李 佳, 唐 強, 熊曉峰, 代雙成, 張 煜, 劉 鈺
(中國礦業大學(北京) 資源與安全工程學院, 北京 100083)
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Sino露天磁鐵礦臺階爆破方案的確定
李 佳, 唐 強, 熊曉峰, 代雙成, 張 煜, 劉 鈺
(中國礦業大學(北京) 資源與安全工程學院, 北京 100083)
為確定澳大利亞Sino露天磁鐵礦臺階爆破的排距和孔距,運用Holmberg&Person公式對鉆孔爆破巖體損傷范圍進行估算,通過迭代法確定橢圓損傷區的長短軸長度。使用動力分析軟件LS-DYNA模擬5.5m(排距)×5.5m(孔距)、5.0m(排距)×6.0m(孔距)兩種網孔布置方案的巖體破碎效果,結果表明:采用5.5m×5.5m方案時,炮孔之間存在未損傷區,易產生大塊,后排孔起爆后出現應力集中現象。采用5.0m×6.0m方案時,爆破能量利用均勻,巖體破碎充分,是比較合理的排距、孔距參數,該方案應用于澳大利亞Sino露天磁鐵礦臺階爆破,取得了良好的爆破效果。
臺階爆破; 爆破方案; 排距; 孔距; 損傷范圍;LS-DYNA
礦產資源是國民經濟的支柱產業,采礦技術的發展對國民經濟發展有較大的推動作用〔1-4〕。露天采礦技術,作為一種高產高效的開采方式,在礦山開采活動中一直占有較大比重。
爆破工程作為露天礦開采技術的核心,其技術的發展深刻影響著露天采礦業的發展。爆破技術的進步依賴于炸藥性能、鑿巖效率、爆破參數的改進。經過半個多世紀的發展,如今炸藥性能已能基本滿足爆破工程的需要,鑿巖技術隨著大型鑿巖設備的不斷更新也得到了長足進步。如今,采礦工作者們把更多的精力放在改進和調整爆破參數上,通過調整臺階高度、孔徑、孔距與孔深,以及裝藥結構、爆破方式等提高爆破效率,從而獲得最佳的爆破效果〔5-7〕。本文正是基于此,以澳大利亞Sino露天磁鐵礦為背景對臺階爆破的排距和孔距展開研究。
SinoIronProject是在澳大利亞開發的大型磁鐵礦項目之一,露天開采境界為6km×5km。礦區位于Perth北部1 400km的Karratha西南 80km處。礦床位于Balmoral礦區中部,賦存于西澳地區的Hamersley群的Brockman組中,為磁鐵石英巖型礦床,礦石硬度較大,單軸抗壓強度UCS值平均為350MPa。隨深度增加抗壓強度UCS值有增大的趨勢。礦石體重為3.4t/m3,巖石體重為3.0t/m3。SinoIronProject設計年產鐵精粉2 760萬t,鐵精粉品位為68%左右,礦山的生產能力為8 500 萬t/年,實際服務年限在25年以上。
在爆破沖擊波理論基礎上,Holmberg和Person認為可以通過計算巖體內部質點的峰值振動速度來確定藥包的爆破破碎范圍,其計算公式為〔8〕:
(1)
式中:b為藥包的爆破破碎范圍半徑,m;D為鉆孔直徑,m;ρ為炸藥密度,kg/m3;l為裝藥長度,m;v0為炮孔壁上質點的峰值振動速度,mm/s;K為與巖石性質相關的參數,取300;β為衰減系數,取-1.5。
計算所使用的炮孔布置見圖1,參數見表1。

圖1 炮孔布置剖面Fig.1 Profile of blastholes arrangement

排號裝藥密度/(kg·m-3)鉆孔直徑/m裝藥長度/m裝藥間隔/m質點峰值速度/(mm·s-1)111500.2298.20388211500.2298.20388311500.2298.20388411500.2295.90280
根據上式采用迭代法計算各炮孔的短軸長度,如表2所示。

表2 迭代法各炮孔短軸計算結果
爆破損傷區的橢圓長軸用下式計算:
(2)
代入參數計算得,前三排a=5.61 m,第四排a=4.39m。
估算出的爆破損傷橢圓長軸為5.61m,短軸為3.2m,根據估算結果,使用LS-DYNA3D軟件建立模型,模擬采用5.5m×5.5m(方案一)和5.0m×6.0m(方案二)兩種方案,其模型如圖2所示。

圖2 數值計算模型Fig.2 Numerical model
LS-DYNA3D軟件以Jones-Wilkins-Le(JWL)狀態方程模擬炸藥爆轟過程中壓力與體積的關系,表達式為〔9〕:
(3)
式中:A,B,R1,R2,ω為材料常數;P為爆轟壓力;V為爆轟產物的相對體積;E0為爆轟產物的初始比內能。結合現場實踐,模擬炸藥采用煤礦三級乳化炸藥,模擬裝藥密度及JWL狀態方程參數如表3所示。

