破碎復雜難采礦體分級控制爆破技術研究

佘文遠

（紫金礦業集團股份有限公司，福建 龍巖 364200）

破碎復雜難采礦體是指在成礦期或成礦后經歷了多期劇烈地質構造運動或反復地質作用，在礦體和圍巖內部形成大量節理、斷層等不連續面，使礦體和圍巖的整體穩定性遭到破壞，在開采過程中表現出礦巖松軟破碎，可暴露面積小，易發生冒頂片幫等特征[1]。對這類礦體，國內外很多礦山采用進路充填采礦法進行開采，這類采礦法一般回采斷面較小，采場生產能力較低，如果爆破參數選取不當，不僅循環進尺小，工效低、進路輪廓線不平整，超欠挖嚴重，造成較大的損失貧化，而且會破壞了進路礦巖的穩定性，造成進路冒頂片幫及充填體大面積垮塌，增加了巷道支護成本，從而直接影響到礦山生產的安全和效益，因此，如何合理優化爆破參數，提高循環進尺和生產工效、保證礦巖及充填體在作業中的穩定性和完整性，在破碎復雜難采礦體采礦生產中具有重大的現實意義[2]。

1 工程背景

奧同克有限責任公司塔爾德布拉克左岸金礦(下稱“左岸金礦”)是紫金礦業集團在吉爾吉斯斯坦投資開發的一座大型黃金礦山。該礦山礦體賦存于火山環形構造的中央部分，由于受多期構造斷裂影響，礦體比較破碎，穩定性很差，極易造成局部垮塌[3]。礦體巖性組合主要包括石英-絹云母交代巖、石英-碳酸鹽交代巖、石英-電氣石交代巖，礦體脈巖主要包括閃長巖和破碎閃長二長巖，大部分礦巖屬不穩固類型，f=3～17，礦體呈緩傾斜管狀和層狀（細脈狀）產出，傾角25°～40°左右，礦體厚度為16m～90m。根據左岸金礦礦體開采技術條件，選用上向水平進路充填采礦法開采，具體見圖1。開采時將每個分段劃分為四個水平分層按自下而上分層順序進行開采，在每個分層內劃分盤區和進路，進路規格均為4.0m×4.0m(采用1/4三心拱)。各進路回采完畢后及時用尾砂膠結充填料進行充填[4]。鑒于巖石穩固性較差，分層進路按2步驟采用“隔一采一”的方式回采，一步驟回采礦房，二步驟采礦柱，并交替式回采。一步驟采用高灰砂比充填料充填，以保證充填強度，確保二步驟回采工作的安全。進路開采時采用YT-28鑿巖機配置2.5m鉆桿施工炮孔，現場使用的是膨化硝銨炸藥，炸藥密度ρ=900㎏/m3,爆速D=3200m/s，藥卷規格為Φ32mm×150g，藥卷長度l=200mm，炮孔直徑db=42mm，起爆器起爆，分段微差爆破，炮孔布置如圖2示，具體裝藥參數如表1示。在上向水平進路充填采礦法應用過程中存在以下問題：

圖1 左岸金礦上向水平進路充填采礦法三視圖

（1）由于其中礦巖大部分屬破碎不穩固類型，在進路采礦時全部采用短掘短支方式，采用YT-28鑿巖機配置2.5m鉆桿施工炮孔，由于采用單楔形掏槽方式，孔口間距2.0m、孔底間距約0.2m，炮孔有效深度僅2.3m，造成循環進尺偏小，平均僅有2.0m，導致炮孔利用率僅89%，采場生產能力僅90噸/日，不僅直接影響到礦山整體生產能力和效益，而且因鉆工收入偏低而導致施工隊伍不穩定[5]。

（2）由于礦巖組分復雜多樣，爆破參數未能結合不同礦巖的可爆性進行合理調整，導致周邊眼進路周邊產生超欠挖現象嚴重、炮眼痕率低、同時造成因爆破對進路周邊礦巖或充填體所產生的較大擾動破壞較大而直接影響到作業安全。

圖2 上向進路采礦2.5m鉆桿炮孔布置圖

（3）由于為節省火工材料成本，鉆工在進路掌子面布孔時上部輔助孔布置數量偏少（一般僅有三個），周邊孔炮孔密集系數（）遠小于光面爆破最優炮孔密集系數的數值要求（），導致進路爆破后拱頂部成型差、參差不齊、不平整，因產生較多的應力集中而直接影響到后續進路作業的安全[6]。

