预裂爆破技术论文范文

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篇1

Abstract: this paper an open pit mining examples, the presplit blasting design and construction site, the parameters selection and blasting construction are analyzed in detail, which has practicability and useful. The method in the use of open mining, the effect is obvious, economic value is better, worth popularization and application.

Keywords: presplit blasting; Blasting parameters; Blasting construction

中图分类号：O741+.2文献标识码：A 文章编号：

1概况

某露天矿是全国大型黑色冶金矿山之一，矿区南北长5.5公里，东西宽0.4~1公里，面积为4.6平方公里， 总占地面 积为13.15平方公里。属前震旦纪鞍山式沉积变质铁矿床，由黑背沟区、铁山区和黄柏峪区构成，其中以铁山区为最大。矿体由太古界安山群含铁石英岩中的3个铁层组成，属于单斜构造。铁矿层走向西北，倾向南西，倾角40度~55度。地表露出 全长3400米，工业矿段总长2900米。3个铁矿层的平均厚度为40. 18 米，其中以第三层为最大，储量占全区的82.6％。 矿石品位：磁铁贫矿石铁量 31.82％，磁铁富矿石铁量50％。该矿生产的铁矿石低磷、低硫， 有害元素 极低，是冶炼铸造生铁、球墨铸铁的最好原料。 南芬露天铁矿累计探明储量为12.91亿吨，到1985年末，保有储量为 11.1亿吨，其中工业矿量8.4亿吨，远景矿量2.74亿吨。矿床距地表较浅， 构造简单，适合于露天开采。该矿装备有120吨、170吨电动轮汽车，7.6立方米、11.5立方米电铲和45R、60R牙轮钻等先进设备。 年剥离量为2823万吨，采矿石797.8万吨，是目前我国单体矿山年产量最高的矿山。

2爆破参数选择

2. 1钻孔参数

预裂孔使用XHR351钻机施工，孔径为100mm。主爆孔使用Φ200 mm牙轮钻孔施工。据现场施工数据的归纳总结，该露天矿露天台阶开采中，设计预裂孔孔距一般为1 m，主爆区孔间距为3~3. 5 m，主爆孔的排间距为3 m，这些参数在爆破施工中取得理想的爆破效果。按边坡设计坡比测算预裂孔钻孔深度和倾角，其实际值根据现场爆破施工合理性确定。

2. 2装药参数

预裂爆破的线装药密度经验公式都是根据大量的现场爆破数据进行数学归纳推演出来的，可有效的指导预裂爆破前的试验工作。但对一个具体的矿山而言，由于岩石特性、地质构造方面存在着差异，经验公式无疑有它的局限性，另外，影响爆破质量的因素很多，经验公式只是相对而言的。

针对该矿的岩石特性，应用6个经验公式计算线装药密度，并分别与现场实际数据进行了对比。对比结果表明，经验公式线=0.36n0.6n0.2[σ压]0. 6用于坚硬岩石的预裂爆破线装药密度核算，其误差相对较小，且它不随岩石硬度增大而呈线性增加，因此，某露天矿台阶式露天开采预裂爆破主要是参考该经验公式计算药量，再结合现场施工情况对爆破参数进行修正。其预裂爆破设计见图1。

图1某露天矿预裂爆破爆孔布置

使用32 mm药卷，预裂孔径D为10，n取值为0. 32，由上述公式计算出预裂孔的线装药密度为320~410 g/m，以二级岩石乳化炸药为准，其他炸药用能量系数换算。

3爆破施工

3. 1预裂孔施工

(1)测量放样。测量放样是根据边坡设计的坡比确定钻孔的开口位置。由于设计高程和实际开口位置的高程不一定相符，必须根据开口高程和钻孔角度确定开口位置。

(2)钻孔角度控制。预裂孔钻孔的倾角和方位角影响预裂爆破的超深，直接影响预裂爆破的效果。

(3)预裂孔装药。按照设计线装药密度，间断将Φ32×200二级岩石乳化炸药和导爆索一起绑在长竹片上装入孔内。预裂爆破装药只须堵塞孔口段。预裂孔孔口堵塞长0. 8~1. 1 m，预裂孔底部1m范围内加药量2. 5倍，顶部1 m范围内药量减半。预裂孔装药结构如图2所示。

图2预裂孔装药结构示意

3. 2主爆孔施工

主爆孔孔底距壁面过小，爆破会对终采边坡造成破坏，过大会留下岩坎，须二次处理，经过多次试验，确定主爆孔距预裂壁面2. 5~3 m。

(1)孔距和排距。通过试验，确定露天矿台阶式开采中孔距3. 5 m，排距为3. 0~3. 5 m。

(2)孔的深度。为确保下一台阶的完整和下一平台终采边坡的预裂钻孔施工，又必须尽量少留岩坎，主爆孔的深度只钻到下一梯段高程，不超深。其倾角确定原则为：预裂孔与其相邻的那一排主爆孔的孔口水平距离至少保有3 m，孔底水平距离至少保有2. 5 m。主爆孔排与排之间的钻孔倾角可不完全相同。

