CN111486760B - 一种地下矿山高阶段控制爆破方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种地下矿山高阶段控制爆破方法，该方法包括计算矿山爆破参数及装药起爆方式，进行一步回采原岩边帮控制爆破；计算炮孔破碎圈半径和主爆孔与缓冲孔间距，进行二步回采充填体边帮缓冲控制爆破；计算微差间隔时间，进行主爆孔微差控制爆破。本发明能够大幅度减弱爆破震动、降低大块产出率和提高增强高阶段边帮的稳固性，实现了更好的高阶段控制爆破效果。
Description
技术领域
本发明涉及矿山凿岩爆破技术领域，具体涉及一种地下矿山高阶段控制爆破方法。
背景技术
矿山当前采矿方法为阶段空场嗣后充填采矿法，阶段高度60m(新阶段90m)，采场底部为出矿水平，顶部为凿岩水平，顶部凿岩水平同时也是上个采矿阶段的出矿水平，在距下盘脉外约30m布置凿岩水平下盘沿脉巷道，在距离上盘第一个凿岩硐室边缘30m左右布置凿岩水平上盘沿脉巷道。在凿岩水平以下5m布置凿岩硐室，硐室高度5m，其顶板与凿岩水平保持同一标高，回采、充填完毕后作为上一采矿阶段开采工程的底板。凿岩硐室通过同标高凿岩穿脉、联络巷，经斜坡道(坡度不大于17％)与上下盘沿脉巷相通。
目前凿岩爆破主要包括：
1)下向深孔爆破
矿山主要采用下向深孔爆破回采矿石，直径Φ165mm，采场中间炮孔孔网参数3m×3m，边排孔孔距2m，与中间炮孔间距2.5m，一步回采的采场其周边均为矿体或围岩，边孔距离采场边界0.5m。二步回采的采场其周边均为充填体，边孔距离充填体边界1.5m。
采用空气间隔装药结构，下部堵塞0.8～1m左右，装药1.2m左右，空气隔离约0.8～1m，上部堵塞1.2～1.5m，如此向上循环间隔装药，每次崩矿高度10m；
采场边孔装药结构与中间孔基本相同，但降低孔内线装药量30％～40％。
2)上向中深孔爆破
采场底部拉底堑沟与上三角采场回采采用上向扇形中深孔爆破，新阶段设计孔径Φ76mm，排距1.5～2m，孔底距2.2～2.3m。
3)切割槽爆破
在采场中间采用VCR法和上向中深孔掏切割槽，切割槽规格6m×6m，以切割槽和拉底层为自由面倒梯段侧向崩矿，切割槽顶板超前相邻侧向崩矿梯段顶板5～10m高。
切割槽爆破孔下部堵塞0.5～0.8m，连续装药1.5m左右，上部堵塞1.0～1.2m，每次爆高3m左右。
当矿山进入90m段高爆破作业时将面临以下问题：
(1)按经验选取大直径深孔爆破和上向扇形中深孔爆破孔网参数，会导致爆破参数不够准确；
(2)矿山目前大直径深孔爆破采用分段装药分段爆破方式，若90m段高爆破时不实施有效的控制爆破技术，爆破后对原岩边帮和充填体边帮破坏讲更严重；
(3)未合理设置单段最大起爆药量和一次最大起爆总药量，造成爆破震动较大；
(4)进行分工设计、施工和爆破时，会出现不同程度的超爆现象，严重影响槽区充填体的稳定性；
(5)护壁矿柱的留设宽度一直沿用1.5m，经常有充填体崩落，形成贫化，进入90m段高爆破时贫化现象将会加剧。
发明内容
针对目前矿山凿岩爆破中存在的上述不足，本发明提供了一种地下矿山高阶段控制爆破方法。
为了达到上述发明目的，本发明采用的技术方案为：
一种地下矿山高阶段控制爆破方法，包括以下步骤：
根据控制爆破机理计算矿山爆破参数及装药起爆方式，进行一步回采原岩边帮光面控制爆破；
根据冲击波作用下岩石的压缩破坏机制计算炮孔破碎圈半径和主爆孔与缓冲孔间距，进行二步回采充填体边帮缓冲控制爆破；
