露天矿山开采工艺与安全技术

露天矿山开采工艺与平安技术东北大学张绍志第一章露天开采第一节露天开采概略与常用术语 一、开采概略二、常用根本术语第二节露天开采境界确定 一、剥采比二、经济合理剥采比确实定 三、确定露天开采境界原那么 四、境界剥采比的计算方法五、露天开采境界确实定方法六、露天矿开采境界合理确定与平安的关系第三节穿孔爆破一、穿孔任务二、爆破任务第四节采装任务一、单斗发掘机的主要任务参数二、任务面参数

目录—第一章1~4节目录—第一章5~9节三、发掘机消费才干四、采装任务的平安要求第五节运输任务及平安要求一、自卸汽车行驶根本原理：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、露天矿运输任务的平安要求第六节露天矿开辟一、公路运输开辟二、掘沟及任务线布置方式三、并段第七节排土任务一、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、排水任务二、防毒

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要素三、岩体监测与岩体加固第二章矿山爆破平安技术第一节炸药爆炸根底一、炸药的爆炸二、炸药的反响方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平安检验和销毁一、工业炸药的质量检验二、报废炸药的销毁三、起爆器材的平安检验第六节爆破器材平安管理一、爆破器材的储存二、爆破的器材运输目录—第二章8~9节第七节爆破公害及平安措施一、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、炸药熄灭和炮烟中毒三、爆炸资料过期呵斥迟爆第九节爆破平安根本规定一、爆破任务的根本规定二、平安评价三、装药任务规定四、填塞规定五、爆破警戒与信号六、爆破后的平安检查和处置第一节露天开采概略与常用术语

一、开采概略 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，经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、建筑资料、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：

前往目录〔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、自动化程度较高，可提高矿山开采强度和矿石产量。〔2〕劳动消费率高。〔3〕开采本钱低，使大规模开采低档次矿石成为能够〔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，任务也较平安。〔8〕露天开采过程中可产生较大粉尘，自卸汽车运转中可排放废 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 地和农田且部分恶化生态环境。〔10〕遇冰雪、暴雨等天气，对露天开采有一定影响。前往目录 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。露天开采境界封锁圈以上的为山坡露天矿，封锁圈以下的为深凹露天矿。 封锁圈：指露天开采境界与地表相交的封锁的上部界限。 台阶：露天开采时，通常需求把矿岩划分成一定厚度的程度分层，自上而下逐层开采，并坚持一定的超前关系，在开采过程中各任务程度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。台阶是进展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：是台阶上部的程度面； 〔2〕台阶下部平盘：是台阶下部的程度面； 〔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、常用根本术语前往目录〔6〕台阶坡面角〔α〕：为台阶坡面与台阶下部平盘程度面之间的夹角；〔7〕台阶高度：台阶上部平盘与下部平盘之间的垂直间隔。 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－台阶高度前往目录露天开采所构成的采坑、台阶和露天沟道的总和称为露天矿场。开采时，将任务台阶划分成假设干条带逐条带依次开采，每一条带叫采掘带。由终了开采任务的台阶平台、坡面和出入沟底组成的露天矿场的周围外表称为非任务帮或最终边坡〔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。前往目录正在进展开采和将要进展开采的台阶所组成的边帮叫任务帮〔图1－3的DF〕。经过非任务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任务帮坡面或最终帮坡面〔图1－3的AG、BH〕。最终帮坡面与程度面的夹角叫最终帮〔边〕坡角。经过任务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任务帮坡面。〔图1－3中DE〕。任务帮坡面与程度面之间的夹角叫任务帮坡角。最终帮坡面与地表的交线为露天矿的最终境界限。最终帮坡面与露天矿场底平面的交线为底部周界。上部最终境界限与下部最终境界限所在程度的垂直间隔为露天矿场的最终深度。非任务帮上的平台，按用途分为平安平台、运输平台和清扫平台。为了采出矿石，普通需求剥离大量的岩石，采出一吨矿前往目录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。开辟是指建立地表与露天采场各消费程度及各程度之间的运输通路。前往目录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。前往目录pppAVn=2、分层剥采比〔图1－4b〕是指境界内某一程度分层的岩石量与矿石量之比，即： 〔1－2〕式中 nf——分层剥采比； Vf——程度分层岩石量，米3或吨；Af——境界内程度分层的矿石量，米3或吨。3、消费剥采比〔图1—4c〕是指露天矿某一消费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——某一消费时期内所剥岩石量，米3或吨；As——某一消费时期内采出矿石量，米3或吨。