(3)主爆孔的装药。采用不耦合装药，Φ200的孔径装Φ120乳化药卷，不耦合系数为1. 67，单耗一般取值0. 35~0. 45 kg/m3，孔网参数根据现场爆破施工经验和爆破效果进行调整。

3. 3爆破网络

孔内用双导爆索起爆，孔间用导爆索搭接，单响药量小于150 kg，主爆孔内用MS10段非电雷管引爆，整个爆破网络用MS1、MS2、MS3、MS4、MS5、MS6等等联接。其网络如图3所示。

图3爆破起爆网络示意

4应用效果

近几年来，预裂爆破技术在某露天矿台阶式开采中的应用取得了较为理想的效果：

(1)应用预裂爆破虽增加预裂孔穿孔工作量，但保证预留边坡一次成型，同时减少临近主爆孔的穿孔工作量，总的穿孔工作量增加不大，另外减少了边坡二次处理工作量及费用；

(2)保留边坡半孔率最高达97%，最底也能达到89%，超欠挖控制在±15 cm左右，最终边坡达到一次成型；

(3)爆破效果良好，减少了挖装机械的油耗和备件磨损，直接经济效益较为可观；

(4)减少了预留边坡受炸药猛度的影响，增强了边坡的安全稳定性，有效降低露天矿山台阶下降后高边坡潜在的安全隐患。

参考文献：

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[2]谢建中.全方位预裂的参数试验与施工[A].霍永基.第三届水利水电工程爆破会议资料集[C].武汉：中国地质大学出版社， 1991： 132~135.

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[4]周明安.预裂爆破在中硬且裂隙发育红砂岩地区的应用研究[J].工程爆破， 1999， 05(04)： 31~35.

[5]高文学，刘清荣.岩体预裂爆破的断裂控制研究[A].霍永基.全国工程爆破第五届学术会议论文选[C].武汉：中国地质大学出版社， 1993： 34~36.

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[9]何广沂.非电起爆网络的研究与实践[A].霍永基.全国工程爆破第五届学术会议论文选[C].武汉：中国地质大学出版社， 1993， 289~293.

篇2

随着人类社会的发展，地下工程将越来越多地应用在国民经济基本建设各个领域，在水利水电、公路、铁路、油库等工程建设中，越来越多地采用了地下洞室。对于地下洞室群在开挖爆破施工中的安全、相邻洞室及交叉洞室的施工、厂房岩壁吊车梁基础的爆破施工工艺、以及如何实现快速光爆等，本人在几十年的地下工程施工中，积累和探索了一定的经验，在此与同行分享和探讨。

一、水利工程地下主要洞室开挖方法概述

（1）主厂房。Ⅰ～Ⅶ层边墙预裂、中部梯段爆破拉槽开挖、边墙保护层开挖、支护跟进。岩锚梁部位精确测量造孔、密孔、小药量开挖，开挖前锚杆上、下锁口。Ⅷ～Ⅹ层通过与尾水支洞间竖井溜渣槽（井）开挖，支护跟进。配置多臂凿岩台车，潜孔钻等设备，总用时30个月。

（2）主变室。从上、下二层开挖，底板预留保护层；边墙预裂、中部梯段爆破拉槽开挖、边墙保护层开挖、支护跟进。

（3）尾调室。上层连通洞以上部位反导井掘进至穹顶，然后由上而下扩挖至连通洞底板高程；再向下通过反井钻机形成与底部贯通的1.4 m导井，扩挖导井至6m的溜渣井，再通过手风钻造孔、小型反铲扒渣自上而下扩挖形成，平均月扩挖仅5m[1]。

（4）尾闸室。通过施工支洞分二层完成岩锚梁及其以上部位开挖后，以反井钻机形成与底部尾水支洞贯通的溜渣导井（1.4 m），再通过手风钻造孔、人工扒渣自上而下扩挖形成。