根据微差爆破原理计算微差间隔时间，进行主爆孔微差控制爆破。
进一步地，所述矿山爆破参数具体包括：不耦合系数、炮孔直径、线装药密度和炮孔间距。
进一步地，所述不耦合系数的计算方法具体为：
设定环向不耦合系数表示为
其中，De为环向不耦合系数，db为炮眼直径，de为药卷直径；
设定体积不耦合系数表示为
其中，DV为体积不耦合系数，Vb为炮眼体积，Ve为药卷体积；
将采用不连续不耦合装药时的体积不耦合系数与环向不耦合系数之间关系表示为
其中，lb为减掉堵塞长度之后的炮眼深度，le为装药总长度；
得到体积不耦合系数的计算公式为：
体积不耦合系数的计算公式为：
1.3≤De≤4.8
其中，σcj为岩石饱和单轴抗压强度。
进一步地，所述线装药密度的计算方法具体为：
其中，QL为线装药密度。
进一步地，所述炮孔间距的计算方法具体为：
根据导爆索起爆网络的近似平衡条件
2rbpb＝(a-2rk)σTj
其中，rb为炮孔半径，pb为爆炸气体充满炮眼时的准静压，a为炮孔间距，rk为每个炮孔壁由爆轰波产生裂缝长度，σTj为岩石极限静态抗拉强度；
计算炮孔间距表示为db(26.9De -1.4+72.6De -2.4)≤a≤db(36De -1.4+118.2De -2.4)。
进一步地，所述装药起爆方式具体为：
设置炮孔顶部线装药量与炮孔中部线装药量相同，炮孔底部装药量大于炮孔顶部线装药量；并且采用药串装药结构，按每米的装药量将药包分段绑扎在导爆索上，由导爆索引爆所有炸药包。
进一步地，所述炮孔破碎圈半径的计算方法具体为：
根据压碎圈内岩石的破坏条件
其中，δr为岩体强度，
为岩石的动态内摩擦角，c为岩石的动态黏聚力；
计算炮孔破碎圈半径表示为
其中，rc为炮孔破碎圈半径，P0为岩石中的初始压力峰值，α为衰减系数，rb为药包半径。
进一步地，所述进行二步回采充填体边帮缓冲控制爆破时，根据炮孔破碎圈半径和最大矿石块度计算人工形成的缝隙与缓冲孔的水平距离。
进一步地，所述主爆孔与缓冲孔间距的计算方法具体为：
其中，W为主爆孔与缓冲孔间距，d为炮孔直径，Δ为装药密度，τ为装药系数，m为炮孔密集系数，q为单位炸药消耗量。
进一步地，所述微差间隔时间的计算方法具体为：
按照岩块获最优破碎原则计算微差间隔时间表示为t＝3.3Kw
其中，t为微差间隔时间，w为最小抵抗线，K为除最小抵抗线外的其它因素的系数。
本发明具有以下有益效果：
本发明一步回采深孔边帮采用不耦合装药结构的光面控制爆破，二步回采充填体边帮采用不耦合装药结构的缓冲控制爆破，主爆孔采用微差控制爆破，能够大幅度减弱爆破震动、降低大块产出率和提高增强高阶段边帮的稳固性，实现了更好的高阶段控制爆破效果。
附图说明
图1为本发明的地下矿山高阶段控制爆破方法流程示意图；
图2为本发明实施例中相邻炮孔起爆后相互影响示意图；
图3为本发明实施例中炮孔间距计算示意图；
图4为本发明实施例中装药结构示意图；
图5为本发明实施例中一步回采中光面爆破与主爆破的布置示意图；
图6为本发明实施例中二步回采中缓冲爆破与主爆破的布置示意图。
具体实施方式
下面对本发明的具体实施方式进行描述，以便于本技术领域的技术人员理解本发明，但应该清楚，本发明不限于具体实施方式的范围，对本技术领域的普通技术人员来讲，只要各种变化在所附的权利要求限定和确定的本发明的精神和范围内，这些变化是显而易见的，一切利用本发明构思的发明创造均在保护之列。
