Sino露天磁铁矿台阶爆破方案的确定

李 佳， 唐 强， 熊晓峰， 代双成， 张 煜， 刘 钰

(中国矿业大学(北京) 资源与安全工程学院， 北京 100083)



Sino露天磁铁矿台阶爆破方案的确定

李 佳， 唐 强， 熊晓峰， 代双成， 张 煜， 刘 钰

(中国矿业大学(北京) 资源与安全工程学院， 北京 100083)

为确定澳大利亚Sino露天磁铁矿台阶爆破的排距和孔距，运用Holmberg&Person公式对钻孔爆破岩体损伤范围进行估算，通过迭代法确定椭圆损伤区的长短轴长度。使用动力分析软件LS-DYNA模拟5.5m(排距)×5.5m(孔距)、5.0m(排距)×6.0m(孔距)两种网孔布置方案的岩体破碎效果，结果表明：采用5.5m×5.5m方案时，炮孔之间存在未损伤区，易产生大块，后排孔起爆后出现应力集中现象。采用5.0m×6.0m方案时，爆破能量利用均匀，岩体破碎充分，是比较合理的排距、孔距参数，该方案应用于澳大利亚Sino露天磁铁矿台阶爆破，取得了良好的爆破效果。

台阶爆破； 爆破方案； 排距； 孔距； 损伤范围；LS-DYNA

1　引言

矿产资源是国民经济的支柱产业，采矿技术的发展对国民经济发展有较大的推动作用〔1-4〕。露天采矿技术，作为一种高产高效的开采方式，在矿山开采活动中一直占有较大比重。

爆破工程作为露天矿开采技术的核心，其技术的发展深刻影响着露天采矿业的发展。爆破技术的进步依赖于炸药性能、凿岩效率、爆破参数的改进。经过半个多世纪的发展，如今炸药性能已能基本满足爆破工程的需要，凿岩技术随着大型凿岩设备的不断更新也得到了长足进步。如今，采矿工作者们把更多的精力放在改进和调整爆破参数上，通过调整台阶高度、孔径、孔距与孔深，以及装药结构、爆破方式等提高爆破效率，从而获得最佳的爆破效果〔5-7〕。本文正是基于此，以澳大利亚Sino露天磁铁矿为背景对台阶爆破的排距和孔距展开研究。

2　工程背景

SinoIronProject是在澳大利亚开发的大型磁铁矿项目之一，露天开采境界为6km×5km。矿区位于Perth北部1 400km的Karratha西南 80km处。矿床位于Balmoral矿区中部，赋存于西澳地区的Hamersley群的Brockman组中，为磁铁石英岩型矿床，矿石硬度较大，单轴抗压强度UCS值平均为350MPa。随深度增加抗压强度UCS值有增大的趋势。矿石体重为3.4t/m3，岩石体重为3.0t/m3。SinoIronProject设计年产铁精粉2 760万t，铁精粉品位为68%左右，矿山的生产能力为8 500 万t/年，实际服务年限在25年以上。

3　爆破损伤范围估算

在爆破冲击波理论基础上，Holmberg和Person认为可以通过计算岩体内部质点的峰值振动速度来确定药包的爆破破碎范围，其计算公式为〔8〕：

(1)

式中：b为药包的爆破破碎范围半径，m；D为钻孔直径，m；ρ为炸药密度，kg/m3；l为装药长度，m；v0为炮孔壁上质点的峰值振动速度，mm/s；K为与岩石性质相关的参数，取300；β为衰减系数，取-1.5。

计算所使用的炮孔布置见图1，参数见表1。

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

排号装药密度/(kg·m-3)钻孔直径/m装药长度/m装药间隔/m质点峰值速度/(mm·s-1)111500.2298.20388211500.2298.20388311500.2298.20388411500.2295.90280

根据上式采用迭代法计算各炮孔的短轴长度，如表2所示。

表2　迭代法各炮孔短轴计算结果

爆破损伤区的椭圆长轴用下式计算：

(2)

