民用爆炸物品安全管理条例》 (3)《爆破安全规程》（GB6722-2003） (4)中铁十七局集团第六工程有限公司提供的其它文字资料； (6)工程现场环境勘察； (7)工程爆破实用手册； (8)施工合同； (9)依据该工程的地质勘探资料与周围环境条件及建设单位的要求及其他适用于本工程的国家爆破技术标准及相关资料。 二、工程概况 受中铁十七局集团第六工程有限公司的委托，我司对宁德沈海复线高速公路福鼎贯岭至柘荣段路基土建工程施工便道进行爆破设计和施工。该施工便道位于福鼎市唐阳村上宅洋自然村，施工便道穿山全断面开挖，东西走向，便道宽12米，爆区长约200米，最大爆破开挖高度30米，总爆破石方量约35000立方，预计施工工期为6个月。 三、爆破环境、地形及地质特征 1、工程地质： 场地地质条件简单，构成基底岩层为白垩系石帽山群下组上段英安质熔结凝灰岩（K1sh1h）。各岩土层自上而下为：素填土①、耕植土②、全风化凝灰岩③、砂土状强风化凝灰岩④-1、碎块状强风化凝灰岩④-2、中风化凝灰岩⑤。 全~碎块状强风化岩层为土料有用层，中风化有用层主要赋存于中风化岩层以下。
图1 工程局部地貌图 2、水文地质情况： 本区属中亚热带海洋性气候，福鼎市各地累积年平均降水量在1300~2200mm。料场地处丘陵地貌区，风化剥蚀较强烈，山坡整体较低缓开阔。区内沟谷发育季节性小水流，雨季一般流量约30t/d，地下水水量不大，通过山体测向以泉或渗流形式补给地下水，地下径流方式排泄。 3、周边环境状况及对爆破安全的要求 宁德沈海复线高速公路福鼎贯岭至柘荣段路基土建工程唐阳村上宅洋自然村主线施工便道穿山开挖，东侧距最近二层砖瓦结构房320米，北侧山体后方距104国道370米、砖混结构二层民房360米，西北侧距民房距离为105.44米,且在爆破点线路大里程方向10米处高程高于爆破点7.7米,,在村民房屋和爆破地点中距爆破点20米处存在一山体,高于爆破点6米。 其中间还有一片竹林隔离。其余均为山体，总体来讲爆区环境较为复杂。
爆破计算公式
爆破计算公式 集团文件发布号：（9816-UATWW-MWUB-WUNN-INNUL-DQQTY-
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 =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。 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。
爆破方案范本
多哥壹号公路改建项目爆破专项方案 路桥集团国际建设股份有限公司多哥壹号公路项目经理部 2010年11月1日
爆破专项方案 一、工程概况： 多哥一号公路纵贯多哥全境，穿越5个行政区，全长约687公里。本项目改建其中三个路段,分别为A、B、C合同段设计，全长106.2454km。包含路基、路面、桥梁与涵洞施工及路面平面交叉工程，其中A合同段设计全长17.2Km，B合同段设计全长12.1Km，C合同段设计全长76.9Km。本项目的实施将大幅度提高壹号公路的通行能力及服务能力，对满足沿线地区交通增长及交通安全保障有重要作用。 二、设计依据 1、多哥一号公路施工设计图 2、《爆破安全规程》GB6722－2003 3、现场勘测的资料 三、爆破物品的管理办法 为了加强本项目爆炸物品的安全管理，预防爆炸及物品丢失事故发生，保障生产的安全顺利进行。 1、我项目部根据施工需要，向管理者提出爆破物品购置计划，经主管领导审核后，由国内统一采购。 2、爆炸品在国内采购完成后经海运抵达多哥，与当地驻军签订协议代替保管，项目部爆破物品管理人员对爆破物品的储存应建立台帐，对物品名称、数量、入库日期进行记录。 