炸药单耗计算单
四级围岩爆破设计
Ⅳ级围岩爆破设计一、上下台阶开挖钻爆设计：（一）上台阶爆破设计1.上台阶爆破参数设计1)炮眼直径炮眼直径采用：d=42mm2)掏槽方式：掏槽眼采用斜眼掏槽，其他炮眼采用直眼掏槽；3)炮眼深度及角度①掏槽眼: 深2.9m；角度75°。
②崩落眼：深2.8m；角度90°。
③周边眼和二圈眼：深2.8 m，87°。
4）循环进尺循环进尺为2.5m，炮眼利用率0.9。
5）掏槽眼掏槽孔装药量计算：按装药系数确定直孔掏槽的炮孔装药量：Q=ηlq1=0.55×2.9×0.78=1.241kg,取Q=1.5kg。
6）崩落孔爆破及参数参数抵抗线：根据经验取抵抗线W=700mm。
炮孔间距取：ar=（0.8～1.3）War =1.1×700=770m，在实际爆破过程中取ar=800mm。
崩落孔装药量：Q=qarwl=0.85×0.80×0.70×2.5=1.19kg，取Q=1.20kg。
7）周边孔爆破及参数周边孔参数按经验公式计算孔间距：E=（8～12）d，在计算时取E=12×42=504，故取E=500mm。
抵抗线：W=(1.0～1.5)E,在计算时取W=1.2×500=600mm。
装药集中度：q=0.04～0.19kg/m，取q=0.16kg/m，故Q=0.16×2.8=0.448kg,取Q=0.45kg。
8）炮孔堵塞长度l的计算l 0=（0.2～0.5）W，取l=0.5×0.8=0.40m，在实际施工中取l=500mm。
2、下台阶爆破参数设计1）炮眼直径炮眼直径采用：d=42mm2）循环进尺循环进尺为2.5m，炮眼利用率0.9。
3) 炮眼深度及角度①崩落眼：深2.8m；角度90°。
②周边眼和二圈眼：深2.8m，87°。
4）崩落眼爆破参数确定崩落眼抵抗线： W=(15～25)d，取W=16d=16×42=672mm，取W=700mm。
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。
爆破设计步骤
露天爆破设计参数确定一、深孔台阶控制爆破参数（没有振动速度要求）一般情况下，深孔垂直布放，深孔平面布置成方型或梅花型，其爆破参数按以下各式计算：底盘抵抗线W=（20～40）d钻孔超深h=（0.15～0.35）W炮孔深度L=H+h堵塞长度l′=（0.7～1.0）W装药长度l=L－l′孔间距a=1.25W排间距b=W单孔药量Q=q·a·b·H或Q=q·W·a·H（第一排、单排起爆）（kg）单孔药量Q=k·q·a·b·H或Q= k·q·W·a·H炸药单耗q=（0.35～0.45）（kg/m3）（注：单孔药量算出后要进行核算，看孔内是否能装下计算的药量）。
上述各式中H为台阶高度，d为钻孔直径。
按上述公式计算得到的不同台阶高度时钻孔直径d=76mm和d=115mm的爆破参数值列下表注：单位长度装药量4.0kg/m(铵油炸药)注：单位长度装药量9.3kg/m(铵油炸药)二、低台阶钻孔控制爆破（没有振动速度要求）炮孔垂直钻凿，平面成梅花形，钻孔直径d=76mm，其它爆破参数按以下各式计算：底盘抵抗线W=（40～50）d钻孔超深h=（0.1～0.15）W堵塞长度l′=（1.0～1.2）W装药长度l=L－l′钻孔深度L=H+h孔间距a=（1.0～1.5）W排间距b=W单孔药量Q=H·a·b·q或Q=q·W·a·H（kg）炸药单耗q=0.35～0.45 （kg/m3）低台阶钻孔控制爆破参数（d=76mm）注：单位长度装药量4.0kg/m(铵油炸药)三、有振动速度要求的计算（深浅孔爆破均按照此思路）1、根据Q=（V/K）3/αR3公式计算出单响药量；2、由V=Q/q公式计算出每孔担负的体积；3、由S=V/H公式计算出每孔担负的面积；4、由b=(S/1.25) 1/2公式计算出钻孔排距；5、由a=1.25b公式算出钻孔间距；6、算出底盘抵抗线b=w7、同前面算出超深、填塞深度、炮孔深度。
