露天开采的生产工序.doc

第十八章 露天开采的生产工序 金属矿床露天开采一般要经过以下四道生产工序穿孔、爆破、铲装及运输，以上各工序环节相互衔接、相互影响、相互制约，共同构成了露天开采的最基本生产周期，本章将介绍以上各生产工序中的主要问题。 第一节 穿孔作业 穿孔作业是矿床露天开采的第一道生产工序，其作业内容是采用某种穿孔设备在计划开采的台阶区域内穿凿炮孔，为其后的爆破工作提供装药空间。穿孔工作质量的好坏直接影响着爆破工序的生产效率与爆破质量。在整个露天开采过程中，穿孔作业的成本约占矿石开采总生产成本的10％15％ 。 一、穿孔方法与穿孔设备 截至目前为止，露天矿生产中曾广泛使用过的穿孔方法有两种热力破碎法与机械破碎法，其相应的穿孔设备有火钻、钢绳式冲击钻、潜孔钻、牙轮钻与凿岩台车，其中以牙轮钻的使用最为广泛，潜孔钻次之，火钻与凿岩台车仅在某些特定条件下使用，钢绳式冲击钻已被淘汰。近年来，国内外一些专家还在探索新的穿孔方法，如频爆凿岩、激光凿岩、超声波凿岩、化学凿岩及高压水射流凿岩等，但目前所设计出的相应凿岩设备仍处在试验研制阶段 ，尚未在实际生产中广泛使用。 露天矿穿孔设备的选择主要取决于开采矿岩的可凿性、开采规模要求及设计的炮孔直径。表18-1中列出了在露天矿生产中曾广泛使用过的 各种类型钻机的穿孔原理、 可穿孔直径、生产能力及适用条件。 二、牙轮钻机 牙轮钻机于五十年代开始在美国露天矿山使用，七十年代起引进我国。目前，美国、加拿大和苏联的金属露天矿山中牙轮钻机的比重已占80％以上，我国大型露天矿山都已大量使用牙轮钻机。牙轮钻机具有穿孔作业率高、作业成本低，机械化程度高、适用于在各种硬度的矿岩中穿孔的优点，已成为当今世界各国露天矿最先进的穿孔设备。 一牙轮钻机的工作原理 牙轮钻机的外形如图18-1所示，其穿孔原理主要是通过钻机的回转 和推压机构使钻杆带动钻头连续转动、同时对钻头施加轴向压力，以回转动压和强大的静压形式使与钻头接触的岩石粉碎破坏，钻进的同时，通过钻杆与钻头中的风孔向孔底注入压缩空气，利用压缩空气将孔底的粉碎岩渣吹出孔外，从而形成炮孔。 表18-1 各类钻机及其相应特性一览表 钻机种类 钻孔直径mm 用途 钻孔方法 一般 最大 最小 火钻 200250 380580 100150 含石英高的极硬岩石 热力破碎 手持式 凿岩台车 38 42 23 25 浅孔凿岩和二次破碎等辅助作业 冲击式机械破碎 凿岩台车 56 76 100140 38 42 小型矿山的主要穿孔作业或大型矿山辅助作业 冲击式机械破碎 钢绳冲击钻 200250 300 150 大中型露天矿山各种硬度的岩石 冲击式机械破碎 潜孔钻 150250 508762 65 80 主要用于中小型矿山中硬以上的岩石 冲击式机械破碎 旋转式钻机 45 160 软至中硬矿岩 切削式机械破碎 牙轮钻机 250310 380445 90 100 大中型矿山中硬至坚硬的岩石 滚压式机械破碎 1钻杆；2钻杆架；3起落立架油缸；4机棚；5平台； 6行走机构；7钻头；8千斤顶；9司机室；10净化除尘装置； 11回转加压小车；12钻架；13动力装置 图18-1 KY-310型牙轮钻机外形 按牙轮钻机回转和推压方式的不同，目前的牙轮钻机可归为三种类型底部回转连续加压式钻机、底部回转间断加压式钻机、顶部回转连续加压式钻机。目前国内外绝大多数牙轮钻机均采用顶部回转连续加压方式。 按传动方式的不同牙轮钻机可分为以下两种基本类型 1 滑架式封闭链 链条式牙轮钻机，此类钻机如国产的 HZY250、 KY 250c、KY 310型钻机。 2 液压马达 封闭链 齿条式牙轮钻机，如美国BE公司产的45R钻 机、60 R、61 R钻机，美国加登纳丹佛公司产的GD 120、 GD 130型。 国内外型号及其技术性能如表18-2、 表18-3所示。 二 牙轮钻机的钻具 牙轮钻机的钻具包括钻杆、稳杆器、减震器和牙轮钻头四部分，如图18-2所示。 