◎The Effect of Fragmentation Specification on Blasting Cost

Chapter 1 Introduction

1.1. Preamble

A blasted rock muckpile and the fragment sizes within it are very important for the mining industry since they affect the downstream processes from hauling to grinding. The size distribution of the blasted muckpile can be predicted by a variety of semi empirical models which are based on blast design parameters, such as burden, spacing, drillhole diameter, bench height and explosives consumption. It has been the experience of many researchers that these models are quite successful in predicting the mean fragment size; however they lack accuracy in predicting the 80% passing size used in comminution calculations. Despite their limitations, models are commonly used, since they provide reasonable trends to evaluate changes in blast design parameters. The optimization of the final rock fragment/product size on a cost basis must result in the minimum total cost that the drilling and blasting design parameters can generate. Generally, the cost of drilling is the sum of two major components, capital and operational cost, while the blasting cost consists of mostly the cost of explosives, blasting accessories and labour.

An important parameter, often linked to the distribution of explosive energy in the blast is the drillhole diameter. It controls the distribution of energy in the blast and thus it affects fragmentation. Large diameters are often associated with expansion of drilling patterns; however large holes intersect fewer in-situ blocks of rock, resulting in more oversize, especially in the case of jointed rock. Typically the drillhole diameter is changed depending upon the rock or drill machine type. Similarly, changes in the bench height when a new loading machine is introduced or for any other reason, affect changes on all dependent parameters or on the blast muckpile size mix. Modifications in a drillhole diameter or a bench height or a product size tend to change all other relevant blast design parameters.

In the present work, the effect of the changes of blasting parameters, when the fragmentation output is specified, were studied. Changes in the bench height or drillhole diameter, when the product size is required to be kept constant due to market demand or crusher/grinder requirements, result in changes in all other parameters and ultimately changes in the capital and operational cost of drilling, and the cost of blasting. Comparative calculations in every case allow the designer to determine the optimum cost parameters.

It is common for mine operators to seek the optimum drilling and blasting cost. However, when no fragmentation specifications are provided, this is a vague target. Similarly, it is quite common for mine operators to be concerned with fragmentation only when difficulties in drilling and loading are encountered, or when a large amount of oversize is produced, resulting in a general loss of productivity in the crusher and/or secondary blasting. The present work provides a solution to the existing situation by optimizing the blasting cost when a specific fragmentation target is provided. The flow sheet of Figure 1-1 shows the flow of fragments/particles from drill to mill.

Figure 1-1 A simple diagrammatic presentation of “Drill to Mill” fragmentation flow sheet

Blast fragmentation is mostly sent to the milling section for further reduction of size for metallurgical/chemical processing plants. Only in a few cases are the run of mine fragments sent to the market. In most cases the material from the crusher is sent for grinding to reduce it to the required size for processing. Clearly it is important to be able to accurately calculate the 80% passing size from the mine, which is the 80% feed size for the mill. Bond, in 1961, presented his third law of comminution, formulating a mathematical equation to calculate the amount of work done on the 80% passing particle feed size to convert it into 80% passing particle product size, using a constant, called the Work Index, to balance the equation. Bondrsquo;s Work Index is defined as the energy in Kwh per short ton required to reduce the material from theoretically infinite feed size to 80% passing an opening size of 100 microns. This law is still widely used and to date no other law has proven to be better.

Thus the required 80% feed size at the crusher is the fragmentation specification for the mine. This can be related to the blast design parameters, which in turn can be used to calculate cost at each drillhole diameter assisting in the selection of a drill machine suitable to drill a required diameter size drillhole with a minimum cost of production. In the following diagrammatic presentation X80 is the 80% size of blast fragmentation ,P80 is the 80% size of the product of the crusher and F80 is the 80% size feeding the mills.

1.2. Objective

This thesis is aimed at correlating blast design to comminution particle size requirements, predicting the 80% passing particle size for blast induced fragmentation and subsequently optimizing the drilling and blasting processes. This work focussed on the following objectives:

1.2.1. Formulation or adoption of a mathematical model

This model needs to calculate the 80% passing fragment size for run-of-mine fragmentation based on blast design parameters.

1.2.2. Calculating the effect of diameter on fragmentation

The formulated model needs to study the effect of change of drillhole diameter on the fragmentation.

1.2.3. Selection of a diameter given certain fragmentation requirements

The formulated model will serve as a tool to select drillhole diameter, when fragmentation requirements are given.