安全工程爆破工程考点归纳
西南科技大学安全工程爆破工程考点归纳1.炸药的化学反应形式：热分解、燃烧、爆炸（爆轰）。
2。
炸药爆炸三要素：反应过程中释放大量的热能、反应过程必须高速进行、反应必须产生大量的气体.3。
常见的起爆能有:热能、机械能、爆炸冲能4.对应的炸药感度有：热感度、机械感度、爆炸冲能感度5.猛度：表示炸药对其邻近介质产生局部的压缩、粉碎或者击穿作用的能力.6.爆力：表示炸药爆炸对周围介质整体的压缩、破坏和抛移作用的能力。
7。
炸药氧平衡计算题、根据氧平衡率计算混合炸药配比的方法P338。
炸药的热化学参数：爆容、爆温、爆压、爆热爆容：单位质量的炸药爆炸后生成的气体在标态下的体积。
爆热：单位质量的炸药在定容条件下爆炸瞬间所释放的热量。
爆压：炸药爆轰结束后，爆炸产物在初始体积内达到热平衡时的流体静压值。
爆温：炸药爆轰结束后,爆炸产物在初始体积内达到热平衡时的温度。
9.按炸药使用条件分类：露天炸药（只能用于露天)、岩石炸药（地下和露天爆破工程中使用)、煤矿许用炸药（安全炸药）10.工业炸药的基本要求：性能良好，有足够的威力,破岩效果好；敏感度适中；物理、化学性质稳定，规定储存期内不易发生变质；近似零氧或零氧平衡,产生有毒气体少；防潮或防水；材料价格低廉，原料广泛,制作工艺简单。
11。
聚能穴的作用：使起爆能量相对集中，增加雷管底部的起爆能力.12.径向间隙效应(沟槽效应）:药包装入炮孔中，药包与孔壁存在一定的径向间隙时，使爆轰波的传播发生衰减,直至熄灭的现象。
13.氧化剂:95％以上是以硝酸铵为主要成分的混合炸药。
14.含水炸药主要有：浆状炸药、水胶炸药、乳化炸药15.电爆网路连接形式：串联、并联、混合联16。
起爆时,流经每个电雷管的电流应满足:一般爆破，交流电不小于2。
5A，直流电不小于2A；硐室爆破，交流电不小于4A，直流电不小于2.5A17.电爆网络最佳连接计算P63页18.岩石的阻抗波：指岩石中纵波速度与岩石密度的乘积。
隧道开挖单价分析
隧道开挖单价分析III级围岩一、完成工程量每天开挖进尺1个循环，每个循环2.5米，断面放量145m3/m。
每月开挖工程量：2.5*145*30=10875m3二、人工费开挖班组包干35元/m3，35*10875=380625元三、材料费炸药单耗按0.6计算，炸药单价12000元吨，0.6*10875*12000/1000=78300元雷管每循环用量40个，单价7元，40*1.5*7*30=12600元其他材料费0.35元/m3，0.35*10875=3806.25元合计78300+12600+3806.25=94706.25元四、机械费1、钻机，功率252KW/h，每天按10小时计算，电费按1.2元/度计算。
电费：252*10*1.2*30=90720元，设备维护费150000*0.09/12=1125元2、装载机：设备租金30000元/月，柴油1200*30=36000元3、挖掘机：设备租金18000元/月，柴油600*30=18000元4、自卸汽车：运输费用2.5元/m3（1km以内），超运1元/km/m3，运输距离3km以内。
（2.5+2*1）*16312=73404元5、台车摊销30*2*8000/370000*10875=14108.11元合计：90720+1125+66000+36000+73404+14108.11=281357.11元五、其他费用渣土消纳费3元/m3，3*10875=32625元六、管理成本3.75%（380625+94706.25+281357.11+32625）*0.0375=29599.25元七、利润2%（380625+94706.25+281357.11+32625+29599.25）*0.02=16378.25元八、税金3.35%（380625+94706.25+281357.11+32625+29599.25+16378.25）*0.0335=27982.24元九、综合单价（380625+94706.25+281357.11+32625+29599.25+16378.25+27982.24）/10875=79.38元/m3。
