繆國衛 張文國 馮福康 鐘旭東 劉冬生 苗丁












摘要:金源礦業公司主要采用無底柱分段崩落采礦法回采1012礦體,上向扇形中深孔落礦,分段高度15 m,進路間距15 m,采準工程量大,掘進成本高。將分段高度提高至30 m,開展了上向大直徑扇形深孔爆破技術試驗研究,并采用數值模擬與現場試驗相結合的研究方法,確定了最優采場鑿巖爆破參數:最小抵抗線2.0 m,孔底距3.0 m。現場試驗效果良好,為采場大規模落礦提供了新的方法和思路。
關鍵詞:高分段;上向扇形孔;大直徑深孔;數值模擬;爆破
中圖分類號:TD235文獻標志碼:A開放科學(資源服務)標識碼(OSID):
文章編號:1001-1277(2021)04-0035-05doi:10.11792/hj20210407
引 言
河南金源黃金礦業有限責任公司(下稱“金源礦業公司”)成立于1997年6月,隸屬于河南省嵩縣城關鎮,是礦石處理能力3 000 t/d的現代化黃金礦山企業,下轄祈雨溝、公峪、摩天嶺、孟溝4個礦區。其中,祈雨溝礦區J4號角礫巖型礦體是目前開采的主要礦體,采礦方法為無底柱分段崩落采礦法,進路間距15 m,分段高度一般為15 m。
J4號礦體內的1012礦體主要賦存于520 m~580 m中段,礦體高度約60 m,寬度11~23 m,走向長度74 m,近似直立,礦巖普氏硬度系數f=7.3~13.1,礦石儲量約430 792 t,地質品位2.37 g/t,金金屬量1 019.8 kg,目前已經在550 m水平設置了回采分段。由于該礦體550~580 m斷層發育,布置回采分段難度較大,因此該礦塊設計分段高度30 m,進路間距保持15 m。在該條件下,進行與之匹配的鑿巖爆破技術研究十分必要,為保證研究質量,擬采用數值模擬與現場試驗相結合的手段進行該項研究。
1 鑿巖爆破參數數值模擬
1012礦體的回采進路間距15 m,分段高度30 m,常規中深孔鑿巖設備很難滿足穿孔要求,因此選擇YQ-100型潛孔鑿巖機鉆鑿上向扇形深孔[1],炮孔孔徑100 mm。對于扇形炮孔來說,孔底距和最小抵抗線是2個重要參數,而數值模擬計算是確定這2個參數的重要手段。
本文根據金源礦業公司礦巖性質,運用ANSYS/LS-DYNA 數值模擬軟件模擬扇形炮孔的爆破過程[2],再現扇形炮孔爆破應力場變化過程,進而分析爆破仿真過程中的Von Mises有效應力峰值是否達到或超過巖石的動態抗拉強度,據此判斷是否能夠成功爆開巖體,從而實現對鑿巖爆破參數的優化設計。
1.1 模型的建立
以1012礦體爆破參數為研究對象,采用ANSYS/LS-DYNA 數值模擬軟件建立其爆破設計的三維模型,對不同最小抵抗線、孔底距條件下的計算結果進行分析,從而確定最小抵抗線和孔底距等爆破參數。
1)最小抵抗線計算模型。
最小抵抗線是指首排炮孔到自由面的距離,由于各炮孔均與自由面平行,所以每個炮孔長度方向上的各個點到自由面的距離相等,即最小抵抗線相等。因此,可以斷定如果其中一個炮孔能成功爆開巖體,那么與其同排的其他炮孔也均能爆開巖體,模擬其中一個炮孔的爆破過程即可。確定最小抵抗線的爆破模型見圖1。
2)孔底距計算模型。確定孔底距的爆破模型見圖2。模型的上表面、左右表面及里表面均設置為無反射邊界條件,表示模型在這些方向上是無限延展的;模型的下表面為鑿巖硐室頂板,用2個相鄰炮孔進行數值模擬,以顯示孔底距對爆破的影響。
3)計算參數的選擇。巖石力學參數選擇參考金源礦業公司巖石力學相關參數,結果見表1。
計算采用ANSYS/LS-DYNA 里的“MAT-HIGH EXPLOSIVE-BURN”模型,不計炸藥的強度效應,只要給出密度、爆速、爆壓即可。由JWL狀態方程控制其起爆過程,方程表達式[3]如下:
p=A1-wR1Ve-R1V+B1-wR2Ve-R2V+wEV(1)
其等熵條件下的形式為:
p=Ae-R1V+Be-R2V+CVw+1(2)
式中:p為爆轟產物的壓力(MPa);V為爆轟產物的相對比容;E為比內能(J/m3);A、B、C、R1、R2和w為該方程的6個特定參數,本文參照經驗選取。
爆破中應用的炸藥為散狀乳化炸藥,參照相關經驗選取的計算參數見表2。
1.2 最小抵抗線的確定
根據鑿巖爆破參數,最小抵抗線以1.8 m為基準,每次增加0.2 m,直至不能爆開巖體為止。最小抵抗線為1.8 m時爆破過程中的有效應力分布情況見圖3、圖4。
