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310 mm孔径微差爆破降振研究.pdf

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1、铜业工程 COPPER ENGINEERINGTotal 181No.3 2023总第181期2023年第3期引文格式引文格式:汪伟,周慧,兰明.310 mm孔径微差爆破降振研究 J.铜业工程,2023(3):113-119.310 mm孔径微差爆破降振研究汪伟1,2,周慧1,兰明3(1.江西铜业集团有限公司,江西 南昌 330001;2.江西铜业技术研究院有限公司,江西 南昌 330001;3.南华大学资源环境与安全工程学院,湖南 衡阳 421200)摘要:为有效降低310 mm孔径爆破对边坡的振动损伤,开展微差爆破降振研究。运用数值软件构建逐孔起爆模型,开展不同延期工况的爆破模拟,对应力波

2、传播、应力峰值和应力时间作用强度等特征进行分析。研究结果表明,对于台阶底部,同时增大或减小孔排间延期,应力时间作用增强;对于台阶中部和上部,减小孔间延期,应力时间作用减弱,而增大孔间延期且减小排间延期,应力时间作用增强;对于台阶后方,增大排间延期或减小孔间延期,应力时间作用减弱。基于数值模拟分析,现场试验时将最后一排的排间延期增大20 ms。通过最小二乘法对试验前后爆破测振数据回归分析,对比可知,延期优化后距爆区后方10 m处的振动峰值下降39%,后方20 m处的振动峰值下降22%,反映出了显著的减振效果。关键词:台阶爆破;延期时间;数值模拟;应力波;现场试验doi:10.3969/j.iss

3、n.1009-3842.2023.03.016中图分类号:TD854 文献标识码:A 文章编号:1009-3842(2023)03-0113-071 引 言微差延期时间是影响露天台阶爆破效果和安全的重要参数1-2,相关科研和工程技术人员围绕延期时间开展了一系列研究。Yamamoto等3推导爆破矿岩位移与抵抗线的函数关系,得到延期时间计算公式。Mogi等4通过理论分析和现场试验提出,较优的微差延期是先爆药柱产生的应力波第一次反射至后爆药柱的时间。2009年,Mogi等5基于先爆药柱与后爆药柱形成的应力波时差和速度差,得出最优延期方案。楼晓明等6运用LS-DYNA软件进行台阶微差爆破数值模拟,揭示

4、了不同延期工况下爆破响应特征。赵明生等7对不同微差延期的炮孔振动信号进行反应谱分析,得出了合理的微差降振延期区间。关于延期时间的确定,无论是采用理论分析、经验公式,还是采用数值模拟、现场试验等手段,其思路主要来自应力波干涉、自由面创造、矿岩运动碰撞和最小抵抗线等几种假说8-9。由于爆破机制极为复杂10,目前还未形成一种能反映延期时间对爆破影响的权威理论。而且,之前的延期爆破研究多是采用导爆管雷管进行现场试验,雷管精度限制了试验效果。数码电子雷管作为真正意义上的毫秒级精度起爆器材,近几年才在国内逐步推广应用,现场试验开展还不深入。德兴铜矿地处江西省德兴市境内,年采剥总量达1.3亿t,是国内特大型

5、斑岩铜矿。历经数十年的开采,矿山已进入深凹开采阶段,采区边坡最大高差超400 m,边坡失稳现象时有发生,对控制爆破影响的要求越来越高。该矿山采用250 mm孔径牙轮钻机进行穿孔作业,为提高穿爆效率,于2019年引进1台310 mm孔径牙轮钻机,并开展310 mm孔径爆破试验。经过较长时间的现场试验,310 mm孔径爆破的孔排距、炸药单耗、装药结构、填塞高度等参数基本稳定,破碎效果也较好。310 mm孔径的延米装药量约为110 kg/m,较250 mm孔径的延米装药量(约70 kg/m)提高了50%以上,理论上对边坡的损伤更大,但目前该矿山对于310 mm孔径爆破的振动控制未开展相关研究。针对此