图18-1 KY-310型牙轮钻机 1 钻杆；2 钻杆架；3 起落立架油缸；4 机棚；5 平台； 6 行走机构；7 钻头；8 千斤顶；9 司机室 10 净化除尘装置；11 回转加压小车；12 钻架；13 动力装置 图18-2 钻具示意图 1 牙轮钻头；2 稳杆器；3 钻杆；4 减震器 钻杆的作用是把钻压和扭矩传递给钻头。钻杆的长度有不同的规格。采用普通钻架时，每根钻杆的长度为9.2、9.9m。采用高顶钻架时， 考虑到底部磨损较快，仍用短钻杆，钻孔过程中上下两钻杆交替与钻头连接，以达到两根钻杆均匀磨损。 稳杆器的作用是减轻钻杆和钻头在钻进时的摆动，防止炮孔偏斜，延长钻头的使用寿命。 钻头是破碎岩石的主要工作部件，其作用在推进和回转机构的作用下，以压碎及部分削剪方式破碎岩石。牙轮钻头由牙爪、牙轮、轴承等部件组成。典型的三牙轮钻头的外形及结构如图18-3与图18-4所示。 图18-3 典型的三牙轮钻头外形 图18-4 三牙轮钻头结构图 1 钻头丝扣；2 挡渣管；3 风道； 4 牙爪； 5 牙轮；6 塞销；7 填焊；8 牙爪轴颈；9 滚柱； 10 牙齿；11 滚珠；12 衬套；13 止推块； 14 喷嘴；15 爪背合金；16 轮背合金 表18-2 国产牙轮钻机主要技术规格 表18-3 国外牙轮钻机主要技术规格 根据岩石的不同性质，牙轮上装有不同形状、不同齿高、齿距以及布齿方式的钢齿或硬质合金钢。牙轮可绕牙爪轴颈自转并同时随着钻杆的回转而绕钻杆轴线公转。牙轮在旋转过程中依靠钻压压入和冲击破碎岩石，同时又由于牙轮体的复锥形状、超顶和移轴等因素作用，使牙轮在孔底工作时产生一定量的滑动，牙轮齿的滑动对岩石产生剪切破坏，因此，牙轮钻头破碎岩石的机理实际上是冲击、压入和剪切的复合作用。在牙轮钻进的同时，用风压将破碎的岩屑由钻孔的环形空间排至地表，另一部分风流则通过挡渣管和牙爪风道进入轴承的各部分，用以驱散轴承内的热量，清洗和防止污物进入轴承内腔。 三 牙轮钻机的工作参数 牙轮钻机的工作参数主要有钻压、钻具转速、排渣风量与风压。在不同的矿岩条件下，它们的合理配合可以获得较高的穿孔效率，延长钻头寿命。 1、钻压的确定 钻压的大小应根据穿凿矿岩的物理机械性质、钻头的承载能力和钻机的技术性能来确定。钻压不足时，岩石由于牙轮齿摩擦、刮削作用而发生疲劳破碎，此时穿孔速度较低，钻头寿命也较短；钻压达到或超过岩石的破碎强度时，岩石被压碎或剪碎，此时钻孔速度快，钻头寿命长。 根据国内外的实践经验，可参照表18-4选取钻压值。 表18-4 不同岩石坚固系数与不同直径钻头的合理钻压 岩石硬度系数 不同直径钻头的合理钻压 吨 f190 f214 f243 f269 f310 8 10.0 11.2 12.6 14.1 16.2 10 12.5 14.0 15.8 17.6 20.3 12 14.9 16.8 19.4 21.1 24.3 14 17.4 19.6 22.0 24.6 28.4 16 19.9 22.4 25.4 28.2 32.4 18 22.4 25.2 28.6 31.6 36.4 20 24.8 28.0 31.8 35.2 40.5 2、 钻速与钻具的转速 如图18-5所示，在穿孔过程中，钻头钻进的速度取决于钻具的转速n。 当 轴压p较小时，孔底岩石以“表面磨蚀”的方式破坏，随转速n的增加，钻速n也相应加大，两者近似于线性关系如图中直线1所示）；轴压P较大时，岩石呈体积破碎，开始时随转速n的增大，钻速n也提高，但当转速超过极限转速m后（如图中曲线2所示），钻速却随转速n的增加而降低，这是由于转速n太 大，钻头齿轮与孔底的岩石的作用时间太短（小于0.020.03秒），未能充分 发挥轮齿对岩石的破碎作用，并且，由于钻速过大，亦加速了钻杆的震动和钻头的磨损，从而影响了钻进的速度。 