爆破参数
爆破参数
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。
爆破参数的选择
爆破参数的选择1、高速台钻、潜孔钻主要爆破参数（抛石）钻孔采用梅花型布孔。
1）、梯段高度HH=10～12m，分台阶进行开采；2）、钻孔深度LL=10.5～13m（包括超钻深度）；3）、孔距aa=；4）、排距bb=；5）、最小抵抗线ww=b=;6)、孔径DD=80～90mm;7)、单位耗药量qq=/m3;8)、单孔装药量计算Q=qaL×××13=;9)、炸药品种选用2＃岩石硝铵炸药10）、药卷直径dd=70mm;11)、装药结构、封堵长度l采用连续不偶合装药，孔口封堵材料采用石粉，堵塞长度主要考虑防止冲炮飞石，提高爆破效果。
l=1/3L=1/3×炮孔布置及装药结构如下图所示：A-A 剖面塑料导爆管堵塞石粉炸药非电毫秒雷管装药结构图12）、起爆方式采用1～25段非电塑料导爆管毫秒雷管并串联结，火雷管引爆。
2、27型手风钻主要爆破参数1）、钻孔深度LL=5m；2）、布孔，根据掌子面自由面的情况确定，若岩石较坚硬完整，可采用棋盘式布孔方法。
孔距a，排距ba=b=；3)、孔径DD=50mm;4)、单位耗药量qq=/m3;5)、单孔装药量计算Q=qaL×××5=;6)、炸药品种选用2＃岩石硝铵炸药;7）、封堵长度ll=1m;8)、装药结构和起爆方式采用1～25段非电塑料导爆管毫秒雷管并串联结，单孔起爆。
石料开采方法料场石方开采前应结合施工道路的布置及临时设施场地的布置进行合理的规划，选择场地开阔、料层厚、储料集中、质量好的大料场作为本工程抛填石料的主料场，并根据设计的开采方法及开采工作面的布置，合理安排施工机械和施工人员，制定科学的开挖方案正确指导施工。
同时还必须布置好料场的排水设施，确保开采机械及人员的施工安全。
根据主料场的地形地质条件及料场征地范围，在开挖范围内设置安全护栏，人工在规划开采边线外挖截水沟，人工配合1m3反铲剥离覆盖层，一般方法开挖钻爆弃料1m3反铲挖装，15T自卸车运碴到指定弃碴场弃碴，堤坝抛填料采用深孔梯段微差挤压控制爆破法（在施工条件与地质条件符合洞室爆破时，进行小规模洞室爆破试验，试验时邀请监理工程师和业主参加，成功后进行开采），高速台钻造孔，炸药为2#岩石销铵炸药，电毫秒雷管起爆，料场工作面开出后，分两个工作面开采，采取自上而下梯段开采，边坡坡比为，开挖高度30m时留一马道，马道宽，梯段高度10m-12m， 1m3和2m3铲装车，15T-20T自卸车运料至施工堤抛填。
爆破参数
3.8
3.3
2.3
炮孔直径（mm）
45
45
45
开挖断面积s（m2）
70.50
70.50
70.50
光爆孔线装药密度（g/m）
332333326 Nhomakorabea辅助孔炮孔间距（m）
0.8~1.2
0.8~1.2
0.8~1.2
爆破参数
Ⅲ类围岩
Ⅳ类围岩
Ⅴ类围岩
岩石坚固系数f
12~14
单位岩体耗药量q（kg/m3）
0.86
单孔装药量qd（kg）
1.32
工作面总钻孔数（个）
131
一次开挖循环药量Q（kg）
173.31
掏槽形式
单空孔菱形
掏槽孔炸药量qcut（kg/孔）
1.72
周边孔平均炸药量qp（kg）
0.71
辅助孔平均炸药量qn（kg）
1.6
底孔炸药量qn（kg）
1.46
周边光爆孔间距E（m）
0.60~0.65
单空孔菱形
单空孔菱形
掏槽孔炸药量qcut（kg/孔）
2.84
2.47
1.72
周边孔平均炸药量qp（kg）
1.26
1.1
0.75
辅助孔平均炸药量qn（kg）
2.6
2.25
1.58
底孔炸药用量qf（kg/孔）
2.4
2.09
1.46
周边光爆孔间距E（m）
0.60~0.70
0.60~0.70
0.55~0.7
爆破参数
Ⅲ类围岩
Ⅳ类围岩
Ⅴ类围岩
岩石坚固系数f
12~14
12~14
预裂爆破的主要参数
