露天矿山开采工艺与安全技术培训演示文稿

露天矿山开采工艺与安全技术培训演示文稿目前一页\总数一百九十二页\编于十四点优选露天矿山开采工艺与安全技术培训目前二页\总数一百九十二页\编于十四点第一章露天开采第一节露天开采概况与常用术语

一、开采概况

二、常用基本术语第二节露天开采境界确定

一、剥采比

二、经济合理剥采比的确定

三、确定露天开采境界原则

四、境界剥采比的计算方法

五、露天开采境界的确定方法

六、露天矿开采境界合理确定与安全的关系

第三节穿孔爆破

一、穿孔工作

二、爆破工作

第四节采装工作

一、单斗挖掘机的主要工作参数

二、工作面参数

目录—第一章1~4节目前三页\总数一百九十二页\编于十四点目录—第一章5~9节

三、挖掘机生产能力

四、采装工作的安全要求第五节运输工作及安全要求一、自卸汽车行驶基本原理：二、运输计算三、公路分类和构造四、公路的平面要素五、公路纵断要素六、露天矿运输工作的安全要求第六节露天矿开拓一、公路运输开拓二、掘沟及工作线布置方式三、并段第七节排土工作

一、汽车运输——推土机排土

二、排土场复土造田及病害防治第八节露天矿排水和防毒

一、排水工作

二、防毒

目前四页\总数一百九十二页\编于十四点目录—第二章1~4节

第九节露天矿边坡稳定

一、边坡失稳破坏类型

二、影响边坡稳定性的主要因素

三、岩体监测与岩体加固第二章矿山爆破安全技术第一节炸药爆炸基础

一、炸药的爆炸

二、炸药的反应形式第二节常用炸药一、起爆药二、单质猛炸药三、混合猛炸药四、炸药威力的衡量五、炸药的氧平衡设计目前五页\总数一百九十二页\编于十四点目录—第二章5~7节第三节炸药的敏感度一、炸药的起爆能二、炸药的敏感度第四节起爆方法一、火雷管起爆二、电雷管起爆三、导爆管——雷管起爆四、导爆索起爆五、混合起爆第五节爆破器材的安全检验和销毁一、工业炸药的质量检验二、报废炸药的销毁三、起爆器材的安全检验第六节爆破器材安全管理一、爆破器材的贮存二、爆破的器材运输目前六页\总数一百九十二页\编于十四点目录—第二章8~9节第七节爆破公害及安全措施一、爆破地震二、空气冲击波三、飞石四、爆破噪声五、有毒气体六、早爆七、拒爆第八节爆破事故与预防一、炸药库爆炸二、炸药燃烧和炮烟中毒三、爆炸材料过期造成迟爆第九节爆破安全基本规定一、爆破工作的基本规定二、安全评估三、装药工作规定四、填塞规定五、爆破警戒与信号六、爆破后的安全检查和处理目前七页\总数一百九十二页\编于十四点第一节露天开采概况与常用术语

一、开采概况

露天开采是用一定的采掘运输设备在敞露的空间从事矿石开采作业。露天开采的特点是：采出矿石需将矿体周围的岩石及覆盖岩层剥掉，通过露天运输通道或地下井巷把矿石或岩石运至地表。这种开采方法广泛用于开采金属矿、冶金辅助原料、建筑材料、化工原料及煤等矿床。基于露天开采是在敞露的空间从事矿床开采作业，与地下开采比较，它有如下特点：

返回目录目前八页\总数一百九十二页\编于十四点（1）相对讲，开采空间受限较小，有利于采用大型机械化设备。机械化、自动化水平较高，可提高矿山开采强度和矿石产量。（2）劳动生产率高。（3）开采成本低，使大规模开采低品位矿石成为可能（4）矿石损失贫化小，有利于地下矿产资源的回收。（5）基建时间短，年产吨矿石的基建投资比地下开采低。（6）对于高温易燃矿体的开采，露天开采也较地下开采较为安 全。（7）劳动条件较好，工作也较安全。（8）露天开采过程中可产生较大粉尘，自卸汽车运行中可排放废 气，爆破后的岩石因含有害成分对与之接触的大气、水和 土壤有一定程度的污染。（9）把大量剥离岩、土排弃到排土场，排土场占地面较大占用山 地和农田且局部恶化生态环境。（10）遇冰雪、暴雨等天气，对露天开采有一定影响。返回目录目前九页\总数一百九十二页\编于十四点

根据矿床埋藏的地形条件及开采空间的不同，露天矿可分为山坡露天矿和深凹（凹陷）露天矿。露天开采境界封闭圈以上的为山坡露天矿，封闭圈以下的为深凹露天矿。 封闭圈：指露天开采境界与地表相交的封闭的上部界限。 台阶：露天开采时，通常需要把矿岩划分成一定厚度的水平分层，自上而下逐层开采，并保持一定的超前关系，在开采过程中各工作水平在空间上构成了阶梯状，每个阶梯就是一个台阶或称为阶段。台阶是进行独立采剥作业的单元体。 台阶组成要素如下： （1）台阶上部平盘：是台阶上部的水平面； （2）台阶下部平盘：是台阶下部的水平面； （3）台阶坡面：台阶倾斜的面； （4）台阶坡顶线：为台阶上部平盘与台阶坡面的交线；（5）台阶坡底线：为台阶下部平盘与台阶坡面的交线；二、常用基本术语返回目录目前十页\总数一百九十二页\编于十四点

（6）台阶坡面角（α）：为台阶坡面与台阶下部平盘水平面之间的夹角；（7）台阶高度：台阶上部平盘与下部平盘之间的垂直距离。 台阶的命名通常是以该台阶的下部平盘（装运设备站立平盘）的标高来表示。如图1－2所示。

图1－1台阶构成要素图1－2台阶的开采和命名1－台阶上部平盘；2－台阶下部平盘；3－台阶坡面4－台阶坡顶；5－台阶坡底线；α－台阶坡面角；h－台阶高度返回目录目前十一页\总数一百九十二页\编于十四点

露天开采所形成的采坑、台阶和露天沟道的总和称为露天矿场。开采时，将工作台阶划分成若干条带逐条带顺次开采，每一条带叫采掘带。由结束开采工作的台阶平台、坡面和出入沟底组成的露天矿场的四周表面称为非工作帮或最终边坡（图1－3中的AC、BF）。位于矿体下盘一侧的边帮叫底帮，位于矿体上盘的一侧的边帮叫顶帮，位于矿体走向两端的边帮叫端帮。返回目录目前十二页\总数一百九十二页\编于十四点