图18-5 转速n对钻速v的影响 m 1 3 2 v n 此外，岩石的坚固性系数 对钻速也有一定的影响，一般 来讲，在软岩中可以采用较高 的转速，而在硬岩中应采用较 低的转速。 根据钻机类型和岩石硬度 系数，钻头转速的合理范围如 表18-5所示。 3、排渣风速和风量的确定 牙轮钻机广泛使用压缩空气将孔底的岩渣经炮孔壁与钻杆间的空隙排出孔外，并冷却钻头的轴承。排渣风量不足时，岩渣在孔底被反复破碎，将显著地降低钻速和钻头的寿命；另一方面，排渣风速过大，从孔底吹起的岩渣对钻头的磨损作用将显著增大。当已知钻杆和炮孔的直径及要求的排渣风速时，可按图18-6查取所需的风量，例如，当炮孔直径 为121/2 英寸a，钻杆直径为 105/8 英寸b 时，要求的排渣风速为4000 英尺3/分c，所需的风量为810 英尺3/分d。目前，国内外都趋于加大 排渣风量，借以提高钻头的寿命和钻孔速度。 表18-5 牙轮钻头合理转速范围表 钻机类型 轻型钻机 中型钻机 重型钻机 岩石硬度系数 f8 f1014 f1520 转速转/分 80120 60100 5080 四牙轮钻机的生产能力 衡量牙轮钻机生产能力的主要指标是牙轮钻机的台班生产能力与台年综合生产效率。 1、 牙轮钻机的台班生产能力 牙轮钻机的台班生产能力即是每台牙轮钻机每一班工时内钻进的米 数，台班生产能力可按下式计算 Vb 0.6 V Tbh18-1 式中 Vb 牙轮钻机台班生产能力，m/台班； V 牙轮钻机机械钻进速度，cm/min； Tb 班工作时间，h； h 班工作时间利用系数，一般情况下h＝0.40.5。 牙轮钻机的机械钻进速度是牙轮钻机的重要技术性能指标，它与钻机的性能、钻头的形式、钻孔的直径、穿凿矿岩的硬度等诸因素有关，可按下面的经验公式近似计算 18-2 式中P 轴压，N； n 钻具的转速，r/min； D 钻头的直径，cm； f 岩石的坚固性系数； 图 18-6 牙轮钻机排碴风量诺模图 2、钻机的台年综合效率 钻机的台年综合效率是钻机台班工作效率与钻机年工作时间利用率的函数。影响钻机工作时间利用率的主要因素有两方面一是因组织管理不科学造成的外因停钻时间；另一方面是钻机本身故障所引起的内因停钻时间。 表18-6列出了国内部分矿山19941996年牙轮钻机的综合利用率情 况。 表18-6部分露天矿牙轮钻机平均台年综合效率 矿山名称 矿岩硬度 f 矿岩穿孔单台平均综合效率m/a 1994年 1995年 1996年 南芬铁矿 矿f1418 岩f812 31780 28688 34320 东鞍山铁矿 f820 29491 22650 29220 水厂铁矿 f814 35877 31705 35220 眼前山铁矿 矿f1620 岩 f812 25240 22433 28032 齐大山铁矿 f1218 30738 24012 23160 歪头山铁矿 f1215 26057 27172 29352 五牙轮钻机设备需求数量的确定 露天矿所需牙轮钻机的数量取决于矿山的设计年采剥总量、所选定钻机的设计年穿孔效率与每米炮孔的爆破量，具体可按下式计算 18-3 式中N 所需钻机设备的数量，台； Q 矿山设计年采剥总量，吨； L 每台牙轮钻机的年穿孔效率，m/年； q 每米炮孔的爆破量，t/m； e 废孔率，； 理论上，每米炮孔的爆破量一般应按设计的爆破孔网参数进行计算，实际设计时也可参照类似矿山的经验数据选取。表18-7中列出了国内部分矿山每米钻孔爆破量的实际指标 表18-7 国内部分矿山每米炮孔爆破量实际指标 矿山名称 段高 m 孔径 mm 年份 每米孔爆破矿岩量t/m 矿石 岩石 东鞍山铁矿 大孤山铁矿 齐大山铁矿 眼前山铁矿 12 12 12 12 250 250 250 250 19771981 19801984 128146 125135 125 115 103126 120135 137 110 南芬露天矿 12 250 310 19801983 103120 122133 8997 114125 六提高牙轮钻机穿孔效率的途径 牙轮钻机目前仍是一种发展中的新设备，为了提高牙轮钻机的穿孔效率，一方面应继续改进牙轮钻机本身的技术性能，提高钻头的工作强度与使用寿命，另一方面，在牙轮钻机穿孔作业时应合理配置好各种工作参数，改革协调好生产中的组织管理，提高钻机的工作时间利用率。 