（5）压力管道竖井。以反井钻进形成贯通上、下平段的溜渣导井（1.4 m），再通过手风钻造孔，人工扒渣自上而下扩挖形成，每日平均扩挖1-1.5 m。

（6）尾水支洞、尾水隧洞。分3层开挖，边墙预裂，左、右半幅相继梯段爆破开挖，边墙保护层开挖，支护跟进，平均月进百米。

（7）导流洞。通过多工作面分 3 层开挖，边墙预裂，左、右半幅相继梯段爆破开挖，边墙保护层开挖，支护跟进。 配置多臂凿岩台车，潜孔钻等设备。 平均月进百米。

（8）抗力体置换洞。分2层开挖，采用光面爆破，手风钻造孔，小型反铲、装载机、运输车出渣，竖井溜渣后再通过大型设备装运渣月。进度 40～60m。

（9）泄洪洞有压段、无压段。分3层开挖，边墙预裂，左、右半幅相继梯段爆破开挖，边墙与底板保护层开挖，支护跟进[2]。 配置多臂凿岩台车，潜孔钻等大型设备，平均月进百米。

（10）泄洪洞工作闸室。通过施工支洞分 2 层完成交通洞底板以上开挖，通过正、反井作业形成与泄洪洞沟通的溜渣竖井，以潜孔钻、反铲进行自上而下的扩挖、扒渣、支护。早期爆破时对设备予以覆盖保护，后期通过渣堆使设备移向泄洪洞躲炮，安全效果优异。

（11）泄洪洞龙抬头段。通过正、反井作业形成约 70＃5m）的溜渣斜井，以潜孔钻、反铲自上而下分层扩挖形成。

二、水利工程地下洞室爆破施工过程分析

（1）施工准备

施工准备工作包括场地平整、测量放样，以及其它常规准备工作。由于预裂面一般就是最终的边界开挖面，因此，预裂缝的位置必须准确，当采用垂直的预裂孔时，放样工作没有什么困难，只要按设计的孔位精确的测量就可以了。对于倾斜的孔，特别是预裂面呈某种曲折面的斜孔，放样工作就要复杂得多，这是因为斜孔的孔口与孔底并不在同一个坐标位置上，而是随该孔的倾斜度以及地面的起伏而变化。此时，采用整体样架放样就要方便得多。

（2）钻孔

钻孔的机具根据炮孔的直径和孔深来选用，一般情况下，直径小于50mm，深度在6m以内的孔，多采用手风钻，孔径在70mm以上的深孔，则要采用潜孔钻。钻孔时，必须严格控制质量，允许的偏斜度应控制在1度以内[3]。由于岩面的不平整或钻进的方向不是垂直，往往容易引起孔口的偏离，此时，可以采用人工撬凿或用钻机冲击的方法，凿出孔口位置，经检测无误后，才开始钻进。

（3）药包加工

用于预裂爆破的药包，最好能在钻孔内均匀地连续分布。在实际施工中，大多须在现场加工制备，通常采用两种方法：一是将炸药装填于一定直径的硬质塑料管内连续装药，为了顺利地引爆和传爆，在整个管内贯穿一根导爆索。另一种是采用问隔装药，即按照设计的装药量和各段的药量分配，将药卷绑扎在导爆索上，形成一个断续的炸药串。由于每个孔的深度不一致，装药量也不同，因此，对于每一个孔应当分别准备各自的药串，编上该孔的孔号，不能混淆，然后包扎好待用。

（4）装药、堵塞和起爆

为使炸药爆炸时能够获得良好的不藕合效应，药柱（或药卷串）应置于炮孔的中心。为达此目的，可采用一种塑料制的膨胀联结套将药柱固定在炮孔中央。在我国的预裂爆破中，多半将药卷串绑在竹片上，再插人孔中。对于垂直孔，竹片应置于保留区的一侧，对于倾斜的孔，竹片应置于孔的下侧面。

炸药装填好以后，堵塞之前先要用纸团等松软的物质盖在炸药柱上，堵塞过程中，应注意使药卷串保持在孔中央的位置上，不要因堵塞而将药卷串推向孔边。堵塞应密实，以防止爆炸气体冲出，影响预裂效果。在预裂爆破中，一般都采用导爆索起爆，效果较好。也可采用电雷管或非电雷管起爆。预裂爆破最好能一次同时起爆，但当预裂规模大时，为了减轻预裂爆破过程中的振动影响，也可以分段起爆。

三、水利工程地下洞室爆破安全防护技术措施

我们要根据爆破安全规程的要求，结合本地的实际情况，制定好安全防护措施和做好安全警戒工作：

（一）参加爆破工作的人员应有公安部门颁发的爆破安全作业证，要持证上岗。

（二）爆破作业人员必须树立安全第一的思想，严格按爆破安全规程规定的安全事项和要求操作。

（三）现场爆炸物品都由炸药库统一配送。爆炸物品的使用必须按照当地公安部门的要求，在爆炸物品到达工地后应放到指定地点存放，并由专人负责看守。领发时必须指定爆破工专人领取并做好登记，不得随意发放。