正在进行开采和将要进行开采的台阶所组成的边帮叫工作帮（图1－3的DF）。通过非工作帮最上一个台阶的坡顶线与最下一个台阶的坡底线所作的假想斜面叫非工作帮坡面或最终帮坡面（图1－3的AG、BH）。最终帮坡面与水平面的夹角叫最终帮（边）坡角。通过工作帮最上一个台阶的坡底线与最下一个台阶的坡底线所作的假想斜面叫工作帮坡面。（图1－3中DE）。工作帮坡面与水平面之间的夹角叫工作帮坡角。最终帮坡面与地表的交线为露天矿的最终境界线。最终帮坡面与露天矿场底平面的交线为底部周界。上部最终境界线与下部最终境界线所在水平的垂直距离为露天矿场的最终深度。非工作帮上的平台，按用途分为安全平台、运输平台和清扫平台。为了采出矿石，一般需要剥离大量的岩石，采出一吨矿返回目录目前十三页\总数一百九十二页\编于十四点

石所需剥离的岩石量叫剥采比，其单位可用米3/米3、吨/吨等表示。开拓是指建立地表与露天采场各生产水平及各水平之间的运输通路。返回目录目前十四页\总数一百九十二页\编于十四点第二节露天开采境界确定

一、剥采比

1、平均剥采比（图1－4a）是指露天开采境界内总的岩石量与总矿石量之比，即：（1－1）式中 np——平均剥采比，米3／米3或吨/吨米3／吨；

Vp——境界内总岩石量，米3或吨；

Ap——境界总矿石量，米3或吨。返回目录pppAVn=目前十五页\总数一百九十二页\编于十四点2、分层剥采比（图1－4b）是指境界内某一水平分层的岩石量与矿石量之比，即： （1－2）式中 nf——分层剥采比；

Vf——水平分层岩石量，米3或吨；

Af——境界内水平分层的矿石量，米3或吨。3、生产剥采比（图1—4c）是指露天矿某一生产时期内所剥岩石量与所采矿石量之比，即（1－3）式中 ns——境界剥采比，米3／米3或吨/吨、米3／吨；Vs——某一生产时期内所剥岩石量，米3或吨；As——某一生产时期内采出矿石量，米3或吨。

返回目录目前十六页\总数一百九十二页\编于十四点

图1－4各种剥采比

a－平均剥采比；b－分层剥采比；c－生产剥采比；d－境界剥采比返回目录目前十七页\总数一百九十二页\编于十四点4、境界剥采比（图1－4d）是指露天开采境界增加单位深度后引起岩石增量与矿石增量之比。

（1－4）式中nj——境界剥采比，米3／米3或吨/吨、米3／吨；

ΔV——境界延伸后所增加的剥岩量，米3或吨；

ΔA——境界延深后所增加的矿石量，米3或。

5、经济合理剥采比nj˙H，指经济上允许的最大剥岩量与可采矿量之比。返回目录目前十八页\总数一百九十二页\编于十四点

1、原矿成本比较法以原矿作为计算基础，使露天采出原矿成本等于地下采出原矿成本，露天开采矿石成本如下式：

CL＝γ˙a＋n˙b（1－5）式中CL——露天开采的原矿成本，元／米3a——露天开采纯原矿成本，元／米3b——露天开采的剥离成本，元／米3γ——矿石容量，吨／米3n——剥采比，米3／米3

使露天开采原矿成本不超过地下开采成本，即：

γa＋nb≤γ˙CD

（1－6）式中CD

——

地下开采的原矿成本，元／吨。二、经济合理剥采比的确定返回目录目前十九页\总数一百九十二页\编于十四点

满足上式的最大剥采比，就是经济合理剥采比nj˙H： 米3／米3

（1－7）

上式是矿山设计中常用的一个基本公式，式中要求数据少，数据来源比较方便，但它没有考虑露天开采与地下开采在矿石损失与贫化方面的差别。

2、金属成本比较法这种方法是用选矿或冶炼后金属产品量作为计算基础，其关系式如下：（1－8）

DL、DD－分别是露天开采和地下开采时每吨原矿分摊的采矿、选矿、冶炼生产成本（露天开采不包括剥离成本），元／吨；返回目录目前二十页\总数一百九十二页\编于十四点DL、DD－分别是露天开采和地下开采时每吨原矿分摊的采矿、选矿、冶炼生产成本（露天开采不包括剥离成本），元／吨；

KL、KD－分别是露天开采与地下开采时每吨原矿的金属产出率，吨／吨；

n－剥采比，米3／米3；

b－剥离成本，元／米3；

γ－矿石容量，吨／米3。经济合理剥采比为

（1－9）公式（1－9）计算时考虑到露天开采与地下开采在贫化率上的差别，但仍没有考虑两者在工业矿石在回收率方面的差别，此计算方法数据来源较困难。

返回目录目前二十一页\总数一百九十二页\编于十四点 3、储量盈利比较法 这种方法是以矿石工业储量做为计算基础，使露天开采矿石盈利等于地下开采矿石盈利。其关系式为：

γ——矿石容量，吨／米3；

n——剥采比，米3／米3；

b——剥离成本，元／米3；

UL、UD

——分别为露天开采和地下开采时每吨工业储量矿石所获盈利，元／吨。 其经济合理剥采比：

（1－10）返回目录目前二十二页\总数一百九十二页\编于十四点 4、矿床只用露天开采的价格法 若原矿的售价为P0，则有：

γ˙a＋n˙b≤γ˙P0

经济合理剥采比为：

（1－11）返回目录目前二十三页\总数一百九十二页\编于十四点

露天开采境界的延深，可获得较多的矿量，但相应要增加较大的剥岩量。开采境界的确定，实际上是对剥采比的控制，使之不超过经济合理剥采比。

1、境界剥采比不大于经济合理剥采比

（1）露天——地下联合开采矿床临近露天开采境界那层矿岩，要露采成本低于地采成本，境界可以向下沿深，当两者成本相等时作为露采极限。此时： ∆A˙aγ＋∆V˙b＝∆A˙CDγ

＝（CD－a）（1－12）

式中 ∆V——露天开采境延深后所增加岩石量，米3； ∆A——露天开采境延深后所增加矿石量，米3；三、确定露天开采境界原则

返回目录bγ目前二十四页\总数一百九十二页\编于十四点

其余符号意义同前。等式的左端为境界剥采比，右端为经济合理剥采比，即：（1－13） 如果矿床是露天、地下联合开采，此时开采全矿床的总经济效益（成本或盈利）最佳。

图1－5原则的最初含义返回目录目前二十五页\总数一百九十二页\编于十四点

（2）采用单一露天开采，因露天开采至临近境界那一层面时，若开采矿石盈利为零，则上部开采均盈利，而向下继续开采则亏损，故开采到境界剥采比等于经济合理剥采比时，其全矿床开采盈利最佳。 以上结论，可通过严密的推导而获得，此处从略。此原则在设计中普遍得到应用。

2、其它原则 此外尚有平均剥采比不大于经济合理剥采比、生产剥采比不大于经济合理剥采比原则确定露天开采境界，但因前者经济效果欠佳，后者又难以实现，故在实践中极少采用。返回目录目前二十六页\总数一百九十二页\编于十四点

