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 ＝kW 3
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
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；m 3。 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。
总
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 1aW 12 Q 2＝q 2aW 22 Q 3＝q 3aW 32
…
式中：
W 1，W 2，W 3－各分段的最小抵抗线，m 。
露天矿爆破装药量计算
一、浅孔爆破每孔装药量可按体积公式计算：
q ＝kW 3
或 q ＝kV －k ɑHW
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 －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；m 3。
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 ＝q ɑHW d
当ɑ≥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 ＝q ɑHW ，
当W d 与段高H 相差悬殊时，
Q ＝q ɑW 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：
基岩爆破装药量计算
5.5 装药量计算
5.5.1 单位装药量计算
依据瑞典的经验设计方法，单位装药量
q 0=q 1+q 2+q 3+q 4。 （1）
式中
q 1——单位耗药量，坚硬岩石的水下爆破单位炸药消耗量经验值约为2.47kg/m3；q 2——爆区上方水压所增单耗，q 2=0.01H 2，kg/m3（H 2为水深）； q 3——爆区上方覆盖层所增单耗，q 2=0.02H 3，kg/m3（H 3为覆盖层（淤泥或土、砂）厚度）；
q 4——岩石膨胀所增单耗，q 4=0.03H ，kg/m3（其中H 为梯段高度）。 本工程中q 1=2.47kg/m3，H 2=23m ，H 3=21m ，H =9m 。代入式（1），得：
q 0=2.47+0.01×23+0.02×21+0.03×9=3.39kg/m3。
爆破作业过程中参照上述数据试爆后，单位炸药消耗量调整为4.0kg/m3左右。
5.5.2 单孔装药量计算
单孔装药量
Q =q 0abH 0 （2）
式中
Q ——炮孔装药量，kg ；
q 0——单位炸药消耗量，与岩石物理性质有关；
a ，b ——分别为炮孔的间距、排距，m ；
H 0——开挖岩层厚度，包括超深，m 。
将各取值代入式（2），得：Q =4.0×0.6×0.6×4=5.8kg 。
5.6.2 爆破施工安全控制
为了保证周围建筑物的安全及居民生活，根据国家《爆破安全规程》及深圳市的规定，最大允许安全震动速度按≤1cm/s进行控制。
v =k （Q m /R） α
式中
v ——保护对象所安全允许质点振速，cm/s；
k ——硬岩系数，坚硬岩石取50~150，可通过现场试验确定；
α——衰减系数，坚硬岩石爆破时取1.5~2.5，可通过现场试验确定； m ——药量系数，一般取1/3或1/2；
Q ——最大单段装药量，kg ；
R ——距建筑物的距离，m 。
爆破药量计算建管一班
分类
名称 图示 一般特性
集中药包
高度不超过直径4倍的圆柱形或长边不超过短边4倍的直角六面体
按形状分类
延长药包
高度超过直径4倍的圆柱形或长边超过短边4倍的直角六面体
分集药包
将集中药包按一定的距离和药量分成两个子药包
内部作用药包
药包在被爆破体内部，爆破作用形成药壶，如破坏范围刚好
达到临空面，称最大内部作用药包
松动药包
按爆破作用分类
抛掷药包
爆破后，介质不会被抛出，权使介质表面隆起，当n=1时，为标准松动药包，即爆破作用使破碎部分成直角倒正圆锥体
药包在被爆破体内部，爆破时，在土石表面形成漏斗形破坏坑，当n=1时，为标准抛掷爆破药包；当n<1时，为减弱抛掷药包；当n>1时，为加强抛掷 爆破药包
裸露药包
药包放置在爆破体表面或裂隙部位或浅穴处
1．4 药包用量计算
各类爆破药包量计算公式(表3-4）
炸药单位消耗量q 值 （表3-6）
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。
土的工程分类
注: 1 土的级别相当于一般16级土石分类级别; 表3-7 2 坚实系数f 相当于普氏岩石强度系数.