（四）从装药时开始，场地四周应放出警戒，根据本工地的周围环境，确定爆破的警戒范围为200m，并要按照警戒位置固定专人布置哨位，在附近特别加强了警戒。参加施工的爆破人员，都佩戴明显的标志，其他无关人员一律禁止入内。

（五）爆破装药、连线完成后，应由爆破指挥长按照爆破安全规程规定的起爆顺序，在各警戒点到位后预警-起爆-解除警戒的信号[4]。

（六）爆破结束后，爆破人员对现场又做了进一步检查，尤其要对爆后形成的浮石和危石认真进行排除，处理时周围也要警戒，防止发生意外事故。组织有爆破经验的专职队伍进行爆破作业，关注爆破先进技术的推广，严格组织和管理爆破队伍，将大大提高我国地下洞室开挖爆破的安全生产水平。

参考文献：

[1] 陈志刚，刘殿魁.SH波冲击下浅埋任意形孔洞的动力分析[J].地震工程与工程振动. 2004（04）

[2] 马宏伟.引水隧道在地震波入射时的动力响应解析解[D].北京交通大学 2013

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关键词： 中深孔 爆破 质量 问题

Abstract: Open- Pit Blasting of Medium-Depth Holes is widely used as the main blasting method in the areas ofthe stripping mine、Mining、Hydraulic Engineering、the excavated railway in presenting china. lt is multi-deck blasting centers on non electric initiating system. Tn the Open- Pit Blasting of Medium-Depth Holes, It is the most important to pay attention to solve technical problems in project fields ,this paper points out several problems in Open- Pit Blasting of Medium-Depth Holes .analyzing its cause put forward a improvedproposal; Sequentially ,the quantity of blasting can be raised

Key words: Medium-Depth HolesBlastingquantity problem

中图分类号：TU74文献标识码：A 文章编号：

1引 言

1.1露天中深孔爆破发展的现状

露天浅孔爆破特指岩土开挖、二次破碎大块时采用的炮孔直径小于50mm、深度小于5m的爆破作业。深孔爆破就是炮孔孔径大于75mm且深度在5m以上的采用延长药包的一种爆破方法。而中深孔爆破方法是介于浅孔爆破与深孔爆破之间的以专用钻凿设备钻孔作为炸药包埋藏空间一种爆破方法，其孔径一般为50mm~350mm，孔深为5m~20m。露天中深孔爆破技术具有爆破安全系数高，一次开采工作量大，减少工作强度，改善工作环境的特点。

露天中深孔爆破在我国土石方爆破中占有重要的位置，被广泛应用于矿山开采、水电站基坑开挖、工业场地平整及铁路、公路路堑爆破等方面。我国冶金矿山梯段中深孔爆破普遍采用多排位差爆破，一次爆破量10万至20万t矿石，有些矿山高达50万t。根据我国工程机械化水平，露天中深孔爆破梯段高度一般为10~15m，钻孔直径为80~310mm，爆破底盘抵抗线为钻孔直径的30—40倍，炸药单耗0.10~0.30kg/t。

近年来，在露天中深孔爆破中推广了大区多排爆破、留渣挤压爆破、小抵抗线宽孔距爆破、预裂、光面和缓冲爆破等爆破技术。许多矿山为提高露天矿边坡的稳定性采用了预裂爆破及缓冲爆破技术，成功降低了爆破对边坡的破坏作用。铁路新线建设和其它重要的水利、电力工程已经推广了光面爆破与预裂爆破技术，对提高边坡的稳定性起到了良好的效果。

1.2露天中深孔爆破发展的方向

露天中深孔爆破今后的发展方向是进一步改善爆破质量，控制爆破岩石的块度；研究岩石性质、炸药参数与爆破参数三者之间的最优组合关系，从而获得最佳的爆破效果；研究控制爆破石块的组成与堆积形状、控制爆破作用的范围和有害效应；合理配套爆破工作程序，提高爆破工作效率。

2露天中深孔爆破要注意的问题

2.1合理地确定爆破相关参数

为了达到良好的爆破效果，必须合理地确定露天中深孔爆破的布孔方式、孔网参数、装药结构、装填长度、起爆顺序和单位耗药量等参数。在实际的爆破工程施工中，好多施工单位在确定爆破相关参数的时候，是通过经验公式、相关数据表格和自己以往工程的经验确定爆破相关参数。但一些爆破参数通过计算和分析得出来的不是一个确定的数值，而是一个数值的范围。在选取这些参数值的时候，往往大多数的爆破施工单位就会根据以往一些工程的经验来确定最后的参数值，最后应用到爆破施工当中去。当爆破能满足工程的要求的时候，很少有爆破技术人员会对每次爆破的效果做一些分析，找出爆破中不足的地方。从而没有最大限度的提高爆破质量，降低工程成本。