（一）长露天矿境界剥采比的计算

1、面积比法 走向长的露天矿，常用横断图应用面积比法计算境界剥采比（图1－6），深度H时的境界剥采比为：

图1－6计算nj的面积比法图1－7线段比法的原理四、境界剥采比的计算方法返回目录目前二十七页\总数一百九十二页\编于十四点 2、线段比法 上面的面积比法需要用求积仪求算面积，工作很繁琐。为了简化计算，可用线段比法。图1－7是表示一平坦规则矿体，其水平厚度为m，倾角α，顶帮边帮角为γ，底帮边坡角为β。abcd是采深H的境界，a1b1c1d1为深度H－∆H的境界；ag和dh为cc1的平行线。为了计算境界剥采比，需分别计算四边形b1c1cb、aa1b1b及d1dcc1的面积∆A、∆V1及∆V2。根据几何关系有：∆A＝m˙∆H∆V1＝∆abe－∆a1b1e

＝1/2H(ctgγ＋ctgα)H－1/2(H－∆H)(ctgγ＋ctgα)(H－∆H)

＝（ctgγ＋ctgα）˙H˙∆H－1/2（ctgγ＋ctgα˙∆H2∆V2＝∆dfc－∆d1c1f

＝（ctgβ－ctgα）˙H˙∆H－1/2（ctgβ－ctgα）˙∆H2返回目录目前二十八页\总数一百九十二页\编于十四点境界剥采比：

=

当∆H→0时，则：

Nj

＝[（ctgγ＋ctgα）H＋（ctgβ－ctgα）H]／m

＝（ae＋fd）／bc＝（gb＋ch）／bc （1－14） 这就是说，境界剥采比nj可以用（gb＋ch）与bc线段的比值来计算。

返回目录目前二十九页\总数一百九十二页\编于十四点

图1－8确定nj的线段比法以上是以简单理想矿体为计算基础，若矿体复杂些如图1－8，境界剥采比的计算步骤如下：首要确定露天矿底的延深方向，也就是将本水平露天矿底的坡底线与上水平的下盘坡底线相连，得CC0。以此为基准线，依次从a、e、f、g、h、d作CC0的平行线，交bc的延长线于a1、e1、f1、g1、h1、d1。这时，深度H的境界剥采比：

（1－15）返回目录目前三十页\总数一百九十二页\编于十四点（二）短露天矿境界剥采比的计算 对于走向短的露天矿，为考虑端帮岩石量的影响，需用平面图来计算境界剥采比。

图1－9平面图法的原理图1－10求nj

的平面图法 以图1－9说明短露天矿计算境界剥采比的原理。图中假设有一垂直柱状矿体，其水平截面积为S2。若露天矿采深H时的底平面D恰好是矿体的水平截面，地表周界L在xy平面上的投影响积为S1。在深度H－△H处仍以底平面为S2，此境返回目录目前三十一页\总数一百九十二页\编于十四点

界与地表交线为Lˊ，在xy平面上的投影面积为S1ˊ，根据推导，H深时的境界剥采比为：（1－16）

上面的计算是以理想矿体为基础。，一般情况如图1－10所示，

（1－17）

返回目录目前三十二页\总数一百九十二页\编于十四点

（一）确定露天矿最小底宽 露天矿最小底宽应满足采装运输设备的要求。目前我国绝大多数矿山以自卸汽车运输为主，故只介绍汽车运输最小底宽的计算。若采用折反式调车，则：

Bmin＝Rcmin＋0.5bc＋2e＋0.5lc（1－18）式中Rcmin——汽车最小转变半径；米；

Bc——汽车宽度，米；

e——汽车距边坡的安全距离，米；

lc——汽车长度，米。若采用回返式调车，则：

Bmin＝2（Rcmin＋0.5bc＋e）（1－19） 在确定开采境界时，若矿体厚度小于最小底宽，底平面按最小底宽绘制；若矿体厚度大于最小底宽不多，则以矿体厚度为最低水平底宽；若矿体宽度远大于最小底宽，露天矿底的位置主要以境界内可采矿量尽量大而剥岩量最小确定之。五、露天开采境界的确定方法返回目录目前三十三页\总数一百九十二页\编于十四点

（二）选取露天矿边坡角 最终边坡角的选取，对剥岩量影响很大。在保证边坡稳定的前提下，边坡角的选取一般按类似已进行开采矿山实用的边坡角选取。类比法边坡角的选取应满足安全条件和技术条件的最小边坡角值。 （三）确定露天开采深度

1、长露天矿开采深度的确定 露天矿走向长度大时，首先在各地质横断面图上初定开采深度，然后再用纵断面图调整露天矿底部标高。 （1）在各地质横断面图上初步确定露天开采深度。 首先，在横剖面图上作出若干个深度的开采境界方案（图1－11）。依据前面选定的最小底宽和边坡角，绘制开采境界图。 其次，针对各开采深度方案，用面积比法或线段比法计算其境界剥采比。 最后将各方案的境界剥采比与开采深度绘成关系曲线，与经济合理剥采比的水平线的交点深度，就是所要求的开采深度。返回目录目前三十四页\总数一百九十二页\编于十四点图1－11长露天矿开采深度的确定图1－12厚矿体的无剥离开采

H1－最初确定的开采深度；

H2－无剥离开采的深度

H3－最终的露天开采深度

至此，完成了一个地质横断面图上露天开采理论深度的确定。按同样的方法，可将露天矿床范围内所有横断面图上的理论深度都确定下来。应当指出，在确定厚矿体的开采深度时，鉴于露天矿底的返回目录目前三十五页\总数一百九十二页\编于十四点

位置不易确定，有时按矿体厚度而不是最小底宽作图（图1－12），然后继续向下无剥岩采矿，直至最小底宽为止。开采深度应是最初确定深度与无剥离开采深度之和。 （2）在地质纵断面图上调整露天矿底部标高。 在各个地质横剖面图上初步确定了露天开采的理论深度后，由于各剖面的矿体厚度和地形变化不等，所得开采深度也不一。将各剖面图上的深度投影到地质纵剖面图上，连接各点，得出一条不规则的折线（图1－13中的虚线）。

图1－13在地质纵断面图上调整露天矿底平面标高

——矿体界线；-------调整前的开采深度；___

调整后的开采深度

返回目录目前三十六页\总数一百九十二页\编于十四点

为了便于开采和布置运输线路，露天矿的底平面宜调整至同一标高。当矿体埋藏深度沿走向变化较大，而且长度又允许时，其底平面可调整成阶梯状。调整的原则是，使少采出的矿石量与多采出的矿石量基本均衡；并让剥采比尽可能小。图1－14的实线便是调整后的设计深度。图1－14在地质纵剖面图上调整露天底平面标高返回目录目前三十七页\总数一百九十二页\编于十四点2、短露天矿开采深度的确定

图1－15短露天矿开采深度的确定a－平面图；b―第Ⅳ勘探线剖面图；c―1－1‘辅助剖面图对于走向短的露天矿，需要充分考虑端帮剥离岩石量的影响。在确定开采深度时，用平面图把露天矿作为一个整体来考虑，其具体步骤如下：（1）根据矿体形状和己确定的经济合理剥采比，选定几个可能的深度方案H1、H2、H3……等；（2）针对每一个深度方案，在相应的分层平面图上，按选定的最小底宽并参照矿体形状，绘出该水平的底部周界D（图1－15a）；返回目录目前三十八页\总数一百九十二页\编于十四点