1.5 抛掷率E 与爆破作用指数n
1.6
度，拟采用2号岩石炸药，工地要求抛掷率E=60%，求正常堵塞情况下药包质量。若a=0度（水平地形）则其他条件相同情况下药包质量又为多少？
解 （1）由表3-7知砂岩为七类土，参考表3-6取q=2.2kg/mmm, 采用2号岩石炸药，故e=1.0,正常堵塞d=1.0 (2)由E=60%,a=45度可得 F(E)=0.45×10 =2.674,f(a)=26/a=26/45=0.5778
(3)将q 、W 、F(E)、f(a)代入药包用量计算公式（3-3）中有：
Q=eq·W ³·F(E)·f(a)
=2.2 ×5³×2.674×0.5778=424.89kg
(4)若为水平地形（a=0°）, 则此时f(a)=1,而F(E)不变，仍为2.674，因此在水平地形情况下，药包用量为： Q=eqW³F(E,a)=2.2×5³×2.674=735.35kg
说明达到相同的抛掷率，水平地形比斜坡地形需要更多的炸药量，可见斜坡地形对爆破是很有利的。
例3-2 在密实的石灰岩上开一深1.6m 、直径42m 的炮孔，采用2号岩石硝铵炸药（装药密度为0.9g/cm³）进行松动爆破，求在堵塞良好情况下的药包重量。
解 由表3-7查得密实的石灰岩为六类土，参考表3-6取q=1.75kg/m³, 采用2号岩石硝铵炸药e=1,炮孔装药长度L 一般为炮孔深度的1/3—1/2，现假定药包长L=h/2=1600/2=800 mm, 则堵塞物长L=1.6-0.8=0.8m,W=1.6-0.4=1.2m。 由公式（3-8）得：
Q=0.33eq·W ³=0.33×1×1.75×1.2³=0.998kg 800mm 长药包重为[（π×4.2³）/4]×80×0.9=997g=0.997kg,与假定相符，堵塞长度有800mm 已充足，故所需药量定为1kg 。 例 3-3 在软的石灰岩上打一个1.6m 深的炮孔，孔径35mm ，采用62%胶质炸药（装药密度为1.01g/cm³）进行松动爆破，求堵塞良好情况下的药包重量。
解 由表3-7查得软石灰岩属五类土，参考表3-6取q=1.53kg/m³, 因采用62%胶质炸药，由表3-5知e=0.89。计算时先假定药包长度L=800mm,则W=1.6-0.8/2=1.2m。有公式（3-8）得： Q=0.33eq·W ³=0.33×0.89×1.53×1.2³=0.78kg
800mm 长药包重量为0.25×3.14×3.5³×80×1.01=777g=0.78kg与计算假定相符，堵塞长度800mm 已足够，因此所需药量为0.78kg 。
2 浅孔爆破计算
浅孔爆破用药量计算 表3-11
例3-5 高边坡场地平整，拟采用直径D=175mm的垂直深孔松动爆破，台阶高H=13m，岩层为泥灰浆，用2号岩石硝铵炸
药，求每孔用药量。
解 假定钻根长h=0.5m,预计炮孔深度l=13+0.5=13.5m,取△=900kg/m³, τ=0.5,m=1,e=1,泥灰岩为六类土，参考表3-6，q 取1.7kg/m³, 则由公式（3-24）得：
钻根长：h=0.2w=0.2×2.75≈0.5m
炮孔深：l=13+0.5=13.5m,与计算假设相符 炮孔间距：a=W=2.57m
由式（3-26）可得：Q=0.33·e ·q ·a ·H ·W=0.33×1×1.7×2.57×13×2.57=48.17kg 故每孔需用药量48.17kg 。
4 药壶爆破计算
药壶爆破用量计算 表3-14