预裂爆破的主要参数预裂爆破的主要参数包括以下几个方面：1. 岩石特性：包括岩石的名称、坚固性系数（f）等。
不同类型的岩石具有不同的坚固性，会影响到预裂爆破的效果。
2. 线装药密度：根据岩石的坚固性系数和爆破要求，选取合适的线装药密度。
线装药密度过大可能导致破碎范围过大，过小则可能导致爆破效果不佳。
3. 炸药类型：根据岩石的特性和爆破目的选择合适的炸药。
例如，对于次坚石、软石和裂缝大而多的岩石，以及松动爆破，可采用爆破力较大而粉碎力较小的炸药，如硝铵类炸药。
4. 爆破作用指数：爆破作用指数反映了炸药的爆炸和粉碎力。
在特坚石中，宜采用粉碎力大的炸药，如梯恩梯、胶制炸药等。
在次坚石、软石、裂缝大而多的岩石中，以及松动爆破中，可采用爆破力较大而粉碎力较小的炸药。
5. 爆破设计：包括炸药用量、最小抵抗线、孔间距、排距、孔径等。
这些参数需要根据岩石特性、爆破目的和炸药性能进行优化设计。
6. 起爆网络：设计合适的起爆网络，确保爆破的安全和有效性。
起爆网络包括起爆器、导线、雷管和炸药等。
7. 堵塞和填塞：爆破孔的堵塞和填塞对爆破效果有很大影响。
应选用合适的材料进行堵塞和填塞，以提高爆破效果。
8. 爆破施工：包括钻孔、装药、连线、起爆等环节。
施工过程中要确保安全、严格按照设计要求进行操作。
9. 爆破效果评估：评估爆破效果，包括岩石破碎程度、飞散范围等，以判断爆破参数选取和施工是否合理。
综上所述，预裂爆破的主要参数包括岩石特性、线装药密度、炸药类型、爆破作用指数、爆破设计、起爆网络、堵塞和填塞、爆破施工以及爆破效果评估等。
在实际工程中，需要根据具体情况灵活调整和优化这些参数，以实现安全、高效的预裂爆破。
矿山爆破方案的参数优化
矿山爆破方案的参数优化一、引言矿山爆破方案的参数优化是矿山爆破工程中的重要环节，通过对爆破参数的合理选择和优化，可以提高爆破效果、降低爆破成本、减少对环境的影响。
本文将详细介绍矿山爆破方案中的参数优化方法和过程。
二、矿山爆破方案的参数矿山爆破方案中的参数包括爆破材料、装药量、装药方式、起爆方式、爆破孔径、孔距、孔深、爆破序列等。
这些参数的选择和优化直接影响爆破效果和经济效益。
1. 爆破材料：爆破材料是指用于爆破的炸药和起爆药。
选择合适的爆破材料可以提高爆破效果和安全性。
常见的爆破材料有炸药、雷管等。
2. 装药量：装药量是指每个爆破孔中所使用的爆破材料的数量。
合理选择装药量可以控制爆破效果和成本。
装药量过少会导致爆破效果不理想，装药量过多则会浪费爆破材料。
3. 装药方式：装药方式是指爆破材料在爆破孔中的布置方式。
常见的装药方式有直装、分段装药、环装等。
不同的装药方式适用于不同的地质条件和爆破目标。
4. 起爆方式：起爆方式是指爆破孔中起爆药的布置方式。
常见的起爆方式有串联起爆、并联起爆等。
选择合适的起爆方式可以控制爆破效果和爆破序列。
5. 爆破孔径：爆破孔径是指爆破孔的直径。
合理选择爆破孔径可以控制爆破效果和经济效益。
孔径过大会导致能量损失，孔径过小则会影响爆破效果。
6. 孔距：孔距是指爆破孔之间的距离。
合理选择孔距可以控制爆破效果和经济效益。
孔距过大会导致能量损失，孔距过小则会影响爆破效果。
7. 孔深：孔深是指爆破孔的深度。
合理选择孔深可以控制爆破效果和经济效益。
孔深过深会导致能量损失，孔深过浅则会影响爆破效果。
8. 爆破序列：爆破序列是指爆破孔的爆破顺序。
合理选择爆破序列可以控制爆破效果和经济效益。
不同的爆破序列适用于不同的地质条件和爆破目标。
三、矿山爆破方案参数优化方法矿山爆破方案参数的优化是一个复杂的工程问题，需要综合考虑地质条件、爆破目标、经济效益等多个因素。
下面介绍几种常用的参数优化方法。
爆破计算方法