施工单位要确定合理的爆破参数，应该要做好以下几点：

1、对每次选取的爆破参数和爆破效果进行记录。在每次爆破之前，要把相关爆破参数作记录；在完成爆破之后，要对爆破效果进行记录。爆破效果主要包括爆破后岩石的粉碎程度、有无根脚、爆后台阶高度是否符合要求、爆破震动大小和是否产生远距离飞石等。

2、就爆破效果进行分析处理。当粉碎程度不够、产生根脚，说明爆破能量不够，我们可通过适当增大炸药单耗、缩小孔网参数、减小底盘抵抗线和增加单孔装药量等方式来实现。当粉碎程度过大，则采取相反的方法。如达不到要求的台阶高度，就要适当的改变超钻的深度。爆破震动过大时，就需要适当减少单响药量，控制好爆破微差的时间。产生较远飞石时，就要检查底盘抵抗线的大小 、堵孔长度是否合理、堵孔的原料中是否掺杂石块和一次爆破药量是否过大等。通常我们通过下列公式计算确定爆破参数：

计算公式： （2-1）

Q—单孔装药量，kg；q—炸药单耗量，kg/m³；a—孔距，m；b —排距，m; H—台阶高度，m。

m=a/b （2-2）a=m×（2-3）

—底盘抵抗线，m；m是炮孔密集系数，一般情况取大于1，在工程中通常取1.2~1.5。在宽孔距小抵抗线的爆破中则取3~4或者更大。在公式2-3中，应选取较小，以克服底盘的阻力。

（2-4）

其中d为炮孔直径，mm；为装药密度，kg/m³；为装药系数，取0.7~0.8。

经验公式（2-5）

可查表选取q，表2提供一些参考数据（以2号岩石铵梯炸药为标准）。

从公式中我们可以看出，爆破参数往往都不是一个定值，各参数之间都有着密切的关系。所以我们在增大或者缩小某个参数时，就可能带动其他参数的改变，我们要注意到这一点，在实际操作中，也要做到相应的变化，以满足爆破的要求。

在通过爆破分析与实践结合的基础上，我们才能确定出合理的爆破参数。只有在合理的爆破参数下进行爆破作业才能最大限度的改善工程的质量，节约工程的成本。

2.2有效的控制爆破震动和爆破飞石

在露天中深孔爆破中，较大的爆破震动和较远的爆破飞石不仅影响工程的爆破质量，还会对周围的人和建筑物造成危害。所以有效的控制爆破震动和爆破飞石是工程顺利进行的前提条件。

2.2.1爆破震动控制措施

爆破引起的地面振动速度主要与一次爆破的装药量，建筑物至爆破源的距离、地质、地形条件和爆破方法有关，（在我国）一般按下式计算：

V=（）/(2-7)

式中：V—爆破地震安全速度，cm/s； R—爆破中心距被保护目标距离（m）；

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系数。

在爆破设计时，为了避免爆破震动对周围建筑物产生破坏性的影响，必须计算爆破震动的危险半径，如果建筑物位于危险半径内，那么需将建筑物拆迁；如果建筑物不允许拆迁，则需减少一次爆破的装药量，控制一次爆破的规模。

安全距离：(2-8)

最大药量： (2-9)

减小爆破震动的措施主要有以几种：

1、大力推广多段微差起爆，因为在药量一定情况下分段越多，爆破震动越小。当分段超过30段时，可选用孔内和孔外微差想结合的方式。微差爆破不仅能降低爆破震动，还能使炮堆集中、破碎质量改善、减少炸药单耗和增加爆破方量。

微差起爆的重点就是控制好微差时间，微差时间确定的方法有几种，我们通常选取以下两种方法：

①我们可以根据经验公式：

（2-10）

式中：K—实验系数，取2~5;W—底盘抵抗线，m。

②按地震效应最小原则确定微差时间

使地震效应（我国）最小的合适微差时间为30~75ms。

用这两种方法确定的微差时间可能和实际时间有误差，要合理的确定微差时间，还需要结合实践来加以修正。

2、合理的选取爆破参数和单位炸药消耗量。

3、为了防止爆破震动破坏露天的边坡，应在爆破边坡段选用预裂爆破或者光面爆破的方式。

4、在露天中深孔爆破中，防止采用过大的超深，过大的超深会增加爆破的震动效应。

5、控制最大单响药量，选用低威力、低爆速的炸药；根据被保护建筑物的方位选取合理的起爆方向。

6、利用和创造减震条件。使用底部空腔的装药方式，使装药高于地面；爆破产生的地震波在遇到沟、坑及减震沟等就会明显减弱，我们在设计爆破起爆方向时就要利用这些有利的地理条件。

