权利要求
1.一种露天矿山高陡边坡临边爆破控制滚石的致裂爆破方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1、分级布孔设计
在距高陡边坡临边13m宽的平台范围内，按6m高的分段台阶划分作业单元，采用三角形布孔方式，自台阶坡顶至边坡边缘由里向外依次布设抛掷孔(1)、松动孔(2)、缓冲孔(3)、致裂孔(4)、减震孔(5)、辅助孔(6)，且均垂直设置;
S2、差异化装药结构设计
抛掷孔(1)、松动孔(2)、缓冲孔(3)、致裂孔(4)、减震孔(5)均采用直径80mm的乳化炸药药卷实现径向不耦合装药结构;松动孔(2)、缓冲孔(3)、致裂孔(4)、减震孔(5)还采用药柱顶部空气间隔方式实现轴向不耦合装药结构;
S3、精准起爆控制设计
各装药炮孔采用逐孔起爆方式，按抛掷孔(1)-松动孔(2)-缓冲孔(3)一致裂孔(4)-减震孔(5)的排间顺序设计爆破网络;选择端头位置的抛掷孔(1)为起爆点，起爆点延时时间0ms;同排相邻孔间微差时间42ms，相邻排间微差时间65ms。
2.根据权利要求1所述的一种露天矿山高陡边坡临边爆破控制滚石的致裂爆破方法，其特征在于，所述步骤S1中，抛掷孔(1)、松动孔(2)、缓冲孔(3)、致裂孔(4)、减震孔(5)、辅助孔(6);的孔径均为120mm。
3.根据权利要求1所述的一种露天矿山高陡边坡临边爆破控制滚石的致裂爆破方法，其特征在于，所述步骤S1中，抛掷孔(1)孔距3.5m、坡顶距2m、孔深7m;松动孔(2)孔距3m、与抛掷孔(1)排距2m、孔深7m;缓冲孔(3)孔距2m、与松动孔(2)排距2m、孔深7m;致裂孔(4)孔距2m、与缓冲孔(3)排距1m、孔深7m;减震孔(5)孔距2m、与致裂孔(4)排距1m、孔深7m;辅助孔(6)为布设于边坡边缘的第6排炮孔、第7排炮孔，第7排炮孔孔口距边坡边缘1m，两排辅助孔(6)孔距均为2m、排距1m、孔深7m，第6排辅助孔(6)与减震孔(5)排距1m。
4.根据权利要求1所述的一种露天矿山高陡边坡临边爆破控制滚石的致裂爆破方法，其特征在于，所述步骤S2中，各炮孔装药量按药柱中心至边坡坡面的爆破振动速度≤15cm/s设计。
5.根据权利要求1所述的一种露天矿山高陡边坡临边爆破控制滚石的致裂爆破方法，其特征在于，所述步骤S2中，各炮孔装药参数为：抛掷孔(1)药柱长度4m、单孔装药量22kg、填塞长度3m;松动孔(2)药柱长度3.0m、单孔装药量16kg、空气间隔长度1.0m、填塞长度3m;缓冲孔(3)药柱长度1.5m、单孔装药量8kg、空气间隔长度2.5m、填塞长度3m;致裂孔(4)药柱长度0.8m、单孔装药量4kg、空气间隔长度3.2m、填塞长度3m;减震孔(5)药柱长度0.4m、单孔装药量2kg、空气间隔长度3.6m、填塞长度3m;辅助孔(6)为不装药、不填塞的空孔。
6.根据权利要求1所述的一种露天矿山高陡边坡临边爆破控制滚石的致裂爆破方法，其特征在于，所述步骤S2中，装药量通过萨道夫斯基经验公式计算确定，所述萨道夫斯基经验公式为：v=K•(Q^(1/3)/R)^α，其中v为爆破振动速度(cm/s)，Q为单孔装药量(kg)，R为药柱中心至边坡坡面的距离(m)，K、α为与地质地形条件相关的系数，具体通过地质报告及现场测量确定。
7.根据权利要求1所述的一种露天矿山高陡边坡临边爆破控制滚石的致裂爆破方法，其特征在于，所述步骤S 1中，各炮孔的孔深偏差≤50mm，孔位偏差≤50mm。