前往目录图1－4各种剥采比a－平均剥采比；b－分层剥采比；c－消费剥采比；d－境界剥采比前往目录4、境界剥采比〔图1－4d〕是指露天开采境界添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——境界延伸后所添加的剥岩量，米3或吨；ΔA——境界延深后所添加的矿石量，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。前往目录

1、原矿本钱比较法以原矿作为计算根底，使露天采出原矿本钱等于地下采出原矿本钱，露天开采矿石本钱如下式：CL＝γ˙a＋n˙b〔1－5〕式中CL——露天开采的原矿本钱，元／米3a——露天开采纯原矿本钱，元／米3b——露天开采的剥离本钱，元／米3γ——矿石容量，吨／米3n——剥采比，米3／米3使露天开采原矿本钱不超越地下开采本钱，即：γa＋nb≤γ˙CD〔1－6〕式中CD——地下开采的原矿本钱，元／吨。二、经济合理剥采比确实定前往目录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根本公式，式中要求数据少，数据来源比较方便，但它没有思索露天开采与地下开采在矿石损失与贫化方面的差别。2、金属本钱比较法这种方法是用选矿或冶炼后金属产品量作为计算根底，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、冶炼消费本钱〔露天开采不包括剥离本钱〕，元／吨；前往目录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、冶炼消费本钱〔露天开采不包括剥离本钱〕，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－剥离本钱，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〕计算时思索到露天开采与地下开采在贫化率上的差别，但仍没有思索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。前往目录 3、储量盈利比较法 这种方法是以矿石工业储量做为计算根底，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——剥离本钱，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〕前往目录 4、矿床只用露天开采的价钱法 假设原矿的售价为P0，那么有： γ˙a＋n˙b≤γ˙P0 经济合理剥采比为：

〔1－11〕前往目录 露天开采境界的延深，可获得较多的矿量，但相应要添加较大的剥岩量。开采境界确实定，实践上是对剥采比的控制，使之不超越经济合理剥采比。 1、境界剥采比不大于经济合理剥采比

〔1〕露天——地下结合开采矿床临近露天开采境界那层矿岩，要露采本钱低于地采本钱，境界可以向下沿深，当两者本钱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添加岩石量，米3； ∆A——露天开采境延深后所添加矿石量，米3；三、确定露天开采境界原那么

前往目录bγ其他符号意义同前。等式的左端为境界剥采比，右端为经济合理剥采比，即：〔1－13〕 假设矿床是露天、地下结合开采，此时开采全矿床的总经济效益〔本钱或盈利〕最正确。

图1－5原那么的最初含义前往目录〔2〕采用单一露天开采，因露天开采至临近境界那一层面时，假设开采矿石盈利为零，那么上部开采均盈利，而向下继续开采那么亏损，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正确。 以上结论，可经过严密的推导而获得，此处从略。此原那么在设计中普遍得到运用。 2、其它原那么 此外尚有平均剥采比不大于经济合理剥采比、消费剥采比不大于经济合理剥采比原那么确定露天开采境界，但因前者经济效果欠佳，后者又难以实现，故在实际中极少采用。前往目录

〔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，常用横断图运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前往目录 2、线段比法 上面的面积比法需求用求积仪求算面积，任务很繁琐。为了简化计算，可用线段比法。图1－7是表示一平坦规那么矿体，其程度厚度为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前往目录境界剥采比：= 当∆H→0时，那么： 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。

前往目录图1－8确定nj的线段比法以上是以简单理想矿体为计算根底，假设矿体复杂些如图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，也就是将本程度露天矿底的坡底线与上程度的下盘坡底线相连，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的延伸线于a1、e1、f1、g1、h1、d1。这时，深度H的境界剥采比：

〔1－15〕前往目录〔二〕短露天矿境界剥采比的计算 对于走向短的露天矿，为思索端帮岩石量的影响，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阐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，其程度截面积为S2。假设露天矿采深H时的底平面D恰好是矿体的程度截面，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，此境前往目录 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根底。，普通情况如图1－10所示，〔1－17〕前往目录 〔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，故只引见汽车运输最小底宽的计算。假设采用折反式调车，那么：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——汽车距边坡的平安间隔，米；lc——汽车长度，米。假设采用回返式调车，那么：Bmin＝2〔Rcmin＋0.5bc＋e〕〔1－19〕 在确定开采境界时，假设矿体厚度小于最小底宽，底平面按最小底宽绘制；假设矿体厚度大于最小底宽不多，那么以矿体厚度为最低程度底宽；假设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、露天开采境界确实定方法前往目录 〔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，边坡角的选取普通按类似已进展开采矿山适用的边坡角选取。类比法边坡角的选取应满足平安条件和技术条件的最小边坡角值。 〔三〕确定露天开采深度 1、长露天矿开采深度确实定 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，在横剖面图上作出假设干个深度的开采境界方案〔图1－11〕。根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程度线的交点深度，就是所要求的开采深度。前往目录图1－11长露天矿开采深度确实定图1－12厚矿体的无剥分开采H1－最初确定的开采深度；H2－无剥分开采的深度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实际深度确实定。按同样的方法，可将露天矿床范围内一切横断面图上的实际深度都确定下来。该当指出，在确定厚矿体的开采深度时，鉴于露天矿底的前往目录 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分开采深度之和。 〔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实际深度后，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，衔接各点，得出一条不规那么的折线〔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——矿体界限；-------调整前的开采深度；___调整后的开采深度