表3 乳化炸藥材料參數
爆破產生沖擊波導致炮孔周圍煤巖體發生大變形,因此,煤巖體材料模型選用具有應變率效應的各向同性雙線性彈塑性模型MAT-PLASTIC-KINEMATIC,材料類型選擇SOLID164三維單元,應變率效應采用Cowper-Symonds模型分析,屈服應力與應變率的關系為:
(4)


表4 計算采用的巖石力學參數
5.1方案一模擬結果
方案一模擬結果如圖3所示。

圖3 方案一排距、孔距10 ms延時爆破等效應力變化Fig.3 Equivalent stress variation of 10 ms time delay blasting in row spacing of scheme 1
由圖3可知,在3.0ms時,炮孔爆破應力波相互疊加;4.4ms時,應力波在各炮孔周圍半徑約2.5m的范圍形成爆破損傷破碎區,隨著應力波的傳播,在兩炮孔徑向連線方向應力疊加,繼續造成巖體損傷破壞;7.8ms,前排爆破應力波傳播至后排炮孔,后排炮孔暫時充當自由面,炮孔周圍在拉伸應力波作用下產生環狀裂隙,該裂隙為均勻利用后排炮孔爆破時炸藥能量創造了條件;10.6ms時,前排孔爆破作用基本穩定,在兩排炮孔中間區域形成3個“未損傷區”。可見,排間延時爆破時間間隔設置為超過10ms時有利于炸藥能量的充分利用,但5.5m排距時在兩排炮孔中間會遺留0.5 ~0.8m的未損傷區,容易產生大塊,不利于巖石裝載。
使用ANSYS軟件后處理模塊,提取沿炮孔徑向不同位置的等效應力、切向應力隨時間的變化情況,如圖4、 圖5所示。爆破過程中不同位置等效應

圖4 方案一排距、孔距沿后排炮孔徑向不同位置等效應力動態變化Fig. 4 Equivalent stress variation in different location along the radial direction of the second blastholes in row spacing of scheme 1

圖5 方案一排距、孔距沿后排炮孔徑向不同位置切向應力動態變化Fig.5 Tangential stress variation in different location along the radial direction of the second blastholes in row spacing of scheme 1
力與切向應力有近似一致的規律,但切向應力較小,約為等效應力的0.5倍;另外,從圖4、圖5中還可看出,由于應力波的疊加作用,后排孔起爆后,巖體中等效應力及切向應力均高于前排孔,且高應力水平(等效應力>250MPa,切向應力>150MPa)只持續了約2.5ms即恢復至低應力水平,說明爆破過程中出現了應力集中現象。
5.2方案二模擬結果
方案二模擬結果如圖6所示。由圖6可知, 前排孔爆破過程與方案一基本類似,由于炮孔間距增加,炮孔間應力疊加作用有所減弱,8.8ms時等效應力顯示,炮孔中間靠近前排孔的區域已基本破壞,說明6.0m間距可以滿足工程要求;后排孔起爆后,應力波逐漸向遠處傳播,傳播至前排孔的損傷區時,通過17.4ms的應力云圖可以看出,炮孔之間的巖石基本破壞,說明減小排距后前后排爆破對排間巖體的破壞能夠互相貫通,實現爆破能量的均勻利用,降低爆破大塊率,提高臺階爆破及礦石裝載效率。

圖6 方案二排距、孔距10 ms延時爆破等效應力變化Fig.6 Equivalent stress variation of 10 ms time delay blasting in row spacing of scheme 2
沿炮孔徑向不同位置的等效應力、切向應力隨時間的變化情況,如圖7、圖8所示。不同位置等效應力與切向應力仍然有近似一致的規律;但后排孔起爆后,方案二排距、孔距巖體內的高應力水平持續了約5ms,大于方案一的2.5ms。

圖7 方案二排距、孔距沿炮孔徑向不同位置等效應力動態變化Fig.7 Equivalent stress variation in different location along the radial direction of the second blasthole in the row spacing of scheme 2
5.3兩方案模擬結果對比分析
采用方案一時,前排與后排炮孔起爆后均在兩排炮孔中形成了應力水平較低的區域,即未損傷區,這些區域內的巖體未被充分破碎,容易產生大塊。采用方案二時,兩排炮孔之間未形成未損傷區,爆破能量利用均勻,炮孔之間的巖石基本破壞。

