高臺階金屬礦山爆破研究與應用

曹 俊

(山西中條山有色金屬集團有限公司， 山西 垣曲 043700)

1 前言

由于爆破內部的過程難以可視化，隨著科技的發展，計算模擬手段得到很大的應用。相關研究學者對延期爆破效果進行深入研究，陳士海，胡帥偉，初少鳳[1]根據振動波的特點，研究裝藥結構以及微差時間變化對爆破振動的影響。岳中文，張士春，邱鵬，等[2]采用激光動態焦散線對不同組切縫藥包微差爆破孔間裂紋的動態力學行為進行研究。以上文獻[3-7]大多都圍繞爆破振動波、沖擊波與爆轟波對破碎方面進行各自的研究分析，并多以孔內起爆位置的作用機理和試驗分析研究為主，針對高臺階柱狀藥包孔內微差起爆的應力場規律的變化研究較少。因此，通過合理設置孔內延期時間，充分利用爆轟波、沖擊波碰撞進行調整炸藥爆炸能量的分布，分析孔內起爆應力場變化規律指導不同工程的實際需要很有必要性。結合山西某金屬礦高臺階擴幫爆破，引用文獻[3]中的沖擊波經驗公式表示爆炸過程中沖擊波超壓變化規律，分析其破巖機理，揭示應力場變化規律。

2 延期時間以及破巖理論

面的形成時間為基礎，對哈努卡耶夫公式進行孔內延期的計算

t=2w/cp+w/utr+s/ur

(1)

式中：t——孔內延期時間；

w——底盤線；

cp——縱波速度；

utr——裂縫傳播速度；

s——裂縫寬度；

ur——拋擲巖石的平均速度。

從整體分析巖石破碎：炸藥起爆后，瞬間產生沖擊波，孔壁處形成粉碎；短時間內衰減為爆炸應力波，應力波作用于巖體中，發生巖體的壓縮、剪切和拉伸破壞；在此期間伴有熱能的傳輸，在爆生氣體作用下貫通裂隙使得巖體發生膨脹、對裂隙的擠壓等綜合作用。巖石發生破壞應該滿足Mises屈服條件為σs≤[σ]，巖石屈服強度為

(2)

式中：σs——巖石屈服強度；

σ1——第一主應力；

σ2——第二主應力；

σ3——第三主應力；

[σ]——Mises應力。

3 延期爆破模擬與現場驗證

建立1/2的高臺階模型尺寸：高度30 m、寬度20 m、縱向深度15 m，坡角75°，具體模型如圖1所示。采用cm-g-us單位制，劃分約40多萬個實體單元網格，并按現場實際建立起爆組合模型：B段延期(3 ms、5 ms、7 ms )+D段底部+B段頂部起爆方式，對爆破后不同時刻沖擊波作用巖石的范圍、持續達到巖石屈服時間進行定量分析。A是上部堵塞段7 m，B是上部裝藥段6 m，C是中間填塞段5 m，D是下部裝藥段8 m。

圖1 裝藥結構模型

由許多材料的動力實驗研究表明[12]，巖石的動態屈服應力比靜態屈服應力呈指數倍的增加。本文選取Cowper-Symonds關系式建立起Plastic Kinematic本構模型，表達式為

(3)

式中:σY——巖石動態屈服強度；

ε*——應變率；

C、P——與材料有關的常數，C=40，P=3；

σ0——初始屈服強度；

β——可調參數，β=1；

EP——塑性硬化模量，EP=24 MPa；

堵塞物密度ρ為1.85 g/cm3，抗拉強度E1=1.2 MPa，泊松比μ1=0.38，切線模量E2=0.1 MPa，屈服強度σp=0.8 MPa；巖石實體單元設置為*sect-lag，巖石容重ρ=2.43 g/cm3，彈性模量E3=5 MPa，泊松比μ2=0.30，抗拉強度E4=5.0 MPa，抗壓強度E5=80 MPa；孔內間隔充填氣體采用*sect-ale，采用Mat-Null材料模型[13-15]，其他參數使用默認，狀態方程為*EOS-001，表達形式為

p=(γ-1)ρE/ρ1

(4)

式中：p——壓強，MPa；

γ——絕熱指數，γ=1.4；

ρ1——空氣密度，ρ1=1.29 g/L；

ρ——此時密度；

E——比內能。

通過米海里遜線求得炸藥密度ρ=1.2 g/cm3、爆速v=0.4 cm/μs。乳化炸藥采用JWL狀態方程，JWL方程形式為

P=A[1-w/(R1V)]e-R1V+B[1-w/(R2V)]e-R2V+wE/V

(5)