前往目录 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。调整的原那么是，使少采出的矿石量与多采出的矿石量根本平衡；并让剥采比尽能够小。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前往目录2、短露天矿开采深度确实定图1－15短露天矿开采深度确实定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，需求充分思索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思索，其详细步骤如下：〔1〕根据矿体外形和己确定的经济合理剥采比，选定几个能够的深度方案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外形，绘出该程度的底部周界D〔图1－15a〕；前往目录 〔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，那么在分层平面图上，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、辅助剖面的投影点衔接，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。前往目录 〔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，需求重新绘制底部周界，如图1－16所示，其步骤为：图1－16底部周界确实定Ⅰ~Ⅸ剖面线；------实际周界；———最终设计周界前往目录 〔1〕按调整后的露天开采深度，绘制该程度的地质分层平面图； 〔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，衔接各点，得出实际上的底部周界〔图1－16上的虚线〕； 〔4〕为了便于采掘运输，初步得出的实际周界，尚需进一步修整，修整的原那么是： 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任务面。 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。前往目录 〔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，从底部周界开场，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，而处在地表以上的那么不能闭合，但要便其末端与一样标高的地形等高线密接。 〔3〕在图上布置开辟运输线路。 〔4〕从底部周界开场，由里向外依次绘出各个台阶的坡面和平台。绘制时，要留意倾斜运输道和各台阶的衔接。在圈定各个程度时，应经常用地质横、纵剖面图和分层平面图校核矿体边境，以使在圈定的范围内矿石量多而剥岩量少。此外，各程度的周界还要满足运输任务的要求。前往目录 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，根据选定的开辟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前往目录 〔5〕检查和修正上述露天开采境界。由于在绘图过程中，原定的露天开采境界常受开辟运输线路影响而有变动，因此需求重新计算其境界剥采比和平均剥采比，检查它们能否合理。假设差别太大，就要重新确定境界。此外，上述境界还要根据详细条件进展修正。例如，当境界内有高山峻岭时，为了大幅度减小剥采比，就需求避开高山部位；又如，当境界外所剩矿量不多，假设全都采出所添加的剥采比又不大，那么宜扩展境界，全部用露天开采。前往目录六、露天矿开采境界合理确定与平安的关系 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，部分构成固定边坡，而且要求在较长时间内坚持稳定，不发生大量滑坡。从操作上讲，最终边坡角越小越平安。但最终坡面角过小，会在开采过程中添加大量的剥岩量，导致矿山经济效益恶化。假设加大最终边坡角，超出了平安稳定的角度，会呵斥边坡滑坡，危及采场作业人员的平安。在国内某大型露天矿山曾发生几十万m3的滑坡事故，给矿山呵斥很大的经济损失，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。前往目录第三节穿孔爆破

一、穿孔任务

〔一〕凿岩机 凿岩机主要是运用在巩固的岩石中钻凿炮孔。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，其类型普通分以下几种： 手持式凿岩机：其分量较轻，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，在矿山中已很少运用。 〔二〕凿岩台车 凿岩台车是随着采矿工业的开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同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。前往目录 〔三〕钢绳冲击钻机 目前，由于消费才干较低，所以我国钢绳冲击钻机用量较少。这种钻机几乎不再消费，现有的钻机用在不同性质和不同巩固性的岩石中和在部分勘探中运用，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，减轻了工人的膂力劳动，任务平安可靠，由于潜孔钻机机动灵敏，设备分量轻，投资费用低，特别是可以经过钻凿各种斜孔来控制矿石档次，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运用。 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，按其钻孔直径和分量，分为轻型，中型和重型三种。前往目录 〔五〕牙轮钻机 牙轮钻机是在旋转钻机的根底上开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场运用牙轮钻机钻凿油井和天然气井。1939年，开场试用于露天矿。1946年，试制胜利了液压传动产生轴压的牙轮钻机。1949年，美国采用紧缩空气排渣，提高了钻孔效率并延伸了钻头的寿命。从而推进了牙轮钻孔技术的开展，使之在露天矿得到实践的运用。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，磁铁石英岩等巩固的矿岩中钻孔，其技术经济目的优于潜孔钻机，因此使牙轮钻机在露天矿中获得了广泛的运用。美国消费牙轮钻机主要的机型为45－R、60－R等钻机。苏联消费十余种，列为国家规范有四种，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，普通为500~600万吨。前往目录 爆破任务的目的是破碎巩固的实体矿岩，为采装任务提供块度适宜的发掘物。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方式有浅孔爆破、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，普通为30~75毫米左右，炮孔深度普通在5米以下，有时可达8米左右，如用凿岩台车钻孔，孔深还可添加。 浅孔爆破主要用于消费规模不大的露天矿或采石场、硐石、隧道掘凿、二次爆碎、新建露天矿山包处置、山坡露天单壁沟运输通路的构成及其它一些特殊爆破。二、爆破任务