如图1所示，本发明实施例提供了一种地下矿山高阶段控制爆破方法，包括以下步骤S101至步骤S103：
步骤S101、根据控制爆破机理计算矿山爆破参数及装药起爆方式，进行一步回采原岩边帮控制爆破；
在本实施例中，本发明首先对控制爆破机理进行分析，计算确定矿山预裂爆破或光面爆破参数及装药起爆方式。
(1)保护孔壁原理
采用不耦合装药，在炸药与炮孔壁之间留有一定的空隙，炸药爆炸后，爆轰波不能直接作用于孔壁，而是以爆轰气体的膨胀方式作用与岩石，使孔壁表面受到的压力降低。通过实验表明，随着不耦合系数的不断增大，作用于孔壁的压力呈指数衰减而急剧下降。当不耦合系数为2.5时，孔壁上的压力值约为耦合装药时压力的1/16。当孔壁上的压力小于岩石的抗压强度时，岩石不被压缩破坏，保持孔壁的完整。保护孔壁的条件是作用孔壁上的应力小于岩石的抗压强度。
(2)岩石成缝机理
保证岩石成缝的必要条件是炸药在炮孔中爆炸产生的压力不压坏孔壁和预定定方向成缝。当炸药与孔壁留有空隙时，炮孔所受的压力会大大降低。以往研究发现：不耦合系数(炮孔直径与药卷直径之比)为2.5时的孔壁最大切向应力只相当于相同爆破条件下，不耦合系数为1.1时的1/16。因此，完全可能将现有的常用炸药，用不耦合装药将孔壁压力降到只有几十兆帕甚至几百兆帕。此时，孔壁压力接近岩石的极限动态抗压强度，使炮孔压力不致压碎孔壁并使炮孔之间岩石产生裂缝。
在步骤S101中，本发明进行一步回采时深孔爆破的主要控制对象为原岩边帮，确保爆破后原岩边帮的完整性，为采场充填和二步回采提供良好的边帮控制条件，减少充填体不规则形状的产生现象，进而削弱充填体因自身形状产生垮落现象的发生，进一步降低贫化率，故可在原岩边帮处实施预裂爆破或光面爆破的控制爆破方法。
光面爆破就是先爆破主体开挖部位的岩石，形成有效的临空面，然后再用布置在轮廓线上的炮孔，将作为保护层的“光爆层”炸除，形成一个平整的开挖面。采用该法爆破的特点是开挖面光滑平整，围岩稳定性受爆破扰动而下降的程度较低，从而提高爆破施工的质量，实现更安全、经济和科学的爆破开挖。
预裂爆破是在开挖区内的炮孔起爆以前，沿着设计轮廓面所布置的炮孔首先起爆，形成有一定宽度的贯穿裂缝，将开挖区与保留区的岩体分离开，留下光滑、平整的开挖面的爆破方法。
下面本发明利用应力波和高压气体联合作用理论分别对几种起爆方式进行分析。
(1)相邻炮孔起爆时间相差很大
如图2(a)所示，A、B孔各自单独爆破，无论是应力波或静应力场都不能产生叠加。当两炮孔相距很远，各自类似于单孔爆破，难于形成贯通裂缝。当炮孔间距很小时，两孔爆破相互影响。
炮孔A先爆破，B孔起空眼作用。AB连线上靠A的一侧因由A传出的应力波强度较大，压缩波波阵面切线方向的拉应力大于岩石极限抗拉强度，Ⅰ、Ⅱ点处便产生裂缝。B孔上的Ⅰ′和Ⅱ′点因拉应力集中，只要它超过岩石的极限抗拉强度也能形成裂缝。以上两种裂缝都是径向裂缝，并沿着AB连线延伸。
A孔气体压力随应力波通过之后作用到炮孔壁，使原有裂缝在准静态应力场拉应力的作用下延长。如果气体渗入上述裂缝中，裂缝伸展会加长。
B孔爆破时A孔起空眼作用，但B孔在AB连线方向已有裂缝产生。所以不论是应力波或是气体作用都能促使原有裂缝发展。此方向裂缝的发展势必阻止其他方向再产生裂缝或老裂缝的再发展。
实践证明上述爆破条件可以形成预裂缝，但相邻孔的间距会小，而且裂缝面的质量不好。
(2)相邻炮孔起爆时间差较小