注：①计算出的炮眼数量，必须均匀分布于隧道开挖面上；
②掏槽眼的深度应比掘进眼深15~20cm, 掘进眼底部应在同一平面上； ③在断面各拐角处，因受较大的岩石夹制作用，故必须布置一个周边眼；
④周边眼一般应以0.03（大于3m 深的炮眼）~0.05（小于3m 深的炮眼）的斜率外插打眼，以保证钻机眼所必须的必要空间。眼深超过
2.5m 时，应使内圈眼与周边眼有相同的斜率倾角。
6 光面爆破和预裂爆破计算
自然坡度a 与n 值的关系(E=60%) a 值 n 值
20——30 1.5-----1.75
30——50 1.25----1.50
45——70 1.00----1.25
>70 0.75----1.00
例3--6某山坡开挖路堑，采用定向加强抛掷爆破，山坡自然坡度a=45，土质为软石，最小抵抗线长度W=7.5,用 2 号岩石硝铵炸药, 求抛掷率为60%时的药包重量. 若抛掷率为67%,药包重量又是多少? 3
解 采用2号岩石硝铵炸药e=1,软石属五类土, 取q =1.5kg/m,爆破作用指数由表3—20得1.25. 由式(3—35) 得:
抛掷率为60%时的药包重量为703。4kg
若抛掷率为67%,此时爆破作用指数按式(3—12) 计算:
由式(3—35) 可得用药量:
8 微差爆破计算
8.1 爆破地震效应计算
爆破地震效应计算 表3--21
K c
注：药包布置在水中或含水土中时，K c 值应增加0.5—1.0倍。
8.2 微差爆破计算
例3-7 某岩石挖方边坡，拟采用微差爆破，分5段进行，已知最小抵抗线W=4.2m，岩石为最坚硬` 岩石，K 1=Kc =3，要求离建筑物的安全距离R d =60m，试计算最佳允许微差间隔时间和爆破允许最大用药量 解： （1）计算最佳微差间隔时间 已知K 1=3，W=4.2m，由公式（3-39）可得： △t=K1*W=3*4.2=12.6ms (2)计算爆破允许最大用药量
已知K c =3，R d =60m,取a=1.2,由公式（3-37）得： Q 1=△t
由公式（3-42）得：Qm=0.65NQ1=0.65×5×277.8kg=902.8kg
9 控制爆破计算
9.1 控制爆
破
=1.8×1.0×0.35×120=75.6g 用76g
采用三层装药，上层为25g ，下层为26g ，共布孔35个，全部墙总装药为： Q=76×35=2660g,每立方米墙体爆破耗药量为：q=2660/0.5×1.5×9.0≈394g/m3,
表3-26中的中爆破钢筋混凝土墙的耗药量为350-400g/m3, 计算数值在此围内，符合要求。 9.2隧道控制爆破
9.2.2爆破主要参数的确定 (控制爆破常用参数)
注：12#岩石如果为则按表行计算
2度
m 炮眼
此表为炸药，其它，3-5进
炮眼深
1.0-3.5
直径为
40-50mm
3内圈眼与周遍眼应用相同斜率钻眼，且周遍≦20cm 4光面爆破应满足表3-9的要求 9.2 .1 控制爆破原理（见下页：）
接上页：
光面爆破质量要求 表3-29
注：①超欠挖的测量以爆破设计开挖线为准；
②平均线性超挖量=超挖面积÷爆破设计开挖面周长（不包括隧道底宽度）； ③最大线性超挖量系指最大超挖处至爆破设计开挖轮廓切线的垂直线； ④炮眼痕迹保存率=残留有痕迹的炮眼数÷周边炮眼总眼数，应在开挖轮廓面上均匀分布；
⑤欠挖范围每平方米内不大于0.1㎡。
9.3 隧道钻爆方法
9.3.1 炮眼种类及掏槽方式
炮眼种类及掏槽方式 表3-30
垂直锲形掏槽α、a 、b 等值炮眼数量法 表3-31