6、问题,采用数值模拟与现场工业试验相结合的方式,研究 310 mm 孔径爆破损伤控制措施并评估降振收稿日期:2023-04-22;修订日期:2023-05-29基金项目:国家自然科学基金青年科学基金项目(12005099);湖南省教育厅重点项目(19A425)资助作者简介:汪伟(1990),男,安徽宿松人,博士,研究方向:采矿工程、爆破与岩石力学,E-mail:113总第181期铜业工程Total 181效果。2 模拟方案当前,在采用310 mm孔径爆破的区域,德兴铜矿仍沿用之前导爆管雷管的延期时间,即孔间延期42 ms、排间延期100 ms。数码电子雷管的推广应用,为灵活、精确地调整延期时间提

7、供了重要基础。采用长沙矿冶研究院等提出的经验公式确定数值模拟方案,操作如下。孔间延期的计算公式为11:t1=(12)Q13+(10.2eDrCr-1.78)Q13+SV式(1)式中,t1为孔间延期,s;Q为炮孔平均装药量,kg;re,rr分别为炸药和岩石的密度,kg/m3;D,Cr分别为孔内炸药爆速和岩体内应力波传播速度,m/s;S为孔后裂缝宽度,m;V为岩石平均移动速度,m/s。排间延期的计算公式为12:t2=-b+b+2(v12-v22)H0/g12/(v1+v2)式(2)式中,t2为排间延期,s;b为排距,m;H0为下落高度,m;v1为堵塞段飞行速度,m/s;v2为中部岩块飞行速度,m/

8、s。根据以上计算公式,并参考Orica公司推荐的孔间延期为孔距的38倍(ms级),排间延期为排距的 815 倍(ms 级)。综合确定 5 组延期模拟方案,见表1,原延期组合(方案5)作为比较组。3 数值模拟构建采用数值软件对不同延期方案的爆破过程进行模拟,模型尺寸(长宽高)为220 m150 m45 m,选用Johnson-Holmquist材料模型,起爆方式为逐孔起爆。爆破载荷采用指数型衰减曲线,峰值载荷按式(3)计算,取3000 MPa,根据文献 13 取达峰时间0.2 ms,取持续时间0.7 ms。模型四周为无反射边界条件,底部为固定边界条件。岩石材料参数取弹性模量 30 GPa、密度

9、2.7 g/cm3、泊松比0.25,炮孔深度取 17.5 m(标准孔深)、装药长度9 m。爆破峰值载荷P0按下式计算:P0=0vb22(1+)(lelb)式(3)式中,0为炸药密度,kg/m3;vb为炸药爆速,m/s;为炸药等熵指数;le为装药总长度,m;lb为炮孔长度,m。3.1应力波传播特征炮孔起爆初期产生的冲击波经岩石粉碎区衰减后转化为应力波,随着时间推移由近处往远处传播,形成明显的波阵面(图1),并发展为沿着岩体内部传播的纵波、横波,以及沿着岩体表面传播的面波,应力波强度随着传播距离的增加而衰减。由于采用孔底起爆方式,应力波传播初期,波阵面特征为底部范围大、上部小,逐渐向周围传播。当相

10、邻炮孔起爆一段时间后,先爆炮孔产生的残余应力波与后爆炮孔新产生的应力波相遇,形成复杂的叠加应力场 图2(a)。应力波传播至自由面(台阶坡面、坡顶面等)时,形成反射拉伸波,引起自由面附近拉应力和质点振动的增强 图2(b),易造成自由面附近岩体的破坏。3.2应力峰值特征一般情况下,岩体抗拉和抗剪强度显著小于抗压强度。爆破引起的岩体压缩破坏大多发生在装药半径的3倍距离内14,超过此范围,爆破冲击波衰减为应力波,产生的岩体破坏形式主要为拉伸破坏和剪切破坏。因此,选择Tresca应力(考虑表1延期模拟方案Table 1Delay simulation scheme(ms)方案孔间延期排间延期方案1359

11、0方案235120方案35090方案450120方案542100图1爆破应力波传播(应力:MPa)Fig.1Wave propagation of blasting stress114汪伟等 310 mm孔径微差爆破降振研究2023年第3期剪切力)和拉应力指标,进行不同延期工况下的应力作用效果比较。在起爆区域根据需要布置若干监测点,用于获取动态力学响应指标随时间变化的规律。监测点位置一是在爆区内,即三角形布孔(4个孔)的中心区(上部、中部、底部位置),二是在爆区正后方和侧后方位置,如图3所示。以爆区内上部监测点为例,说明不同延期工况的应力峰值特征。如图4所示,应力载荷曲线表现出明显的波峰间隔特