前往目录 在正常的小台阶开采中，通常采用垂直钻孔，有的采矿场也采用程度钻孔，以利于孔底爆破扩孔时岩渣的排除，并增大装药量，到达增大爆破矿岩量的效果。 1、孔参数： 〔1〕底盘抵抗线W图1－22程度钻孔图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间隔。作为程度钻孔的概念那么是：炮孔中心线至上部平盘的最小间隔。前往目录 底盘抵抗线的选取，与矿岩的机械物理性质有关，矿岩较硬，那么底盘抵抗线取小值，反之取大值。 按阅历法，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阅历公式计算： 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，普通为0.7~1.4； ——单位炸药单耗，千克／米3。前往目录 〔2〕孔距a 孔距是指同列炮孔相临炮孔间的间隔。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。普通情况下按底盘抵抗线与临近系数的关系来计算。 a＝mw〔1－21〕 式中 a——孔距，米； m——临近系数，普通取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。矿岩较巩固难爆，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，应在答应范围内尽量增大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，适当增大炮孔临近系数，普通会改善爆破效果，降低大块率。但a过大能够出现根底、隔墙。前往目录 〔3〕排距b 采用两排以上的多排孔爆破时，两排孔之间的间隔称为排距。b＝〔0.8~0.9〕a〔1－22〕 当采用两排孔爆破，普通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，受爆堆的夹制造用，适当减小抵抗线或添加装药量，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、抵抗线的大小等要素，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议超深值的大小。普通为台阶高度的5%~20%左右，如矿岩可碎性好，亦可进展无超深爆破。前往目录 2、装药量计算

浅孔爆破的单位炸药耗费量可按矿岩硬固性、可爆性程度不同而选取。普通变化于0.3~0.5千克／米3左右。此数据是在一些矿山实践资料中大致选取。在消费实际中，要根据实践情况适当加以调整。

〔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——单位炸药耗费量，千克／米3；a——孔距，米；H——台阶高度，米；W——底盘抵抗线，米。前往目录

〔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，因受前排矿岩夹制造用，装药量要适当添加，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，以后各排根据实践情况适当添加。但不能因药量添加过大，影响足够的填塞长度，以防止上穿飞炮。前往目录 3、填塞

炮孔充填长度通常不应小于药包中心至自在面的最小间隔。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。

普通情况下，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。前往目录 〔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消费爆破为主。 深孔爆破的钻孔设备主要运用潜孔钻和牙轮钻。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，为采装任务发明好的条件。 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，以便降低爆破本钱，获得较好的经济效益。 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目的全面衡量的结果，爆破效果好的爆破应该是在系统的综合目的表达上应较佳。而爆破质量与爆破平安，又直接受爆破参数的影响，选择合理的爆破参数至关重要。前往目录图1－24任务面炮孔的位置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装药长度前往目录 〔1〕底盘抵抗线 底盘抵抗线的选取主要根据台阶高度、矿岩性质、炮孔直径及钻机的平安条件等全面衡量。底盘抵抗线选取过大，易出大块、根底；选取过小，不仅添加钻孔任务量，而且过多耗费炸药，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，主要靠阅历选取。按设备的平安条件： 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平安间隔，C＝2~3米。按阅历公式：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。前往目录 压碴爆破须思索碴体添加的抵抗线，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——临近系数，取1.0~2； w——底盘抵抗线，米。 排距b： b＝〔0.8~0.95〕w(1－31)前往目录 〔3〕超深 超深的作用是添加炮孔底部的装药量，以抑制底盘抵抗线的阻力，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。 超深普通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间隔。利用它来充填、塞惰性资料，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。 炮孔延续装药，充填长度计算公式：Lt＝〔20~25〕d(1－32) 〔5〕单位炸药耗费量q 单位炸药耗费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目的看，普通变化在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。