（4）在上向水平進路充填采礦法一步驟回采時，由于爆破參數不合理，對二步驟待采進路因爆破振動產生大量的裂隙，破壞了其完整性，直接影響到二步驟的開采安全和爆破參數的合理布置，使進路巷道的穩定性遭受破壞，支護成本增加。

表1 進路采礦2.5m鉆桿炮孔裝藥參數表

（5）在上向水平進路充填采礦法二步驟回采時，進路兩側為充填體，回采爆破時應力波在礦體與充填體界面處發生透射和反射，由于充填體強度比巖石低很多，如果兩幫周邊孔距充填體距離過大，充填體與巖石交界處的巖石由于應力波強度不足不能得到充分的破碎，形成大塊或是掛幫，造成礦石損失且對出礦的安全性造成威脅[7]。如果兩幫周邊孔距充填體距離過近，在交界處產生的透射應力波強度過大，勢必超過充填體的強度而造成充填體發生破壞，使充填體產生片幫冒落而引起因充填料混入礦石帶來的二次貧化，嚴重時甚至會出現充填體大量垮冒，導致采場發生安全事故[8]。

（6）由于一步驟回采兩側都為礦體，其爆破參數在選取時對整個分層進路的回采影響比較小，而在二步驟進路回采時，由于進路一側或兩側為充填體，爆破參數選取不當，會造成一側或兩側充填體遭受破壞，造成礦石貧化，進路巷道的穩定性遭受破壞，支護成本增加[9]。

（7）由于進路爆破時周邊孔尤其是拱部周邊孔裝藥結構不合理、裝藥系數較低，不能保證足夠的不耦合系數，而且由于采用連續集中裝藥，起爆時爆破作用主要集中靠近孔底部礦巖，往往會造成裝藥部位的過度破壞，引起超挖。而在孔口部因爆破作用較弱而出現“掛口”、“戴眼鏡”現象，增加了采場人員作業的安全風險和排險支護工作量。

（8）由于進路布置炮孔時采用巷道掘進的布孔方式，周邊孔均向外傾斜一定角度（5°左右），在進行二步聚回采時，孔底部基本與充填體接觸，而且由于采用連續集中裝藥及孔底底爆方式，炸藥爆破作用主要集中在孔底部直接對充填體產生較大的破壞和擾動，而在孔口部位爆破作用較弱，不僅產生較大的損失和貧化，而且誘發較大的安全隱患。

2 礦巖可爆、穩定性分級

在進路采礦中，不僅需考慮礦巖的可爆性，還應考慮爆破后進路周邊礦巖（包括充填體）的穩定性，以保證后續作業的安全性的盡可能的減少支護成本.結合大量類似工程經驗，進尺、安全與成本存在圖3所示關系。因此在選擇進路爆破參數時，除礦巖可爆性外，也應提前考慮如何減少爆破作用對進路周圍礦巖或充填體的擾動與破壞，以求最大限度保證后續作業安全，減少支護成本與降低進路采礦過程中的損失與貧化，因此，在破碎復雜礦體上向進路回采時很有必要預先進行礦巖可爆性與穩定性分級，從而為爆破參數確定提供依據。國內外一般選用巖石抗壓強度、巖石容重、巖石完整性系數和炸藥單耗4項指標作為礦巖可爆性與穩固性級別判定因子。

圖3 循環進尺度、成本和安全的關系圖

表2 左岸金礦礦巖物理力學參數表

表3 左岸金礦礦巖穩固性、可爆性分級表

由于左岸金礦開采礦體礦巖組合多樣，各礦巖組合物理力學性質差異很大，決定了不同礦巖組成及不同地段礦巖的可爆性與穩定性差異很大，從而直接影響到進路爆破參數的合理選取。通過對左岸金礦多個有代表性的礦巖試樣類型進行測試，確定了其物理力學性能，詳見表2。

根據左岸金礦礦巖物理力學參數，結合完整性系數以及在實際進路爆破中的炸藥單耗統計，對左岸金礦上向進路充填采礦法一步驟進路礦巖進行相對可爆性及穩固性分級如表3示。

在上向進路充填采礦法二步驟開采時，由于進路待爆礦體左右及下方均受到一步驟開采時的爆破擾動，在礦體中產生大量裂隙，進一步降低了進路礦體的完整性系數，因此其可爆性與穩固性級別均降一級。