在国内外的牙轮钻机钻孔作业中存在着两种工作制度1强制钻进，即采用高轴压（3060吨），低转速（150转/分以内）；2高速钻进 ，即采用低轴压（1020吨）和高转速（300转速）。显然，无论从合 理利用能量还是从提高钻头与钻机的使用寿命来衡量，高速钻进有许多缺点，特别是在中硬岩中穿孔时更是如此。我国的牙轮钻机正沿着强制钻进的这条途径发展。目前普遍使用的HY-250c型及KY-310型钻机，其 轴压分别为32吨和45吨，而转速控制在100转/分以内。 第二节 爆破作业 爆破工作是露天开采中的又一重要工序，通过爆破作业将整体矿岩进行破碎及松动，形成一定形状的爆堆，为后续的采装作业提供工作条件。因此，爆破工作质量、爆破效果的好坏直接影响着后续采装作业的生产效率与采装作业成本。在露天开采的总生产费用中，爆破作业费用大约占1520。 露天开采对爆破工作的基本要求是 1 有足够的爆破贮备量，以满足挖掘机连续作业的要求，一般要求每 次爆破的矿岩量至少应能满足挖掘机510昼夜的采装需要； 2 要有合理的矿石块度，以保证整个开采工艺过程中的总费用最低。 具体说来，生产爆破后的矿岩块度应小于挖掘设备铲斗所允许的最 大块度和粗碎机入口所允许的最大块度； 3 爆堆堆积形态好，前冲量小，无上翻，无根底，爆堆集中且有一定 的松散度，以利于提高铲装设备的效率。在复杂的矿体中不破坏矿 层层位，以利于选别开采； 4 无爆破危害，由于爆破所产生的地震、飞石、噪音等危害均应控制 在允许的范围内，同时，应尽量控制爆破带来的后冲、后裂和侧裂 现象。 5 爆破设计合理，使整个开采过程中的穿孔、爆破、铲装、破碎等工 序的综合成本最低。 在矿床的整个露天开采过程中，需要根据各生产时期不同的生产要求、不同爆破规模而采用不同的爆破方式。露天开采过程中的爆破作业可分为以下三种基建期的剥离大爆破、生产期台阶正常采掘爆破与各台阶水平生产终了期的台阶靠帮或并段控制爆破。下面分别予以介绍。 一、 基建剥离大爆破 在山坡露天矿的基建期，为了剥离矿体上部（或侧向）较厚的覆盖岩层，平整工业场地、开挖公路或铁路运输通道，通常要进行大爆破。这种大爆破系指利用开凿地下硐室进行集中装药的大型爆破工程，又称为硐室大爆破。 按爆破后岩石的破碎程度和堆积状态，硐室大爆破的方式有以下几种 1 破碎松动爆破其特点是岩体的绝大部分经爆破破碎后仅有少量的 位移。根据位移量的大小又可分为弱松动爆破与强松动爆破。 2 抛掷爆破其特点是岩体经爆破破碎后发生较大的位移，并在装药 硐室处形成爆破漏斗。根据破碎岩石的被抛掷程度与方向，抛掷爆 破又可分为抛扬爆破与抛坍爆破与定向爆破。 大爆破的设计原则及要求 1 经济合理性原则在保证良好的爆破效果的前提下，尽可能减少基 建投资与爆破工程量，加快基建工程的建设速度、降低爆破成本； 2 爆破设计要求根据矿山基建期与生产期的整体要求，结合矿床的 地形地质条件，科学合理地确定大爆破的各项参数及爆破范围，应 尽量方便施工，不给后续工程留下隐患； 3 爆破质量要求爆堆的形态及分布应符合要求，降低大块率，减少 边缘欠挖量，爆破后形成的场地要平整。 4 爆破安全要求在工业场地、重要建筑物或重要设施附近进行大爆 破时，必须保证周围环境的安全，在采场边帮附近进行大爆破时， 必须保证采矿场边帮的稳定； 硐室大爆破的爆破效果主要取决于炸药的单耗、爆破岩体的节理特征和地形条件等，其爆破参数主要有爆破作用指数、最小抵抗线、药包间距、排距及其层距等。 一 爆破作用指数n 爆破作用指数n是工程爆破中经常应用的一个重要参数，它决定着爆破作用的性质、爆破漏斗的尺寸、岩石的破碎程度、抛掷方量的比率以及爆破的技术经济效果。