8.根据权利要求1所述的一种露天矿山高陡边坡临边爆破控制滚石的致裂爆破方法，其特征在于，所述步骤S3中，采用数码电子雷管构建起爆网络，网络连接完成后进行导通检测，确保网络无断路、短路现象。
说明书
技术领域
[0001]本发明涉及露天矿山爆破工程技术领域，特别涉及一种露天矿山高陡边坡临边爆破控制滚石的致裂爆破方法。
背景技术
[0002]在露天矿山开采过程中，部分区域受地形地质条件限制，形成三面临边的高陡边坡工况。此类临边区域外侧均为断崖，具有高差大、坡度大的显著特点，且边坡下部分布有工业设施，导致爆破作业的安全管控要求极为严苛。目前，在距高陡边坡临边13m宽平台范围内实施爆破作业时，传统方法全部按照主爆孔单一方式进行布控，孔网参数为3m×5m，孔深13m，孔径120mm，单孔最小装药量达80kg，且全部采用集中耦合装药结构。
[0003]该传统爆破方法存在多方面显著缺陷：其一，爆破振动超标，边坡失稳风险高，由于采用集中耦合装药，爆破能量高度集中，导致炮孔最小爆破振动速度超过100cm/s，远超矿山爆破安全规程规定的安全阈值，极易引发边坡岩体失稳;其二，飞石危害突出，防护难度大，传统方法采用抛掷爆破模式，爆破过程中易产生大量飞石，飞石在高陡边坡上滚落时动能不断增大，极易损毁下部工业设施，且受地形限制，飞石防护措施难以全面覆盖，防护效果差;其三，坡面浮石残留多，且无法清理，高振动爆破会导致坡面产生大量不稳定浮石，这些浮石依附于陡壁之上，受作业空间和地形条件限制，无法通过常规方式彻底清理，形成长期安全隐患，后续作业过程中易发生浮石坠落事故，对下部工业设施及作业人员构成严重安全威胁;其四，炸药单耗高，爆破成本高昂，传统方法单孔最小装药量达80kg，炸药单耗远超合理区间，同时为防范飞石和滚石危害，需额外投入大量资金搭建防护设施、进一步推高了爆破作业成本。综上所述，现有传统爆破方法无法满足露天矿山高陡边坡临边爆破的安全与经济需求。因此，发明一种能够有效降低爆破振动、杜绝飞石产生、减少浮石残留并降低爆破成本的爆破方法，对保障矿山安全生产、降低矿山爆破成本具有重要现实意义。
发明内容
[0004]针对上述技术问题，本发明提供了一种露天矿山高陡边坡临边爆破控制滚石的致裂爆破方法。
[0005]为了实现上述目的，本发明的技术方案具体如下：
一种露天矿山高陡边坡临边爆破控制滚石的致裂爆破方法，包括以下步骤：
S1、分级布孔设计
在距高陡边坡临边13m宽的平台范围内，按6m高的分段台阶划分作业单元，采用三角形布孔方式，自台阶坡顶至边坡边缘由里向外依次布设抛掷孔、松动孔、缓冲孔、致裂孔、减震孔、辅助孔，且均垂直设置;
S2、差异化装药结构设计
抛掷孔、松动孔、缓冲孔、致裂孔、减震孔均采用直径80mm的乳化炸药药卷实现径向不耦合装药结构;松动孔、缓冲孔、致裂孔、减震孔还采用药柱顶部空气间隔方式实现轴向不耦合装药结构;
S3、精准起爆控制设计
各装药炮孔采用逐孔起爆方式，按抛掷孔-松动孔-缓冲孔一致裂孔-减震孔的排间顺序设计爆破网络;选择端头位置的抛掷孔为起爆点，起爆点延时时间0ms;同排相邻孔间微差时间42ms，相邻排间微差时间65ms。
[0006]其中，所述步骤S1中，抛掷孔、松动孔、缓冲孔、致裂孔、减震孔、辅助孔;的孔径均为120mm。