（3）在同一分层平面图上，进一步确定露天矿地表周界L及边坡上矿岩接触线的垂直投影在各横剖面图及纵剖面图上，按选定的边坡角作边坡线（图1－15b），找出每条边坡线与地形及矿岩接触线交点，然后投影到分层平面图上（图上的a、b、c、f点）。在没有剖面的地方，则在分层平面图上，选有代表性的各点作垂直于底部周界的辅助剖面（图1－15c的1－1‘），然后在辅助剖面图上绘出边坡线，找出它与地形线及矿岩接触线的交点，再投影到分层平面图上。最后，将上述横剖面、纵剖面、辅助剖面的投影点连接，即得露天矿地表周界和边坡面上矿岩接触线的垂直投影； （4）按平面图法计算各深度方案的境界剥采比nj.1、nj.2、nj.3、……； （5）绘制境界剥采比nj随深度H变化的关系曲线，在曲线上找出境界剥采比nj等于绍济合理剥采比njh的深度。这一深度就是露天矿的合理开采深度。返回目录目前三十九页\总数一百九十二页\编于十四点

（四）绘制露天矿底部周界 无论是长露天矿还是短露天矿，调整后的开采深度往往不再是最初方案的深度，需要重新绘制底部周界，如图1－16所示，其步骤为：图1－16底部周界的确定Ⅰ~Ⅸ剖面线；------理论周界；———最终设计周界返回目录目前四十页\总数一百九十二页\编于十四点

（1）按调整后的露天开采深度，绘制该水平的地质分层平面图； （2）在各横剖面、纵剖面、辅助剖面图上，按所确定的露天开采深度绘出境界； （3）将各剖面图上露天矿底部周界投影到分层平面图上，连接各点，得出理论上的底部周界（图1－16上的虚线）； （4）为了便于采掘运输，初步得出的理论周界，尚需进一步修整，修整的原则是： ①底部周界要尽量平直，弯曲部分要满足运输设备 对曲率半径的要求；②露天矿底的长度应满足运输线路的要求，特别是采 用铁路运输的矿山，其长度要保证列车正常出入工作面。 这样得出的底部周界，就是最终的设计周界，如图1－16的实线所示。返回目录目前四十一页\总数一百九十二页\编于十四点

（五）绘制露天矿开采终了平面 露天矿开采终了平面图的绘制方法是： （1）将上述露天矿底部周界绘在透明纸上。 （2）将透明纸覆于地形图上，然后按边坡组成要素，从底部周界开始，由里向外依次给出各个台阶的坡底线（图1－17）。很明显，露天矿深部各台阶的坡底线在平面图上是闭合的，而处在地表以上的则不能闭合，但要便其末端与相同标高的地形等高线密接。 （3）在图上布置开拓运输线路。 （4）从底部周界开始，由里向外依次绘出各个台阶的坡面和平台。绘制时，要注意倾斜运输道和各台阶的连接。在圈定各个水平时，应经常用地质横、纵剖面图和分层平面图校核矿体边界，以使在圈定的范围内矿石量多而剥岩量少。此外，各水平的周界还要满足运输工作的要求。返回目录目前四十二页\总数一百九十二页\编于十四点

当开采方案简单或设计技术成熟时，上述2、3、4步可以合并，亦即绘出露天矿底部周界后，根据选定的开拓运输方式及出入沟口位置，自里向外绘出各个台阶的平台和坡面，一次绘出露天矿开采终了平面图。图1－17初步圈定的露天矿开采终了平面图返回目录目前四十三页\总数一百九十二页\编于十四点

（5）检查和修改上述露天开采境界。由于在绘图过程中，原定的露天开采境界常受开拓运输线路影响而有变动，因而需要重新计算其境界剥采比和平均剥采比，检查它们是否合理。假如差别太大，就要重新确定境界。此外，上述境界还要根据具体条件进行修改。例如，当境界内有高山峻岭时，为了大幅度减小剥采比，就需要避开高山部位；又如，当境界外所剩矿量不多，若全都采出所增加的剥采比又不大，则宜扩大境界，全部用露天开采。返回目录目前四十四页\总数一百九十二页\编于十四点六、露天矿开采境界合理确定与安全的关系

由于开采是从上向下逐台阶开采，致使上部台阶先期开采到境界，部分形成固定边坡，而且要求在较长时间内保持稳定，不发生大量滑坡。从操作上讲，最终边坡角越小越安全。但最终坡面角过小，会在开采过程中增加大量的剥岩量，导致矿山经济效益恶化。如果加大最终边坡角，超出了安全稳定的角度，会造成边坡滑坡，危及采场作业人员的安全。在国内某大型露天矿山曾发生几十万m3的滑坡事故，给矿山造成很大的经济损失，因此不能盲目加大最终边坡角，以防事故发生。国内一些矿山的最终边坡角变化在35°~65°左右。返回目录目前四十五页\总数一百九十二页\编于十四点第三节穿孔爆破

一、穿孔工作

（一）凿岩机 凿岩机主要是应用在坚硬的岩石中钻凿炮孔。它的钻孔作用为冲击转动式的。按照动力划分，又有风动、电动、内燃和液压等类型凿岩机。露天矿山主要用风动凿岩机，其类型一般分以下几种： 手持式凿岩机：其重量较轻，通常小于20千克，功率较小，如Y－3。这种凿岩机适用于钻凿浅炮孔。操作时，劳动强度大，在矿山中已很少使用。 （二）凿岩台车 凿岩台车是随着采矿工业的发展而出现的一种新型凿岩作业设备。它是将一台或几台凿岩机连同自动推进器一起安装在特制的钻臂或台架上，并且有行走机构，使凿岩机作业实现机械化。 按照凿岩台车的用途可分为平巷掘进台车，采矿台车，露天开采台车；按照台车行走机构可分为轨轮，轮胎和履带式；按照其架设凿岩机台数可分为单机，双机和多机台车等。返回目录目前四十六页\总数一百九十二页\编于十四点

（三）钢绳冲击钻机 目前，由于生产能力较低，所以我国钢绳冲击钻机用量较少。这种钻机几乎不再生产，现有的钻机用在不同性质和不同坚固性的岩石中和在局部勘探中使用，穿孔直径150~350毫米，孔深50米左右。 （四）潜孔钻机 潜孔钻机同钢绳冲击钻机相比，钻孔产率高，机械化程度高，减少了辅助作业时间，提高了钻机的作业率，减轻了工人的体力劳动，工作安全可靠，由于潜孔钻机机动灵活，设备重量轻，投资费用低，特别是可以通过钻凿各种斜孔来控制矿石品位，能消除根底、减少大块，提高爆破质量。因此，潜孔钻机目前在国内外中小型矿山广泛使用。