项目 炮 眼 数 量
炮眼参数的公式计算
计 算 方 法 及 公 式
炮眼数量根据岩石强度、地质构造、自由面数、坑道断面尺寸、炸药性质 、炮眼布置、炮眼直径、炮眼长度等因素确定。先按下式计算，然后经过多 次试爆进行调整：
1、全断面开挖时：
2、台阶或分部开挖时：
炮眼长度决定着每一掘进循环的钻眼工作量、出渣工作量、循环时间和次 数以及施工组织。对掘进速度、围岩的稳定性和断面超欠挖有重大影响，一 般有以下两种方法：
1、按导坑开挖断面确定
l=(0.5-0.8)B ---(3-50） 系数（0.5~0.8)取值视围岩条件好坏，若对爆破的夹制作用大，取小值；否 则，取大值。
2、全断面开挖按规定循环时间计算
⑴钻眼时间
⑵装药时间
在有自动装药机工地，装药时间实测确定。
⑶起爆及通风时间
⑷装渣时间
⑸其他时间
包括在开挖面设置钻眼和装渣机械与清除危石的时间，以及其他时间损失。
总时间为：T= 炮眼长度为：
采用喷锚支护施工时，还应考虑施工时喷锚（ ）和位移量测（ ）两项作
用时间，此炮眼长度为：
所以炮眼深度为：
一般炮眼深为1.2~1.5m
注：①计算出的炮眼数量，必须均匀分布于隧道开挖面上；
②掏槽眼的深度应比掘进眼深15~20cm, 掘进眼底部应在同一平面上； ③在断面各拐角处，因受较大的岩石夹制作用，故必须布置一个周边眼；
④周边眼一般应以0.03（大于3m 深的炮眼）~0.05（小于3m 深的炮眼）的斜率外插打眼，以保证钻机眼所需的必要空间。眼深超过
2.5m 时，应使内圈眼与周边眼有相同的斜率倾角。
装药系数a 值
注：a 是指装药深度与炮眼长度的比值
2号岩石炸药每米长度的重量γ值
9.3.3 电爆网路计算
电爆网路联结方法、形式及适用条件 表
3-38
名称
联结形式
联结方法、优缺点及适用条件
系将电雷管的脚线一个接一个地在一起，并将两端的两根脚线接至主线通向电源。 优点：线路简单，计算和检查线路较易，导线消耗较少，需准爆电流小。
串联法
缺点：整个网路可靠性较差，如一个雷管发生故障或敏感度有差别时，易发生拒爆现象。 适用于爆破数量不多，炮孔分散并相距较远，电源、电流不大的小规模
爆破，隧道中常用于小断面坑道和较少雷管起爆开挖处。 系将所有雷管的两根脚线分别接至两根主线上，或将所有雷管的其中1根脚线集合在一起，然后接在1根主线上，把另1根脚线也集合在一起，
接在另1根主线上。 优点：各雷管的电流互不干扰，不易发生拒爆现象，当1个雷管有故障，不影响整个起爆。 缺点：导线电流消耗大，需较大截面的主线，联结较复杂，检查不便；若分支线电阻相差较大时，可能产生不同时爆炸或拒爆。
系将所有雷管的两根脚线分别接至两根主线上, 或将所有雷管的其中一跟脚线集合在一起, 接在另一根主线上. 优点：各雷管的电流互不干扰，不易发生拒爆现象，当一个雷管有故障，不影响起爆。
缺点：导线电流消耗大，需较大截面的主线，连结较复杂，检查不便；若分支先电阻相差较大时，可能产生步弓市爆炸或拒爆。
适用于炮孔集中，电源容量较大及起爆少量雷管
系将所有雷管分成几组，同一组的电雷管串联在一起，然后组与组之间再并联在一起。
优点：需要的电流容量比并联小：同组中的电流互不干扰，药室中使用成对的雷管，可增加起爆的可靠性。 缺点：线路计算和敷设复杂，导线消耗量大。
适用于每次爆破的炮孔，药包组很多且距离较远，或全部并联电流不足时，或采取分层迟发布置药室时使用，在隧道全断面和大断面开挖中常用
系将所有雷管分成几组，同一组的电雷管并联在一起，然后组与组之间串联在一起。 优点：可采用较小的电容量和较低的电压，可靠性比串联强。