如图2(b)所示，在使用毫秒雷管起爆炮孔时，雷管段别最小25ms，误差范围10ms，两孔起爆之间有时会出现10ms间隔。
A孔爆破应力波已经掠过B孔，但准静态气体压力仍在起作用，此时B孔爆破，两孔间爆炸应力不能叠加。但A孔的准静态应力场与B孔的应力波及准静态应力场叠加，A孔壁产生的裂缝会因B孔爆炸而发生延伸，破坏B孔周围岩体，难以形成平整边壁。
(3)相邻炮孔起爆时间相差更短
如图2(c)所示，预裂孔之间用导爆索连接，由于导爆索传爆速度6000m/s，预裂孔之间的间距一般小于2m，故两孔之间的起爆时间间隔为0.3ms，即A孔爆破后的应力波到达B孔之前B孔起爆，两孔的爆破应力波有可能在后起爆孔附近叠加，两孔爆炸产生的准静态应力场发生叠加。上述两种情况的叠加使孔间连线方向裂缝的发展处于有利地位，高压气体的渗入，导致裂缝形成。
(4)相邻炮孔同时起爆
如图2(d)所示，两孔爆炸产生的应力波及准静态应力场都会叠加，它们的叠加促使预裂缝的形成，达到最佳的组合。但是，这一情况在实际施工中难以实现。
根据以上分析可知，本发明采用相邻炮孔起爆时间间隔更短的起爆方式，使得两孔的爆破应力波在后起爆孔附近叠加，两孔爆炸产生的准静态应力场发生叠加，从而更好的形成孔间连线方向裂缝。
在步骤S101中，本发明根据控制爆破机理计算确定的矿山爆破参数具体包括：不耦合系数、炮孔直径、线装药密度和炮孔间距。
下面对不耦合系数的计算方法进行详细说明。
沿开挖边界布置密集炮孔，采取不耦合装药或装填低威力炸药，在主爆区之前起爆为预裂爆破，在主爆区之后起爆为光面爆破，两者均能形成平整轮廓面。合理的不耦合系数就是要使炮眼壁不受压碎或剪切破坏，而只在炮孔连线上形成贯通裂缝。
不耦合系数可分为两种，一种是环向(或径向)不耦合系数。即炮眼直径与装药直径之比；另一种是体积不耦合系数，即炮眼体积(除去堵塞的那一段)与装药体积之比。
设定环向不耦合系数表示为
其中，De为环向不耦合系数，db为炮眼直径，de为药卷直径；
设定体积不耦合系数表示为
其中，DV为体积不耦合系数，Vb为炮眼体积，Ve为药卷体积；
将采用不连续不耦合装药时的体积不耦合系数与环向不耦合系数之间关系表示为
其中，lb为减掉堵塞长度之后的炮眼深度，le为装药总长度。
对于预裂爆破，为了使炮眼壁不产生压碎破坏，而又能使眼炮眼连线形成贯通裂缝，本发明设定约束条件为
其中，σθ为炮眼壁衍生出的拉应力，
b为切向拉应力与径向压应力的比值，μ为岩石的泊松比；σr为炸药爆炸后炮眼壁受到的压力；σTd为岩石的极限动态抗拉强度；σcd为岩石极限动态抗压强度。
根据上述约束条件进一步得到
其中，σcj为岩石饱和单轴抗压强度。
若σr考虑成爆炸气体充满炮眼时的准静压为Pb，这时需乘以压力增大系数一般取10，故上式变为
Pb按等熵膨胀过程计算，通过推导可得下式：
其中，
为平均爆轰压力，Pk为临界压力。
进而可以得到
对上式中各个参数进行取值，将上式转换成环向不耦合系数，得到
1.3≤De≤4.8
下面对炮孔直径的确定方法进行详细说明。
炮孔直径根据爆破工程的性质与要求、设备条件等来选取。炮孔直径对壁面上留下的孔痕率有影响，一般孔径愈小，孔痕率愈高。
露天开挖工程，一般采用潜孔钻机钻孔，常用孔径50～110mm的炮孔，由于矿山缺乏专用钻孔设备，采用生产钻机钻孔，孔径为120～200mm时也可以取得一定的效果。