潜孔钻机可在中硬或中硬以上（f≥8）的矿岩中钻凿炮孔。露天潜孔钻机都有独立的行走机构，按其钻孔直径和重量，分为轻型，中型和重型三种。返回目录目前四十七页\总数一百九十二页\编于十四点

（五）牙轮钻机 牙轮钻机是在旋转钻机的基础上发展起来的一种近代新型钻孔设备。1907年美国石油工业部门开始使用牙轮钻机钻凿油井和天然气井。1939年，开始试用于露天矿。1946年，试制成功了液压传动产生轴压的牙轮钻机。1949年，美国采用压缩空气排渣，提高了钻孔效率并延长了钻头的寿命。从而推动了牙轮钻孔技术的发展，使之在露天矿得到实际的应用。1965年，出现了锒嵌硬质合金柱齿的牙轮钻头之后，钻头寿命显著提高，并能在花岗岩，铁燧岩，磁铁石英岩等坚硬的矿岩中钻孔，其技术经济指标优于潜孔钻机，因而使牙轮钻机在露天矿中获得了广泛的应用。美国生产牙轮钻机主要的机型为45－R、60－R等钻机。苏联生产十余种，列为国家标准有四种，效果较好的有CBLLI－250mH。美国45－R钻机在铁矿穿孔，台年穿爆量可达400~500万吨；60－R钻机台年穿爆量可达800~1000万吨，一般为500~600万吨。返回目录目前四十八页\总数一百九十二页\编于十四点

爆破工作的目的是破碎坚硬的实体矿岩，为采装工作提供块度适宜的挖掘物。在露天开采的总费用中，爆破费约占15%~20%。此外，爆破质量的好坏，对采装、运输、粗碎等工序也有较大影响。 露天矿山爆破的爆破形式有浅孔爆破、深孔爆破、硐室爆破、药壶爆破及药包外覆爆破（多用于矿岩的大块二次破碎）。 （一）浅孔爆破 浅孔爆破采用的炮孔直径较小，一般为30~75毫米左右，炮孔深度一般在5米以下，有时可达8米左右，如用凿岩台车钻孔，孔深还可增加。 浅孔爆破主要用于生产规模不大的露天矿或采石场、硐石、隧道掘凿、二次爆碎、新建露天矿山包处理、山坡露天单壁沟运输通路的形成及其它一些特殊爆破。二、爆破工作

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在正常的小台阶开采中，通常采用垂直钻孔，有的采矿场也采用水平钻孔，以利于孔底爆破扩孔时岩渣的排除，并增大装药量，达到增大爆破矿岩量的效果。

1、孔参数： （1）底盘抵抗线W

图1－22水平钻孔图1－23垂直钻孔小台阶垂直钻孔的底盘抵抗线的概念为：炮孔中心线至坡底线的最短距离。作为水平钻孔的概念则是：炮孔中心线至上部平盘的最小距离。返回目录目前五十页\总数一百九十二页\编于十四点

底盘抵抗线的选取，与矿岩的机械物理性质有关，矿岩较硬，则底盘抵抗线取小值，反之取大值。 按经验法，底盘抵抗线与台阶高度H的关系为：

W＝（0.7~0.84）H（米）（1－20） 必要时可参照下面的经验公式计算： 式中 ——炮孔直径，分米；

——装药密度，克／厘米3；

——装药系数，0.6~0.8；

——炮孔临近系数，一般为0.7~1.4；

——单位炸药单耗，千克／米3。返回目录目前五十一页\总数一百九十二页\编于十四点

（2）孔距a

孔距是指同列炮孔相临炮孔间的距离。有时按钻孔直径的15~30倍根据不同矿岩的机械物理性质不同的起爆方法来确定。一般情况下按底盘抵抗线与邻近系数的关系来计算。

a＝mw（1－21） 式中 a——孔距，米；

m——邻近系数，一般取0.8～2；

w——底盘抵抗线，米。 临近系数m值的大小是根据矿岩性质、起爆方法、对爆破块度的要求等来确定。矿岩较坚硬难爆，应取小值，反之取大值。 在不影响爆破质量和其它要求的条件下，应在许可范围内尽量增大a值。在大区微差爆破时，在炮孔负担爆破面积不变的情况下，适当增大炮孔邻近系数，一般会改善爆破效果，降低大块率。但a过大可能出现根底、隔墙。返回目录目前五十二页\总数一百九十二页\编于十四点

（3）排距b

采用两排以上的多排孔爆破时，两排孔之间的距离称为排距。

b＝（0.8~0.9）a（1－22） 当采用两排孔爆破，一般排距与第一排孔的底盘抵抗线相等。当多排齐发爆破时，排间距也可按（0.9~0.95）w选取。因其后排孔爆破时，受爆堆的夹制作用，适当减小抵抗线或增加装药量，以保证爆破质量。

（4）超深 为使爆破保证质量，不致在爆破处底盘坡底线处残留根底，根据矿岩机械物理性质、抵抗线的大小等因素，钻孔深度要比台阶高度适当加大，这一加大深度为超深。矿岩机械物理性质决定超深值的大小。一般为台阶高度的5%~20%左右，如矿岩可碎性好，亦可进行无超深爆破。返回目录目前五十三页\总数一百九十二页\编于十四点 2、装药量计算

浅孔爆破的单位炸药消耗量可按矿岩硬固性、可爆性程度不同而选取。一般变化于0.3~0.5千克／米3左右。此数据是在一些矿山实际资料中大致选取。在生产实践中，要根据实际情况适当加以调整。

（1）单排孔爆破时装药量的计算

Q＝qaHW（1－23） 式中Q——炮孔装药量，千克；

q——单位炸药消耗量，千克／米3；

a——孔距，米；

H——台阶高度，米；

W——底盘抵抗线，米。返回目录目前五十四页\总数一百九十二页\编于十四点

（2）多排孔爆破时装药量计算 多排孔爆破时，第一排孔装药量按式1－23计算，从第二排起，因受前排矿岩夹制作用，装药量要适当增加，要可用下式计算：

Q＝KqabH（1－24） 式中b

——炮孔排距，米；

K——矿岩阻力夹制系数，采用齐发爆破时，取K＝1.2~1.5，采用微差爆破时，取K＝1.0~1.2，第二排孔取下限，以后各排根据实际情况适当增加。但不能因药量增加过大，影响足够的填塞长度，以防止上穿飞炮。返回目录目前五十五页\总数一百九十二页\编于十四点 3、填塞

炮孔充填长度通常不应小于药包中心至自由面的最小距离。充填长度与所要求的爆破效果、炮孔直径、底盘抵抗线、装药高度、爆破矿岩性质等有关。

填塞长度Lt可按下式计算：

Lt

＝（8~20）d（1－25） 式中d——炮孔直径，米。

一般情况下，当孔深在1.5米以下时，填塞长度不应小于孔深的一半，如孔深大于1.5米时，孔深长度不能小于0.75米。返回目录目前五十六页\总数一百九十二页\编于十四点