缺点：线路计算和敷设较复杂，有一个雷管拒爆时，仍将切断一个分组的线路。
适用于一次起爆多个药包且药室距离很长时，或每个药室设2个以上的雷管而又要求进行迟发起爆时，或无足够的电源电压事使用。
系将所有雷管分成几组，同一组的电雷管并联在一起，然后组与组之间串联在一起。 优点：可采用较小的电容量和较低的电压，可靠性比串联强。
缺点：线路计算和敷设较复杂，有一个雷管拒爆时，仍将切断一个分组的线路。
适用于一次起爆多个药包且药室距离很长时，或每个药室设2个以上的雷管而又要求进行迟发起爆时，或无足够的电源电压事使用。
并串联法
R=R主+R支+nr+R' (3-58) I 准=i (3-59) E=RI=(R主+R支+nr+R')i >=i I = R 主+R支+nr+R'
R------电爆网路中总电阻，Ω；
I 准------电爆网路分支路的准爆电流，A; I------电爆网路中所需总的准爆电流，A; E------电源电压或所需电源的电压，V; R 主------主线电阻，Ω；
R 支------端线、联结线、区域组的电阻，Ω；
R ‘------电源的内电阻，Ω；当用照明线路或动力线路时可忽略不记； n------线路中雷管的个数；
r------每个雷管的电阻，Ω；一般常用r=1.5计算； m------并联分支线路的组数；
i------通过每个电雷管所需的准爆电流，A ；交流点为2.5A, 直流电为2.0A; Rmin------电阻平衡后各分支线路中最大的电阻, Ω; Ri------第i 分支线路的电阻, Ω; N------每药室并联雷管数目, 个;
R2i------第i 个分支线路上端线\联结线区域线的电阻, Ω
线电阻R 主=6Ω，端线，联结线的电阻为R 支=1.2Ω. 直流电源内电阻R'=0,试计算电流强度 能否满足准爆要求。 解 (1）每个电雷管的电阻按1.5Ω计, 通过每个电雷管所需的准爆电流 i 值由表3-39查
得, 当使用直流电时为2.0A 。 所需直流电源电压根据公式（3-60）得：
E=（R 主+R 支+nr+R')i =(6+1.2+24×1.5+0)×2=86.4V 故所需直流电源电压应大于87V （2）采用复式串联电路，则实际通过每个雷管的电流强度由公式（3-68）得：
故电流能达到准爆的要求。 例 3-11隧道开挖采用浅孔爆破，钻孔72个，在每孔内装电雷管 1 个，共设6组分支线 路，采用串并联网络。电源电压为220V 照明线路，试计算能否达到电爆网路的准爆电流。 解 电源主线电阻估计为3.5Ω, 每一组支线路电阻为2Ω, 电源内电阻忽略不计, 由串并 联电爆网路计算公式(3-68)得:
故电流强度能达到要求. 例 3-12 场地平整的高阶多段延期深孔 瀑破, 共60个孔, 每孔分段装药包2 个, 每药包内 装电雷管1个. 炮孔布置和爆破顺序如图3-4所 示. 试计算用380V 动力线路为电源, 通过每个雷 管的电流强度. 解 根据瀑破要求采用并串联网络, 共5组 支线路, 每组支线路有药孔12个, 每药孔设雷管2 个, 选用即发电雷管的电阻均为1.5Ω; 一段电雷 管的电阻为1.5Ω; 二段电雷管的电阻 为1.6Ω; 三段电雷管的电阻为1.4Ω; 四段电雷管的电阻 为1.55Ω. 主线电阻R 主估计为4.5Ω, 每一支线电阻 R 支为1.2Ω, 则各支线的电阻 分别为: R1=n1r1/N+R2.1=12*1.5/2+1.2=10.2Ω R2=n2r2/N+R2.2=12*1.6/2+1.2=10.8Ω R3=n3r3/N+R2.2=12*1.4/2+1.2=9.6Ω R4=n4r4/N+R2.4=12*1.55/2+1.2=9.6Ω R5=R3=9.6Ω 进行电阻平衡, 选用每支线电阻以10.8Ω为准, 则第一支线路(即发应增附加电阻0.6Ω,