考虑到矿山所要实施控制爆破工程的特性，孔深超过40m，选用过小规格孔径将不利于成孔，根据矿山现有设备情况，可钻孔直径在120mm～165mm之间，如采用120mm钻孔直径，计算装药直径为92.3～25mm；如采用165mm钻孔直径，计算装药直径为126.9～34.4mm。
一般情况下，不耦合装药均采用药卷装药的形式，而目前易于取得的药卷直径多为32mm、45mm、70mm和90mm，故可选用的炮孔直径、装药直径和不耦合系数为：
120mm钻孔直径，32mm装药直径，不耦合系数3.75；
120mm钻孔直径，45mm装药直径，不耦合系数2.67；
120mm钻孔直径，70mm装药直径，不耦合系数1.71；
165mm钻孔直径，45mm装药直径，不耦合系数3.67；
165mm钻孔直径，70mm装药直径，不耦合系数2.36；
165mm钻孔直径，90mm装药直径，不耦合系数1.83。
下面对线装药密度的计算方法进行详细说明。
本发明采用不耦合装药，通常采用单位长度炮孔的平均装药量来表示，称为线装药密度。线装药密度与炮孔直径、不耦合系数、孔间距及岩石强度等因素有关。
根据前述不耦合系数计算公式及结果，推导得到线装药密度计算公式为
其中，QL为线装药密度。
从上式可看出，线装药密度和孔径成正比，和不耦合系数成反比，即采用大孔径时比小孔径装药量按指数增加。
下面对炮孔间距的计算方法进行详细说明。
按爆轰波与爆炸气体共同作用理论来确定炮孔间距，炸药爆炸后，爆轰波首先在各炮孔壁上产生初始裂缝，然后，在爆炸气体准静压的共同作用下使之扩展贯穿。因此，要成功形成贯穿裂缝必须尽量做到相邻炮孔同时起爆。
本发明采用导爆索起爆网络，如图3所示，根据其近似的近似平衡条件
2rbpb＝(a-2rk)σTj
其中，rb为炮孔半径，a为炮孔间距，rk为每个炮孔壁由爆轰波产生裂缝长度，
α为应力波衰减指数，α＝2–b，b为侧向应力系数，
进而可以得到炮孔间距的计算公式为db(26.9De -1.4+72.6De -2.4)≤a≤db(36De -1.4+118.2De -2.4)。
从上式可看出，炮孔间距与炮孔直径成正比，与不耦合系数成指数反比，当不耦合系数一定时，随炮孔直径增大而增大；当炮孔直径一定时，随不耦合系数增大而减少。
下面对装药起爆方式的确定方法进行详细说明。
炮孔顶部装药有两种形式：一种是顶部线装药量与中部线装药量相同；另一种是为了保证原岩保留区岩石的完整性，炮孔装药段顶部，一般为一米长，要减少装药。
顶部线装药量设定为
QLd＝(0.5～1.0)QL
并且设置炮孔顶部线装药量与炮孔中部线装药量相同。
为了克服炮孔底部岩石的夹制力作用，确保裂缝到底，设置炮孔底部装药量大于炮孔顶部线装药量，炸药增量均匀分布在孔底。
本发明采用药串装药结构，如图4所示，按每米的装药量将药包分段绑扎在导爆索上，由导爆索引爆所有炸药包，这种装药结构操作简单，工人容易掌握，非常适合我国目前炸药品种的现状，而且也能取得良好爆破效果。如图5所示，为一步回采中光面爆破与主爆破的布置示意图。
步骤S102、根据冲击波作用下岩石的压缩破坏机制计算炮孔破碎圈半径和主爆孔与缓冲孔间距，进行二步回采充填体边帮缓冲控制爆破；
在本实施例中，由于二步回采爆破时边帮存在充填体与原岩边帮人工形成的缝隙，需要保护的对象是充填体边帮，同时需将炮孔与充填体边帮之间的护壁矿柱崩落，因此采用缓冲爆破的控制爆破方式。
缓冲爆破的基本原理是在确保爆破破碎效果的前提下，通过缩小孔网参数、减少单孔装药量的方法来减弱爆破冲击荷载的作用范围，以达到控制后冲效应对预留岩体破坏的目的。