前往目录 〔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要素，在很大程度上决议着微差爆破的效果。 关于微差间隔时间的阅历计算公式很多，但无一不受其实验条件的限制，直接运用尚有困难，故此文不予引见。目前，我国露天矿普通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)前往目录 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、装药构造 钻孔的安装构造，普遍普遍采用延续柱状装药方式。为防止深部装药量过分集中，而上部装药缺乏而产生大块，在一定条件下，可采取分段装药，以均匀孔内炸药分布，从而到达提高爆破质量、降低爆破本钱之目的。 在中硬以下矿岩中，为添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。前往目录 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，能抑制较大的底盘抵抗线；爆破崩落线明显。缺陷是后冲及爆破地震效应较大等。 假设控制爆破震动效应，可将同排孔分段起爆；为了减少边境孔在爆破时所遭到夹制造用，防止侧冲过大，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－起爆顺序前往目录 〔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。前往目录图1－26斜线起爆的根本方式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－台阶任务面采用的楔形和梯形掏槽前往目录 图1－26〔a〕为对角起爆方式，常在台阶有侧边自在面的条件下采用。在这种方式中，前段爆破能为后段爆破发明较宽的自在面，如图中ABCDEF的连线。图中〔a〕、〔b〕、〔c〕为楔形掏槽方式，分别在掘沟和任务面条件下运用。当堑沟采用一次成帮，那么可将接近边帮孔加密一倍，实行光面爆破。如图〔c〕。普通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临近系数，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。缺陷是后排孔爆破夹制造用大，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，主要方式如图1－27。前往目录图1－27间隔孔起爆的根本方式1~8－起爆顺序

图为波浪形方式，前段爆破为后段发明了较大的自在面，因此改善了爆破质量。同时塌落与后冲均都小。该方案除掘沟外，其它条件均可运用。但爆区长，且需控制爆破震动的情况除外。前往目录 〔4〕直线掏槽起爆 该方式是利用沿不断线布置的密集炮孔首先起爆，来开创新的自在面。根本方式如图1－28。图1－28直线掏槽起爆方案的根本方式1~5－起爆顺序a－为普通性式；b－分区多段起爆方式图中〔a〕为普通方式，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。它们普通在掘沟中运用。其缺陷是穿孔量大，炸药单耗大，延米爆破量低。前往目录 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痕，以在临近边坡的采掘带爆破时起到减震作用，并对边坡起到维护作用，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－辅助孔前往目录 临近边坡的光面爆破，就是沿边坡的边境限钻凿一排较密的平行钻孔，孔中内参与少量炸药，与予裂爆破相反，在临近边坡的采掘带爆破后再行起爆，从而沿密集钻孔构成平整的岩缝。 〔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展爆破的方法。因其爆破量大，也叫硐室大爆破。露天矿仅在根本建立时期和在特定条件下运用。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。前往目录 1、爆破漏斗、爆破指数n与规范爆炸单耗 在抵抗线为w的岩石中的球形药包爆破后构成漏斗状的爆坑〔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时的爆破指数为规范爆破作用指数。图1—31爆破漏斗构造表示图前往目录 爆破地段规范炸药单耗K的选取： 规范炸药单耗K可按地质一样的类似矿山目的选取。当爆破规模较大时，需就地进展爆破漏斗实验来确定。 漏斗实验法确定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计算实践的n实，然后按下式可求得：K＝Kˊ/〔0.4+0.6n实3〕 爆破漏斗实验在一样条件下至少进展三次，n值误差不得大于10%，然后求平均值。

2、药包布置方式 药包布置方式必需留意岩石的地质构造特性和可爆性及爆破的地形条件，正确地选择药包构造和布置方式。各种方式的布置如图1－32所示。

前往目录图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；前往目录 3、爆破参数确实定 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，它决议着爆破作用的性质，岩石破碎程度，抛掷力量的比率以及爆破的技术经济目的。普通，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。在一样工程要求下，改动药包布置方式，能使爆破药包的最小抵抗线在很大范围内变化，必需综合药包布置原那么，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，确定最小抵抗线遵照下述准那么： 多向作用的药包，各作用方向上的最小抵抗线应相等。