代入参数计算得，前三排a=5.61 m，第四排a=4.39m。

4　数值模拟

估算出的爆破损伤椭圆长轴为5.61m，短轴为3.2m，根据估算结果，使用LS-DYNA3D软件建立模型，模拟采用5.5m×5.5m(方案一)和5.0m×6.0m(方案二)两种方案，其模型如图2所示。

图2　数值计算模型Fig.2　Numerical model

LS-DYNA3D软件以Jones-Wilkins-Le(JWL)状态方程模拟炸药爆轰过程中压力与体积的关系，表达式为〔9〕：

(3)

式中：A，B，R1，R2，ω为材料常数；P为爆轰压力；V为爆轰产物的相对体积；E0为爆轰产物的初始比内能。结合现场实践，模拟炸药采用煤矿三级乳化炸药，模拟装药密度及JWL状态方程参数如表3所示。

表3　乳化炸药材料参数

爆破产生冲击波导致炮孔周围煤岩体发生大变形，因此，煤岩体材料模型选用具有应变率效应的各向同性双线性弹塑性模型MAT-PLASTIC-KINEMATIC，材料类型选择SOLID164三维单元，应变率效应采用Cowper-Symonds模型分析，屈服应力与应变率的关系为：

(4)

表4　计算采用的岩石力学参数

5　数值模拟结果分析

5.1方案一模拟结果

方案一模拟结果如图3所示。

图3　方案一排距、孔距10 ms延时爆破等效应力变化Fig.3　Equivalent stress variation of 10 ms time delay blasting in row spacing of scheme 1

由图3可知，在3.0ms时，炮孔爆破应力波相互叠加；4.4ms时，应力波在各炮孔周围半径约2.5m的范围形成爆破损伤破碎区，随着应力波的传播，在两炮孔径向连线方向应力叠加，继续造成岩体损伤破坏；7.8ms，前排爆破应力波传播至后排炮孔，后排炮孔暂时充当自由面，炮孔周围在拉伸应力波作用下产生环状裂隙，该裂隙为均匀利用后排炮孔爆破时炸药能量创造了条件；10.6ms时，前排孔爆破作用基本稳定，在两排炮孔中间区域形成3个“未损伤区”。可见，排间延时爆破时间间隔设置为超过10ms时有利于炸药能量的充分利用，但5.5m排距时在两排炮孔中间会遗留0.5 ～0.8m的未损伤区，容易产生大块，不利于岩石装载。

使用ANSYS软件后处理模块，提取沿炮孔径向不同位置的等效应力、切向应力随时间的变化情况，如图4、 图5所示。爆破过程中不同位置等效应

图4　方案一排距、孔距沿后排炮孔径向不同位置等效应力动态变化Fig. 4　Equivalent stress variation in different location along the radial direction of the second blastholes in row spacing of scheme 1

图5　方案一排距、孔距沿后排炮孔径向不同位置切向应力动态变化Fig.5　Tangential stress variation in different location along the radial direction of the second blastholes in row spacing of scheme 1

力与切向应力有近似一致的规律，但切向应力较小，约为等效应力的0.5倍；另外，从图4、图5中还可看出，由于应力波的叠加作用，后排孔起爆后，岩体中等效应力及切向应力均高于前排孔，且高应力水平(等效应力>250MPa，切向应力>150MPa)只持续了约2.5ms即恢复至低应力水平，说明爆破过程中出现了应力集中现象。

5.2方案二模拟结果

方案二模拟结果如图6所示。由图6可知， 前排孔爆破过程与方案一基本类似，由于炮孔间距增加，炮孔间应力叠加作用有所减弱，8.8ms时等效应力显示，炮孔中间靠近前排孔的区域已基本破坏，说明6.0m间距可以满足工程要求；后排孔起爆后，应力波逐渐向远处传播，传播至前排孔的损伤区时，通过17.4ms的应力云图可以看出，炮孔之间的岩石基本破坏，说明减小排距后前后排爆破对排间岩体的破坏能够互相贯通，实现爆破能量的均匀利用，降低爆破大块率，提高台阶爆破及矿石装载效率。

图6　方案二排距、孔距10 ms延时爆破等效应力变化Fig.6　Equivalent stress variation of 10 ms time delay blasting in row spacing of scheme 2