人工形成的缝隙与缓冲孔的水平距离是缓冲爆破的主要参数之一，它的合理性直接影响缓冲爆破区岩石的破碎效果和充填体坡面质量，从保护充填体边帮的角度考虑，此参数可依据炮孔破碎圈半径取值。炮孔破碎圈半径可根据冲击波作用下岩石的压缩破坏机制求得。药包爆炸时，炸药在岩体内部产生的高温高压气体会迅速冲击孔壁，在围岩中产生冲击波。在冲击波的作用下，靠近药包的岩石承受的压力(应力)可达数千至数万兆帕。在此应力状态下，岩石的强度极高，岩石的破坏主要是靠介质晶体间发生滑移而造成剪切破坏，使岩石晶体的正常结构遭受破坏，这就是爆炸作用下压碎圈内岩石的主要破坏形式，压碎圈内岩石的破坏条件为：
其中，
为岩石的动态内摩擦角，c为岩石的动态黏聚力；
计算炮孔破碎圈半径表示为
其中，rc为炮孔破碎圈半径，P0为岩石中的初始压力峰值，α为衰减系数，α＝2±μ/(1-μ)，冲击波作用取“+”，压缩波作用取“－”，μ为岩石的泊松比；rb为药包半径。
主爆孔和缓冲孔的间距是影响主爆孔和缓冲孔之间爆破效果的关键，为了确保缓冲孔的破碎效果，主爆孔和缓冲孔的间距应该取以缓冲孔估算的抵抗线，因此采用体积法得到主爆孔与缓冲孔间距的计算公式为：
其中，W为主爆孔与缓冲孔间距，d为炮孔直径，Δ为装药密度，τ为装药系数，τ＝L/H，L为装药长度，H为钻孔深度；m为炮孔密集系数，q为单位炸药消耗量。如图6所示，为本发明实施例中二步回采中缓冲爆破与主爆破的布置示意图。
步骤S103、根据微差爆破原理计算微差间隔时间，进行主爆孔微差控制爆破。
在本实施例中，为了控制深孔爆破所引起的地表震动，本发明采用微差爆破的控制方式。微差控制爆破是一种延期时间间隔为几毫秒到几十毫秒的延期爆破。由于前后相邻段炮孔爆破时间间隔极短，致使各炮孔爆破产生的能量场相互影响，既可以提高爆破效果，又可以减少爆破地震效应、冲击波和飞石危害。
下面首先对微差爆破作用原理进行说明。
(1)产生辅助自由面
由于毫秒系列雷管各段有微小时差，先起爆炸药在岩石中已造成一定的破坏，形成了一定宽的裂隙和附加自由面，为后起爆炸药提供了有利爆破条件。如果爆破参数选择合理，就会改变后爆炸药的最小抵抗线方向，使其作用方向平行于壁，这样就减少了岩石的抛掷距离和爆破宽度。
(2)产生的爆炸应力波互相干扰
由于先起爆炸药在岩石中激起压缩波从自由面反射成拉伸波后，再引爆以后炸药，不仅能消除同时爆炸形成的无应力区或应力降低区，而且能增大该区内的拉应力，使落矿块度均匀。
(3)剩余应力的相互作用
由于相邻两炸药间隔时间极短，先起爆的炸药在岩石中产生的应力波尚未消失，后起爆的炸药就爆炸，这样被爆岩石就会受到双向应力的作用，从而改善破碎效果，降低炸药用量。
(4)震动波削弱
采用微差爆破时，如果时差选择合理，爆破产生的震动波会相互干扰而削弱，从而降低了对工作面顶板的震动作用，有利于顶板的稳定和维护工作。
微差控制爆破的关键在于确定合理的微差间隔时间，本发明按照岩块获最优破碎原则计算微差间隔时间表示为t＝3.3Kw
其中，t为微差间隔时间，w为最小抵抗线，K为除最小抵抗线外的其它因素的系数，K＝1～2。
本发明一步回采深孔边帮采用不耦合装药结构的光面控制爆破，二步回采充填体边帮采用不耦合装药结构的缓冲控制爆破，主爆孔采用微差控制爆破，能够大幅度减少爆破振动速度和爆破震动体感强度，实现了更好的高阶段控制爆破效果。