3、爆破物品由我项目安全人员和当地驻军专门培训的“押运员”使用专用运输车辆押运到现场。运输过程管炸分类装运，不得同车装运。 4、发放、领用管理 4.1 对雷管、炸药、引爆器材的发放，须填写“民用爆炸物品申请表”（见附表01）。 4.2爆破品的领用数量不得超过当天的使用量，如有剩余必须及时返还库房，严禁在施工现场存放或将其带回宿舍。 4.3 雷管、炸药不同时发给一人携带或转运，领用人员不得穿化纤衣服进库区。 5、我项目爆破作业由从事多年爆破工作的爆破员（经国家公安机关考试合
考核项目计算方法
附件2 考核项目计算方法 根据附件1所列，生产运行考核分产出、消耗费用、质量三个类别，下分10个Ⅰ级KPI以及若干个Ⅱ级KPI、Ⅲ级KPI指标项，I级KPI及产出类II级KPI设有相应权重分值。各考核项的基础分为100分，根据附件1的赋分标准得出各考核项（Ⅰ级KPI或Ⅱ级KPI）的实际得分，生产运行考核总分为各考核项实际得分乘以本项的权重分值之和，按公式1计算 生产运行考核总分 =∑［各考核项(Ⅰ级KPI或Ⅱ级KPI）实际得分×本考核项权重分 值 /100 ］ ——公式1 各考核项的具体计算方法介绍如下： 第一部分“产出”类考核项的计算方法 一、对于有单条完整生产线（含熟料、水泥和发电）的公司，按附件1中的赋分标准直接进行计算。 二、对于有两条以上熟料或水泥生产线的公司，按熟料或水泥生产线的预算台时产量作为权重，计算各生产线得分之和即为本项的考核分，按公式2计算 窑运转率考核得分 = ∑［某窑运转率考核分×（某窑台时/本公司窑台时之和）］ ×窑运转率得分权重/100 ——公式2 窑台时以及水泥磨运转率、台时考核也参照公式2进行计算。 三、由于余热发电多采用母管制，所以发电效能不分生产线。 四、对于非完整生产线，Ⅰ级KPI和Ⅱ级KPI项如存在系统功能块缺项问题，则采用本类KPI权重同步放大、上一级KPI权重维持不变的方法进行相应调整。如辽阳公司，缺少矿山、水泥、发电功能块，权重调整如下： 1、产出、单位消耗费用、质量权重分别为40、40、20保持不变；
2、产出类：发电效能权重为0，运转率权重调整为40×20/(20+15)=22.9、台时权重调整为40-22.86=17.1； 3、单位消耗费用类：Ⅰ级KPI项单位石灰石消耗费用、单位水泥消耗费用权重分别置0，单位熟料消耗费用权重调整为40×20/(20+2)=36.4，倒运费用权重调整为40-36.4=3.6； 4、特别强调：其他有功能块缺项的公司参照本调整原则和辽阳公司的调整方法进行调整。 第二部分“消耗费用”类考核项的计算方法 一、单位石灰石消耗费用 单位石灰石消耗费用 = 单位爆破费用 + 单位能耗费用 + 单位维修费用 1、单位爆破费用 （1）目标值 = 炸药单耗预算值×炸药预算价格 + 导爆管单耗预算值×导爆管预算价格 （2）完成值 = （炸药耗用量×炸药价格 + 导爆管耗用量×导爆管价格）/ 石灰石产量 2、单位能耗费用 （1）目标值 = 石灰石柴油单耗预算值×柴油预算价格 + 石灰石电耗预算值×预算电价（2）完成值 = （柴油耗用量×柴油价格 + 石灰石耗电量×电价）/ 石灰石产量 3、单位维修费用 （1）目标值 = 石灰石维修费用单耗预算值 （2）完成值 = 石灰石维修费用/石灰石产量 石灰石维修费用统计范围包含备件费用、外委修理费用、维修材料费，其中外委修理费、维修材料费的范围见附件1。 二、单位熟料消耗费用 单位熟料消耗费用 = 单位物料消耗费用 + 单位能耗费用 + 单位维修费用
计算题
