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        Sino露天磁鐵礦臺階爆破方案的確定

        2016-10-10 08:06:43熊曉峰代雙成
        工程爆破 2016年4期
        關(guān)鍵詞:孔距炮孔炸藥

        李 佳, 唐 強, 熊曉峰, 代雙成, 張 煜, 劉 鈺

        (中國礦業(yè)大學(xué)(北京) 資源與安全工程學(xué)院, 北京 100083)

        ?

        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(yè)大學(xué)(北京) 資源與安全工程學(xué)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(qū)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(wǎng)孔布置方案的巖體破碎效果,結(jié)果表明:采用5.5m×5.5m方案時,炮孔之間存在未損傷區(qū),易產(chǎn)生大塊,后排孔起爆后出現(xiàn)應(yīng)力集中現(xiàn)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(shù),該方案應(yīng)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

        1 引言

        礦產(chǎn)資源是國民經(jīng)濟的支柱產(chǎn)業(yè),采礦技術(shù)的發(fā)展對國民經(jīng)濟發(fā)展有較大的推動作用〔1-4〕。露天采礦技術(shù),作為一種高產(chǎn)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(shù)的核心,其技術(shù)的發(fā)展深刻影響著露天采礦業(yè)的發(fā)展。爆破技術(shù)的進步依賴于炸藥性能、鑿巖效率、爆破參數(shù)的改進。經(jīng)過半個多世紀的發(fā)展,如今炸藥性能已能基本滿足爆破工程的需要,鑿巖技術(shù)隨著大型鑿巖設(shè)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(diào)整爆破參數(shù)上,通過調(diào)整臺階高度、孔徑、孔距與孔深,以及裝藥結(jié)構(gòu)、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。

        2 工程背景

        SinoIronProject是在澳大利亞開發(fā)的大型磁鐵礦項目之一,露天開采境界為6km×5km。礦區(qū)位于Perth北部1 400km的Karratha西南 80km處。礦床位于Balmoral礦區(qū)中部,賦存于西澳地區(qū)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(shè)計年產(chǎn)鐵精粉2 760萬t,鐵精粉品位為68%左右,礦山的生產(chǎn)能力為8 500 萬t/年,實際服務(wù)年限在25年以上。

        3 爆破損傷范圍估算

        在爆破沖擊波理論基礎(chǔ)上,Holmberg和Person認為可以通過計算巖體內(nèi)部質(zhì)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(zhì)點的峰值振動速度,mm/s;K為與巖石性質(zhì)相關(guān)的參數(shù),取300;β為衰減系數(shù),取-1.5。

        計算所使用的炮孔布置見圖1,參數(shù)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(zhì)點峰值速度/(mm·s-1)111500.2298.20388211500.2298.20388311500.2298.20388411500.2295.90280

        根據(jù)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(jié)果

        爆破損傷區(qū)的橢圓長軸用下式計算:

        (2)

        代入?yún)?shù)計算得,前三排a=5.61 m,第四排a=4.39m。

        4 數(shù)值模擬

        估算出的爆破損傷橢圓長軸為5.61m,短軸為3.2m,根據(jù)估算結(jié)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(shù)值計算模型Fig.2 Numerical model

        LS-DYNA3D軟件以Jones-Wilkins-Le(JWL)狀態(tài)方程模擬炸藥爆轟過程中壓力與體積的關(guān)系,表達式為〔9〕:

        (3)

        式中:A,B,R1,R2,ω為材料常數(shù);P為爆轟壓力;V為爆轟產(chǎn)物的相對體積;E0為爆轟產(chǎn)物的初始比內(nèi)能。結(jié)合現(xiàn)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(tài)方程參數(shù)如表3所示。

        表3 乳化炸藥材料參數(shù)

        爆破產(chǎn)生沖擊波導(dǎo)致炮孔周圍煤巖體發(fā)生大變形,因此,煤巖體材料模型選用具有應(yīng)變率效應(yīng)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(yīng)變率效應(yīng)采用Cowper-Symonds模型分析,屈服應(yīng)力與應(yīng)變率的關(guān)系為:

        (4)

        表4 計算采用的巖石力學(xué)參數(shù)