扇形炮孔孔口處最易爆開,因此模擬從孔口起爆,爆炸應力場從孔口形成,向四周發散,最終到達孔底和自由面,然后發生衰減。提取自由面單元的有效應力曲線,讀取其峰值,采用Von Mises有效應力屈服準則判斷單元的破壞情況。自由面單元在模型中的位置及該單元的有效應力曲線見圖4。從圖4可以看出,單元的有效應力峰值為98.2 MPa,大于巖石動態抗拉強度(90 MPa),由此可認為當最小抵抗線為1.8 m時,能成功爆開巖體。同理模擬最小抵抗線為2.0 m、2.2 m的爆破情況,得出其單元的有效應力峰值分別為95.5 MPa和88.4 MPa。
由上述模擬結果可知,當最小抵抗線為2.2 m時,其單元的有效應力峰值為88.4 MPa,小于巖石動態抗拉強度,炸藥未能成功爆開巖體。因此,推薦的圖4 自由面單元的有效應力曲線最小抵抗線為1.8~2.2 m。
1.3 孔底距的確定
根據上述爆破模擬結果,選擇爆破最小抵抗線為2.0 m。孔底距的初值為2.8 m,每次增加0.2 m,直至不能爆開巖體為止。孔底距2.8 m時爆破過程中的有效應力分布情況見圖5、圖6。
從圖5可以看出,扇形炮孔從孔口起爆,爆炸應力場在炮孔口產生,并向四周發散,之后兩炮孔的應力場開始疊加,共同作用并破碎巖石。關鍵單元在模型中的位置及其有效應力曲線見圖6。從圖6可以看出,單元的有效應力峰值為99.8 MPa,大于巖石動態抗拉強度,據此可認為當孔底距是2.8 m時,能成功爆開巖體。同理模擬孔底距為3.0 m、3.2 m的爆破情況,得出其單元的有效應力峰值分別為90.8 MPa和86.3 MPa。
由上述模擬結果可知,當孔底距為3.2 m時,其單元的有效應力峰值為86.3 MPa,小于巖石動態抗拉強度,炸藥未能成功爆開巖體。因此,推薦的孔底距為2.8~3.2 m。
2 現場應用
2.1 試驗參數及地點
數值模擬計算過程中,分別對最小抵抗線和孔底距進行單獨模擬,不能評估二者間的相互影響。若要評估最小抵抗線和孔底距在爆破過程中的相互影響,須設計合理的鑿巖爆破參數進行現場試驗和評估。金源礦業公司曾采用孔徑100 mm的下向大直徑深孔進行爆破,在排距2.0 m,孔間距3.0 m時爆破效果較好。結合數值模擬結果及現場經驗,設計3組鑿巖爆破參數進行了現場試驗,并對比了不同參數爆破效果的優劣。設計的3組鑿巖爆破參數方案為:方案1,最小抵抗線1.8 m,孔底距3.2 m;方案2,最小抵抗線2.0 m,孔底距3.0 m;方案3,最小抵抗線2.2 m,孔底距2.8 m。
現場工業試驗的地點選擇在1012礦體550 m中段,該分段已經施工了部分采準工程,中段礦石量約92 000 t,地質品位約1.87 g/t,金金屬量約172 kg。其部分回采設計見圖7。
2.2 試驗工藝
1)鑿巖。由于分段高度較高,最高達到32 m,部分炮孔屬于深孔鑿巖,因此選擇YQ-100型潛孔鑿巖機進行穿孔作業,炮孔孔徑100 mm,經統計現場鑿巖效率12~18 m/臺班。切割槽將550 m分段劃分為東西2個采場。按照最小抵抗線1.8~2.2 m,孔底距2.8~3.2 m設計回采炮孔,最大炮孔長度達到29.6 m。550 m分段共設計30排回采炮孔,炮孔總長度達到7 890 m,每米炮孔崩礦量設計為11~12 t,總回采礦量設計為8.6萬~9.4萬t。
2)裝藥。試驗采場采用孔底起爆彈反向裝藥結構,使用BQF-100Ⅱ型風動裝藥器填裝散裝乳化炸藥,設計裝藥風壓0.40~0.60 MPa,現場試驗時實際裝藥風壓平均為0.45 MPa,裝藥效率為600~800 kg/h,返粉率為5 %~8 %。為減輕孔口炸藥爆破震動,采用孔口間隔裝藥方式,孔口采用2.0 m、3.5 m 交錯預留[4]。
3)連線。試驗采用雙支線復合式起爆網絡,同排的所有炮孔分成雙支線復合網絡;多排炮孔之間的分支網絡亦采用雙支線形式。將所有導爆管雷管的腳線連接于一組非電微差雷管上。
4)爆破。連線完畢后進行爆破,崩礦步距為1排。由于炮孔為上向扇形深孔[5],若同排同段起爆,一次起爆藥量過大,尤其是孔口區域,爆破震動過大。因此,設計采用孔間分區微差爆破方式,減小一次起爆藥量,在改善爆破效果的同時減輕爆破震動危害,即將同一排中的炮孔分成2個區段微差起爆(見圖8):Ⅰ區炮孔先行起爆,為Ⅱ區炮孔創造額外的爆破空間;Ⅱ區炮孔延后一段起爆。
2.3 試驗效果