1.>有一铜导线长300m，横截面积是1 2.75mm2，求这条导线的电阻(铜的电阻率ρ=0.017Ωmm2/m)。 答案：解：R=ρL/S=0.017×300/12.75=0.4Ω答：这条导线的电阻是0.4Ω。 2.>有一矿石大块，呈三角形，高H＝1.8m，底长1.5m，厚度为1.1m，坚固性系数f＝12～16，用钻孔法爆破炸药单耗q1=0.4Kg/m3，用裸药包爆破，炸药单耗为q2=1.6Kg/m3，求：钻孔法和裸露法爆破各需多少炸药量? 答案：解：⑴钻眼法药量Q眼＝q1×V式中：V---大块体积，m3；即：V＝1.8×1.5/2×1.1≈1.49(m3) 则Q眼＝0.4×1.49≈0.6(Kg) ⑵裸露法药量：Q裸＝q2×V＝1.6×1.49≈2.4(Kg) 答：钻眼法和裸露法爆破各需炸药量0.6Kg和2.4Kg。 3.>有一串电爆网路，其总电阻为140欧姆，准爆电流为2.5安培，问该网路用220v的电压能否起爆?若不能起爆，请问能否用380伏的交流电源起爆? 答案：解：(1)因通过网路的电流I=220/140=1.57A＜2.5A，所以不能起爆； (2)因通过网路的电流I=380/140=2.71A>2.5A，所以能起爆。 4.>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？ 答案：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。 5.>已知一条导线的电阻是0.4Ω，如果导线两端电压为8V，求这条导线中通过的电流强度。答案：解：I=U/R=8/0.4=20A答：这条导线中通过的电流强度是20A。 6.>已知硝酸铵分子式NH4NO3，求其氧平衡值。 答案：解：通式C0H4O3N2M=0+1×4+16×3+14×2=80 B= 答：硝酸铵氧平衡值+0.2g/g。 7.>已知木粉分子C50H72O33，求其氧平衡值。 答案：解：M=12×50+1×72+16×33=1200 B= 答：木粉氧平衡值-1.37g/g。 8.>已知眉线高度0.8m，矿石合格块度0.6m，试计算通过能力系数。 答案：解：通过能力系数0.8/0.6＝1.33 9.>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50个炮眼，爆破网路先将10发雷管并成一束，再将五束串联起来，构成并串网路，问能否保证准爆？(电雷管准爆电流i准=2.5A) 答案：解：①R并=r/10=2/10=0.2Ω②R串=5×R并=5×0.2=1Ω ③R=R串+R线=1+4.5=5.5Ω ④I=U/R=120/5.5=21.8A ⑤i=I/10=21.8/10=2.18A i
爆破震动公式
爆破震动安全技术爆破震动安全允许震速 序号保护对象类别 安全允许振速（cm/s） < 10 Hz 10 Hz～50 Hz 50 Hz～ 100 Hz 1 土窑洞、土坯房、毛石房屋 q 0.5～1.0 0.7～1.2 1.1～1.5 2 一般砖房、非抗震的大型砌 块建筑物q 2.0～2.5 2.3～2.8 2.7～ 3.0 3 钢筋混凝土结构房屋q 3.0～4.0 3.5～4.5 4.2～5.0 4 一般古建筑与古迹b0.1～0.3 0.2～0.4 0.3～0.5 5 水工隧道c7～15 6 矿山巷道x10～20 7 交通隧道c15～30 8 水电站及发电厂中心控制 室设备c 0.5 9 新浇大体积混凝土d： 龄期：初凝～3d 龄期：3d ～ 7d 龄期：7d ～ 28d 2.0 ～ 3.0 3.0～7.0 7.0～12 注1：表列频率为主振频率，系指最大振幅所对应波的频率。注2：频率范围可根据类似工程或现场实测波形选取。选取频率 时亦可参考下列数据:酮室爆破<20 Hz；深孔爆破10 H ～ 60 Hz；浅孔爆破40Hz～100 Hz 。 a 选取建筑物安全允许振速时，应综合考虑建筑物的重要性、建筑质量、新旧程度、自振频率、地基条件等因素。 b 省级以上(含省级)重点保护古建筑与古迹的安全允许振速，应经专家论证选取，并报相应文物管理部门批准。 c 选取隧道、巷道安全允许振速时，应综合考虑构筑物的重要性、围岩状况、断面大小、深埋大小、爆源方向、地震振动频率等因素。 d 非挡水新浇大体积混凝土的安全允许振速，可按本表给出的上