3 爆破參數優化

3.1 鉆桿長度優化

在進路采礦時，長鉆桿較短鉆桿進行炮孔施工可以大幅增加進路鉆爆作業循環進尺，降低單位藥量、工序循環次數、人力及管理成本、縮減各工序輪換、安排機械進場等耗時，但同時一方面又會因頂板暴露面積增加和爆破擾動量加大而降低進路的安全性，另一方面大進尺產生的超挖欠挖、大塊的處理以及支護等成為影響成本的主要因素。

鉆桿長度的選取取決于爆破所需炮眼深度，合理炮眼深度的方面需爆破后的空頂距是否滿足安全需要，同時又要保證鑿巖時有較高的鑿巖效率。同等的巖石和施工條件，普通氣腿式鑿巖機采用同一根鉆桿鉆孔時每增加1m鉆孔長度鉆速下降4%～10%。尤其孔深超3m時，由于摩擦阻力增大，拔釬、排粉困難，人工鑿巖效率大為降低。炸藥單耗攸關進路工程成型、圍巖損傷及材料消耗等，一般采用經驗公式計算確定炸藥單耗，再通過試驗進行修正或工程類比確定。根據礦巖的可爆性的穩固性，結合現場試驗，左岸金礦礦巖上向進路回采鉆桿長度、支護方式、施工方式及炸藥單耗選用如表4示。

表4 鉆桿長度、支護方式及施工方式選用表

3.2 掏槽孔參數

掏槽爆破是進路爆破工作的關鍵，掏槽孔爆破是否成功及效果如何與所爆進路礦巖地質條件、掏槽孔深、形式、炸藥種類、裝藥量及起爆順序有關。根據左巖金礦進路爆破現場試驗，在采用3.0m時掏槽孔如果還采用原有的單式楔形掏槽，由于掏槽孔傾角加大（由67°增加至71°）和底部礦巖的夾制作用增大，掏槽孔底部呈明顯的駝峰形，不能為后續輔助眼及周邊眼的爆破提供較好的第二自由面，導致炮孔利用率由87%下降至70%，單循環進尺平均2.05m。由于復式楔形掏槽多了兩排更深、會產生更好爆破效果的二級掏槽眼，較單式楔形掏槽更有利于克服槽腔底部礦巖的夾制作用，因此，在采用3m鉆桿時更適合選用復式楔形掏槽形式。根據礦巖可爆性、斷面大小及施工條件確定：爆破掏槽方式為雙楔形水平斜眼掏槽，掏槽數目為10個，分4排平行布置。

（1）掏槽眼眼底間距確定

根據楔形掏槽理論，為實現槽腔內巖石在炮眼底面與腔外巖石充分分離，應使各掏槽孔裝藥爆炸形成的破碎圈在炮眼底相交。國內外計算炮眼破碎圈半徑的公式很多,此處采用武漢巖土力學研究所的計算公式:

式中：β=-4.11×10-8ρmcp+2.92；rP為破碎區半徑;rb為裝藥半徑；μ為側壓力系數；P為爆腔巖壁初始壓力；Rt為巖石抗拉強度；ρ為炸藥密度；ρm為巖石初始密度，kg/m3；D為炸藥爆轟速度；cp為巖石縱波速度，m/s；v為巖石材料的泊松比；α為壓縮波衰減指數。

考慮到相鄰同段齊發爆破產生的沖擊波的疊加,可確定垂直楔形掏槽炮眼的眼底水平間距為:

式中Rp為炮眼破碎圈半徑，a為應力波衰減指數。

式中g為巖石泊松比。代入相關數值，求得石英-電氣石交代巖掏槽炮眼的眼底水平間距為d≤0.15m；石英-碳酸質交代巖掏槽炮眼的眼底水平間距為d≤0.17m；石英-絹云母巖交代巖掏槽炮眼的眼底水平間距為d≤0.19m。