1.2.4. Calculation of drilling and blast

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◎破碎规范对爆破成本的影响

第1章简介

1.1.前言

爆破的岩块及其爆堆碎片的大小对采矿业非常重要，因为它们会影响从装运到磨削的下游过程。爆堆的大小分布可以通过各种基于爆破设计参数的半经验模型进行预测，例如负荷，炮孔间距，炮孔直径，工作台高度和炸药消耗量。许多研究人员的经验表明，这些模型在预测平均碎块大小方面相当成功。但是，他们在预测粉碎计算中使用的80％通过尺寸缺乏准确性。尽管有其局限性，但半经验模型仍是常用的，因为它们提供了合理的趋势来评估爆破设计参数的变化。在成本基础上优化最终岩石碎片/产品尺寸必须使钻孔和爆破设计参数产生的总成本最小。通常，钻孔成本是钻孔设备和钻孔工作成本这两个主要组成部分的总和，而爆破成本主要包括炸药、爆破附件和人工的成本。

通常与爆破中爆炸能量的分布有关的一个重要参数是钻孔直径。它控制爆破过程中能量的分布，因此影响破碎。大直径通常与钻孔设备的尺寸扩展相联系。但是，大直径孔与更少的原位岩石相交，导致更大的尺寸，特别是在节理丰富的岩石中。通常，钻孔直径根据岩石或钻机的类型而改变。同样，引入新的装运机时或由于其他原因，工作平台高度的变化会影响所有相关参数或抛掷堆尺寸混合的变化。钻孔直径，工作平台高度或设备尺寸的更改往往会更改所有其他相关的爆破设计参数。

在目前的工作中，研究了指定碎裂输出时爆破参数变化的影响。当由于市场需求或破碎机/研磨机的要求而使产品尺寸保持恒定时，工作平台高度或钻孔直径的变化会导致所有其他参数发生变化，最终导致钻孔的设备和操作成本发生变化，爆破费用也随之改变。每种情况下的比较计算都可以使设计人员确定最佳成本参数。

矿山经营者通常寻求最佳的钻孔和爆破成本。但是，当没有提供破碎说明时，这是一个模糊的目标。类似地，对于矿山经营者来说，仅在遇到钻孔和装运困难时，或当产生大量大块时，才涉及破碎，这通常会导致破碎机和/或二次爆破的生产率普遍下降。当提供特定的破碎目标时，本工作通过优化爆破成本为现有情况提供了解决方案。图1-1的流程图显示了碎片/颗粒从钻头到研磨机的流动。

图1-1“ 钻头到研磨机”碎片流程图的简单示意图

爆破碎屑大多被送至磨削段，以进一步减小冶金/化学加工的尺寸。仅在少数情况下，矿岩碎屑会发送到市场。在大多数情况下，将破碎机中的物料送去进行研磨，以将其减小到所需的加工尺寸。显然，重要的是能够准确地计算出矿山80％的通过尺寸，这是工厂的80％进料尺寸。邦德（Bond）在1961年提出了他的第三次粉碎定律，他建立了一个数学方程式，以计算通过80％颗粒进料粒度的作功量，并使用一个称为工作指数的常数将其转化为通过80％颗粒产品粒度，以建立平衡方程式。邦德的工作指数定义为将物料从理论上无限的进料尺寸减小到100％的开口尺寸所需的能量（从理论上无限的进料尺寸降低到80％）所需的每吨矿岩消耗的千瓦时能量。该定律仍被广泛使用，迄今为止，没有其他定律被证明是更好的定律。

因此，破碎机所需的80％进料尺寸是矿山的破碎规格。这可能与爆破设计参数有关，而爆破设计参数又可以用于计算每个钻孔的成本，从而有助于选择适合的钻机，以最小的生产成本钻出所需直径尺寸的钻孔。在以下示意图中，X80是爆破碎片的80％通过尺寸，P80是破碎机产品的80％通过尺寸，F80是向磨削机供料的80％通过尺寸。