2.2.2爆破飞石控制措施

露天中深孔爆破个别飞石的计算公式为：(2-11)

式中个别飞石的飞散距离，m；d为炮孔直径，cm。正常情况下爆破飞石一般不会太远，当产生较远飞石时，一般出现在孔口和前排。造成孔口飞石主要有两个原因：一是堵孔不严，产生冲孔并带动孔口石块；二是炸药过多，堵塞长度不够，堵塞物中带有石块。造成前排飞石的主要原因是前排临空面不平，最小抵抗线差异太大，或结构面切割、甚至裂缝与炮孔贯通。

爆破飞石的控制措施有下面几种：

1、对于孔口飞石的控制措施主要是对孔口进行覆盖防护。这样不仅消除了冲孔的隐患，又能防止孔口石块的飞出，同时又有效的降低大块率。

2、对于前排飞石的控制措施，一方面可采取多排微差爆破，减少前排出现次数。另一方面根据前排抵抗线和结构面的变化情况，在抵抗线薄弱的地方采取间隔装药。当发现有炮孔有贯通缝隙或者与空洞相连，要对该炮孔进行堵塞，不能进行装药。

3、根据爆破条件变化，合理的确定单位炸药消耗量和爆破参数，保证炮孔的堵塞长度和质量，合理的确定爆破微差的时间。

2.3提高工作效率

在露天中深孔爆破中不但要合理的确定爆破参数，有效的控制爆破震动和爆破飞石，还要提高爆破施工的机械化和自动化水平，钻孔、装药、填塞各工序不仅要提高机械化水平程度，而且要配套，要广泛推广预装药爆破技术，即边钻孔边装炸药和起爆器材。这样就会提高爆破作业的工作效率，缩短工期，降低工程成本。

3结束语

露天中深孔爆破安全系数高，易于实现施工综合机械化，有利于加快工程施工进速和提高工程爆破质量，且一次爆破量大，降低了爆破成本。作为施工单位在露天中深孔爆破实际操作中要注意容易出现的问题，合理的设计爆破施工方案，对可能存在的问题和出现了的问题，要及时的进行分析和处理。这样才能最大限度的改善爆破质量，降低工程成本。

参考文献

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[4] 管志强，胡碧海，应海剑，露天台阶深孔爆破设计中应注意的几个问题[J]。 爆破2007.3

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1.选题的依据和意义

露天矿边坡稳定与否直接影响到矿山的正常生产设备、人员的安全及矿山的经济效益。边坡的稳定性除受区域地质构造、边坡岩体的结构面、地下水的影响外。在很大程度上也受矿山生产爆破及靠帮爆破的影响。爆破地震波使边坡岩体松动破裂，在边坡岩体处于极限平衡状态下，一旦爆破药量过大，爆破参数选择不合理时，很可能诱发边坡岩体失稳，造成边坡滑动破坏。大量的研究证明，爆破动力的影响，可使边坡稳定性系数降低l0%；如靠帮爆破最大一段炸药量较大时，可使边坡稳定性系数降低15-20%。边坡在承受爆破震动力作用时，坡体中潜在的滑体会附加一惯性力，使潜在滑体的下滑力增大。此外，爆破会使边坡岩体产生大量的微裂纹，降低岩体的强度和抗滑力，这样就会使边坡稳定性逐渐变差。尤其对高陡边坡和地质条件及岩体强度较差的边坡地段，当爆破震动达到一定值时，边坡就会产生局部坍塌甚至整体滑坡。因此在研究露天矿边坡稳定性时必须考虑爆破震动对边坡的影响。

大平掌露天矿位于云南普洱市，为中型铜矿业基地，目前露天矿东南部边坡高度随着采矿延伸近200m。矿山服务年限14年。大平掌铜矿目前东南帮设计最终帮坡角42°19′12″。但由于岩石破碎，表面土层厚度大， 开采的临时帮坡角为32°。来来蓄成的边坡高度将达400多米，属大型深凹露天矿边坡。2011年初，东南部边坡局部出现开裂现象。2011年9月份，发生了大范围的变形破坏， 变形边坡长度走向大于800m，危害整个东南帮，台阶自1100～1300m均有不同程度的严重滑塌、张拉、冲刷破坏。根据积累的滑坡监测数据，水平位移和垂直位移均超过1m，局部地方位移超过2.5m，即使在雨季过后，位移量也在发生变化，大平掌铜矿东南帮边坡变形破坏已经严重地影响了采场的正常生产和安全作业，查明其破坏规律，对其进行综合治理势在必行。

2.爆破震动理论研究

2.1爆破震动判据参数研究

边坡稳定性研究中，主要是用质点震动速度来评价振动强度的大小。质点震动速度大小与装药量、测点距爆源的距离、介质特性、装药结构等许多因素有关。目前计算震速的常用经验公式为：