限值选取。 爆破振动强度计算 （1）V=K ·(Q 1/3/R)α 式中Q ：一次起爆最大药量；kg V —控制的震动速度，cm/s K-爆破介质为普坚石，但保护的民房与爆破地岩石之间的有些软岩与土层相隔， R-装药中心至保护目标的距离 m 在不同距离上的的地面质点震动速度计算如表： 爆破震动速度表 爆破振动安全允许距离 3 11.Q V K R α??? ??= 式 中:K R —— 爆破振动安全允许距离，单位为米(M); Q —— 炸药量，齐发爆破为总药量，延时爆破为最大一段药量，单位为千克(kg); V —— 保护对象所在地质点振动安全允许速度，单位为厘米每秒(cm/s); K 、α —— 与爆破点至计算保护对象间的地形、地质条件有关的R(m) 30 50 100 200 300 V(cm/s) 1.76 0.70 0.20 0.06 0.03
各种岩石的爆破单位炸药单耗K值表
爆破各种岩石的单位炸药单耗K值表 K'～为松动爆破单位炸药消耗量 岩石名称岩石特征? 值K' /kg·m－3 K /kg·m－3 各种土松软 坚实 <0.1 1～2 0.3～0.4 0.4～0.5 1.0～1.1 1.1～1.2 土夹石密实1～4 0.4～0.6 1.2～1.4 页岩千枚岩风化破碎 完整、风化轻微 2～4 4～6 0.4～0.5 0.5～0.6 1.0～1.2 1.2～1.3 板岩泥灰岩泥质、薄层、层面张开，较破碎 较完整、层面闭合 泥质胶结，中薄层或风化破碎 3～5 5～8 4～6 0.4～0.6 0.5～0.7 0.4～0.5 1.1～1.3 1.2～1.4 1.0～1.2 砂岩钙质胶结，中厚层，中细粒结构，裂隙不甚发育 硅质胶结，以较坚硬的砾石组成，未风化 7～8 9～14 0.5～0.6 0.6～0.7 1.3～1.4 1.4～1.7 砾岩胶结较差，砾石以砂岩或较不坚硬的岩石为主 胶结好，以较坚硬的砾石组成，未风化 5～8 9～12 0.5～0.6 0.6～0.7 1.2～1.4 1.4～1.6 白云岩大理岩节理发育，较疏松破碎，裂隙频率不大于4条/m 完整，坚实 5～8 9～12 0.5～0.6 0.6～0.7 1.2～1.4 1.4～1.6 石灰岩中厚层，或含泥质的、或缅状、竹叶状结构的及裂隙较发育的后 层、完整或含硅质、致密 风化严重，节理裂隙很发育，多 6～8 9～15 4～6 0.5～0.6 0.6～0.7 0.40.6 1.3～1.4 1.4～1.7 1.1～1.3 花岗岩风化较轻，节理不甚发育或未风化的伟晶粗晶结构 细晶均质结构，未风化，完整致密岩体 7～12 12～20 0.6～0.7 0.7～0.8 1.3～1.6 1.6～1.8 流纹岩粗面岩蛇纹岩较破碎 完整 6～8 9～12 0.5～0.7 0.7～0.8 1.2～1.4 1.5～1.7 片麻岩片理或节理裂隙发育 完整坚硬5～8 6～14 0.5～0.7 0.7～0.8 1.2～1.4 1.5～1.7 正长岩闪长岩较风化，整体性较差 未风化，完整致密 8～12 12～18 0.5～0.7 0.7～0.8 1.3～1.5 1.6～1.8 石英岩风化破碎，裂隙频率>5条/m 中等坚硬,较完整 很坚硬,完整致密 5～7 8～14 14～20 0.5～0.6 0.6～0.7 0.7～0.9 1.1～1.3 1.4～1.6 1.7～ 2.0 安山岩玄武岩受节理裂隙切割 完整坚硬致密 7～12 12～20 0.6～0.7 0.7～0.9 1.3～1.5 1.6～ 2.0 辉长岩辉绿岩橄榄岩受节理裂隙切割 很完整,很坚硬致密 8～14 14～25 0.6～0.7 0.8～0.9 1.4～1.7 1.8～ 2.1