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2号τ为装药长度系数（当H<10m时，τ＝0.6;当H=10～15m时，τ＝0.5m;当H>15m时，τ＝0.4m）e为炸药换算系数，按下表取值：m为炮孔密度系数,一般取0.8～1.2;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,则抵抗线为式中：——质点垂直震动安全速度，此处取2cm/s；R——爆破中心距被保护目标距离（m）；K、α——爆破区地形、地质、爆破方法等条件有关的系数和震波传播衰减系数。
此处K取200, α取1.6；2、浅孔松动爆破法对于较浅石方路堑，以及难以采取深孔爆破、开挖规模量小的深路堑，采用浅孔松动爆破。
采用梯段爆破，用9m3潜孔钻机钻孔，孔径38mm，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。
1.1爆破参数计算公式2号岩取h=1.0H=2.0m,W=0.8H=1.6m,a=1.6W=2.56m,b=W=1.6m,查表可知页岩为六类土，查表取q=1.8kg/m3,故Q=0.33*e*q*a*b*h=0.33*1*1.8*2.56*1.6*2=4.85kg即每一炮孔炸药用量为4.85kg。
3、光面爆破法对于路堑边坡整修时适用光面爆破。
光面爆破在主药包起爆后起爆,炮孔应尽量保持在同一平面内,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。
爆破计算方法
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⑴最小抵抗线长度计算：H m q e l D W •••••∆••=τ785.0式中：D 为炮孔直径△为装药密度(kg/m3)，一般取900; H 为阶梯高度(m)；l 为预计炮孔深度(m)，l =H+h （h 为钻根长度[m]);h 对于岩石取(0.15～0.35)W ，岩石较硬时取上限;τ为装药长度系数（当H<10m 时，τ＝0.6;当H=10～15m 时，τ＝0.5m;当H>15m 时，τ＝0.4m ）eq 为炸药单位消耗量(kg/m3),按下表取值：⑵每一炮孔的装药量Q （kg ）计算：Q=0.33.e.q.ν=0.33.e.q.a.H.W 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(0.0785x900x4.5x0.6/1x1.7x1.1x4)1/2=1.437 ⑵钻根长:h=0.2W=0.3m= ⑶炮孔深：l=4+0.3=4.3 ⑷炮孔间距：a=W=1.437m ⑸每孔需用药：Q=0.33*e*q*a*H*W=0.33*1*1.437*4*1.437=2.73kg 1.3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。
爆破参数
炮眼装填系数α及炸药每米的质量γ
药卷直径 （mm）
32
装填系数 α
0.7～0.8
每米炸药质量 γ
0.78
35 38
40 44
0.6～0.7 0.5～0.6
0.45～0.5 0.4～0.45
0.96 1.10
1.25 1.52
3. 根据采用的垂直楔形掏槽及围岩级别，由 隧道施工手册查得：
掏槽眼与开挖面的夹角α=70°，上下两
因采用α=0.8，设各种炮眼的装填系数： 掏槽眼为0.9 辅助眼为0.8 帮眼和顶眼为0.7 底眼为0.9
0.8
故按照上列装填系数进行分配是可行的
分配计算： 每个掏槽眼装药量
5卷×1.17 ×0.9＝5.3卷 ， 采用6卷
每个辅助眼装药量
5卷×1.17 ×0.8＝4.7卷 ， 采用4.5卷
5
1 3 3 1 6 4 4
65
3
85 1
2 1
5 100 1 2 3 4 1 50 1 2 50 3 100 6
3
2
1 122 6
97
5 6 5
6
6
130
10
4
4
6. 炮眼布置
7. 每一循环装药量Q的计算及炮眼装药量分配
根据炸药供应及围岩情况，使用2号硝铵
炸药，药卷直径为32mm，长度为200mm，每 卷药卷为0.15Kg。
传爆方式
每一循环所用爆破器材数量