[0007]其中，所述步骤S1中，抛掷孔孔距3.5m、坡顶距2m、孔深7m;松动孔孔距3m、与抛掷孔排距2m、孔深7m;缓冲孔孔距2m、与松动孔排距2m、孔深7m;致裂孔孔距2m、与缓冲孔排距1m、孔深7m;减震孔孔距2m、与致裂孔排距1m、孔深7m;辅助孔为布设于边坡边缘的第6排炮孔、第7排炮孔，第7排炮孔孔口距边坡边缘1m，两排辅助孔孔距均为2m、排距1m、孔深7m，第6排辅助孔与减震孔排距1m。
[0008]其中，所述步骤S2中，各炮孔装药量按药柱中心至边坡坡面的爆破振动速度≤15cm/s设计。
[0009]其中，所述步骤S2中，各炮孔装药参数为：抛掷孔药柱长度4m、单孔装药量22kg、填塞长度3m;松动孔药柱长度3.0m、单孔装药量16kg、空气间隔长度1.0m、填塞长度3m;缓冲孔药柱长度1.5m、单孔装药量8kg、空气间隔长度2.5m、填塞长度3m;致裂孔药柱长度0.8m、单孔装药量4kg、空气间隔长度3.2m、填塞长度3m;减震孔药柱长度0.4m、单孔装药量2kg、空气间隔长度3.6m、填塞长度3m;辅助孔为不装药、不填塞的空孔。
[0010]其中，所述步骤S2中，装药量通过萨道夫斯基经验公式计算确定，所述萨道夫斯基经验公式为：v=K•(Q^(1/3)/R)^α，其中v为爆破振动速度(cm/s)，Q为单孔装药量(kg)，R为药柱中心至边坡坡面的距离(m)，K、α为与地质地形条件相关的系数，具体通过地质报告及现场测量确定。
[0011]其中，所述步骤S 1中，各炮孔的孔深偏差≤50mm，孔位偏差≤50mm。
[0012]其中，所述步骤S3中，采用数码电子雷管构建起爆网络，网络连接完成后进行导通检测，确保网络无断路、短路现象。
[0013]本发明的有益效果是：本发明通过分级布孔、差异化装药与精准起爆的协同作用，具备以下显著有益效果，且各效果均有明确的数理参数支撑：
1.爆破振动精准可控，边坡稳定性显著提升：各炮孔起爆后，药柱至边坡坡面的理论振动速度均控制在10.37cm/s-13.40cm/s之间，均严格小于15cm/s的安全阈值，远低于传统方法100cm/s以上的振动速度，有效避免了爆破振动引发的边坡岩体失稳;
2.杜绝爆破飞石，安全防护压力大幅降低：通过多级炮孔的能量逐级衰减设计，结合不耦合装药对爆破能量的缓冲与约束作用，临边炮孔爆破过程中岩体仅产生可控的破碎或裂化，无任何飞石产生，彻底消除了飞石滚落损毁边坡下部工业设施及伤害作业人员的安全风险，无需额外搭建复杂的飞石防护设施;
3.坡面无不稳定浮石残留，长期安全性提升：致裂孔与减震孔的协同作用使临边岩体产生均匀、可控的裂缝，爆破后无大块岩体及不稳定浮石残留;同时，产生的裂缝为破碎锤后续破岩作业创造了良好的自由面，便于后续生产作业，进一步提升了边坡的长期稳定性;
4.炸药单耗与爆破成本大幅降低，经济效益显著：传统方法单孔最小装药量达80kg，而本发明各炮孔单孔装药量最大仅为22kg，炸药单耗从传统方法的高值降至0.1666kg/m3-0.5254kg/m3的合理区间;同时，由于无需额外投入飞石、滚石防护成本，整体爆破作业成本显著降低，大幅提升了矿山开采经济效益;
5.施工适配性强，便于推广应用：本发明采用常规的120mm孔径钻孔设备与80mm的乳化炸药药卷，无需配备特殊专用设备，施工工艺简单易懂，操作人员易于掌握，可广泛推广应用于其他具有同类高陡边坡临边工况的露天矿山爆破作业中;