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在一切情况下都应防止选用过大的抵抗线。施工工期及其它条件允许，应充分利用多层，多排，分散药包来替代单一大药包，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。照实践任务需求，可查阅相关在不同情况下的药包间距计算公式。前往目录 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——规范炸药单耗〔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，实际证明，按上式计算药量偏小，普通按下式修正。 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。前往目录 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－药室的构造尺寸；b－药室的宽度前往目录 巷道是地表与硐室的联络通道，广泛运用平巷。 药室掘进时必需严厉按设计进展，普通超掘量不得大于20%，药室中心坐标误差不得超越30厘米。 药室规格通常按下式计算： 式中 V0——硐室体积，米3； Qi——所装某种炸药的分量，吨； Δi——所装某种炸药的容重，吨／米3； Kv——药室扩展系数K＝1.1~1.4。 〔2〕装药和药包构造 装药与药包构造必需保证明际装药量与装药中心与设计相符，炸药能保证爆轰。前往目录 装药构造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。硐室爆破的药包普通是集中的，除非在均质较软岩土中定向抛掷爆破，采用条形药包，以保证掘进任务量小和抛掷定向好。 装药时，炸药堆放应保证装药密度。假设炸药种类不同，优质炸药堆放在起爆体周围，普通炸药在外围。起爆体原那么上应放在药包中心。大药包通常在主起爆体之外还有假设干副起爆体，主副起爆体之间以导爆索衔接，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集中药包的结构前往目录 起爆体用高感度优质猛炸药和电雷管及导爆索组成。普通装在有抽拉活盖的木箱内，装药量以10~20公斤为宜。构造如图1－35所示。 〔3〕填塞 填塞长度与炸药，岩石特性和抵抗线有关。普通矿山取填塞巷道断面长边的3倍做为填塞长度。填塞的位置普通是联络药室和平巷的联络巷道，如图1－36。假设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起爆体构造图图1－36堵塞构造表示图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－线槽前往目录 〔4〕起爆网络的敷设 硐室爆破的起爆网络能否能保证平安可靠，一定引爆药室药包，是硐室爆破中的关键问题之一。因此，必需做好起爆网络的敷设及起爆资料的检查实验。 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，在硐室爆破中运用较多。 导爆索起爆是操作简单、平安性好，可使成组的装药硐室同时起爆。但资料价钱高，不能用仪表检查质量，故普通不采用。 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厉遵守平安规程规定进展。前往目录第四节采装任务

采装任务是露天开采消费过程中心环节。通俗的讲，采装的实践消费才干，根本就是矿山的消费才干。 采装任务，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。露天矿用发掘设备主要有：发掘机、索斗铲、液压铲和轮胎式前装机。图1－37各种单斗发掘机表示图a－正铲；b－反铲；c－刨土铲；d－拉铲；e－抓斗铲前往目录

单斗发掘机的主要任务参数包括〔图1－38〕 (1)发掘半径Rw：发掘时由发掘机回转中心至铲斗齿尖的程度间隔。 (2)发掘高度Hw：发掘时铲斗齿间距站立程度的垂直间隔。 (3)卸载半径Rx：卸载时由发掘机回转中心至铲斗中心的程度间隔。 (4)卸载高度Hx：铲斗斗门翻开后，斗门的下缘距站立程度的垂直间隔 (5)下挖深度Hx·w：铲斗下挖时由站立程度至铲斗齿尖的垂直间隔一、单斗发掘机的主要任务参数前往目录图1－38单斗发掘机任务参数图前往目录 露天矿任务面参数包括：台阶高度、采区长度、采掘带宽度和任务平盘宽度。 1、台阶高度H 台阶高度的大小，受制于诸多要素的制约。主要有发掘的任务参数、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。从运输角度思索，台阶高度添加可减少运输道路长度；从开采强度思索，台阶高度较小，可提高采矿强度。可见各要素的综合思索，才干确定台阶的合理高度。 从平安角度出发，台阶高度不易大于装载设备的最大发掘高度的1.2~1.3倍。人工开采巩固稳定矿岩，“乡镇露天矿场平安消费规定〞第七条规定，台阶高度不得大于6米。 2、采区长度 采区长度，又叫发掘机任务线长度，也就是把任务台阶划归一台发掘机采掘那部分长度。二、任务面参数

前往目录 汽车运输的矿山，发掘机的采区长度普通在150~200米以上。 3、采掘带宽度bc 采掘带宽度就是发掘机一次发掘的宽度。为了不使发掘调动频繁，保证发掘机发掘时的满斗程度，提高采装消费才干，采掘带的宽度普通为发掘机站立发掘半径Rwz的1~1.5倍。 4、任务平盘宽度 任务平盘是进展采掘运输的作业场地。坚持一定的任务平盘宽度，是保证上下台阶之间正常采剥任务的必要条件。 仅供按布置采掘运输设备和正常的作业必需〔最小〕的宽度叫最小任务平盘宽度。任务平盘要小于最小任务平盘宽度，就意味着正常消费失调，它迫使下部台阶减缓或停顿推进，严重可呵斥矿山减产。前往目录 1、技术消费才干 是指发掘机在一小时内，从任务面发掘并装入运输容器中的矿岩实方体积或分量。它思索了铲斗装满程度、矿岩松散系数和任务循环时间后后延续任务的消费才干。即： Qj＝〔3600/T〕EKw(1—36)式中Qj——发掘机技术消费才干，米3／小时；T——发掘机任务循环时间，秒；E——铲斗容积，米3；Kw——发掘系数， 〔Km—满斗系数；Ks—松散系数〕。 发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，可用丈量方法测出或称矿岩装车的总分量再除以岩石容重，米3； 三、发掘机消费才干前往目录 N——发掘该矿岩的总斗数。 2、发掘机实践消费才干 发掘机实践生才干分为班、日、月和年消费才干。 发掘机的班消费才干为：(1—38) 式中：QB——发掘机班消费才干，米3／台班；T——班任务时间，时；η——班时间利用系数，即装车时间占班任务时间比例。前往目录