中深孔爆破炸药量计算方法的应用1
0&&)年2月第,*卷第*期
中国矿山工程345678569:6;5699<56;
=>;?，0&&)@AB?,*CA?*
中深孔爆破炸药量计算方法的应用
=DDB5E7F5A6AG :HDBAI5J9=KA>6F37BE>B7F5A689F4AL 5689L5>K%B96;F4MAB91B7IF56;
郑明焦N 潘洛铁矿，福建
关键词：中深孔爆破；装药系数；炸药量计算
漳平,"**&)O
摘要：深孔爆破中，使用常规方法计算出的炸药量很难恰好满足已施工深孔的爆破合理需求量，在井下中深孔爆破中，按爆破设计的排孔装药系数计算药量，在生产中取得良好的效果。
!"#$%&’()K9L5>K! B96;F44AB9PB7IF56; ；BA7L56; G7EFA<；9HDBAI5J97KA>6FE7BE>B7F5A6
*+(,&-.,)Q6L99D 4AB9PB7IF56; ，5F 5I L5GG5E>BFF47F 9HDBAI5J97KA>6FE7BE>B7F9LPR EAKKA6K9F4AL S>IFK99FI F49PB7IF56; 699L T496F49L99D 4AB947J9P996G565I49L/Q6K9L5>K! B96;F4PB7IF56;U 7EEA
+前言
潘洛铁矿洛阳矿区南矿段$,V 矿体+"&K水平以上矿
体，采用措施斜坡道开拓，井下开采以无底柱分段分条崩落法为主。投产初期，由于缺乏经验，中深孔爆破参数取值困难，生产中按常规计算方法算出的爆破炸药量与爆破设计排孔实际需求药量不吻合，给生产带来不必要的麻烦和浪费。在生产过程中，技术人员经过多次试验，在取得单位米孔装药量值的基础上，结合爆破设计的排孔装药系数进行排孔爆破炸药量的计算，解决了过去常规方法计算药量在爆破中存在的问题，在生产中得到广泛应用。
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文章编号：
（$&&)）!"#$%"&’(&*%&&+)%&,中图分类号：-.$,)/0文献标识码：1收稿日期：0&&)%&,%&’
作者简介：郑明焦!"#$"%&，男，福建省仙游县人’"##(年毕业于福建省冶金工业学校’福建省潘洛铁矿生产科采矿助理工程师。
常规药量计算方法及生产中存在的问题
深孔爆破主要参数有孔径（L ）、孔底距（7）、孔深（W ）、排间距或最小抵抗线（X ）和炸药单耗（Y ）。这些参数中，孔径（L ）取决于凿岩机配用钻头的直径（! ）；孔深（W ）可根据矿体产状、厚度等特征由设计需要而定；其它参数的确定都与矿石坚固性系数（G ）有关。
深孔爆破落矿主要包括深孔设计施工及爆破设计施工。深孔设计施工是指根据矿石坚固性系数及矿山各自特点，在对应的X 、7、K 等参数值中选取合理的参数，设计施工出合理的深孔；爆破设计施工是指通过药量计算、装药设计、爆破网络设计并施工，把矿石理想地崩落下来。深孔形成后，按深孔控制落矿范围，炸药尽量均匀分布，避免局部药量过分集中或按深孔担负爆落体积和难爆程度分配，边界处较难爆的孔应分配炸药等原则，进行排孔合理装药设计，则排孔所需