圖8 方案二排距、孔距沿炮孔徑向不同位置切向應力動態變化Fig.8 Tangential stress variation in different location along the radial direction of the second blasthole in the row spacing of scheme 2
采用方案一時,后排孔起爆后巖體內的高應力水平只持續了2.5ms, 低于采用方案二時的5ms,這說明了采用方案一時炮孔間出現了應力集中現象,爆破能量未得到充分利用,而采用方案二時,炮孔能量利用效率高于方案一。綜上所述,方案二能夠充分利用爆破能量,保證排間巖體的充分破碎,是比較合理的排距、孔距參數。
根據數值模擬結果,結合現場實際裝備水平,確定臺階爆破的鉆孔排距、孔距為5.0m(排距)×6.0m(孔距),考慮到臺階爆破后的穩定性,最后一排炮孔與水平面保持84°傾角。爆破實驗的封孔長度為5.0m,為防止爆破飛巖事故發生,靠近臺階坡面的炮孔封孔長度為7.5m,以緩和爆破拋擲作用。
根據對臺階爆破參數的優化結果,在-12m階段水平編號為152的臺階進行爆破實驗,實驗主要參數如表5所示。

表5 臺階爆破實驗主要參數
根據工業實驗現場觀測結果和平臺清理情況,對臺階爆破效果作出以下評價:
(1)臺階爆破后,爆堆在臺階前方10 ~15m的區域,礦石整體移動效果好,爆堆高度約3m,與裝載設備性能相適應,爆破鉆孔間裂隙相互貫通,礦石塊度較均勻。
(2)臺階爆破形成的新破頂線比較整齊,坡底表面光潔,完整性好,說明爆破產生的后沖作用較小,爆破施工質量好,為臺階爆破作業奠定了良好基礎。
(3)采用較大孔距、縮小排距使爆破炸藥利用率高,礦石塊度均勻,降低了爆破大塊率,礦石裝載效率相應提高。
(4)采用反向起爆方式,加強了臺階底部巖石爆破作用,較大程度避免了根底現象。
(5)采用排間毫秒延時技術,充分利用炸藥能量,大大降低了飛石現象的發生次數。
(1)以爆炸沖擊波引起的質點峰值振動速度為判據,計算了鉆孔爆破控制的巖體損傷范圍,采用迭代法計算了爆破的橢圓損傷區的長短軸,為工程設計網孔參數提供依據。
(2)使用LS-DYNA3D軟件對5.5m×5.5m和5.0m×6.0m排距、孔距進行了數值模擬。結果表明,減小排距后,前后排爆破對排間巖體的破壞能夠互相貫通,炮孔之間的巖石基本破壞。5.0m×6.0m排距、孔距時爆破能量分布較均勻,爆破空間范圍內巖石破碎效果好,是比較合理的排距、孔距參數。
(3)結合Sino公司磁鐵礦臺階爆破現狀與臺階爆破參數選擇結果,在-12m階段水平152號臺階平臺進行工業實驗,結合現場觀測對爆破效果進行評價,認為選擇的孔網參數適應該礦井的實際需要,實驗效果良好。
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BenchblastingschemeofSinoopen-pitmagnetiteminedetermination
LIJia,TANGQiang,XIONGXiao-feng,DAIShuang-cheng,ZHANGYu,LIUYu
(SchoolofResourcesandSafetyEngineering,ChinaUniversityofMining&Technology,Beijing100083,China)
InordertodeterminetherowspacingandtheholespacingofbenchblastinginSinoopen-pitmagnetitemineinAustralia,Holmberg&Personformulawasusedtoestimatetheblast-induceddamagezoneanditerationmethodwasusedtodeterminethemajoraxisandminoraxisoftheellipsedamagezone.LS-DYNAsoftwarewasusedtosimulatethecrushingeffectoftwodifferentblastingschemes,whichwere5.5m×5.5mand5.0m×6.0m(rowspacing×holespacing).Accordingtothesimulationresults,whilethe5.5m×5.5mblastingschemewasused,therewasnodamagerangebetweenholes,boulderswereeasilyformed,andstressconcentrationappearedafterinitiationofthesecondblastholes.Whilethe5.0m×6.0mblastingschemewasused,blastingenergywasuniformandrockmasswerefullybroken,whichindicatedthatit′sareasonableblastingscheme.ItwasappliedinSinoopen-pitmagnetitemineandagoodresultwasachieved.
Benchblasting;Blastingscheme;Rowspacing;Holespacing;Damagezone;LS-DYNA
1006-7051(2016)04-0061-06
2015-11-12
中央高校基本科研業務費資助項目(2011YZ05)
李 佳(1991-),男,碩士,主要從事礦山壓力與巖層控制方向的研究。E-mail: 790142821@qq.com
TD854
Adoi: 10.3969/j.issn.1006-7051.2016.04.013