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。
计算题
1.>有一铜导线长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)。
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＝72m⑷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。
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。
注安金属非金属矿山实务
模块三：计算题专篇计算题专篇一、装药量计算（一）松动爆破的装药（1）松动爆破的装药量斜坡地形：平坦地形：q是标准炸药单耗。
（2）抛掷爆破和加强松动爆破的装药量：n为爆破作用指数，弱松动爆破是指n＜0.75，强松动爆破是指n=0.75~1。
此计算方法在0.75≤n≤3，W≤25m时，计算结果较符合实际。
若W≥25m，计算出的药量偏小，应再将计算结果乘以系数k：（二）生产台阶正常采掘爆破（1）炮孔底盘抵抗线炮孔底盘抵抗线即炮孔中心至台阶坡底线的最小距离。
底盘抵抗线设置过小，会造成被爆破的岩体过于粉碎，同时产生爆堆前冲也很大；设置过大时，爆破后容易形成根底与大块。
由各药包中心指向其相邻地表的有向线段的长度即为该药包的最小抵抗线 W。
a：孔距； b：排距； α：台阶坡面角；β：炮孔倾角； C：沿边距； D：孔径；H：台阶高度； W：底盘抵抗线；L t：填塞长度 L B：装药长度2）布孔参数与布孔方式孔间距：排间距：Q是炮孔装药量，kg；W是炮孔底盘抵抗线，m，前排孔即为炮孔底盘抵抗线，后排孔按排间距计算q为炸药单耗，即即爆破每立方米矿（岩）的炸药消耗量，kg/m³炮孔邻近系数m，前排：m=a/W p；后排：m=a/b3）孔装药量与装药结构：炸药单耗q是指爆破每1m³或1t矿（岩）平均所用的炸药量前孔装药量：后孔装药量：【模拟题】台阶高度 15m，单位炸药消耗量q=0.65~0.8 kg/m2，矿岩阻力作用的增加系数k=1.1~1.2。
事故爆区设计炮孔 4排共 40个，孔距 a=8 m，排距b=7m，底盘抵抗线W=7.5m，第1排孔（前排）、第2~4排孔（后排）每孔装药量分别为710 kg、760 kg，设计总装药量 29900 kg；爆破施工记录显示，第4排有2个炮孔堵塞，实际装药炮孔为38个，第1排、第2排、第3~4排炮孔实际装药量分别为750kg、850 kg、770 kg，实际总装药量 28600 kg。
露天开采爆破设计附带图纸cad——完美版
露天开采爆破设计目录1 工程概况 (1)2 设计依据 (1)3 爆破方案及工机具选择 (1)4 爆破参数选择 (2)4.1 矿石爆破参数设计与计算 (2)4.2 岩石爆破参数设计与计算 (3)5 炮孔布置、装药结构、起爆网路设计 (5)5.1 炮孔布置 (5)5.3 起爆网络设计 (6)6 安全距离计算校核 (8)6.1 飞石的安全距离 (8)6.2 爆破地震安全距离计算 (8)7 施工工艺及安全技术措施 (8)7.1 施工流程图 (8)7.2 施工准备 (8)7.3 钻孔 (9)7.4 装药 (9)7.5 填塞 (10)7.6 起爆网络 (10)7.7 爆破警戒 (10)7.8 爆后检查 (11)7.9 盲炮处理 (11)8 施工组织 (12)9 主要经济技术指标 (13)10 附图 (14)附图一矿石爆破炮孔剖面图 (14)附图二岩石爆破炮孔剖面图 (15)露天开采爆破设计1 工程概况本深凹露天铁矿，生产规模为年产铁矿石150万吨，剥采比1.7t/t，台阶高度12m，年工作330天，两个台阶生产，每天工作2班制；矿石体重4.12吨/m3，坚固性系数f=12-16；岩石体重2.7吨/m3，坚固性系数f=8-10，松散系数为1.5。