式中：V一质点震动速度，cm/s；

Q一装药量，齐发爆破时取总装药量，微差爆破时取最大一段的装药量，kg；

R一爆源中心至测点间的水平距离，m；

K一与土岩性质，地质条件，爆破方法等有关的系数；

a一爆破地震随距离增加而衰减的系数。

2.2震动持续时间对爆破震动强度的影响

除了常用上参数作为判定爆破震动的强度外，爆破震动持续时间也同样是需要考虑的重要因素，爆破震动持续时间越长，其危害性裁越大。爆破地震波持续时间主要取决于爆破条件（装药方式、引爆方式、传播介质）。

3.大平掌露天矿爆破工艺

3.1露天采场最终边坡地质条件

大平掌矿露天采场边坡主要分布情况：西南帮和东北帮主要出露在流纹斑岩中；西北帮和东南帮以1100m标高为界，上部为英安岩，下部为流纹斑岩；东南帮1260-1300出露部分第四系残坡积物；最终边坡地层出露情况见图3-1、3-2、3-3。

从以上分析可知：①露天采场最终边坡出露的岩石主要英安斑岩和流纹岩。流纹岩被硅质胶结，硅化强，岩石坚硬，抗剪抗压强度高；英安岩致密坚硬、节理欠发育，具有较好的抗压强度。因此，从总体上来看，露天采场最终边坡通过的地层岩石坚硬，稳固性好。②地层的产状和露天边坡的关系为：东北方向边坡与岩层产状逆向，西北和东南方向边坡地层近水平斜截边坡，西南方向边坡整体为流纹岩。从地层的产状和露天边坡的关系来看，不会在地层分界部位形成滑移面。③地表有部分第四系残坡积物出露高度不大，对边坡稳定性影响不大。

3.2爆破参数和网络基本情况

（1）爆破孔网参数：

底盘抵抗线

式中d——炮孔直径，dm；

A——装药密度，kg/m3；

B——装药系数，0.6-0.8；

M——炮孔密集系数；

q——单位炸药消耗量，kg/m3。

在满足安全和装药条件的前提下按经验选取，参考经验公式：

Wd=（25-45）d

式中，Wd——底盘抵抗线，m；

d——钻孔直径，m。

两个公式综合考虑，确定Wd=4m。

孔距a、排距b

W=sin&Wd=（0.7-0.9）Wd

孔距a=bm

式中，a——炮孔间距，m；

b——排距，m；

m——炮孔密集系数，1-2。

由于大平掌矿山存在两种性质不同的矿石，因此确定了不同的孔距和排距，V1矿石由于是致密块状结构，硬度大，在确定排距时小于底盘抵抗线，经过计算与实际效果对比，排距取值为3m，孔距取值为3.5m。

V2矿石，以底盘抵抗线为排距，取值为4m，孔距为4.5m。

超深h其值按公式h=（10-15）d

式中， h——超深，m；

d——炮孔直径，mm。

因为超深过大不仅浪费钻孔和炸药，而且由于炸药中心过低，会使台阶上部产生较多的大块，且破坏下一台阶表面岩体的完整性，影响下一循环的穿孔作业，甚至造成塌帮，形成废孔，经过爆破效果确定超深取值为1.0m-1.5m。

堵塞长度对于垂直炮孔l=（0.7-0.8）Wd

对于倾斜炮孔l=（0.8-0.9）Wd

其中深孔爆破要求大平掌铜矿爆破填塞不小于4米。

单位炸药消耗量V1矿体的炸药单位消耗量为0.67kg/m3；

V2矿体的单位炸药消耗量为0.54kg/m3。

3.3一般微差爆破技术

大平掌露天矿目前主要采用导爆管实现孔内微差爆破。由于两个自由面比一个自由面更有利于破碎岩石，因此起爆方式的选择， 应使先起爆点能利用或创造出两个自由面，为后排炮孔的爆破破岩创造一个更有利的条件。当爆区具备两个自由面时，应选择斜线起爆方式，形成典型的大孔距小抵抗的大斜线起爆方案；当爆区只有一个自由面时，应优先选择v型起爆方式，以在爆区中央先创造一个破碎区，使后排炮孔能在两个自由面的环境下起爆；当爆区仅有一个自由面且炮孔排数小于4排，可选择排间起爆方式。但应跳段使用低段别的毫秒雷管。当一次爆破起爆爆孔数较多时，为控制最大段起爆药量，需进行分区起爆。