爆破参数设计
爆破工程参数设计 1、在隧道爆破作业中通常使用的爆破方案有：（1）定向爆破（2）预裂光面爆破（3）微差爆破（4）聚能爆破 阅读工程概况后可知，该公路隧道的断面比较大，爆破后不但要保证周围围岩的完整性，稳定性，还要使爆破后的边界尽可能的光滑平整，从而减少爆破后边界的清理和修整。为了达到这个目的，地下隧道选择的方案为：光面爆破。 采用光面爆破的方案，可在爆破后获得平整的岩面，以保护岩石不受到破坏。 光面爆破的优点很突出，主要表现在： ①可以减少超、欠挖量，节省工程投资： ②开挖面光洁平整，有利于后期的作业： ③对保留的岩体的破坏很小，有利于巷道围岩及边坡稳定。 在隧道施工中采用光面爆破具有以下优点： ①光面爆破对围岩的破坏要轻微得多，根据声波探测表明，采用光面爆破时，围岩松弛的范围只是普通常规爆破方法的1/3到1/2，从而提高了围岩的稳定性，减少支护工作量。 ②光面爆破可以大大地减少巷道的超欠挖量，提高施工质量，加快施工进度，并节省大量的混凝土衬砌浇筑量。 ③采用光面爆破，围岩的壁面平整，危石少，橇顶工作简单，减轻了表面应力集中现象，避免局部冒落，增进了围岩的稳定和施工安全，并为喷锚支护的使用创造了条件。
光面爆破中掏槽孔布置选用直眼掏槽中的角柱掏槽中的大空眼圆形掏槽。具体的炮孔布置图见——《隧道开挖爆破设计布孔图》 2、爆破器材的确定 爆破的炸药选用1号铵梯炸药，炸药的具体参数如下 组成（%）：硝酸铵82±1.5、梯恩梯14±1.0、木粉4±0.5 性能：密度0.95～1.1g/cm3 爆力350ml 猛度13mm 殉爆距6cm 炸药直径35cm 起爆器材雷管：毫秒延期电雷管第四系列LYG30D900电源：220V 交流电 起爆网路线：导线连接 3、爆破参数设计 （1）掘进单循环进尺 确定炮孔深度 L=1 ηηMN L m m L —月或日计划进尺（m ） ：M —作业的天数，按日进度计算式，M=1；N —每日完成的掘进循环数；η—炮孔利用率，0.85~0.9；1η—正规循环率，0.85~0.9，按日进度计划式，1η=1. 根据掘进每米巷道所需劳动量和工时最小及成本最低等综合考虑和计算，以及任务和循环组织等因素，将爆孔深度数确定如下： 单尺循环进尺确定为3.5m 掏槽孔、空孔深度为3.7m 周边孔、崩落孔深度为3.5m （2）炮眼距离
爆破漏斗试验 炸药单耗的确定
爆破漏斗实验确定炸药单耗 采矿一班 吴国栋 160802106 一、理论基础—利文斯顿爆破漏斗理论 1、利文斯顿爆破漏斗理论是一套以能量平衡为基础岩石爆破漏斗理论。 内容：炸药包在岩体内爆炸式传出岩石的能量多少和速度，取决于岩石性质、炸药性能、药包大小和腰包埋置深度等因素。在岩石性质一定的条件下，爆破能量的多少有取决于药包重量；能量释放的速度取决于炸药的传爆速度。若将药包深埋置在地表以下很深的地方爆炸，则绝大部分爆炸能量被岩石吸收；如果将药包逐渐向地表移动并靠近地表爆炸时，传给岩石的能量比率将逐渐降低，传给空气的能量比率逐渐增高。 1）弹性变形 2）冲击破坏 利文斯顿将岩石爆破时的变形和破坏形态分为四种类型 3）碎化破坏 4）空气中爆炸 2、计算公式：1） 标准抛掷爆破漏斗试验中Kb 的计算： 2）松动爆破漏斗实验中ks 的计算：ks=f （n ）×Kb ; f(n) =0.4+0.6n2 二、主要研究对象：研究标准抛掷爆破漏斗和松动爆破漏斗实验的炸药单耗 θ=90 n=1 标准抛掷爆破漏斗 n<0.75 松动爆破漏斗 爆破漏斗几何参数简介：1、自由面：被爆破的岩石与空气接触的面。 2、最小抵抗线：自药包重心到最近自由面的最短距离，表示爆破时岩石抵抗破坏能力最小的方向。即最小抵抗线是爆破作用和岩石移动的主导方向。 3 3)6.04.0(W n Q k b +=