（二）深孔爆破 深孔爆破就是用钻孔设备钻凿较深的钻孔，作为矿用炸药的装药空间的爆破方法。露天矿的深孔爆破主要以台阶的生产爆破为主。 深孔爆破的钻孔设备主要应用潜孔钻和牙轮钻。其钻孔可钻垂直深孔，也可钻倾斜炮孔。倾斜炮孔的装药较均匀，矿岩的爆破质量较好，为采装工作创造好的条件。 为减少地震效应和提高爆破质量，在一定条件下可采取大区微差爆破，炮孔中间隔装药或底部空气间隔装药等措施，以便降低爆破成本，取得较好的经济效益。

1、深孔爆破主要参数 爆破效果的好坏是以对爆破提出的各项要求指标全面衡量的结果，爆破效果好的爆破应该是在系统的综合指标体现上应较佳。而爆破质量与爆破安全，又直接受爆破参数的影响，选择合理的爆破参数至关重要。返回目录目前五十七页\总数一百九十二页\编于十四点图1－24工作面炮孔的位置a－炮孔布置平面图b－炮孔布置剖面图H－台阶高度；α－坡面角；β－炮孔倾角；D－孔径；a－孔距；Wp－底盘抵抗线；b－行距；lz填塞长度；lB装药长度返回目录目前五十八页\总数一百九十二页\编于十四点

（1）底盘抵抗线 底盘抵抗线的选取主要依据台阶高度、矿岩性质、炮孔直径及钻机的安全条件等全面衡量。底盘抵抗线选取过大，易出大块、根底；选取过小，不仅增加钻孔工作量，而且过多消耗炸药，在经济上是不合理的。当前底盘抵抗线还没有完善的优化计算方法，主要靠经验选取。按设备的安全条件：

W＝Hctgα+C（1－26） 式中W——底盘抵抗线，米；

H——台阶高度，米；

α——台阶坡面角，度；

C——炮孔中心至台阶坡顶线的安全距离，C＝2~3米。按经验公式：W＝（25~45）d（1－27）或W＝（0.6~0.8）H（1－28）式中d——炮孔直径，米；

H——台阶高度，米。返回目录目前五十九页\总数一百九十二页\编于十四点

压碴爆破须考虑碴体增加的抵抗线，并在前二式计算中扣除。 扣除值：,米（1－29） 式中Wy——碴体厚度折算附抵抗线值，米

δ——碴体平均厚度，米；

K——碴体松散系数K＝1.3~1.5。 （2）孔距a与排距b

孔距a：

a＝mw（1－30） 式中m——邻近系数，取1.0~2；

w——底盘抵抗线，米。 排距b：

b＝（0.8~0.95）w(1－31)返回目录目前六十页\总数一百九十二页\编于十四点

（3）超深 超深的作用是增加炮孔底部的装药量，以克服底盘抵抗线的阻力，主要是为防止出现根底。超深一定要适度。过小易出现根底，过大又使台阶底部破碎严重，影响下个台阶的穿孔效率，且浪费炮孔及炸药。 超深一般控制在底盘抵抗线的5%~30%。 （4）炮孔充填长度Lt

充填长度指孔内药柱顶面至孔口不装药的距离。利用它来充填、塞惰性材料，防止孔内爆炸气态产物在岩体未破裂前从孔口溢出，以提高炸药能量利用率。 炮孔连续装药，充填长度计算公式：

Lt

＝（20~25）d(1－32)

（5）单位炸药消耗量q

单位炸药消耗量指每立方米或每吨矿岩平均所需的炸药量。根据我国一些大型露天矿的统计指标看，一般变化在0.3~0.6公斤／米3之间，一些难爆矿石可达0.8~1.0公斤／米3左右。

返回目录目前六十一页\总数一百九十二页\编于十四点

（6）微差间隔时间 指在微差爆破条件下，相邻两段炮孔先后起爆的间隔时间，它是影响爆破作用的时间因素，在很大程度上决定着微差爆破的效果。 关于微差间隔时间的经验计算公式很多，但无一不受其试验条件的限制，直接应用尚有困难，故此文不予介绍。目前，我国露天矿一般多排孔微差爆破的间隔时间在25~50毫秒。

2、装药量计算 每个炮孔的装药量，我国露天矿山普遍采用体积公式计算，单排孔爆破时的装药量计算：

Q＝qWaH(1－33)返回目录目前六十二页\总数一百九十二页\编于十四点

多排孔爆破时的装药量计算： 第一排孔按上式计算，从第二排孔起可用下式计算：

Q＝KqabH(1－34)

式中Q

——每个炮孔的装药量，公斤；

K

——矿岩阻力夹制系数，采用齐发爆破量K＝1.2~1.5,采用微差爆破时K＝1.0~1.2。

3、装药结构 钻孔的装置结构，普遍普遍采用连续柱状装药形式。为防止深部装药量过分集中，而上部装药不足而产生大块，在一定条件下，可采取分段装药，以均匀孔内炸药分布，从而达到提高爆破质量、降低爆破成本之目的。 在中硬以下矿岩中，为增加炸药在炮孔中爆炸能的作用时间，也可在孔中采取底部空气装药，以便改善矿岩的爆破块度和降低炸药单耗。返回目录目前六十三页\总数一百九十二页\编于十四点 4、起爆顺序 布孔方式有正方形布孔、矩形布孔和三角形布孔，起爆方式如下： （1）平行顺序起爆 将平行于台阶坡顶线布置的炮孔按行顺序起爆。其优点是：爆破前冲力大，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等。 若控制爆破震动效应，可将同排孔分段起爆；为了减少边界孔在爆破时所受到夹制作用，避免侧冲过大，可将前一排两侧孔与后排孔同时起爆，如图1－25。图1－25改善边孔夹制性的按行顺序起爆方法1、2、3、4、5－起爆顺序返回目录目前六十四页\总数一百九十二页\编于十四点

（2）斜线起爆 分段炮孔的连线与台阶坡顶线是斜线的方式，统称为斜线起爆。返回目录目前六十五页\总数一百九十二页\编于十四点图1－26斜线起爆的基本形式1~12－起爆顺序a－对角线；b、c–在掘沟中的楔形掏槽和带光面爆破式的变异；d－台阶工作面采用的楔形和梯形掏槽返回目录目前六十六页\总数一百九十二页\编于十四点

图1－26（a）为对角起爆形式，常在台阶有侧边自由面的条件下采用。在这种形式中，前段爆破能为后段爆破创造较宽的自由面，如图中ABCDEF的连线。图中（a）、（b）、（c）为楔形掏槽形式，分别在掘沟和工作面条件下应用。当堑沟采用一次成帮，则可将靠近边帮孔加密一倍，实行光面爆破。如图（c）。一般实行斜线起爆均用正方形和矩形布置炮孔。 斜线起爆主要优点为爆破时可提高邻近系数，矿岩爆块在爆破中碰撞挤压作用大，可改善爆破质量。由于分段多，可降低爆破震动，侧、后冲小。缺点是后排孔爆破夹制作用大，崩落线不明显。 （3）间隔孔起爆 间隔孔起爆将同一排炮孔按奇、偶数分组顺序起爆，主要形式如图1－27。返回目录目前六十七页\总数一百九十二页\编于十四点图1－27间隔孔起爆的基本形式1~8－起爆顺序