12、征,这是由于逐孔起爆引起的应力波错峰叠加。随着延期时间的增加,波峰逐渐分散,聚集程度也随之下降。各工况下,台阶上部应力峰值差异不大,这与装药集中于台阶中下部,台阶上部应力波强度明显减弱有关。对比可知,增大孔间延期、减小排间延期或减小孔间延期、增大排间延期,台阶上部应力峰值相对升高。同时提高或降低孔排间延期,台阶上部应力峰值相对降低。台阶中部应力峰值较上部显著提高,且各工况下,台阶中部应力峰值差异较明显,说明应力峰值受延期时间的影响较大。对比可知,同时减小孔间和排间延期,中部应力峰值相对升高。台阶底部应力峰值较上部显著提高,略低于台阶中部,与底部受强夹制(约束)作用有关。同时增大孔间和排间延期,

13、底部应力峰值相对更高。爆区后方(监测点)的应力峰值均出现在后半时间段,说明在逐孔应力波叠加的条件下,质点应力峰值仍是由距离更近的炮孔决定。图3数值监测点示意图Fig.3Schematic diagram of numerical monitoring points图4不同延期工况下应力载荷曲线Fig.4Stress load curve under different delay conditions(a)42100 ms;(b)50120 ms;(c)3590 ms;(d)5090 ms;(e)35120 ms图2应力波的叠加与反射(应力:MPa)(a)逐孔起爆应力波叠加;(b)应力波在自由

14、面的反射Fig.2Superposition and reflection of stress waves(a)Hole by hole initiation stress wave superposition;(b)Reflection of stress waves on a free surface115总第181期铜业工程Total 1813.3应力时间作用强度特征应力波的作用应当同时考虑应力峰值和作用时间,故根据研究需要定义“应力时间作用强度”概念,其意义为应力在作用时间域上的积分。定义应力时间作用强度S的计算式如下。S=0Tdt式(4)式中,为应力,MPa;T为载荷作用时间,s。根

15、据模拟得到应力载荷曲线,将应力在时间路径上积分,由此得到应力时间作用强度曲线,如图5所示。在模拟的5种爆破工况中,爆区内应力时间作用强度特征为:应力时间作用强度在台阶底部最大、中部次之、上部最小,这与装药集中于中下部有关。对于台阶底部,同时增大或减小孔排间延期,应力时间作用增强,否则应力时间作用减弱。对于台阶中部和上部,减小孔间延期,应力时间作用减弱,而增大孔间延期且减小排间延期,应力时间作用增强。如图6所示,在不同延期工况下,爆区后方的应力时间作用强度特征为:增大排间延期或减小孔间延期,应力时间作用减弱。爆区正后方所受的应力作用效果明显强于侧后方。若只考虑爆区后方的减振,可以增大排间延期或减

16、小孔间延期。综合爆区内和爆区后方的应力时间作用分析,兼顾破碎效果和振动控制,可考虑的减振措施是增大最后一排的排间延期。4 现场爆破试验4.1现场试验试验区域为富家坞采区425 m台阶,孔网为排距8 m、孔距11 m,单孔装药量为950 kg。根据数值模拟结论,开展微差爆破降振现场试验,将最后一排的排间延期时间增大20 ms(图7),即从排间延期100 ms增大为120 ms,其余爆破参数和施工工艺不变。在爆区正后方或侧后方选择坚硬表面布置传感器(图8),用于采集现场爆破振动。图9为爆后情况,可见爆堆隆起集中,表面破碎、无明显大块。经现场跟踪反馈,爆堆铲挖顺利,松散性和破碎效果均较好。图5爆区内

17、应力时间作用特征Fig.5Characteristics of stress time action in the explosion zone图6爆区后方的应力时间作用特征Fig.6Characteristics of stress time action behind theexplosive zone 图7最后一排延期增大至120 ms(从400 ms到520 ms)Fig.7Delay in the last row increased to 120 ms(from 400 ms to 520 ms)116汪伟等 310 mm孔径微差爆破降振研究2023年第3期4.2爆破振动分析由于爆