3、爆破漏斗半径r ：爆破漏斗的底圆半径。 4、爆破作用半径R ：药包重心至爆破漏斗底圆圆周任一点的距离，也称破裂半径。 5、爆破漏斗深度H ：自爆破漏斗尖顶至自由面的最短距离。 6、爆破漏斗的可见深度h ：自爆破漏斗中岩堆表面最低洼点到自由面的最短距离。 7、爆破漏斗张开角θ：爆破漏斗的顶角。 8、爆破作用指数n ： 9、炸药埋置深度L （单位：m ）及炸药量Q （单位：kg ） 三、实验步骤及方法：1、用现场所用的炸药在现场岩石中进行，选择原则是各个实验孔必须各种外界条件相近；按实际实验环境对岩石坚固性系数和地质条件做一个粗估，取固定重量的球形药包质量Q ， 使其埋深逐步由深至浅变化(即爆破能量逐渐由小而大变化) 2、所用的药包应尽量接近球形药包。 3、在经过整平的地面上打8—10个孔径相同的炮孔(愈多愈好)，空间间距应与实际条件加以确定，原则上孔间的爆破不互相影响。 4、炮孔深度各不相同， 最深者应大于Ln （药包埋置深度临界值，即临界深度），在估计的Ln 值附近多打几个孔。 5、每孔装入同样重量的似球状药包，将与药包相连的导爆索拉出，并取适宜的长度（每个爆破试验都采取一样的操作），导爆索另一端绑上一火雷管，分次起爆。 6、为便于测量． 爆前应在各炮眼周围各打四个标椿， 爆后清除漏斗内碎石， 标椿上挂绒以测量漏斗深度H ，半径月及各深度的横断面积，以计算漏斗体积V 。由测得的各V 值． 以埋深L 为横坐标． 可绘出在此一岩药组合条件下的爆破偏斗特性曲线，由实测值及曲线可找出最佳深度 L 值。 7、根据爆破后的实际状况，测量各个爆破漏斗的几何参数，并判定符合规定的标准抛掷爆破漏斗和松动爆破漏斗（如无得到需要的爆破类型，需增加L 不同的爆破次数），并对它们实际得出的数据单耗进行运算处理，得到Kb 和Ks 值。 8、根据V-L 曲线图型，判定实验是否有规律性，如无规律，则实验数据不可取；当曲线有一定规律性，说明L 的选择对爆破效果具有一定程度的影响，说明的到的数据才有一定的合理性。 四、分析影响炸药单耗的因素 1、炸药本身的密度、爆速和爆热。 2、地质条件对爆破的影响，岩石变形、强度、构造等对爆破的影响。 3、炸药的选择是否与所爆的岩石相匹配，即炸药波阻抗尽量与岩石波阻抗相匹配。 4、装药的结构，它也是影响爆破效果的重要因素。 五、结论 本系列爆破漏斗试验,进行逐个单孔爆破漏斗试验,得出在试验装药下的最佳埋深,再以其最佳埋深进行对标准抛掷爆破漏斗和松动爆破漏斗试验的L 选择和爆破W r n
马坑中深孔爆破炸药单耗的确定
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 ㎏/m 3、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。 得出q=1.41 ㎏/m3. 马坑矿业中深孔落矿，现在采用的爆破设计参数也是在参考类似矿山的参数选择的，对其爆破参数的选择要在不断的爆破试验过程中摸索总结，西区中深孔爆破本身就是为马坑矿业以后的中深孔爆破的设计参数提供依据，通过不断的爆破试验不断的修正爆破参数以达到最佳的效果。 二次爆破炸药单耗约0.12kg/t.