通常以爆破漏斗半径和最小抵抗线的比值来表征爆破作用指数n的大小。 对于松动爆破，爆破作用指数n值受地形的影响，其值可根据不同的地形条件下、不同的药包装置方式，选择相应的经验公式进行计算，具体计算方法请参阅相关的设计手册。 一般的弱松动爆破，其爆破作 用指数n小于0.75，而强松动爆破，n值通常变化于0.751.0之间。 对于抛掷爆破，其爆破作用指数受地形坡角和预计爆破方量的抛掷率的影响。通常可参考表18-8中的经验指选取。 表18-8 抛掷爆破的n值 抛掷率％ 47.5 50 55 60 64 68 72 76 爆破作用 指数n 0.75 0.8 0.9 1.0 1.1 1.2 1.3 1.4 二 最小抵抗线W 如图18-6所示，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。最小抵抗线的大小取决于爆破工程的要求、地形条件和药包的布置方式。 图18-6与表18-9相应列举出各种地形条件下较优的药包布置方式以及最小抵抗线。 在相同的地形条件和工程要求下，改变药包的布置方式能使爆破药包的最小抵抗线在很大范围内变化。因此，在进行最小抵抗线设计时，必须综合药包的布置原则与爆破作用机理、爆破技术经济效果择优而定。无论在什么情况下，都应避免选用过大的抵抗线。只要硐室掘进工作量、施工期限以及其它条件允许，都应当利用多分层、多排、分集药包来代替单一或个别的大药包，以减少药包的最小抵抗线，这一点对于在硐室爆破后需要清方的松动爆破更为重要。 三 药包的间距 硐室爆破的药包间距通常根据最小抵抗线和爆破作用指数来定， 在其它条件一定时，岩石越软，药包的间距应越大；反之，岩石越硬，药包的间距应越小。在不同的地形地质条件下，各种硐室爆破的药包间距的取值如表18-10所示。 表18-9 硐 室 爆 破 药 包 布 置 分 类 表 爆破作用方向 药包布置形式 适用条件 单侧作用 单层单排布置 单层双排布置 双层单排布置 缓坡地形，高差小 同上，要求爆破后形成宽平台 陡坡地形，高差大 双侧作用 单排布置 多排布置，主药包双侧作用 ， 辅助药包单侧作用 并列单侧作用 单排布置，一侧松动作用， 另一侧抛掷 并列不等量药包，单侧作用 山脊地形 坡度平缓的山包 顶部较宽的山脊或山包 两侧地形坡度不同的山脊或山包 两侧地形坡度不同的山脊或山包 多向作用 单一药包 单一主药包多向作用，辅助药 包群多向作用 孤立山头，多面临空，地形坡度较陡 孤立山头，多面临空，地形坡度较缓 ，爆破山头高差较 大 多重作用 复合布置 一切复杂的地形地质条件 图18-6b 单层双排单侧作用药包 图18-6h 单层双排单侧作用的不等量药包 图18-6g 单层单排双侧不对称作用药包 图18-6i 多重作用的复合药包 图18-6e 单层多排主药包双向作用 辅药包单向作用 图18-6f 单层双排单侧作用药包 图18-6c双层单排单侧作用药包 图18-6d 单层单排双侧作用药包 图18-6a 单层单排单侧作用药包 采 空 区 表18-10 药包间距计算经验公式 爆破类型 地形条件 岩性 间距公式 松动爆破 平坦 斜坡、台阶 土、岩 土、岩 0.81.0W 1.01.2W 加强松动爆破 平坦 岩石 土、软岩 0.5W1n 斜坡 硬岩 软岩 11.34nW 多面临空 土 抛掷爆破 斜坡 土、岩 土、岩 0.5W1nnW nW0.9W 四 装药量的计算 装药量是标准炸药单耗q与爆破作用指数n和最小抵抗线W的函数， 通常依据以下的经验公式计算 1 松动爆破的装药量 斜坡地形 Q 0.36 qW 318-4 平坦地形Q 0.44 qW 318-5 2 抛掷爆破和加强松动爆破的装药量 Q 0.40.6n3 qW 318-6 此计算方法在0.7 n3和W25m的时，计算结果较符合实际。