1、发掘机和前装机作业时应遵守以下平安规定 〔1〕任务时不准铲装超越斗容的大块矿岩，不准用铲斗冲破大块矿岩，不准用铲斗去挑挖任务面上的浮石和伞檐； 〔2〕制止铲斗从车辆驾驶室上方越过，卸载时要坚持铲斗平稳； 如发现台阶坡面上有片帮或浮石塌落危险时，必需迅速驶出危险区，经采取措施排险后，方准继续作业； 〔3〕发掘机电缆不得遭到碾压、撞击、浸泡和小于90°弯曲；不准用铲斗牙挑拨电缆，四、采装任务的平安要求前往目录第五节运输任务及平安要求

露天开采矿山，矿山运输的基建投资总额约占总基建费用的60%左右，运输本钱占矿山总本钱的50%以上，可见运输任务的重要。尤其运输任务成为制约矿山消费的薄弱环节的露天矿，在合理地选择运输类型，正确组织、加强运输管理任务，是保证 露天矿正常消费和获得良好经济效益的必要条件。 主要运输方式有以下几种： (1)自卸汽车运输； (2)铁路运输； (3)胶带运输机运输； (4)斜坡提升运输； (5)结合运输。前往目录 汽车的运动是由作用力和反作用力的相互作用而产生的。在露天矿运输中，进展自卸汽车的牵引力、运转阻力和制动力的计算，以此来验算公路的最大纵坡，确定制动间隔等问题。

一、自卸汽车行驶根本原理：

前往目录二、运输计算

运输计算包括自卸汽车运输才干和道路经过才干两部分。 1、自卸汽车运输才干影响自卸汽车台班消费才干的主要要素是自卸汽车的载分量、运输周期和班任务时间等。 自卸汽车的台班消费才干为： A＝［〔60·q·T〕／ｔ］·K1·η 式中A——自卸汽车台班消费才干，吨/台班； q——自卸汽车的载分量，吨； T——班任务时间，小时； ｔ——自卸汽车运输周期，分；前往目录 K1——自卸汽车载重系数； η——自卸汽车任务时间利用系数；自卸汽车的需求量为：N＝〔K2·QB〕／〔A·K3〕〔1－48〕式中N——自卸汽车在册数量，台；K2——自卸汽车运输不平衡系数，K＝l.1~1.15；QB——矿山班运量，吨/班；A——自卸汽车班消费才干，吨/台班；K3——出车率。出车率即出车台班数与总台班数之比。该目的用以反映车辆的实践利用程度。前往目录 2、道路经过才干道路的经过才干是指在单位时间内经过某一区段的车辆数。它主要取决于行车道的数目、路面形状、平均行车速度和平安行车间距〔即行车视距〕等。 线路经过才干，普通选择车流最集中的区段进展计算，如总出入沟口、车流密度大的道路交叉点等。 道路经过才干为： ND＝［〔1000·ｖ·n〕／S］·K(1－49) 式中ND——道路经过才干，辆/小时；ｖ——自卸汽车在计算区段内的平均行车速度，公里/小时；n——线路数目〔单车道时n＝0.5，双车道时n＝1〕；K——车辆行驶的不平衡系数，普通K＝0.5~0.7；S——两辆自卸车追踪行驶的最小平安间隔(即视距)，米。前往目录露天矿消费公路按其性质和所在位置的不同，可分为三类：〔1〕运输干线从露天矿场出入沟通往卸矿点〔如破碎站〕和排土场的公路。〔2〕运输支线由各开采程度与采矿场运输干线相衔接的道路和由各排土程度与通往排土场运输干线相衔接的道路。〔3〕辅助线路为通往分分布置的辅助性设备〔如炸药库、变电站、水源地、检修站、尾矿坝等〕，行驶普通载重汽车的道路。