・!" ・
中国矿山工程（第$%卷）!""#年
合适爆破药量就可确定；而爆破设计的常规药量计
算公式如下：
（+）&’()*
对于平行孔) (,-./(0-! ! ! ./对于扇形孔) (1-式中：——排孔消耗炸药量，&’—23；
! ) ———排深孔爆落的矿石体积，0$；——排孔的密集系数；! 0—
——排孔的排距，! -—0；
——同排孔间距或孔底距，, —0；! 4———孔深，0；! *———炸药单耗2350$；! . ———排孔孔数，个；
——排孔预定崩落岩石面积，1—0! 。从以上排孔总药量&’计算公式可知：在深孔施工完毕后，除炸药单耗（*）值外，其余计算药量的参数都是定值。要使计算出来的排孔爆破总药量&’与合理爆破所需的实际药量相等，则炸药单耗*的取值是困难的，尤其对于尚无长期生产经验数据作参数的矿山而言6其难度更大。炸药单耗*的取值不当，常会出现问题。
（+）常规计算出来的药量小于排孔爆*值偏小，
破合理需求量，爆破装药时容易造成药量不足，而无法满足排孔装药设计的要求，影响中孔爆效，其结果是爆破后大块率增多，从而导致二次爆破药量的增加。
（! ）常规计算出来的药量大于排孔爆*值偏大，
破合理需求量，装药爆破时会出现炸药剩余。将造成：不仅不能提高爆! 若把剩余炸药全数装入孔中，效，且会造成局部区域药量过分集中，爆破后易造成眉线，设备或附近构筑物破坏；" 由于深孔爆破时领用的炸药一般需经加工，改变某些属性6若把剩余炸药久置或回收6炸药容易结块或失效6造成浪费。
（7）计算排孔装$根据炮孔装药系数
药量
在同一矿体条件下，凿岩设备相同，爆破装药设备一样。深孔爆破时，单位米孔装药量是相对固定的常值（8），可根据下式进行爆破药量计算：
（! ）&’(8! 4’! 79+:; <式中：—单位米孔装药量常值，8——2350；
! 4’———排孔孔深总长度，0；——排孔装药系数；7—
—装药过程中炸药总损失率6一般为#=" ; ——
+"=。
（$）的确定!"#单位米孔装药量常值
式（! ）排孔药量计算中，单位米孔装药常值8有以下两种确定方法。（+）理论近似计算法：参照钻头直径，结合现场炮孔直径测定，确定炮孔近似直径>，则
（$）8(+5%#>! $! "?""+
式中：——深孔近似直径，>—@0；
——装药密度（取值可参考设备提供的指$—
标），35@0$。
（! ）试验数值归纳法：按常规方法进行深孔爆破试验，在爆破施工过程中，根据装药实际情况，算出排孔装药系数（7），据炸药加工损失量及装药返粉损失量计算出爆破过程中炸药总损失量（; ）；则按公式（! ）得：
（%）8(&’54’! 79+:; <
进行几次常规爆破试验得出8+、则8! 、????????? 8. ，
（8+:8! :?????????:8. ）8(5. !%&排孔装药系数’及其计算
爆破设计时按排孔装药分配原则对各孔装药长度进行分配设计，则各孔装药段的总长度4! 与排孔总长度4的比值为爆破设计的装药系数，即：
（4! 54’）7(! +""=
（(）!%!爆破炸药总损失率
炸药总损失率（; ）是指在爆破时，炸药加工及装药过程的炸药损失比率，主要包括炸药加工的报废率及装药返粉率。
潘洛铁矿的斜井!$A 矿体采用无底柱分段崩落法，中深孔落矿回采条件：! 分段高度+"0进路沿走向布置，进路间距B0；" 中孔布置均为立面扇形炮孔；%凿岩设备为CDEF" 重型导轨式凿岩机，配用钻头&G#00；装药密’使用HCIE+#"型装药器，度（"?F " +?"）参照35@0$J (矿石坚固性系数K (B" +%，其它同类型矿山情况，中深孔设计选取参数最小抵抗线-(+?#" !?"0，炮孔密集系数0(+?"" +?!，孔底距