图为波浪形方式，前段爆破为后段创造了较大的自由面，因而改善了爆破质量。同时塌落与后冲均都小。该方案除掘沟外，其它条件均可应用。但爆区长，且需控制爆破震动的情况除外。返回目录目前六十八页\总数一百九十二页\编于十四点

（4）直线掏槽起爆 该方式是利用沿一直线布置的密集炮孔首先起爆，来开创新的自由面。基本形式如图1－28。图1－28直线掏槽起爆方案的基本形式1~5－起爆顺序a－为一般性式；b－分区多段起爆形式

图中（a）为一般形式，分段少而简单，但爆破震动大。图（b）为分区分段起爆，目的为减震。它们一般在掘沟中使用。其缺点是穿孔量大，炸药单耗大，延米爆破量低。返回目录目前六十九页\总数一百九十二页\编于十四点 5、临近边坡的预裂、光面爆破 临近边坡的预裂爆破，就是沿边坡界限钻凿一排较密的平行钻孔，每孔装入少量炸药，在采掘带未爆破前先行起爆，从而获得一条有一定宽度并贯穿各钻孔的裂缝，以在临近边坡的采掘带爆破时起到减震作用，并对边坡起到保护作用，如图1－29。

图1－29预裂爆破的钻孔布置图1－30用光面爆破清理边坡

1－预裂孔；2－缓冲孔；3－主爆孔1－光面孔；2、3－辅助孔返回目录目前七十页\总数一百九十二页\编于十四点

临近边坡的光面爆破，就是沿边坡的边界线钻凿一排较密的平行钻孔，孔中内加入少量炸药，与予裂爆破相反，在临近边坡的采掘带爆破后再行起爆，从而沿密集钻孔形成平整的岩缝。 （三）硐室爆破 硐室爆破是将比较多或大量炸药，装在爆破硐室巷道内进行爆破的方法。因其爆破量大，也叫硐室大爆破。露天矿仅在基本建设时期和在特定条件下使用。采石场在有条件且在采矿需求量很大时采用。 硐室爆破可分松动爆破和抛掷爆破两大类。松动爆破分弱松动和强松动爆破，抛掷爆破又分抛扬、抛坍和定向抛掷爆破。返回目录目前七十一页\总数一百九十二页\编于十四点 1、爆破漏斗、爆破指数n与标准爆炸单耗 在抵抗线为w的岩石中的球形药包爆破后形成漏斗状的爆坑（如图1－31），称为爆破漏斗。爆破半径R与抵抗线W的比值称为爆破作用指数n，R/W＝1时的爆破指数为标准爆破作用指数。图1—31爆破漏斗结构示意图返回目录目前七十二页\总数一百九十二页\编于十四点

爆破地段标准炸药单耗K的选取： 标准炸药单耗K可按地质相同的类似矿山指标选取。当爆破规模较大时，需就地进行爆破漏斗试验来确定。 漏斗试验法确定K值，通常取d＝100~150毫米的炮孔，最小抵抗线1~3米。预先按类似矿山的资料选取一个炸药单耗Kˊ，按n＝1时的爆破量计算装药量。爆破后，实测爆破漏斗直径平均值R实，按R实/W计算实际的n实，然后按下式可求得：K＝Kˊ/（0.4+0.6n实3

） 爆破漏斗试验在相同条件下至少进行三次，n值误差不得大于10%，然后求平均值。

2、药包布置方式 药包布置方式必须注意岩石的地质结构特性和可爆性及爆破的地形条件，正确地选择药包结构和布置方式。各种方式的布置如图1－32所示。

返回目录目前七十三页\总数一百九十二页\编于十四点图1－32药包布置方式图a－单层单排单侧作用药包；b－单层双排单侧作用药包；c－双层单排单侧作用药包；d－单层单排双侧作用药包；e－单层多排主药包双向作用，辅药包单向作用；f－单层双排单侧作用药包；g－单层单排双侧不对称作用的药包；h－单层双排单侧作用的不等量药包；i－多重作用的复合药包；返回目录目前七十四页\总数一百九十二页\编于十四点 3、爆破参数的确定 硐室爆破的参数有爆破作用指数n，最小抵抗线w，药包间距及层距等。 （1）爆破作用指数n

爆破作用指数n是硐室爆破极为重要的参数，它决定着爆破作用的性质，岩石破碎程度，抛掷力量的比率以及爆破的技术经济指标。一般，松动爆破，n≤0.7；加强松动爆破n≤0.75－1.0，抛掷爆破n>1。 （2）最小抵抗线w

最小抵抗线w取决于工程、地形条件和药包布置方式等。在相同工程要求下，改变药包布置方式，能使爆破药包的最小抵抗线在很大范围内变化，必须综合药包布置原则，爆破作用原理，爆破技术经济效果择优而定。在简单的峒室爆破中，确定最小抵抗线遵循下述准则： 多向作用的药包，各作用方向上的最小抵抗线应相等。

返回目录目前七十五页\总数一百九十二页\编于十四点

在一切情况下都应避免选用过大的抵抗线。施工工期及其它条件允许，应充分利用多层，多排，分散药包来代替单一大药包，以减少最小抵抗线，对需清方的松动爆破尤为重要。 （3）药包间距 药包间距通常根据最小抵抗线和爆破作用指数来定，在其它条件一定条件下，岩石越软，药包间距越大，反之间距越小。如实际工作需要，可查阅相关在不同情况下的药包间距计算公式。返回目录目前七十六页\总数一百九十二页\编于十四点 4、装药量计算 我国广泛采用的峒室爆破量的计算公式为：

Q＝Kf（n）W3(1－35)式中Q

——爆破峒室装药量，公斤；

K

——标准炸药单耗（n＝1时），公斤/米3 W——最小抵抗线，米；

f（n）＝0.4+0.6n3

当W>25米时，实践证明，按上式计算药量偏小，一般按下式修正。

Q＝Kf（n）W3

（W/25）1/2

爆破作用指数n在半抛掷爆破中变化于1.25~1.75间。返回目录目前七十七页\总数一百九十二页\编于十四点 5、硐室爆破施工初步设计 （1）药室和巷道 药室有简单型和异型之分，如图1－33所示。图1－33常用异型药室参数A－口形；B－T形；C－+形；D－联络巷道a－药室的结构尺寸；b－药室的宽度返回目录目前七十八页\总数一百九十二页\编于十四点

巷道是地表与硐室的联络通道，广泛应用平巷。 药室掘进时必须严格按设计进行，一般超掘量不得大于20%，药室中心坐标误差不得超过30厘米。 药室规格通常按下式计算： 式中 V0——硐室体积，米3；