爆破点300m外有居民房屋（砖房），爆破必须考虑爆破震动对居民房屋的影响。
2 设计依据（1）矿区地形简易平面图及有关文件资料。
（2）根据现场的实际测量及工程特点。
（3）《爆破安全规程》（GB 6722-2003）。
（4）《采矿设计手册》（矿床开采卷）2003年版。
（5）《爆破设计与施工》汪旭光- 冶金工业出版社。
（6）《民用爆炸物品安全管理条例》国务院令第466号。
（7）安全现状评价报告。
3 爆破方案及工机具选择由工程资料可知本爆破工程矿石爆破总工程量矿石150万吨，岩石爆破总工程量150万x1.7=255万吨，通过岩体密度进行换算可得矿石体积为36.4x104m3，岩石体积为94.4x104m3。
爆破参数及爆破设计
爆破参数及爆破设计爆破参数及爆破设计2011年5⽉爆破参数及爆破设计本采区采⽤多排孔齐发爆破⽅法，起爆⽅式为电雷管起爆，采⽤硝铵炸药爆破。
1、爆破参数1）台阶⾼度：9m（并段爆破分段采剥）；2）钻孔⾓度：75°—85°；3）钻孔深度：10m；4）钻孔直径：115mm；5）最⼩抵抗线：W P=(25～45)D=25×0.115=2.875mD为钻孔直径，本设计取3m；孔间距：a=Q/H W P q=52.5/10*3*0.3=5.8m,本设计取6m;其中：Q=G×(L-L t)=1/4πD2△d(L-L t)Q—炮孔装药量，kg；W P——炮孔底盘抵抗线，m；q—炸药单耗，kg/m3；H—钻孔深度，m；G—每孔最⼤可能的装药量，kg；L—炮孔孔深，m；L t—炮孔填塞长度，m；g—每⽶炮孔的可能装药量，kg/m；G=1/4πD2△dD—炮孔直径，m△d—装药密度，kg/m36）排距：因采取多排孔齐发爆破故排距b= W P =3.0m;7）每m钻孔落矿量：V=a×b×1=6×3=18m3；8）单位炸药消耗量：0.30kg/m3。
2、炮孔布置采⽤宽孔距⼩抵抗线⽅式，改善爆破效果，减少⼤块率。
布孔⽅式为排间直列布孔，⼜称⽅形布孔。
如图2-1所⽰图2-1 排间直列布孔a—孔距；b—排距3、装药与填塞采⽤⼈⼯装药⽅式，严格按照预先计算好的装药量装填。
装药结构采取连续结构装药，但总装药长度不超过孔深的2/3。
装药长度L B=4Q/πD2△d，装药长度取7m。
装药结构如图2-2所⽰图2-2 连续柱状装药D—孔径；L t—填塞长度；L B—装药长度炮孔装药前，对炮眼参数进⾏检查验收，测量炮眼位置、炮眼深度是否符合设计要求，否则不能装药。
若炮孔过深则应⽤岩粉等堵塞物堵塞到符合设计深度；若炮孔中有⽔，应采⽤防⽔炸药。
炮孔充填长度与炮孔直径、最⼩抵抗线、装药⾼度、爆破岩⽯性质和充填物料质量有关。
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 ㎏/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。
隧洞
10 输水管线工程10.1 概述输水管线主要包括进水口、竖井、隧洞段、浅埋段等建筑物。
进水口为有压式进水口，底板高程为14.8m。
进口段设固定式拦污栅。
隧洞进口用砼封堵，由2条（一用一备）直径为DN800mm的球墨铸铁管直接从水库取水，管道设阀门控制。
隧洞段长2954m，采用城门洞型，断面净尺寸为2.8m×3.15m（宽×高），隧洞底高程约为14.8~11.9m，球墨铸铁管用C10外包砼保护，砼最小厚度200mm，坡度1:1000。