单位炸药消耗*(+?"L!?%235@0$J ) 引爆, (+?#" !?G0，
点火方式为导爆管孔口火雷管起爆。
潘洛铁矿斜井+M"0中段9该分段与顶板围岩直接接触<$A 进路排孔爆破时6该排孔设计见图+。
（+）单位米孔炸药消耗量8值理论近似计算：凿岩机钻头直径G#00，现场实测施工后炮孔孔径为GB " M"00，取>(GF00，装药密度为"?F " +?"35@0$6
第! 期
中深孔爆破炸药量计算方法的应用郑明焦：
・!" ・
开始进行中深孔"33/年正式投产，"33/年! 月后，
单位米孔装药量6值的测定，实践中通过理论近似值计算及多次实践归纳，最终确定"7*’中段的中值为/+.,-/+1%&#’，此后".*’孔单位米孔装量（6）
中段的中孔爆破都采用排孔设计装药系数进行爆破药量计算，在生产中取得良好效果。据统计数据分析，采用常规药量计算及设计排孔装药系数，两者吨矿炸药消耗比较见表" 。
表" 炸药消耗比较
项目常规药量计算
一次爆破炸药二次爆破炸药平均吨矿单耗
消耗#$%&#’)消耗#$%&#’(%&#’*+,,-*+."*+,0-*+,,
*+*,*+*!
*+./*+,1
取值! 2*+3,’，把5、（/），得：! 值代入式
/
装药系数药量计算
62"#!" 5! ! *+**"2/+7!%&#’
（0）按排孔合理装药设计，求出排孔装药系数：由于井下中深孔爆破采用导爆管孔口引爆的起爆方式，根据经验并结合实际生产情况确定该排孔装药设计见图0，排孔设计装药总长度802,/+"’，排孔总长度892.1+0’，则:280#8; ! "**<277+3<。
排孔设计装药系数计算药量的应用A 自"33/年
共回采矿, 月开始至"337年".*" "7*’中段中孔，
石"7+.万B ，按本矿炸药调拨单价/+0元#%&计算，采用新方法进行药量计算，仅爆破一项共节约炸药成本01".*元。
井下中孔落矿生产实践证明，采用排孔设计装药系数进行药量计算，在爆破应用中有如下优点：
按爆破范围药量分配原则，进行#中孔设计施工后，
排孔中各孔装药量的设计，有利于保证炮孔的爆破质量。把爆破范围$按设计装药系数进行药量计算，
药量分配及排孔合理总装药量有机结合起来，能使爆破工在装药过程中对各孔装药量心中有数，从而取得合理装药的目的。%本矿目前中孔爆破仍采用导爆管孔口引爆，爆破范围炸药量合理分配受到一定程度的限制。若今后生产中引进孔底引爆技术或
炸药总损失率
（=）：根据多年经验和测试，（/）
在拌药过程中加工损失为"<，装药返粉率一般为
故取"*<。.<-"*<，
（! ）按排孔装药系数计算爆破药量：>; 26! 8; ! :! ?"@=）20"1+.%&
因此A 按排孔装药系数计算，该排孔爆破药量为0"1+.%&。
导爆索孔间引爆，将能提高爆效，降低排孔装药系数，从而降低吨矿炸药单耗。
, 结语
在深孔爆破中，按爆破设计深孔的装药系数进行爆破药量计算较合理，凡是散装炸药深孔爆破，不管是露天或井下，也不管是平行孔、扇形孔或放射状孔，该方法的应用将有利于保证深孔的药量控制及爆效的提高，从而取得较好的经济效益。
! 应用效果分析
潘洛铁矿措施斜井自"330年下半年试产到
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