6、核心创新点在于构建“三级协同控制体系”，其一，通过分级布孔实现爆破能量的逐级衰减，由内向外依次完成岩体破碎、能量缓冲、临边裂化及应力阻隔;其二，通过差异化装药结构精准匹配各排炮孔的功能需求，控制爆破能量释放强度与范围;其三，通过精准起爆控制避免爆破能量叠加，进一步降低爆破振动。三者协同作用，最终实现“爆破振动精准可控、无飞石产生、坡面无不稳定浮石残留、炸药单耗降低、爆破成本优化”的综合技术效果，全面保障边坡下部工业设施及作业人员安全。
附图说明
[0014]图1：本发明炮孔平面布置示意图;
图2：本发明差异化装药结构剖面示意图;
图中：1抛掷孔、2松动孔、3缓冲孔、4致裂孔、5减震孔、6辅助孔。
具体实施方式
[0015]为使本发明的目的、技术方案和优点更加清楚明了，下面结合具体实施方式，对本发明进一步详细说明。应该理解，这些描述只是示例性的，而并非要限制本发明的范围。此外，在以下说明中，省略了对公知结构和技术的描述，以避免不必要地混淆本发明的概念。
[0016]如图1和图2所示，本实施例针对某露天矿山三面临边高陡边坡工况，该边坡临边外侧为断崖，高差50m，坡度75°，边坡下部布设有工业设施，需在距边坡边缘13m宽平台范围内实施爆破作业，采用本发明的致裂爆破方法，具体实施步骤如下：
一、分级布孔具体参数设计
在距高陡边坡临边13m宽平台范围内按6m高的分段台阶，以三角形布孔方式、自台阶坡顶至边坡边缘起由里向外依次布设7排炮孔，各排炮孔具体参数如下：
1.抛掷孔1：为紧邻台阶坡面的第1排炮孔，孔距3.5m，坡顶距2m，炮孔深度7m(含超深1m)，核心作用是爆破后为松动孔2创造完整自由面，同时将被爆岩体破碎为松散系数1.6左右的爆堆;
2.松动孔2：为紧邻抛掷孔1的第2排炮孔，孔距3m，排距2m，炮孔深度7m(含超深1m)，核心作用是将被爆岩体破碎为松散系数1.4左右的爆堆，进一步扩大自由面并初步衰减爆破能量;
3.缓冲孔3：为紧邻松动孔2的第3排炮孔，孔距2m，排距2m，炮孔深度7m(含超深1m)，核心作用是将被爆岩体破碎为松散系数1.2左右的爆堆，实现爆破能量的二次衰减，降低对后续临边炮孔的冲击;
4.致裂孔4：为紧邻缓冲孔3的第4排炮孔，孔距2m，排距1m，炮孔深度7m(含超深1m)，核心作用是爆破后在相邻炮孔间贯通大量均匀裂缝，被爆岩体不产生位移，为破碎锤破岩作业创造自由面;
5.减震孔5：为紧邻致裂孔4的第5排炮孔，孔距2m，排距1m，炮孔深度7m(含超深1m)，核心作用是在炮孔周边产生大量细微裂纹，进一步衰减爆破能量，为破碎锤临边破岩作业创造破裂面;
6.辅助孔6：分为第6排、第7排布设，第6排紧邻减震孔，与减震孔排距1m，孔距2m;第7排紧邻第6排，排距1m，孔距2m，且第7排孔口距边坡边缘1m，两排辅助孔钻孔深度均为7m，(含超深1m)，爆破时作为不装药、不填塞的空炮孔，核心作用是通过空孔的“卸压效应”阻隔爆炸应力波向临边断崖传播，同时为破碎锤临边破岩作业创造弱面。
[0017]二、差异化装药结构参数设计
基于各排炮孔的功能需求，采用差异化装药结构，所有装药炮孔均选用直径80mm的乳化炸药药卷，利用不耦合空间缓冲爆炸能量，降低爆破振动与飞石风险;其中，松动孔2、缓冲孔3、致裂孔4、减震孔5额外采用药柱顶部空气间隔方式实现轴向不耦合装药结构，进一步精准调控能量释放节奏。各炮孔装药量均以“药柱中心至边坡坡面的爆破振动速度≤15cm/s”为核心控制指标，结合岩体容重、炮孔参数通过萨道夫斯基经验公式v=K•(Q^(1/3)/R)^α，其中v为爆破振动速度，Q为单孔装药量，R为药柱中心至边坡坡面距离，K、α为地质地形相关系数，通过地质报告及现场测量确定)计算确定，具体参数如下：