如果 W25m，计算出的药量偏小，应再将计算结果乘以系数k 18-7 从式中可以看出，W值越大，k值就越大，Q值也相应增大。但当W值很大时，则需对药量进行特别校验。 计算装药量时，单位炸药消耗量q值一般情况下可参考类似条件爆破工程的实际q值选取，但对于重要的大规模硐室爆破有时需进行实地 的爆破漏斗试验来确定。 二、 生产台阶正常采掘爆破 露天台阶正常采掘爆破是在每一生产台阶分区依次进行的，爆破 区域的大小即为一个采掘带。对于每一爆破区域当前序穿孔作业完成炮孔的穿凿工作后，爆破工序即开始运行。首先，由爆破设计人员依据穿孔工序所生成的实测布孔图进行爆破设计与计算。设计的内容主要有炸药类型及单耗或装药密度的选取，炮孔装药结构设计，每孔装药量与总炸药消耗量计算，起爆网络及起爆方式设计，然后爆破人员依据爆破方案进行炮孔装药及实施爆破。 一 生产台阶正常采掘的爆破方法 露天生产台阶正常采掘爆破中常用的爆破方法有以下几种浅孔 爆破法、深孔爆破法、药壶爆破法与外敷爆破法。其中外敷爆破法主要用于台阶正常生产爆破后的大块二次破碎及“根底处理“。该爆破方法不需穿凿炮孔，而直接将炸药敷于大块上进行爆破。 药壶爆破法可以克服较大的底盘抵抗线以减少钻孔工作量，常在 工作环境困难的情况下使用，该方法首先在已穿凿的深孔孔底用药壶法进行扩孔，通常需经几次扩壶才能达到设计体积，然后再装炸药进行爆破。 浅孔爆破法通常用于小型矿山的台阶生产爆破，在大中型矿山常用 于辅助性爆破，如开掘出入沟、修路、处理根底及不合格大块等。浅孔的炮孔规格通常指炮孔直径在50mm以下，孔深最深不超过5m。 深孔爆破法是露天矿台阶正常采掘爆破最常用的方法，该方法依据起爆顺序的不同分为齐发爆破、毫秒迟发爆破和微差爆破等，其中以微差爆破的使用最为广泛。依据预爆台阶前是否留有部分碴堆，目前的台阶采掘爆破有两种情形清碴爆破与压碴爆破。 二 台阶正常采掘爆破参数及爆破设计 露天台阶爆破通常采用多排孔齐发或多排孔间隔起爆方式进行的，图18-7 为一个工作面炮孔布置示意图，因此，炮孔的底盘抵抗线、炮孔规格即孔径与孔深）、布孔方式、起爆顺序及装药结构等都是决定爆破效果与爆破质量的主要参数，也是爆破设计需要确定的重要参数。 a b H h b a C D Wp b Lt LB 图18-7 工作面炮孔布置示意图 a 孔距； b 排距； a 台阶坡面角；b 炮孔倾角； h 炮孔超深；C 沿边距；D 孔径；H 台阶高度； Wp 底盘抵抗线；Lt 填塞长度；LB 装药长度 1、炮孔底盘抵抗线 炮孔的底盘抵抗线即炮孔中心至台阶坡底线的最小距离图18-7 中 的Wp）。底盘抵抗线是影响台阶爆破质量的一重要因素，其值设置过 小，则造成被爆破的岩体过于粉碎，同时产生的爆堆前冲也很大；设置过大时，爆破后容易形成根底与大块。在台阶爆破的优化设计中，存在一最佳底盘抵抗线，所谓最佳底盘抵抗线即是相对于某一具体的爆破条件，能取得最大爆破量与最佳爆破块度时的底盘抵抗线。从这种意义上来讲，预爆岩体的力学性质、岩体中节理与裂隙的发育状况对最佳底盘抵抗线都有一定的影响。在实际的爆破设计中，设计炮孔的底盘抵抗线通常是根据经验选取的。 底盘抵抗线的经验计算公式为 Wp 2545Dm18-8 其中，D为炮孔的直径，米。 为了保证钻机穿孔作业的安全，第一排炮孔的孔位距台阶边沿应留有一定的距离，称其为沿边距，因此，第一排孔的底盘抵抗线取值应满足以下的约束条件 Wp Hctga - ctgb C18-9 式中H 台阶高度，m； a 台阶坡面角，度； b 炮孔的倾角，度；垂直孔时b90。 C 前排孔中心至台阶坡顶线的安全距离，一般为23米。 当实施压碴爆破时，为了克服碴堆所增加的爆破压力，需根据碴体厚度及爆破后爆堆松散度的要求，适当增大底盘抵抗线，其经验计算值为 18-10 式中Wn 以碴体厚度折算的附加抵抗线值，米； d 压碴体的平均厚度，米； K 爆破后的碴体松散系数，一般为1.31.5。 