三、公路分类和构造前往目录

按效力年限，公路又可分为： 〔1〕固定公路采矿场出入沟及地表永久性公路，其 效力年限在3年以上。 〔2〕半固定公路通往采矿场任务面和排土场作业线 的道路，共效力年限为1~3年。 〔3〕暂时性公路这一类公路是指采掘任务面和排土线 的道路，它随采掘任务线和排土线的推进而不断地移 动，所以又称为挪动公路。这种线路普通不修筑路面， 只需适当整平，压实即可。

前往目录四、公路的平面要素

1、平曲线半径曲线路段的中心线在平面上所对应的半径就叫做平曲线半径。 2、曲线超高当汽车在转弯路段行驶时，因离心力的作用，有促使汽车向曲线外侧滑移或倾覆的危险，为防止车辆倾覆，通常将曲线外侧路面升高，这种设置称为曲线超高。 3、曲线加宽当自卸汽车沿曲线路段行驶时，各个车轮所处的位置不同，因此画出不同半径的曲线。后轴内侧车轮的转弯半径最小，前轴外侧车轮的转弯半径最大。因此，车轮在曲线路段行驶时，行车部分的宽度需增大。此增大部分称为曲线加宽。前往目录 4、线路衔接线路衔接包括直线段与曲线段的衔接和两相邻平曲线的衔接两种。 〔1〕直线段与曲线段的衔接为使自卸汽车顺利经过曲线段，在直线段与曲线段之间应设置缓和曲线。缓和曲线设置超高时，其加宽缓和长度等于超高缓和长度；不设超高时，其加宽缓和长度为10米，在困难情况下，可为自卸汽车的计算长度。 〔2〕两相邻平曲线的衔接两相邻同向平曲线均不设超高或所设超高横坡一样时，可直接衔接。当所设超高横坡不同时，中间需按两相邻超高横坡之差设置超高缓和长度。两相邻反向曲线均不设超高时，中间宜设不小于计算自卸汽车长度的直线段，在困难条件下可不设直线段，但必需减速运转；两相邻反向平曲线均设超高时，中间应有不小于两超高缓和长度的直线段，在困难条件下可减半计算。前往目录 5、视距在露天矿自卸汽车运输作业中，线路在平面图上必需保有足够的视距。所谓视距，即汽车司机能看到其前方车辆或道路上妨碍物所必需的最短间隔。视距由三部分组成，即反响间隔、平安间隔和制动间隔。 6、平曲线要素平曲线普通常用以下五个要素表示，如图1－47所示：

α——转机角〔或称为平曲线半径之夹角〕，度；

R——平曲线半径，米；T——切线长度，米；

L——曲线长度，米；

E——外矢距〔交角点到圆曲线中点的间隔〕，米。图1－47平曲线要素ZY——曲线始点；YZ——曲线终点前往目录 7、回头曲线露天矿公路的特点，是线路平面布置复杂，有很多的曲线段和S型弯道，有间隔的缓坡路段和程度路段。在山坡或凹陷露天矿布置线路时，由于遭到地形条件和采矿场长度的限制，需迂回修筑公路，这时必需选用锐角转机，并将弯道布置于夹角之外；这种弯道称为回头曲线。 回头曲线根据地形条件而有不同的外形。按图形对称性分为对称回头曲线和非对称回头曲线两种。

前往目录五、公路纵断要素

线路纵断面应是一条平滑线，它由程度线、倾斜线、凹凸竖曲线以及不同坡度的衔接线等儿部分组成。两相邻不同坡度的直线段相交之点称为换〔变〕坡点。换坡点的外形可分为凹形的和凸形两种。前往目录 线路纵断面应包括如下主要参数： 1、最大允许纵坡道路纵坡过大，自卸汽车上坡时，运用低速挡过久，水箱的水容易沸腾、油管容易〞气阻〞发生熄火，呵斥停车等景象。下坡时，重载车辆制动比较困难，制动器温度急剧上升，且刹车次数多，导致轮鼓发热，甚至失效而发生平安事故。假设纵坡过小，就会使线路增长，扩帮量大，基建投资多，影响经济效果。在条件允许时，应尽量采用较缓的坡度。干线长度超越1公里时，其平均坡度普通不宜大于5.5%。 2、坡长限制为防止汽车在长大坡段上运转时发动机和制动器过热而发生缺点，保证行车平安，对坡段长度应有所限制。当纵坡大于5%时，应在下表中所规定的长度处或在换算坡长不超越800米的地方，设置纵坡不大于3%的缓和坡段，其长度普通为40~50米。

前往目录 3、纵坡折减当平曲线半径等于或小于50米时，该平曲线的最大纵坡应根据下表的规定予以折减。 4、竖曲线当自卸汽车经换坡点时，假设没有竖曲线予以缓和，那