1.2.目的

本文旨在将爆破设计与破碎粒度要求相关联，预测爆破引起破碎的80％通过粒度，然后优化钻孔和爆破过程。这项工作集中在以下目标上：

1.2.1.建立或选择数学模型

该模型需要根据爆破设计参数计算出运行碎片的80％通过碎片大小。

1.2.2.计算钻孔直径对破碎的影响

建立的模型需要研究钻孔直径的变化对破碎的影响。

1.2.3.根据特定的破碎要求选择钻孔直径

当给出破碎要求时，公式化的模型将用作选择钻孔直径的工具。

1.2.4.计算产生一定碎石的钻孔和爆破成本

一旦提供了破碎目标，就必须设计成本模型来计算钻孔和爆破的成本。

1.2.5.炮孔直径对成本的影响

最后必须分析爆破孔直径对钻孔和爆破成本的影响。

1.3.大纲

第一章介绍了本工作的概述和工作范围。第二章讨论了爆破设计参数，与岩体爆破几何形状组合和成本变量有关的可控和不可控因素。

第三章是对工程模型的介绍，这些工程模型已被使用，并已被用于通过爆破来预测破碎。

本章回顾了有关优化需求和成本计算需求的先前工作。第四章完全致力于工程模型的制定，充分考虑了现有模型并选择了设计参数来计算钻孔直径对破碎的影响。

第五章讨论了钻孔形成，爆破设计参数和工程实现。

第六章中，计算了钻孔和爆破成本，并分析了一系列钻孔的爆破直径对成本的影响。

第七章提供了成本比较和成本因素，基于这些成本因素可以对一系列钻孔直径进行优化。

第八章是基于爆破设计参数和成本组成的灵敏性分析。

该研究包括了一些来自钻机制造商和采矿公司的钻孔作业实例。所提供的设备和组件的设备和操作成本已用于计算每米钻孔长度的钻孔成本。最终，以每单位钻孔长度的加元计算的成本最终转换为每立方米/吨岩石爆破所需的美元成本。对于爆破成本，根据炸药和起爆器材的市场价值进行计算，并以报价形式获得。所有相关的信息和有用的计算结果已作为附录附在论文的末尾。

第2章爆破设计参数

2.1.简介

爆破的初步设计参数是基于岩体-爆破-几何形状的组合，然后根据使用该设计的现场反馈进行调整。任何爆破过程的主要要求是，要确保在现有操作条件下获得最佳结果，具有足够的灵活性，并且使用起来相对简单。重要的是，在爆区内的炮孔的相对位置布置要适当平衡，以利用炸药释放的能量和被爆破材料的特殊性能。每个矿山还存在一些特殊的环境和操作因素，这些因素会限制爆破方式的选择。任何爆破方案的设计取决于两种变量，不可控制的变量或因素，例如地质，岩石特性，节理或裂隙以及节理到最近结构面的距离；可控制的变量或因素。爆破设计必须完成足够的破碎，以确保以最低的成本完成装载，运输和后续处理或加工。

除成本外，任何爆破的设计都必须包含最佳爆破设计的基本概念，并且在需要考虑当地地质条件时可以灵活地进行修改。本章将讨论可控制和不可控制的因素，并将在必要时将其用于爆破和费用模型中。

2.2.不可控因素

涉及爆破设计的不可控制的参数是岩体性质和地质结构。在爆破设计中必须考虑这些因素。

2.2.1.岩石性质

岩石是天然的复合材料，基本上既不是均质的也不是各向同性的。岩石的不均匀性通常可以从其构造中辨别出来，该构造包括孔隙，夹杂物和晶界。各向异性是由于矿物成分的优先取向，环境的变化以及地质历史的特征，这可能会改变其力学行为和特性。影响钻孔的固有环境因素是地质条件，应力状态和岩石的内部结构，这些都会影响其抗穿透性。以下参数影响岩石的钻孔行为：

矿床地质：岩性，化学成分，岩石类型。

岩石强度和性能：机械性能，化学和物理性能。

结构地质：节理，裂隙，褶皱和断层的存在。

水的存在：取决于水的来源和数量，它可能是不可控制的因素或可控制的因素。这些因素也会影响爆破设计参数和产生的破碎效果。因此，它们对爆破的影响需要量化。(Tandanand, 1973; Hustrulid, 1999)

2.2.2.岩石因素

坎宁安（1987）尝试量化岩石参数对破碎的影响，他使用礼来公司（Lilly）（1986）的“爆破性能指数A”，并将其纳入他使用的库兹拉姆模型（坎宁安，1983）。他讨论了爆破岩石的密度，机械强度，弹性性能和破裂性能。他将爆破性能指数A定义为：

其中RMD是岩石质量指标，JF是节理影响因子，RDI是岩石密度影响，HF是硬度因子。可以在坎宁安的出版物（坎宁安，1987年）中找到有关该模型的详细信息。

2.3.可控因素

出于爆破设计的目的，可控制的参数分为以下几类：

A-几何参数：炮孔直径，装药长度，抵抗线，炮孔间距等

B-物理化学或与炸药有关的参数：炸药的类型，爆力，炸药能量，起爆系统等。

C-时间：延迟时间和起爆顺序。

几何参数实际上受不可控和可控因素的影响，这些因素也是设计参数，可以分为以下几类：

（i）钻孔直径（d）和钻孔深度（d_l）。

（ii）钻孔的倾角（di）和钻深（SUB）。

（iii）堵塞长度（ls）和填充材料。

（iv）台阶高度（H_b）。

（v）炮孔间距与排距比（m_b）。

（vi）药包尺寸，方向和布置。

（vii）起爆顺序和起爆系统。

（viii）缓冲区和自由面。

（ix）炸药类型，炸药能量和装填方法。

（x）炸药单耗q = Q / Vo，其中Q是炸药总量，Vo是破碎岩石体积。（Jimeno，1995年； Hustrulid，1999年）

2.3.1.工作平台高度

通常，装载设备的工作规格决定工作平台的高度。工作平台高度限制了装料尺寸和装岩量的大小。艾什（Ash 1968）指出，当工作平台高度与抵抗线之比较大时，很容易使岩石移位和变形，尤其是在工作平台中心。最佳比率（H b / B）大于3。如果H b / B = 1，则碎片会很大，孔周围会出现过冲/反冲，并出现根底问题。当H b / B = 2时，这些问题会减弱，当H b / Bgt; 3时，这些问题会完全消除。H b / Bgt; 3的条件通常出现在采石场和煤田开采中。在金属矿山开采中，工作平台的高度取决于装载机的作用范围以及矿物的破碎度。