2、布孔方式与布孔参数 在露天开采实践中，当前广泛采用的布孔方式有二种 1 排间直列布孔这种布孔方式的特点是排间相邻炮孔纵向对齐， 即整个孔网中每相邻四个炮孔的孔位呈正方形或长方形布局，如图18-8a 所示，因此，通常又称作方形布孔。 图18-8b 排间错列布孔示意图 图18-8a 排间直列布孔示意图 a a b b 2 排间错列布孔这种布孔方式的特点是每两相邻排间相邻炮孔横 向错动一定距离，即整个孔网中两相邻排间的四个相邻炮孔的孔位呈平行四边形布局，如图18-8b所示，通常又称为三角形布孔。 布孔设计的参数有孔间距、排间距与炮孔邻近系数。 1 孔间距简称孔距，指同排两相邻炮孔中心的距离。在爆破设计 中，孔间距a的大小取决于炮孔的底盘抵抗线、设计的孔装药量与炸药 单耗。其计算公式为 m18-11 式中Q 炮孔装药量，kg； W 炮孔底盘抵抗线，m，前排孔即为孔底盘抵抗线， 后排孔按排间距计算； q 炸药单耗，即爆破每立方米矿岩的炸药消耗量，kg/m3； 2排间距简称排距，指平行于台阶坡顶线方向上相邻两炮孔之间的距离。在实施排间微差爆破时，排距b即为后排孔的最小抵抗线。 由于后排孔起爆时是处于前排孔爆破后所形成的碴堆的挤压状态下，为了保证后排孔的爆破质量应减少后排孔的底盘抵抗线Wp，即后排孔的排间距应小于前排孔的最小底盘抵抗线，其经验取值为 m18-12 3 炮孔邻近系数m又称作炮孔密集系数，它是孔间距与排间距的 比值，其中 前排 后排 18-13 这个参数的大小在一定程度上表征着群药包在岩体中爆炸时的相互作用程度。若m值过小，即孔间距过小而排间距过大，爆破后经常会出现“留墙”现象。在布孔设计时，要求m 值不小于1。近年来，露天矿山的 深孔爆破中广泛采用大孔距 、小抵抗线的爆破方法，即在保持每一炮 孔爆破负担面积ab不变的前提下，减少排间距、增大孔间距，使m值达到38，这样做能够改善爆破质量。 3、炮孔规格与超深 炮孔直径取决于所选定的钻机类型，目前国内露天矿采用的深孔爆破孔径有80、100、150、170、200、250、310mm等。现代采矿的发展 趋势为大孔径爆破，采用大型装载与破碎设备，以提高矿山的开采强度与生产效率，节省生产成本。 炮孔超深又称超钻是指炮孔超过台阶底盘的垂直深度。其作用在 于降低装药中心的高度以克服台阶底盘的阻力。设计中超深的取值存在一合理的范围，当超深设置过小或不超深，则爆破后容易产生“根底”；若超深过大，则不仅降低了延米爆破量指标，同时还增加了爆破震动强度，严重地破坏爆后台阶底盘的平整。 在爆破设计中，应参照底盘抵抗线或孔距的大小来选取超深值， 一般情形下的经验计算公式为 h 0.150.35Wp 或 h 812D18-14 4、孔装药量与装药结构 台阶爆破时，每一炮孔的装药量大小与预爆岩石的坚固性、岩体中节理及裂隙的发育状况、爆破条件、自由面状态、爆破作用指数、炮孔所负担崩落的矿石（或岩石）量以及所选用的炸药单耗有关。 1 炸药单耗指爆破每一立方米或一吨矿岩平均所用的炸药量。 炸药单耗的大小取决于岩石的可爆性、炸药的威力与爆破后的块度要求等因素决定。实际设计台阶深孔爆破时，可参考表18-11选取。 炸药单耗是露天爆破作业的一项重要技术经济指标。炸药单耗过小会减少炮孔的装药量，虽然降低了爆破作业的成本，但却使爆破质量降低，从而导致后续工艺 采装、运输、粗破碎费用的增加。 表18-11 单位炸药消耗量 岩石硬度系数f 8 810 1014 1412 单位炸药消耗量kg/m3 0.45 0.450.5 0.50.65 0.651.0 2 孔装药量炮孔装药量是所选用的炸药单耗与孔网参数及爆破 方式的函数。露天矿山的台阶爆破设计中普遍采用体积法计算，即 18-15 式中Q 炮孔装药量，kg； q 设计选用的炸药单耗，kg/m3； Wp 炮孔底盘抵抗线，m； a 孔间距， m； H 台阶高度，m。 