爆破器材 规格 单位 数量 说明
非电毫秒雷管
非电毫秒雷管 非电毫秒雷管 非电毫秒雷管 非电毫秒雷管 非电毫秒雷管 联接元件 8号普通雷管 导爆管 炸药
DH—1型，5段
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辅助眼、帮眼、顶眼深度
l辅、帮、顶＝1.30m
5. 计算各种炮眼的长度L及同一平面上两对掏
槽眼眼口间的距离B：
掏槽眼长度L掏
b=0.2 m
L掏＝siln掏
1.40 sin 70
1.40 0.94
1.49m
1.49m 1.4m 70°
掏槽眼眼口间距离B
c bc B
B 2c b 21.49cos70 0.2 1.22m
（六）装药结构
指继爆药药卷和起爆药药卷在炮眼中的布置方法
按装药连续性 连续装药 间隔装药
掏槽眼、辅助眼：多采用大直径药卷连续装药 周边眼：可采用小直径药卷连续装药
或是大直径药卷间隔装药
按起爆药卷位置
正向装药 反向装药 双向装药
正、反向装药起爆
案例
某地下巷道，Ⅲ级围岩，断面高 3.0m×宽4.2 m，月掘进计划130m，采 用四班四循环作业，炮眼利用率为0.9， 每月施工28天。采用2号岩石铵梯炸药， 试进行该地下巷道的钻爆设计。
3、根据类似工程爆破条件确定炮眼数目
根据经验先布置掏槽眼，再根据地质情况及 开挖面的大小均匀布置周边眼和辅助眼。
（三）炮眼深度
炮眼长度L与深度 l 参数计算
1、依据月施工进度计划
月掘进计划米数 l 施工工天循环次数炮眼利用率
2、按每一掘进循环钻孔中所占时间
L mvt N
m-----钻机数量 v-----钻眼速度(m/h) t-----每一掘进循环中钻眼所占时间(h) N-----炮眼数目
特坚石（Ⅰ）
10～13 11～16 12～18 18～25
15～16 16～20 17～24 28～33
17～19 18～25 21～30 37～42
20～24 23～30 27～35 43～38
75～90 80～ 100
该表适用于炮眼直径为38mm-46mm的导坑爆破 当采用小直径炮眼或大直径炮眼时，炮眼数目应相应的增减。
炮眼间的距离a=50cm，同一平面上两炮眼 眼底的距离b=20cm，掏槽炮眼6个。
b=0.2m
1
1
1
1
70°
c bc
1
1
B
4. 计算每一循环炮眼深度 ：l
l 130 1.3m 28 4 0.9
0.9---炮眼利用率
每一循环进尺为1.3×0.9=1.17m
掏槽眼及底眼深度
l掏、底眼＝1.3 0.10 1.40m
6 0.9 8 0.8 9 0.7 5 0.9 (6 8 9 5)
0.8 故按照上列装填系数进行分配是可行的
分配计算： 每个掏槽眼装药量
5卷×1.17 ×0.9＝5.3卷 ， 采用6卷
每个辅助眼装药量
5卷×1.17 ×0.8＝4.7卷 ， 采用4.5卷
每个帮眼和顶眼装药量
每一循环所用爆破器材数量
爆破器材
规格
单位 数量
说明
非电毫秒雷管 DH—1型，5 个 段
非电毫秒雷管 DH—1型，6 个 段
非电毫秒雷管 DH—1型，7 个 段
非电毫秒雷管 DH—1型，8 个 段
非电毫秒雷管 DH—1型，9 个 段
非电毫秒雷管 DH—1型，10 个 段
联接元件
个
6 4 4 4 5 5 10 内附加一个6号普通雷管
（四）装药量
参数计算
Q q V q(l S)
药量分配至各个炮眼中 分配原则（参见装药系数α值） 掏槽眼和底眼最多
辅助眼次之
帮眼及顶眼最少
（五）炮眼利用率
即每次爆破炮眼长度被利用部分
占炮眼长度的百分比
参数计算
L l0
L
η一般以0.8～0.9为佳 l0为炮眼未爆炸部分的长度
位
扩大 挖底
1.5 1.3 1.2 1.2 1.1
0.6 0.52
围岩级别
Ⅲ～Ⅳ Ⅳ～Ⅴ
1.8 1.6 1.5 1.4 1.3
2.3 2.0 1.8 1.7 1.6 1.1
0.74 0.62
0.95 0.79
Ⅵ
2.9 2.5 2.25 2.1 2.0 1.4