当H b较小时，抵抗线B或孔距S的任何变化都会对爆破效果产生很大影响。当H b增加时，在B保持恒定的情况下，孔距可以增加到最大值而不会影响分段。如果工作平台高度很大，则可能存在爆破孔偏移的问题，这不仅会影响岩石破碎，而且还会增加产生强振动，飞石和过度破碎的风险，因为钻孔方式和炸药单耗将不会在不同级别的炮孔中保持恒定。

2.3.2.炮孔倾角

根据Jimeno等人（1995年）的观点，倾斜钻孔的好处是更好的破碎，控制岩石的移位和膨胀，钻孔更少以及炸药能量的更好利用，更低的振动水平和更低的根底风险。倾斜孔的缺点如下：

（i）钻长炮眼时，增加了钻孔长度和偏差。

（ii）钻头，钻杆和钎具的磨损更大。

（iii）钻机的机械可用性降低。

（iv）由于摩擦力导致钻屑冲洗不畅，需要增加空气流量。

还有其它不利于倾斜孔的管理因素，这些因素如下：

（i）钻头定位困难。

（ii）必须进行密切监督，否则会导致操作失误。

（iii）降低钻进速度，这是因为在坚硬的岩石中，钻进速度与钻杆的倾斜角度成正比。

（iv）由于爆堆的高度较低，因此使用电铲的效率较低。

（v）装药的问题，特别是在爆破孔中有水的情况下。(Jimeno et al., 1995)

2.3.3.炮孔堵塞

如果堵塞不充分，则气体会过早地逸散到大气中，这会产生空爆和危险的飞石。另一方面，如果堵塞过多，则将有大量的大块从工作平台的顶部冒出，岩石膨胀不佳，振动水平升高。要确定堵塞长度，必须考虑以下几点：

（i）所用堵塞材料的类型和尺寸

堵塞材料的类型和使用的堵塞量将影响破碎水平和爆破效果。为了从膨胀的气体中获取最大的能量，堵塞物决不能掷出并让气体过早逸出。

相关文献（Konya，1990； Jimeno等，1995）建议炮孔直径与堵塞长度之比约为17：1。由于钻屑在爆破孔的孔口附近可用，因此通常使用钻屑作为堵塞材料。但是，相关工程已经发现，当湿度降低时，较粗的棱角材料（例如碎石）会更有效，并且堵塞物的喷射阻力会增加。

（ii）堵塞长度

Jimeno等（１９９５）提出随着岩石强度和硬度的降低，堵塞长度增加，在２０Ｄ和６０Ｄ之间变化，其中Ｄ为钻孔的直径。如果有可能，堵塞的长度应保持在25D以上，以免发生空爆，飞石，地震和粉矿的问题。艾什（1968）得出结论，堵塞长度应直接用作抵抗线的函数。从理论上讲，在各向同性均质材料中，两数值应相等，以实现固体岩石中的应力平衡（Konya，1990）。在以下各章中，将对这两种选择（与直径成一定比例且具有一定的乘数因子）或与抵抗线成比例进行研究，以优化爆破设计。

2.3.4.超深

如果超深很小，那么岩石将不会在地面上被完全剪切掉，这将导致根底并显著增加装载成本。但是，如果过度钻孔，则会发生以下情况：

钻孔和爆破成本增加。

振动水平增加。

底层工作台的顶部过度破碎，影响露天矿端部区域的边坡稳定性。

随着岩石位移的垂直分量加重，截割和倾覆的风险增加。

为了减少多次钻孔，建议在炸药底部的单位长度内提供高能量集中的炸药，并建议在倾斜的爆破孔上钻孔。对于抵抗线较大的垂直爆破孔，Ash（1968），Gustafsson（1973），Jimeno（1995年）等人建议的超深距离，应该大约等于抵抗线的30％。另一方面，Hustrulid（1999）提出，炮孔到根底高程的钻孔距离（超深距离）应等于8个直径。

2.3.5.抵抗线和孔距

抵抗线是从爆破孔的轴线到自由面的最小距离，孔距是同一行中爆破孔之间的距离。这些参数基本上取决于钻孔直

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