4.边坡控制爆破

大平掌矿长期频繁的生产爆破使得边坡岩体疲劳，松驰、强度降低，因而采取有效的边坡控制爆破是很有必要的。

露天矿控制爆破的内容主要包括如下三个方面：有效的预裂和光面爆破；有效地控制最大一段起爆药量和总药量；有效的控制爆破松动带厚度。

4.1预裂爆破

预裂爆破是沿设计台阶坡顶线打一排密集孔，炮孔倾角最好与设计台阶面一致，首先起爆，孔与孔之间首先拉通，形成一个沿设计坡面的破裂带，将坡面前待爆岩体与背后固定帮岩体预先隔开，当前方生产爆破孔爆破时，炸药能量产生的地震应力波遇到预裂的破碎带界面，使应力波产生反射，保护了背后边帮岩体，使其受震害程度得以降低。

4.2光面爆破

光面爆破与预裂爆破的区别在于起爆顺序的不同，对于邻近边坡的最后一排密集孔，光面爆破是最后起爆。大平掌露天矿目前在边帮爆破时主要通过控制最大段起爆药量来减小爆破对边坡的破坏，在爆破时爆破产生的应力波直接作用于边坡岩体，使一部分岩体破碎，边坡一定范围内的岩体受到损伤，岩体内部产生大量微裂隙，边坡岩体艇体强度降。针对大平掌露天矿的边坡现状，山水公司己认识到事情的严重性，已购买相应钻孔设备，在靠帮是采用预裂爆破和光面爆破。

4.3严格控制最大段段起爆药量和总药量

震动测试表明，由爆破产生的质点震动峰值速度与微差爆破时最大段起爆药量密切相关，因此为减少爆破震动对边坡的影响，特别是减少爆破震动对边坡的累积影响，必须保证每次爆破时使爆破震动强度尽可能降为最小。在采用微差爆破时，应增加雷管段别，分多段微差起爆，尽可能把单响药量控制在800kg左右（两个孔）。在控制最大段起爆药量的同时，也必须控制一次爆破的总药量，一般来说，总药量越大，爆破震动持续时间就越长。针对大平掌目前的生产现状，一次爆破总药量控制在10t以下比较适宜。

5.边坡减震措施

通过爆破震动对大平掌露天矿边坡影响分析，并结合露天矿目前的开采现状，提出了一些行之有效的边坡保护措施。通过现场爆破震动测试、边坡稳定性计算以及露天矿岩质边坡内部位移监测，作者认为，爆破及爆破震动对大平掌露天矿岩质高边坡的稳定性主要影响因素如下：

（1）爆炸应力波对岩质边坡的直接作用。由于在靠帮时未能采用预裂和光面爆破来保护边坡，且爆破钻孔孔径大（250mm），爆炸产生的应力波使得处于爆孔近区内岩体破裂，靠近炮孔内的大面积岩体损伤，强度降低，从而使接体边帮稳定性大大减小。

（2）爆破震动和地下水的联合作用。地下水是影响边坡稳定的主要因素之一，边坡体内地下水的存在会软化岩体，降低岩体强度，减小岩体的内摩擦角。边坡地下水静压力还会增大边坡下滑力，当高位地下水与爆破震动联合作用时，会大大降低露天矿的边坡稳定性。

（3）爆破震动对大平掌露天矿岩质边坡的损伤累积效应。在爆破荷载作用下岩石的动态断裂是一个连续损伤演化累积的过程，其损伤机制可归结为岩石内部微裂纹的动态演化，岩石作为一种脆性损伤材料，存在着大量的微裂隙、微裂纹等缺陷，爆破对岩体基本质量的影响和破坏过程是由于其内部大量微裂纹的存在、长大和贯穿而导致岩石宏观力学性质的劣化以至最终失效或破坏的过程。

由于生产的需要，大平掌露天矿频繁的生产爆破（目前平均每天爆破1次）必将使得岩质边坡的微裂纹得以不断发展，岩体强度下降，边坡位移变形加快，从而影响到整个边坡的稳定性。

6.总结

露天矿边坡稳定与否直接影响到矿山的正常生产设备、人员的安全及矿山的经济效益，而影响露天矿边坡稳定性的因素是多方面的，爆破震动是影响露天矿边坡稳定性的主要因素之一。随着露天矿开采深度的增加，边坡受到爆破地震的影响与危害愈烈，这就要求对边坡爆破震动进行连续监测，以便研究爆破地震波在边坡中的传播规律，并且采取合适的评价参量和控制方法，达到对边坡爆破振动危害的有效减缓。本文针对大平掌露天矿边坡现状，从爆破震动角度分析了爆破震动对露天矿边坡的影响，并提出了一些减小爆破震动对边坡稳定性影响的措旋。

【参考文献】

[1]蒋名政.爆破震动对高陡边坡稳定性影响试验研究[D].硕士学位论文，2002.