1.2 1.0
2号铵梯炸药中硬岩石 炮眼装药系数α及炸药每米的质量γ
药卷直径 （mm）
32
35
38
40
44
装填系数 α
0.7～0.8 0.6～0.7 0.5～0.6 0.45～0.5 0.4～0.45
每米炸药质量 γ
0.78 0.96 1.10 1.25 1.52
3. 根据采用的垂直楔形掏槽及围岩级别，由 隧道施工手册查得：
掏槽眼与开挖面的夹角α=70°，上下两对
5卷×1.17 ×0.7＝4.1卷 ， 采用4卷
每个底眼装药量
5卷×1.17 ×0.9＝5.3卷 ， 采用6卷
各种炮眼用药量为：
掏槽眼：6×6卷＝36卷
辅助眼：8×4.5卷＝36卷 帮眼： 4×4卷＝16卷 顶眼： 5×4卷＝20卷 底眼： 5×6卷＝30卷
合计：
138卷
8. 根据爆破器材情况，采用非电爆破。
辅助眼长度
L辅 l辅 1.30m
为钻眼方便，根据围岩情况，各周边眼眼
口均距开挖轮廓线5cm，其眼底均超出开挖轮
廓线10cm。
1.31
m
帮眼和顶眼长度
1.3m
L帮、顶 1.32 (0.05 0.1)2 1.31m
0.15 m
底眼长度
L底 1.42 (0.05 0.1)2 1.41m
电雷管
爆破母线
药卷直径 （mm）
32
装填系数 α
0.7～0.8
每米炸药质量 γ
0.78
35
0.6～0.7
0.96
38
0.5～0.6
1.10
40
0.45～0.5
1.25
44
0.4～0.45
1.52
2、根据经验确定炮眼数目
开挖面积
围岩级别
4～6 7～9 10～12 13～15 石（Ⅱ Ⅲ）
q—爆破每立方米岩石所需炸药的消耗量
S—开挖断面积 γ—每米药卷的炸药重量 α—装药系数，即装药长度与炮眼全长的比值
2号铵梯炸药爆破岩石所需的单位耗药量q (kg/m3)
开挖部位和开挖
面积（m2）
Ⅱ～Ⅲ
一个 自由面 的水平 和倾斜
隧道
4～6 7～9 10～12 13～15 16～20 40～43
多个自 由面部
1. 根据导坑的地质情况决定采用垂直楔形掏槽
2. 计算导坑炮眼数目N N qS
S=4.2×3＝12.6m2
q=1.4Kg/m3 α=0.8（根据药卷直径φ32，查得） γ=0.78（根据药卷直径φ32，查得）
则 N 1.412.6 28
0.8 0.78
炮眼装填系数α及炸药每米的质量γ
爆破参数
钻爆参数
炮眼直径 炮眼数目 炮眼长度 装药量 炮眼利用率 装药结构
（一）炮眼直径
不偶合系数=D/D0 不偶合系数一般控制在1.1～1.4
药卷与炮眼壁之间的空隙一般为炮
眼直径的10～15%
D0 D
（二）炮眼数目
1、 计算公式
N qS
N—炮眼数量，不包括未装药的空眼数；
起爆顺序按炮眼布置图的图标顺序起爆，
计分6段，采用非电毫秒雷管DH－1型，首 段掏槽眼6个选用5段起爆，依次辅助眼4个6 段、4个7段，帮眼4个8段，顶眼5个9段， 底眼5个10段。
网络采用并联形式，以能联接4根导爆管
的联接元件进行连接，内装6号普通雷管传爆； 终端用8号普通雷管起爆。
传爆方式
1.41 m
1.4m
0.15
5 102 103 103 102 5
55 65 85 1
4 3 21
55 5
100
12 3
1
4 50
3 4
21
12
50 4
122
3 100
66
66 6
6
6
5
5
4
4
5 5
97
1
234
97
234
97
1
5
6
130
10
6. 炮眼布置
7. 每一循环装药量Q的计算及炮眼装药量分配
根据炸药供应及围岩情况，使用2号硝铵
炸药，药卷直径为32mm，长度为200mm， 每卷药卷为0.15Kg。
Q q•V
q 1.4kg / m3 V 12.61.17 14.7m3
Q 1.414.7 20.6Kg
折合： 20.6 138卷
0.15
各个炮眼的装药量分配如下：
因采用α=0.8，设各种炮眼的装填系数： 掏槽眼为0.9 辅助眼为0.8 帮眼和顶眼为0.7 底眼为0.9