式中:P——所要求的壓力值；

E——單位體積爆轟產物的內能，E=50 GPa；

V——爆轟產物的體積大小；

A=2.14×1011，軟件中的字母代表常數；

B=1.82×109，軟件中的字母代表常數；

R1=4.15，軟件中的字母代表常數；

R2=0.95，軟件中的字母代表常數；

w=0.5，軟件中的字母代表常數。

3.1 孔內延期的確定

模擬參數調試完好，通過改變DYNA中LS功能鍵進行延期時間間隔為3～8 ms任意設置。為了準確判斷巖石能夠破壞，根據采場巖樣的物理力學測試白云巖平均抗拉強度為5 MPa，并以此抗拉強度值作為Mises應力云圖中巖體處于臨界或塑性應變狀態的判據。圖2所示為高臺階孔內延期3 ms起爆后，不同時刻有效應力變化云圖。其他模型應力云圖類似，以圖2起爆描述有效應力云圖變化。炸藥起爆后，瞬間0.3 ms下部藥柱出現爆轟源,隨后爆轟波自下而上向孔頂呈梨形傳播，并且保持于坡面一定角度向坡面傳播，伴隨爆轟波能量的增加到一定值后衰減，正值應力衰減小于巖石屈服強度的一刻，上部裝藥段延期3 ms起爆，3.5 ms時圖中紅色代表爆轟波的能量彌補下部應力衰減區域，應力波發生碰撞持續到4.2 ms后應力呈現減小趨勢，最終達到平衡。高臺階孔內延期爆破在不同時刻的Mises應力云圖的變化情況可知，上、下藥柱爆轟波的疊加使得巖體內的應力衰減的速度較前期慢，再加上炮孔內的空氣間隔起到延長爆轟作用巖體的時間，使得巖體屈服時間得以延長，達到完美的破巖效果。

圖2 延期3 ms爆破的不同時刻等效應力云圖

為定量分析沖擊波作用巖體變化規律，在空氣間隔段等距間隔取點H12021～H11981，具體如圖3所示。而空氣間隔段主要起均衡上下兩段爆轟氣體壓力峰值，引導上下藥柱段爆炸能量向中間擴展，但氣體相對巖體阻力小，所以將能量有效儲存在空氣段中直到極限釋放能量用于破巖，起到延長爆轟氣體作用時間；由于該段沒有炸藥，爆轟能量不足，應力分布相對較少。

圖3 空氣間隔部位等距監測點位置

圖4所示為監測點有效應力曲線變化圖，孔內延期3 ms可以達到延期5 ms、7 ms同等效果，根據圖中考察單元的整體變化，炸藥起爆后2 ms考察單元有效應力出現急劇增長的趨勢，大約在2.3～2.5 ms時達到最大值，隨后呈下降變化，呈現波浪趨勢。3 ms后，考察單元的有效應力再次出現較第一次峰值大的二次峰值，處于該位置的巖石出現二次破碎，該處巖石原本受到衰減的有效應力再次出現疊加增強，起到充分的破巖的效果。4 ms后，以水波的形式繼續傳播直至衰減為0。

圖4 監測點有效應力時程曲線變化圖

根據三組模型得出各點應力時程曲線，并將考察點達到有效應力峰值采用Origin畫出變化規律，具體如圖5所示。隨著等距監測單元距炮孔距離的增加，有效應力峰值的整體波形均為降低的趨勢，直至某點達到平衡，但各考察點有效應力峰值點不盡相同，延期3 ms下考察單元有效應力峰值較延期5 ms、7 ms大；在0～5 m整體波形考察單元的有效應力峰值衰減較5～12 m快，極值點均大于巖體屈服強度。隨著考察點距空氣柱的距離增大，考察點有效應力峰值下降速率即曲線平緩程度不同，在0～6 m，延期3 ms較5 ms、7 ms曲線斜率大；6～12 m，三條曲線變化基本一致，爆炸后能量的均勻程度最為均勻，有利于爆炸能量的充分利用，結合Mises應力云圖，最終選取延期3 ms參數進行起爆。

圖5 等距監測點有效應力峰值變化圖

3.2 現場試驗結果

將理論研究成果運用在現場，達到理論與實踐進行聯系。爆破效果的提升源于技術的提升，山西某金屬礦是一座國內超大型現代化露天礦，以KY- 310型牙輪鉆機開采礦山，以4410大型電動輪礦車采掘設備為主。為了達到年開采量計劃，現需要向北進行擴幫，為提高擴幫效率，通過改造設備，1536- 1510段為原來12 m和14 m生產臺階并段形成的26 m高臺階，平臺寬度為8 m，一次性穿孔。此時孔內裝藥長度隨臺階高度的加大也增加，孔內延期起爆的參數設置僅憑經驗確定缺乏理論支撐。本次延期爆破參數采用有限元模擬的最優結果進行起爆。為減弱爆破振動的影響，孔內延期時間設置為3 ms，排間施行分段起爆。起爆后，現場效果如圖6所示。

圖6 高臺階爆破效果效果圖

由現場試驗結果可看出，大塊沒有，爆破后塊度均勻，整體的塊度滿足鏟車的鏟裝要求，裝車效率由原來的4′23″加快到3′30″。前沖在20 m左右，后沖和側沖由于其它未爆巖體的限制，距離比較小，在3 m左右。爆堆整體塊度破碎效果較好，爆堆拋擲距離大于25 m，現場爆破效果具體數據見表1。

表1 爆破效果統計表

4 結論

在山西某金屬礦26 m高臺階孔內微差爆破條件下，采用有限元分析三組不同延期時間起爆的模型，得到爆炸后應力場在巖體中的分布規律，并為孔內微差起爆參數的確定提供了強有力的依據，并得到如下結論：

(1)有效應力持續時間較長孔內間隔延期3 ms起爆方式，各個考察單元有效應力峰值最大，衰減較慢，作用巖體的時間較充分，可以將巖石充分破毀，達到理論指導現場實踐。

(2)由于露天礦山尤其金屬露天礦的開采水平逐年下降，露天礦邊坡高度隨之增加，露天礦山邊坡滑坡失穩造成重大地質災害的風險也逐步增加。爆破規模的增大，不可避免的會增加炸藥的使用量，爆破振動有害效應也會同時增加，今后的研究應該結合邊坡進行參數的確定。