Qi——所装某种炸药的重量，吨；

Δi——所装某种炸药的容重，吨／米3；

Kv——药室扩大系数K＝1.1~1.4。 （2）装药和药包结构 装药与药包结构必须保证实际装药量与装药中心与设计相符，炸药能保证爆轰。返回目录目前七十九页\总数一百九十二页\编于十四点

装药结构指炸药在硐室中的堆放方式、起爆体的构造和安放位置、药包与药室的相对空间关系。硐室爆破的药包一般是集中的，除非在均质较软岩土中定向抛掷爆破，采用条形药包，以保证掘进工作量小和抛掷定向好。 装药时，炸药堆放应保证装药密度。若炸药品种不同，优质炸药堆放在起爆体周围，一般炸药在外围。起爆体原则上应放在药包中心。大药包通常在主起爆体之外还有若干副起爆体，主副起爆体之间以导爆索连接，如图1－34所示。1－铵油炸药；2－导爆索束；3－副起爆体；4－硝铵炸药；5－主起爆体；6－线股；7－线槽图1－34集中药包的结构返回目录目前八十页\总数一百九十二页\编于十四点

起爆体用高感度优质猛炸药和电雷管及导爆索组成。一般装在有抽拉活盖的木箱内，装药量以10~20公斤为宜。结构如图1－35所示。 （3）填塞 填塞长度与炸药，岩石特性和抵抗线有关。一般矿山取填塞巷道断面长边的3倍做为填塞长度。填塞的位置一般是联系药室和平巷的联络巷道，如图1－36。若药室直接与平巷相连，填塞长度最少要大于断面长边的4倍。

图1－35起爆体结构图图1－36堵塞结构示意图

a－平巷；b－横巷（联络巷）；c－药室1－导爆索；2－电线；3－装碎石的草袋； 4－碎石；5－砂土；6－低质炸药；7－优质炸药；8－起爆体；9－线槽返回目录目前八十一页\总数一百九十二页\编于十四点

（4）起爆网络的敷设 硐室爆破的起爆网络是否能保证安全可靠，肯定引爆药室药包，是硐室爆破中的关键问题之一。因此，必须做好起爆网络的敷设及起爆材料的检查试验。 硐室起爆应采用两套独立的复式网络起爆系统。 起爆系统可采用电力起爆和非电力起爆两种。 电雷管起爆可准确控制起爆和延时时间，可用仪表检查起爆网络质量，在硐室爆破中应用较多。 导爆索起爆是操作简单、安全性好，可使成组的装药硐室同时起爆。但材料价格高，不能用仪表检查质量，故一般不采用。 有的硐室爆破采用导爆管复式起爆网络。 起爆网络的敷设一定要严格遵守安全规程规定进行。返回目录目前八十二页\总数一百九十二页\编于十四点第四节采装工作

采装工作是露天开采生产过程中心环节。通俗的讲，采装的实际生产能力，基本就是矿山的生产能力。 采装工作，通常是用装载设备将矿岩从爆堆中或实体中挖取，装入运输容器中。露天矿用挖掘设备主要有：挖掘机、索斗铲、液压铲和轮胎式前装机。图1－37各种单斗挖掘机示意图a－正铲；b－反铲；c－刨土铲；d－拉铲；e－抓斗铲返回目录目前八十三页\总数一百九十二页\编于十四点

单斗挖掘机的主要工作参数包括（图1－38）

(1)挖掘半径Rw：挖掘时由挖掘机回转中心至铲斗齿尖的水平距离。

(2)挖掘高度Hw：挖掘时铲斗齿间距站立水平的垂直距离。

(3)卸载半径Rx：卸载时由挖掘机回转中心至铲斗中心的水平距离。

(4)卸载高度Hx：铲斗斗门打开后，斗门的下缘距站立水平的垂直距离

(5)下挖深度Hx·w：铲斗下挖时由站立水平至铲斗齿尖的垂直距离一、单斗挖掘机的主要工作参数返回目录目前八十四页\总数一百九十二页\编于十四点图1－38单斗挖掘机工作参数图返回目录目前八十五页\总数一百九十二页\编于十四点

露天矿工作面参数包括：台阶高度、采区长度、采掘带宽度和工作平盘宽度。

1、台阶高度H

台阶高度的大小，受制于诸多因素的制约。主要有挖掘的工作参数、矿岩性质和埋藏条件、矿床开采强度以及运输条件等。 合理的台阶高度，应保证台阶的稳定性，因此，松软的岩土，台阶高度不易过大。从运输角度考虑，台阶高度增加可减少运输道路长度；从开采强度考虑，台阶高度较小，可提高采矿强度。可见各因素的综合考虑，才能确定台阶的合理高度。 从安全角度出发，台阶高度不易大于装载设备的最大挖掘高度的1.2~1.3倍。人工开采坚硬稳固矿岩，“乡镇露天矿场安全生产规定”第七条规定，台阶高度不得大于6米。

2、采区长度 采区长度，又叫挖掘机工作线长度，也就是把工作台阶划归一台挖掘机采掘那部分长度。二、工作面参数

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汽车运输的矿山，挖掘机的采区长度一般在150~200米以上。

3、采掘带宽度bc

采掘带宽度就是挖掘机一次挖掘的宽度。为了不使挖掘调动频繁，保证挖掘机挖掘时的满斗程度，提高采装生产能力，采掘带的宽度一般为挖掘机站立挖掘半径Rwz的1~1.5倍。

4、工作平盘宽度 工作平盘是进行采掘运输的作业场地。保持一定的工作平盘宽度，是保证上下台阶之间正常采剥工作的必要条件。 仅供按布置采掘运输设备和正常的作业必需（最小）的宽度叫最小工作平盘宽度。工作平盘要小于最小工作平盘宽度，就意味着正常生产失调，它迫使下部台阶减缓或停止推进，严重可造成矿山减产。返回目录目前八十七页\总数一百九十二页\编于十四点

1、技术生产能力 是指挖掘机在一小时内，从工作面挖掘并装入运输容器中的矿岩实方体积或重量。它考虑了铲斗装满程度、矿岩松散系数和工作循环时间后后连续工作的生产能力。即：

Qj

＝（3600/T）EKw(1—36)

式中Qj

——挖掘机技术生产能力，米3／小时；

T——挖掘机工作循环时间，秒；

E——铲斗容积，米3；

Kw——挖掘系数， （Km—满斗系数；Ks—松散系数）。 挖掘系数可由下式求得：

Kw＝V/（NE）(1—37)

式中V——某时段内采出实方矿岩体积，可用测量方法测出或称矿岩装车的总重量再除以岩石容重，米3； 三、挖掘机生产能力返回目录目前八十八页\总数一百九十二页\编于十四点

N——挖掘该矿岩的总斗数。

2、挖掘机实际生产能力 挖掘机实际生能力分为班、日、月和年生产能力。 挖掘机的班生产能力为：

(1—38)

式中：QB

——挖掘机班生产能力，米3／台班；