竖井设在隧洞桩号0+069.000处，竖井地面高程为60.0m，直径为4.8m，衬砌厚度为600mm。
隧洞出口接浅埋段。
浅埋管长约1659m，沿核电生活区规划道路铺设至交水点。
输水管线洞口位于右岸垭口西南向约250米处的一斜坡上，坡度约35º。
地表植被发育。
洞口附近出露的地层岩性为：燕山三期中粗粒黑云母花岗岩。
其中，0+000~0+027洞段位于全风化土层内，底板高程14.8m，该段全风化土层较厚，约14~16m，围岩稳定性极差，为Ⅴ类围岩；0+027~0+055洞段由强风化过渡到弱风化，洞顶覆盖有少量强风化围岩，其中0+041有断层通过（f4:N70ºE/NW∠70~80º,b=5~10cm，构造岩为花岗碎裂岩，并发育有石英细脉），节理裂隙以60~80º陡倾角为主，岩体完整性差，围岩稳定性差，为Ⅳ岩围岩；沿线洞段全部位于弱风化岩层，岩石完整性好，岩质坚硬，多为Ⅱ、Ⅲ类围岩，出口位臵由于钻孔资料不足，有待完善。
初步估计输水管线洞身各类围岩分类如下：0+000~0+027为Ⅴ类围岩，Ⅳ、Ⅴ类围岩约占1%；0+055~0+820、1+835~1+852、2+160~2+950为Ⅲ类围岩，约占54%；0+820~1+835、1+852~2+160为Ⅱ类围岩，约占45%。
10.2 施工难重点分析及应对措施10.2.1 工期控制本工程输水管线隧洞长2954m，开挖段面小，不适合大型机械作业，且工作面仅有进口和出口两个，工期控制是重点。
爆破危害效应的控制与安全评估计算
爆破危害效应的控制与安全评估计算3.预防爆破震动措施A、分散布药：变能量集中释放→分散释放；B、分段起爆：变能量同时释放→分次释放；C、按被保护目标抗震阈值及相对距离确定Q max；D、严格控制单段药量，减少一次爆破总药量（预拆除）；E、临空面指向被保护对象（土岩爆破）。
二、爆破飞石1、台阶深孔爆破的飞石距离（1）瑞典的经验公式瑞典德汤尼克研究基金会提出的经验公式如下：（3）国内学者推荐的经验公式（2）经比较计算和爆破统计，在台阶深孔爆破中，本书推荐采用以下公式计算飞石的距离：2、拆除控爆飞石计算R max=V O2Sin2α/g[1] （11）式中：α—飞石抛射角，度；g—重力加速度，m/s2,V O—飞石的初始速度，V O =20（Q1/2/W）2；（12）由于Sin2α=1，故式24.44简化为：R max≤V O2/g (m ) （13）当飞石的初速度和抛射角确定后，则可算得飞石的飞散距离，但是这两个参数很难确定。
实用中常用经验公式加以估算飞石距离。
对于无覆盖条件下，飞石距离可用下式计算：S=70Q0.58, (m) （14）三、集中装药爆破飞石计算R=20Kn2w （15）式中：K—与地形地质、药包深度、以及风向和风速关的系数。
无风时，取K=1～1.5；顺风且风速大，取K=1.5～2.0；定向或抛掷爆破，正对最小抵抗线方向时，取K=1.5；在丘陵地爆破时，取K=1.5～2.0；式15也可用于硐室爆破，对于单侧爆破，且W<25 m时，算出的结果较符合实际，而对双侧抛掷爆破、单侧松动爆破、抵抗线较大的药包爆破，以及土中爆破，式15算出的结果偏大。
由于地形高差的影响，飞石落地后会弹跳一段距离∆R。
如忽略空气阻力的影响，可按下式计算：∆R=K[2cos2α(tgα+β)－1] （16）式中：α—最小抵抗线与水平线的夹角；β—山坡坡角。
K—系数，试验测定，一般取1～1.5。
四、硐室爆破飞石距离R=K（1+2H/K S）1/2（17）对集中装药，K S =120（Q/W3）1/2 （18）对条形药包，K S =120（L P/W2）1/2 （19）式中：W—最小抵抗线长度，m； H—药包与保护点高差，m；L P—单位长度装药量；Q—同段起爆的等级装药量，kg； K S—系数。