（2）同列炮眼間距的確定

掏槽爆破同列炮眼間距，應在爆破后可形成2個列炮眼之間的貫通破壞面，可按炮眼裝藥爆炸后在炮孔之間形成貫通裂縫的原則確定。即

式中：

a—炮孔間距，m；

Rp——以各炮孔為中心的徑向裂隙半徑，m；其值為

式中：

rb——炮孔半徑，m；

ST——巖石抗拉強度，MPa；

PD—孔壁上的初始沖擊壓力，MPa；

對于不偶合裝藥，

式中：

PH—爆轟壓力，MPa；；

PK—臨界壓力，可近似取100MPa；

d0、D—炸藥的密度和爆速；

Vc、VB—裝藥體積和炮孔體積；

n—爆生氣體撞擊孔壁時引起的壓力增大倍數，取n=8～10；

對應于左岸金礦：

rb=0.021m ；g=0.25（平均），b=0.33，T=1.67；

PH=2.75MPa，Pd=5.3MPa；

藥卷密度d0=0.9g/cm3，D≥3500m/s，

石英-電氣石交代巖ST=12.5MPa、代入數值，求得Rp≈0.11m，炮孔間距a≤0.22m。

石英-碳酸質交代巖ST=7.6MPa、代入數值，求得Rp≈0.14m，炮孔間距a≤0.28m。

石英-絹云母巖交代巖ST=3.4MPa；代入數值，求得Rp≈0.18m，即炮孔間距a≤0.36m。

（3）炮眼間距的確定

掏槽孔傾角決定了孔底間距和每級掏槽孔拋擲的巖石量。合理的掏槽孔傾角應使掏槽孔爆破后孔底形成的裂隙圈連通，確保槽腔內巖石與周圍巖石分離，且拋出工作面，從而形成楔形槽腔。在保證掏槽效果的前提下和炮眼深度較大時，楔形掏槽爆破炮眼水平傾角θ一般在65～75°，礦巖較軟時角度小，硬時角度大,過小不容易從楔形的底部切斷巖石，過大則難以克服槽腔夾制力而將槽腔內巖石完全拋出，從而在槽腔底部呈現駝峰形，即“鼓肚”現象。采用3m鉆桿后確定的炮眼眼口與眼口距見圖4、圖6。

表5 掏槽眼爆破參數表

表6 進路分級控制爆破周邊孔爆破參數表

3.3 周邊孔參數

上向進路充填采礦法分為兩步驟采礦，一步驟開采時進路兩側均為原生礦巖，需要選取合理的爆破參數及裝藥方式能夠保證進路復雜軟弱礦巖的穩定性，以降低對礦巖的擾動和提高礦巖的穩定性及自承能力，降低支護成本和提高進路工程的安全性。同時要控制好周邊眼的裝藥結構形式，保證進路兩幫的平整，以便控制二步驟采礦的損失與貧化。其周邊孔布置適合根據礦巖分級可爆性選用光面爆破參數以滿足爆破要求。而二步驟采礦時由于進路兩側均為充填體，在進路等爆礦巖與兩幫充填體間已形成事實上的“人工斷層”，在采礦時需降低對充填體的擾動與破壞，控制和減少由于爆破引起充填體垮塌而造成的礦石貧化。對“預留”礦壁進行控制爆破或采用非爆方法掘進是確保充填體穩定性的關鍵，而拱頂以上仍按光面爆破選用爆破參數。周邊孔均采用徑向非耦合分段裝藥結構。試驗表明，爆炸應力波參數與炮泥材料、堵塞長度和堵塞質量等密切相關，周邊孔堵塞長度一般取0.35～0.50倍的裝藥長度。

（1）一步驟光面爆破

左岸金礦進路礦體為大多為不穩固礦巖，回采進路圍巖松散破碎、裂隙發育、強度較低，若控制不好掘進爆破參數會對進路圍巖造成過大的擾動，使頂板礦巖的徑向裂隙張開，塊狀巖體脫落導致冒頂，兩幫則產生片幫塌落，造成損失貧化。因此，回采時必須采取控制爆破盡量減少對頂板礦巖體的擾動，可以減少冒頂、片幫的發生。采用光面爆破技術可以有效減少對進路圍巖的擾動強度。

光面爆破的重點在于周邊孔之間的互相貫通，達到巷道壁面平整規正，對周邊圍巖擾動較小。周邊孔光面爆破時，先受爆炸沖擊波作用在孔周圍形成初始裂隙，并在準靜態壓力作用下擴展成貫通主裂隙，由此，炮孔間距E為:

式中：

K1——為調整系數，一般取值10～16，巖石堅硬時取較大值；

f——為圍巖普氏系數；

rb——為炮孔半徑，取21mm。

由公式（9）可以看出，周邊孔孔距與礦巖f值呈正相關關系，礦巖偏堅硬取大，礦巖偏松軟取小。由于左岸金礦礦巖可爆性差異及其所具有的相對性，因此周邊孔的光面爆破參數采用理論計算、經驗類比和現場爆破試驗方法具體進行適當調整，礦巖節理發育、層理結構破碎時或順層施工時可適當增加空眼，采用空炮眼與裝藥炮眼間隔的裝藥方式或長短眼裝藥提高進路工程成形質量和減小爆破擾動。