沿炮孔径向不同位置的等效应力、切向应力随时间的变化情况，如图7、图8所示。不同位置等效应力与切向应力仍然有近似一致的规律；但后排孔起爆后，方案二排距、孔距岩体内的高应力水平持续了约5ms，大于方案一的2.5ms。

图7　方案二排距、孔距沿炮孔径向不同位置等效应力动态变化Fig.7　Equivalent stress variation in different location along the radial direction of the second blasthole in the row spacing of scheme 2

5.3两方案模拟结果对比分析

采用方案一时，前排与后排炮孔起爆后均在两排炮孔中形成了应力水平较低的区域，即未损伤区，这些区域内的岩体未被充分破碎，容易产生大块。采用方案二时，两排炮孔之间未形成未损伤区，爆破能量利用均匀，炮孔之间的岩石基本破坏。

图8　方案二排距、孔距沿炮孔径向不同位置切向应力动态变化Fig.8　Tangential stress variation in different location along the radial direction of the second blasthole in the row spacing of scheme 2

采用方案一时，后排孔起爆后岩体内的高应力水平只持续了2.5ms， 低于采用方案二时的5ms，这说明了采用方案一时炮孔间出现了应力集中现象，爆破能量未得到充分利用，而采用方案二时，炮孔能量利用效率高于方案一。综上所述，方案二能够充分利用爆破能量，保证排间岩体的充分破碎，是比较合理的排距、孔距参数。

6　工程实践

根据数值模拟结果，结合现场实际装备水平，确定台阶爆破的钻孔排距、孔距为5.0m(排距)×6.0m(孔距)，考虑到台阶爆破后的稳定性，最后一排炮孔与水平面保持84°倾角。爆破实验的封孔长度为5.0m，为防止爆破飞岩事故发生，靠近台阶坡面的炮孔封孔长度为7.5m，以缓和爆破抛掷作用。

根据对台阶爆破参数的优化结果，在-12m阶段水平编号为152的台阶进行爆破实验，实验主要参数如表5所示。

表5　台阶爆破实验主要参数

根据工业实验现场观测结果和平台清理情况，对台阶爆破效果作出以下评价：

(1)台阶爆破后，爆堆在台阶前方10 ～15m的区域，矿石整体移动效果好，爆堆高度约3m，与装载设备性能相适应，爆破钻孔间裂隙相互贯通，矿石块度较均匀。

(2)台阶爆破形成的新破顶线比较整齐，坡底表面光洁，完整性好，说明爆破产生的后冲作用较小，爆破施工质量好，为台阶爆破作业奠定了良好基础。

(3)采用较大孔距、缩小排距使爆破炸药利用率高，矿石块度均匀，降低了爆破大块率，矿石装载效率相应提高。

(4)采用反向起爆方式，加强了台阶底部岩石爆破作用，较大程度避免了根底现象。

(5)采用排间毫秒延时技术，充分利用炸药能量，大大降低了飞石现象的发生次数。

7　结论

(1)以爆炸冲击波引起的质点峰值振动速度为判据，计算了钻孔爆破控制的岩体损伤范围，采用迭代法计算了爆破的椭圆损伤区的长短轴，为工程设计网孔参数提供依据。

(2)使用LS-DYNA3D软件对5.5m×5.5m和5.0m×6.0m排距、孔距进行了数值模拟。结果表明，减小排距后，前后排爆破对排间岩体的破坏能够互相贯通，炮孔之间的岩石基本破坏。5.0m×6.0m排距、孔距时爆破能量分布较均匀，爆破空间范围内岩石破碎效果好，是比较合理的排距、孔距参数。

(3)结合Sino公司磁铁矿台阶爆破现状与台阶爆破参数选择结果，在-12m阶段水平152号台阶平台进行工业实验，结合现场观测对爆破效果进行评价，认为选择的孔网参数适应该矿井的实际需要，实验效果良好。

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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

中央高校基本科研业务费资助项目(2011YZ05)

李 佳(1991-)，男，硕士，主要从事矿山压力与岩层控制方向的研究。E-mail： 790142821@qq.com

TD854

Adoi： 10.3969/j.issn.1006-7051.2016.04.013