当采用多排孔微差爆破时，为了改善爆破质量，应加大后排炮孔的装药量，因此，实际爆破设计中炮孔装药量的计算公式为 前排孔18-16 后排孔18-17 式中Q1 第一排炮孔的装药量，kg/m3； Wp 第一排炮孔的底盘抵抗线，m； Q 后排炮孔的装药量，kg/m3； b 炮孔的排间距，m； t 后排炮孔的装药量增加系数。 应当注意，一般情况下，运用上述公式计算每孔装药量时，还需要用每孔最大可能的装药量进行验算。检验公式为 18-18 式中G 每孔最大可能的装药量，kg； g 每米炮孔的可能装药量，kg/m； 18-19 式中D 炮孔直径，m； Dd 装药密度，kg/m3； L 炮孔孔深，m； Lt 炮孔填塞长度，m； 要求 Q G ，即炮孔设计装药量必须小于或等于炮孔的最大可 能装药量。若Q值过大，则应缩小布孔的孔网参数。 3炮孔装药结构在露天矿台阶深孔爆破中，较常见的装药方式是连续柱状装药，此时的装药结构如图18-9a所示。 装药长度LB即充填药粉或药卷的实体长度。有时，为了提高药 柱的中心，以减少爆破对下一台阶平台的破坏，可以在孔底加入一气垫，然后装入炸药。当采用连续装药时，装药长度LB可根据下面的经验公式选取 18-20 图 18-9b 分段装药结构示意图 图 18-9a 连续柱状装药结构示意图 D Lt LB D Lt Lj LB1 LB2 式中的各参数含义同前。 填塞长度Lt即炮孔内药柱顶面至孔口的距离。在实际的台阶爆 破中，为了防止“冲炮”，需要在药柱与孔口之间利用炮泥或其它种类的介质进行填塞。填塞的长度对爆破效果有着很大的影响。填塞长度过短时容易造成破碎岩块的飞散，甚至发生“冲炮”或出现根底；而填塞过长，则易在孔口位置形成大块或“伞岩”。当采用连续装药时，填塞的长度可根据下面的经验公式选取 18-21 式中Lt 炮孔充填长度，m； D 炮孔直径，m。 除了上述的装药结构之外，在露天矿台阶爆破中还经常采用分段装药结构（如图18-9b所示，在这种装药方式中，孔内的总装药量被间隔 介质如炮泥、 水 、岩屑或空气分隔成两段或更多段药柱。 分段装药结构一般运用于下列情况 1 当设计计算出的炮孔装药量较小，远小于炮孔最大可能的装药量时 ，为了使炸药在孔内较均匀分布，通常采用分段炸药结构，以取得 较好的爆破效果。 2 当采用大孔径深孔爆破时，计算出的填塞长度超过6m，通常采用分 段装药结构。 3 当生产台阶推进到最终开采境界，需进行靠帮并段时，也多采用分 段装药结构。 5、起爆方案与起爆网络 露天台阶爆破多采用多排孔同时进行。根据多排孔间被引爆时间上的异同，其起爆方案可归为两种多排孔齐发爆破与多排孔微差爆破。目前，国内外的露天矿山多采用多排孔微差爆破形式。在微差爆破中，由于炮孔间的起爆时间与起爆顺序的不同可形成各种各样的起爆网络，自然各起爆网络所形成的爆破效果不相同。图18-10列举出了几种最常 用的起爆网络图。 常见的起爆方案有排间微差起爆、斜线起爆、直线掏槽起爆与间隔孔起爆。 排间微差起爆其特点将平行于台阶坡顶线布置的炮孔按行顺序起爆。该方案的优点爆破时前推力大，能克服较大的底盘抵抗线，爆破崩落线明显。缺点是后冲及爆破地震效应较大，爆破过程中岩块碰撞挤压较少；爆堆平坦。为了避免地震效应过大，可将同排起爆炮孔再分成数段起爆。为了避免后冲过大，可将前一排的两侧边孔与后一排的炮孔同段起爆。 斜线起爆每一分段起爆炮孔中心的连线与台阶坡顶线斜交的爆破方式统称斜线起爆。斜线起爆的优点 1 采用方形布孔，便于钻孔、装药与填塞机械的作业，同时，斜线起 爆又提高了炮孔的邻近系数，有利用于改善爆破质量； 2 由于起爆的分段多，每分段的装药量小而分散，因而爆破的地震效 应也大大降低。 3 降低了爆破的后冲与侧冲，且爆堆集中，提高了铲装作业的效率。 缺点后排孔爆破时的夹制性较大，崩落线常不明显；分段施工操作与检查较为繁杂，且由于爆破段数多，爆破材料消耗量大。 图18-10 常见的起爆网络示意图 A直列布孔Wpa； B 错列布孔Wpa