光爆時炮孔密集系數的合理選取也直接關系到爆破成形效果。如果光爆層厚度過小，爆破反射波對爆破輪廓線以外礦巖進行破壞而造成過挖，過大則造成不能很好地將光爆層破碎下來而產生掛幫欠挖、大塊或留底根。光爆層要屏蔽反射應力波，必須滿足公式：

式中：CP——為礦巖中縱波波速，m/s；

VC——為爆生裂縫平均擴展速度，礦巖f值大時取大值，f值大時取小值。

炮孔密集系數K=E/W，由公式10可以看出，光爆層厚度與礦巖f值呈負相關關系。軟巖和層理、節理發育的礦巖K取大值，硬巖則取小值，具體數結合礦巖可爆性和爆破試驗確定。

圖4 一步驟光面爆破炮眼布置圖

（2）二步驟半光面控制爆破

上向進路二步驟回采時，進路礦巖及頂板圍巖受一步驟爆破擾動破壞穩固性進一步降低，受充填接頂不完全影響應力集中進一步加強。為防止冒頂必須控制好頂板，掘進時采用半光爆技術，從起拱線以上采用光爆技術，嚴格控制好爆破孔網參數，優先發展相鄰炮眼之間的裂隙，抑制徑向裂隙的發展，從而在相鄰周邊炮眼之間形成平整切割層，減少對頂板的擾動及破壞，因此拱線以上根據礦巖可爆性分級按照一步驟確定的有關光爆參數進行爆破。

由于進路充填體強度相對較低，在二步驟進路回采時，如果兩幫周邊孔距充填體偏近，進路兩側充填體易受爆破沖擊波影響而失穩垮塌而造成礦石貧化，如果距離偏遠則會因掛幫礦而造成礦石損失，因此需結合充填體強度選用合適控制爆破參數。

在確定充填體強度之前，首先需要確定爆破地震波質點峰值振動速度V，其理論公式為：

式中：V—為質點振動峰值速度，cm/s；

k、α—均為衰減系數，由于二步驟周邊孔礦巖受一步驟爆破擾動與破壞，節理發育，故此處k=250、α=1.8；

Q—為裝藥量，㎏，單孔裝藥量均按0.45㎏，側幫周邊孔按三孔布置，三孔藥量1.35㎏。

R—為離爆心的距離。

通過一維應力波理論計算出周邊孔炸藥爆破沖擊波在尾砂膠結充填體與礦體交界面處的入射動壓力：

式中：

γ—為礦體的密度，g/㎝3；

C—為礦體中縱波傳播速度，m/s，取平均3500m/s；

V—為質點峰值振動速度，cm/s；

g—為重力加速度，一般取值為9.81m/s2。

根據應力波動力學理論，當入射應力波垂直入射時，產生的反射應力為：

透射應力為：

式中：γ1C1為礦體的波阻抗；γ2C2為充填體的波阻抗。

左岸金礦二步驟進路兩幫充填體基本為灰砂比1:8的充填料漿膠結，其28天抗壓強度不低于1.3Mpa。一般在充填后10天左右進行二步驟回采，根據試驗檢測：此時抗壓強度為28天強度的80%，即1Mpa。充填體的動載強度一般是靜載強度的2～4倍，則充填體受到爆破振動載荷≤2Mpa～4Mpa。通過上述公式計算，可得周邊孔炸藥爆破對邊界充填體產生沖擊載荷為2Mpa～4MPa（動載強度）時的臨界距離。代入相關數值，不論單孔還是多孔，計算得周邊孔炸藥爆破對邊界充填體產生沖擊載荷為2Mpa～4MPa時炮孔距充填體0.3m～0.5m，即充填體緩沖層/保護層厚度0.3m以上即可將爆破沖擊破壞控制在安全范圍內，由于在待爆礦巖與兩幫充填體間所形成的“人工斷層”可有效反射爆破沖擊波從而對一步驟采礦已受到擾動破壞的礦巖進行破碎，部分未爆下的掛幫礦可能過排險時所用的小開明挖掘機進行清理以便進一步減小采礦損失率。