本领域的普通技术人员将会意识到，这里所述的实施例是为了帮助读者理解本发明的原理，应被理解为本发明的保护范围并不局限于这样的特别陈述和实施例。本领域的普通技术人员可以根据本发明公开的这些技术启示做出各种不脱离本发明实质的其它各种具体变形和组合，这些变形和组合仍然在本发明的保护范围内。
Claims (6)
1.一种地下矿山高阶段控制爆破方法，其特征在于，包括以下步骤：
根据控制爆破机理计算矿山爆破参数及装药起爆方式，进行一步回采原岩边帮光面控制爆破；所述矿山爆破参数具体包括：不耦合系数、炮孔直径、线装药密度和炮孔间距；
所述不耦合系数的计算方法具体为：
设定环向不耦合系数表示为
其中，De为环向不耦合系数，db为炮眼直径，de为药卷直径；
设定体积不耦合系数表示为
其中，DV为体积不耦合系数，Vb为炮眼体积，Ve为药卷体积；
将采用不连续不耦合装药时的体积不耦合系数与环向不耦合系数之间关系表示为
其中，lb为减掉堵塞长度之后的炮眼深度，le为装药总长度；
得到体积不耦合系数的计算公式为：
环向不耦合系数的计算公式为：
1.3≤De≤4.8
其中，σcj为岩石饱和单轴抗压强度，μ为岩石的泊松比；
所述线装药密度的计算方法具体为：
其中，QL为线装药密度；
所述炮孔间距的计算方法具体为：
根据导爆索起爆网络的近似平衡条件
2rbpb＝(a-2rk)σTj
其中，rb为炮孔半径，pb为爆炸气体充满炮眼时的准静压，a为炮孔间距，rk为每个炮孔壁由爆轰波产生裂缝长度，σTj为岩石极限静态抗拉强度；
计算炮孔间距表示为
db(26.9De -1.4+72.6De -2.4)≤a≤db(36De -1.4+118.2De -2.4)；
根据冲击波作用下岩石的压缩破坏机制计算炮孔破碎圈半径和主爆孔与缓冲孔间距，进行二步回采充填体边帮缓冲控制爆破；
根据微差爆破原理计算微差间隔时间，进行主爆孔微差控制爆破。
2.根据权利要求1所述的地下矿山高阶段控制爆破方法，其特征在于，所述装药起爆方式具体为：
设置炮孔顶部线装药量与炮孔中部线装药量相同，炮孔底部装药量大于炮孔顶部线装药量；并且采用药串装药结构，按每米的装药量将药包分段绑扎在导爆索上，由导爆索引爆所有炸药包。
3.根据权利要求1所述的地下矿山高阶段控制爆破方法，其特征在于，所述炮孔破碎圈半径的计算方法具体为：
根据压碎圈内岩石的破坏条件
其中，δr为岩体强度，
为岩石的动态内摩擦角，c为岩石的动态黏聚力；
计算炮孔破碎圈半径表示为
其中，rc为炮孔破碎圈半径，P0为岩石中的初始压力峰值，α为衰减系数，rb为药包半径。
4.根据权利要求3所述的地下矿山高阶段控制爆破方法，其特征在于，所述进行二步回采充填体边帮缓冲控制爆破时，根据炮孔破碎圈半径和最大矿石块度计算人工形成的缝隙与缓冲孔的水平距离。
5.根据权利要求1所述的地下矿山高阶段控制爆破方法，其特征在于，所述主爆孔与缓冲孔间距的计算方法具体为：
其中，W为主爆孔与缓冲孔间距，d为炮孔直径，Δ为装药密度，τ为装药系数，m为炮孔密集系数，q为单位炸药消耗量。
6.根据权利要求1所述的地下矿山高阶段控制爆破方法，其特征在于，所述微差间隔时间的计算方法具体为：
按照岩块获最优破碎原则计算微差间隔时间表示为
t＝3.3Kw
其中，t为微差间隔时间，w为最小抵抗线，K为除最小抵抗线外的其它因素的系数。
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