按照設計試驗參數進行現場試驗,每組試驗參數至少進行4排炮孔的爆破試驗。從現場爆破情況來看:采用方案1時,爆破無根底殘留,采場大塊較多,大塊率達到30 %;采用方案2時,爆破無根底殘留,采場爆破效果較好,大塊率為22 %;采用方案3時,爆破有根底殘留,采場爆破效果一般,大塊率為27 %。3組爆破參數現場爆破效果對比見圖9。
現場應用情況與數值模擬情況類似,因此推薦采場鑿巖爆破參數為最小抵抗線2.0 m,孔底距3.0 m。
3 結 語
現代礦山爆破技術越來越趨向于應用大直徑深孔爆破技術,因其具有施工安全簡便、爆破落礦效率高、成本低等優點。而大直徑深孔以下向平行孔應用居多,上向大直徑扇形深孔鮮有應用。本文在分段高度30 m的情況下,采用數值模擬手段確定了上向大直徑扇形深孔爆破的可行性,并通過合理的工藝設計在現場應用中取得了成功,為大直徑深孔的應用提出了新的思路和方法。該項技術適用性強,應用廣泛,在分段空場采礦法、崩落采礦法等采礦方法中都可以應用,能夠大大提高其分段高度,減少采切工程投入,減輕現場管理壓力,具有較高的推廣應用價值。
[參 考 文 獻]
[1]鄒賢季.大直徑深孔采礦法的崩礦方式研究[J].有色金屬(礦山部分),2005(4):10-11.
[2]陳震.銅綠山礦井下采場深孔爆破參數優化與安全控制技術數值模擬研究[D].長沙:中南大學,2013.
[3]計冬奎,肖川,楊凱,等.含鋁炸藥JWL狀態方程參數的確定[J].火炸藥學報,2012,35(5):49-51,57.
[4]張儒學.空氣間隔爆破技術在昆陽磷礦的應用[D].昆明:昆明理工大學,2015.
[5]高建敏.分區深孔逐孔爆破處理采空區的工程實踐[J].采礦技術,2009,9(6):53-54,87.
Experimental application of upward large diameter fan shaped longhole
blasting technology in Jinyuan mining company
Miao Guowei1,Zhang Wenguo2,Feng Fukang1,Zhong Xudong3,Liu Dongsheng4,Miao Ding4
(1.Changchun Gold Research Institute Co.,Ltd.;2.Lingyuanrixing Mining Co.,Ltd.;
3.School of Resources and Safety Engineering,Central South University; 4.Henan Jinyuan Mining Co.,Ltd.)
Abstract:Jinyuan mining company mainly adopts non pillar sublevel caving mining method to mine 1012 orebody,upward fan shaped medium longhole caving,sublevel height 15 m,approach spacing 15 m,which lead to large mining quantity and high tunneling cost.Therefore,the sectional height of 1012 orebody is raised to 30 m,the upward large diameter fan shaped longhole blasting technology is carried out,and the research method of combining numerical simulation with field test is adopted to determine the optimal stope drilling and blasting parameters:the lowest resistance line is 2.0 m,the hole bottom distance is 3.0 m,and the field test effect is good,which puts forward a new method and idea for large scale mining in the stope.
Keywords:high segment;upward fan hole;large diameter longhole;numerical simulation;blasting