1.抛掷孔1：径向不耦装药结构，孔径120mm，药卷直径80mm，药柱长度4m，单孔装药量22kg，填塞长度3m，炸药单耗0.5254kg/t，起爆后药柱至边坡坡面理论振动速度10.37cm/s;
2.松动孔2：径向+轴向不耦合装药结构，孔径120mm，药卷直径80mm，药柱长度3.0m，单孔装药量16kg，药柱上部空气间隔长度1.0m，填塞长度3m，炸药单耗0.4444kg/m3，起爆后药柱至边坡坡面理论振动速度11.51cm/s;
3.缓冲孔3：径向+轴向不耦合装药结构，孔径120mm，药卷直径80mm，药柱长度1.5m，单孔装药量8kg，药柱上部空气间隔长度2.5m，填塞长度3m，炸药单耗0.3335kg/m3，起爆后药柱至边坡坡面理论振动速度10.66cm/s;
4.致裂孔4：径向+轴向不耦合装药结构，孔径120mm，药卷直径80mm，药柱长度0.8m，单孔装药量4kg，药柱上部空气间隔长度3.2m，填塞长度3m，炸药单耗0.3335kg/m3，起爆后药柱至边坡坡面理论振动速度11.02cm/s;
5.减震孔5：径向+轴向不耦合装药结构，孔径120mm，药卷直径80mm，药柱长度0.4m，单孔装药量2kg，药柱上部空气间隔长度3.6m，填塞长度3m，炸药单耗0.1666kg/m3，起爆后药柱至边坡坡面理论振动速度13.40cm/s。
[0018]三、起爆网络设计与施工流程
1.起爆网络设计：采用电子雷管实现逐孔起爆，按“抛掷孔1-松动孔2-缓冲孔3-致裂孔4-减震孔5”的排间顺序连接爆管网路;起爆点选择端头位置的抛掷孔1，起爆点延时时间0ms;同排相邻炮孔延时42ms，相邻排间炮孔延时65ms，确保各炮孔按预设顺序依次起爆，无能量叠加现象;
2.施工流程：按“分级布孔具体参数设计”进行钻孔施工，钻孔完成后清理孔内矿渣并测量孔深、孔位偏差(偏差≤5cm);按“差异化装药结构参数设计”进行装药作业，确保药柱位置、空气间隔长度、填塞长度精准，装药过程中避免药卷破损;连接起爆网络，完成后进行网络检测;爆区内人员设备撤离，设置安全警戒区;引爆起爆点，完成爆破作业;爆破后等待矿体稳定，检查边坡坡面是否有浮石，利用破碎锤对致裂、减震孔区域岩体进行破碎清理，进而完成作业。
[0019]应当理解的是，本发明的上述具体实施方式仅仅用于示例性说明或解释本发明的原理，而不构成对本发明的限制。因此，在不偏离本发明的精神和范围的情况下所做的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。此外，本发明所附权利要求旨在涵盖落入所附权利要求范围和边界、或者这种范围和边界的等同形式内的全部变化和修改例。
说明书附图(2)
声明：
“露天矿山高陡边坡临边爆破控制滚石的致裂爆破方法” 该技术专利(论文)所有权利归属于技术(论文)所有人。仅供学习研究，如用于商业用途，请联系该技术所有人。
我是此专利(论文)的发明人(作者)
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编辑：北方有色网
来源：甘肃西沟矿业有限公司
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2026年08月06日 ~ 08日 