（3）底眼爆破參數

為了控制底眼爆破大塊和便于鏟裝，進路爆破底眼在下分層接頂良好的情況下炮孔距充填體距離可較二步驟兩幫周邊孔近0.1m左右，即0.2m～0.3m；在下分層接頂空隙超過0.2m的情況孔隙可視作部分壓頂爆破，可不布置中間的底眼。底孔裝藥量介于輔助孔和掏槽孔之間，裝藥長度一般為0.5～0.7倍孔深。

圖5 各分層進路充填體結構圖

圖6 二步驟半光面爆破炮眼布置圖

3.4 輔助孔參數

在周邊孔和掏槽孔布置完成后，在二者之間均勻布置輔助孔，結合爆破試驗，取抵抗線w=0.7m～0.9m，可爆性差時取小值，可爆性好時取大值，一般情況下炮孔密集系數m=1.0～1.2為最佳。輔助炮眼交錯均勻布置在掏槽眼和周邊眼之間,并垂直于開挖面鉆孔,使爆下的石渣塊度大小滿足裝渣要求。開挖掌子面底角兩隅處，適當增加裝藥量,消除爆破死角，拱部控制裝藥量,防止出現超挖。輔助孔采用連續耦合裝藥，輔助孔裝藥系數根據經驗與試驗，取值可參照表7。

表7 輔助孔裝藥系數參考表

3.5 裝藥結構及起爆網絡

根據毫秒爆破作用理論、礦巖物理力學參數及現場的施工條件等因素，各進路掘進爆破均采用全斷面一次起爆，選用膨化硝銨藥，掏槽孔和輔助孔采用連續耦合裝藥結構，周邊孔采用間隔非耦合裝藥結構，將兩個（或一個）藥卷放在孔孔底，另一藥卷放炮孔前半部，使不耦合系數保持在1.5～3.5之間，并采用同段導爆索（或兩個同段導爆管）連接起爆，炮眼堵塞采用炮泥，堵塞長度0.35～0.5倍裝藥長度，所有炮眼均采用反向起爆方式，導爆管采用塑料非電毫秒導爆管，采用非電微差起爆技術，起爆順序依次為一階楔形掏槽眼、二階楔形掏槽眼、側幫輔助眼和上輔助眼、側幫周邊眼和內圈眼、底板眼、拱部周邊眼。由于采礦進路工程圍巖自穩能力差，為控制爆破振速和單響藥量，采用跳段微差起爆方式進行網絡設計，要求周邊孔與其他炮孔的微差時間≥100ms，周邊孔光面爆破采用齊發爆破以便有利于孔間裂隙貫穿。

圖7 裝藥結構示意圖

4 應用效果評價

（1）優化參數后，采用3m鉆桿后，每循環進尺提高了0.7m；

每循環炮眼利用率提高了9%；每循環炸藥和導爆管單耗減少了約9.68%和11.1%；不僅掘進鑿巖成本、火工品成本下降，而且由于掘進效率提高，綜合人力成本、鏟裝設備運行成本均有所下降。

表8 優化前后技術經濟指標表

（2）增加進尺使得相同長度進路的單位藥量降低、工序循環次數減少縮減了各工序輪換、安排機械進場等耗時。單工作面爆破礦量增大，減少了鏟運機更換工作。

（3）爆破后工作面的巖石充分破碎，大塊率低，爆巖塊度均勻，大量的巖石拋擲在距斷面10m～14m的距離內，利于后續的清渣工作；掘進巷道的設備和機械器具基本沒有受到影響。

（4）爆破后進路周邊巖面及充填體表面平整，圍巖穩定，無明顯爆破縫，減少了安全隱患。

（5）光面爆破減少了超挖量，減少了噴混凝土超挖回填量，同時也節省了爆破器材的消耗量。

（6）節省機械損耗:光面爆破效果好時，對清理石、平整巖面、裝渣車輛的損壞等情況，機械損耗程度明顯減弱。

5 結語

破碎復雜難采礦體開采過程中，由于爆破作業對進路周圍礦巖或充填體造成強烈的擾動影響，極易誘發冒頂片幫與貧化損失。本研究在對吉爾吉斯奧同克公司左岸金礦礦巖可爆性和穩固性合理分級的基礎上，通過進行合理爆破參數優化，保證了進路礦巖及充填體在作業中的穩定性和完整性，提高了采礦作業的本質安全化程度，大幅提高了采礦生產能力和生產效率，取得了良好的經濟效益和社會效益，對類似礦山具有一定的借鑒意義。