        5 數(shù)值模擬結(jié)果分析

        5.1方案一模擬結(jié)果

        方案一模擬結(jié)果如圖3所示。

        圖3 方案一排距、孔距10 ms延時爆破等效應(yīng)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(yīng)力波相互疊加;4.4ms時,應(yīng)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(qū),隨著應(yīng)力波的傳播,在兩炮孔徑向連線方向應(yīng)力疊加,繼續(xù)造成巖體損傷破壞;7.8ms,前排爆破應(yīng)力波傳播至后排炮孔,后排炮孔暫時充當(dāng)自由面,炮孔周圍在拉伸應(yīng)力波作用下產(chǎn)生環(huán)狀裂隙,該裂隙為均勻利用后排炮孔爆破時炸藥能量創(chuàng)造了條件;10.6ms時,前排孔爆破作用基本穩(wěn)定,在兩排炮孔中間區(qū)域形成3個“未損傷區(qū)”??梢?,排間延時爆破時間間隔設(shè)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(qū),容易產(chǎn)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(yīng)力、切向應(yīng)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(yīng)

        圖4 方案一排距、孔距沿后排炮孔徑向不同位置等效應(yīng)力動態(tài)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(yīng)力動態(tài)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(yīng)力有近似一致的規(guī)律,但切向應(yīng)力較小,約為等效應(yīng)力的0.5倍;另外,從圖4、圖5中還可看出,由于應(yīng)力波的疊加作用,后排孔起爆后,巖體中等效應(yīng)力及切向應(yīng)力均高于前排孔,且高應(yīng)力水平(等效應(yīng)力>250MPa,切向應(yīng)力>150MPa)只持續(xù)了約2.5ms即恢復(fù)至低應(yīng)力水平,說明爆破過程中出現(xiàn)了應(yīng)力集中現(xiàn)象。

        5.2方案二模擬結(jié)果

        方案二模擬結(jié)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(yīng)力疊加作用有所減弱,8.8ms時等效應(yīng)力顯示,炮孔中間靠近前排孔的區(qū)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(yīng)力波逐漸向遠處傳播,傳播至前排孔的損傷區(qū)時,通過17.4ms的應(yīng)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(xiàn)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(yīng)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(yīng)力、切向應(yīng)力隨時間的變化情況,如圖7、圖8所示。不同位置等效應(yīng)力與切向應(yīng)力仍然有近似一致的規(guī)律;但后排孔起爆后,方案二排距、孔距巖體內(nèi)的高應(yīng)力水平持續(xù)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(yīng)力動態(tài)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(jié)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(yīng)力水平較低的區(qū)域,即未損傷區(qū),這些區(qū)域內(nèi)的巖體未被充分破碎,容易產(chǎn)生大塊。采用方案二時,兩排炮孔之間未形成未損傷區(qū),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(yīng)力動態(tài)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(nèi)的高應(yīng)力水平只持續(xù)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(xiàn)了應(yīng)力集中現(xiàn)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(shù)。

        6 工程實踐

        根據(jù)數(shù)值模擬結(jié)果,結(jié)合現(xiàn)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(wěn)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(fā)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(jù)對臺階爆破參數(shù)的優(yōu)化結(jié)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(shù)如表5所示。

        表5 臺階爆破實驗主要參數(shù)

        根據(jù)工業(yè)實驗現(xiàn)場觀測結(jié)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(qū)域,礦石整體移動效果好,爆堆高度約3m,與裝載設(shè)備性能相適應(yīng),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(chǎn)生的后沖作用較小,爆破施工質(zhì)量好,為臺階爆破作業(yè)奠定了良好基礎(chǔ)。

        (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(yīng)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(xiàn)象。

        (5)采用排間毫秒延時技術(shù),充分利用炸藥能量,大大降低了飛石現(xiàn)象的發(fā)生次數(shù)。

        7 結(jié)論

        (1)以爆炸沖擊波引起的質(zhì)點峰值振動速度為判據(jù),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(qū)的長短軸,為工程設(shè)計網(wǎng)孔參數(shù)提供依據(jù)。

        (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(shù)值模擬。結(jié)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(nèi)巖石破碎效果好,是比較合理的排距、孔距參數(shù)。

        (3)結(jié)合Sino公司磁鐵礦臺階爆破現(xiàn)狀與臺階爆破參數(shù)選擇結(jié)果,在-12m階段水平152號臺階平臺進行工業(yè)實驗,結(jié)合現(xiàn)場觀測對爆破效果進行評價,認為選擇的孔網(wǎng)參數(shù)適應(yīng)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(yè)務(wù)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

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