18、区后方有较宽的作业平台,在做好仪器防护的前提下,将测点布置在距爆区最后一排2030 m内。由于距离较近,实测爆破振动峰值较高,均超过30 cm/s。由于每次爆破的测点位置到爆区的距离并不完全相同,直接进行振速对比并不客观,故需对原始测振数据按同等条件进行回归处理。将延期爆破试验的测振数据与先前该区域的爆破测振数据进行回归分析,进行振速对比。考虑微差爆破的单段最大起爆量、爆心距等因素对质点振动速度的影响,运用数理统计方法回归分析处理实测振动数据。采用萨道夫斯基公式15:v=k(Q3R)a式(5)式中,v为质点振动速度,cm/s;Q为微差爆破单段最大药量,kg;R为爆破点到质点距离,m;K、a为相

19、关系数。利用最小二乘法求解K、a值,将式(5)两边取对数,使之线性化:lnv=lnk+aln(Q3R)式(6)设y=lnv,x=ln(Q3R),b=lnk,则 式(6)可以表示为:y=ax+b式(7)利用最小二乘法求出系数a和b,回归拟合结果见图10。基于回归计算结果,分别得到采用延期优化的爆破振动拟合公式为v=66.37(Q3R)1.146,未采用 延 期 优 化 时 的 爆 破 振 动 拟 合 公 式 为:v=108.29(Q3R)1.486。按单孔装药量950 kg计算,对应到拟合的萨道夫斯基公式,延期优化后距爆区后方10 m处的振动峰值下降39%,距爆区后方20 m图8布置爆破测振仪F

20、ig.8Arrange blasting vibration measuring instruments图9爆堆情况Fig.9Explosion situation图10爆破振动数据回归(a)试验后;(b)试验前Fig.10Regression of blasting vibration data(a)After the experiment;(b)Before the experiment117总第181期铜业工程Total 181处的振动峰值下降22%,距爆区后方30 m处的振动峰值下降10%,反映出了显著的减振效果。5 结论(1)由数值模拟可知,在不同延期工况下,爆区内应力时间作用强度特

21、征为:应力时间作用强度在台阶底部最大、中部次之、上部最小,这与装药集中于中下部有关。对于台阶底部,同时增大或减小孔排间延期,应力时间作用增强,否则应力时间作用减弱。对于台阶中部和上部,减小孔间延期,应力时间作用减弱,而增大孔间延期且减小排间延期,应力时间作用增强。在不同延期工况下,爆区后方的应力时间作用强度特征为:增大排间延期或减小孔间延期,应力时间作用减弱。(2)基于数值模拟分析,现场试验时将最后一排的排间延期增大20 ms(从排间延期100 ms增大为120 ms)。通过最小二乘法对试验前后的爆破振动数据进行回归拟合,对比可知,延期优化后距爆区后方10 m处的振动峰值下降39%,距爆区后方

22、20 m处的振动峰值下降22%,距爆区后方30 m处的振动峰值下降 10%。测振结果表明,延期优化显著降低了310 mm孔径爆破的振动影响。参考文献:1 楼晓明,周文海.露天微差爆破延期时间选取 J.有色金属(矿山部分),2015,67(4):82.2 杨朝云,刘秋,周鹭,陈斌,涂欣强,李立华,曾强.露天矿山深-浅耦合台阶爆破方法研究及应用 J.铜业工程,2022(6):24.3 YAMAMOTO M,NODA H,KANEKO K.Experimental study on blast vibration control method which is based upon wave int

23、erference J.Journal of the Japan Explosive Society,2008,59(5):231.4 MOGI G,ADACHI T,TAMADA K,IHARA A,OGATA Y.Simulation of blast vibration controlled by delay blasting J.Science and Technology of Energetic Materials,2004,65(2):48.5 MOGI G,HOSHINO T,ADACHI T,YAMATOMI J,KOU S Q.Consideration on local

24、blast vibration control by delay blasting J.Journal of the Japan Explosive Society,2009,60(5):233.6 楼晓明,周文海,陈必港.基于LS-DYNA台阶微差爆破最佳延期时间的降振控制 J.福州大学学报(自然科学版),2016,44(5):753.7 赵明生,张亚文,徐海波,梁开水.不同微差间隔下爆破振动信号的反应谱分析 J.爆破,2011,28(1):28.8 赵明生.基于能量原理的中深孔台阶爆破振动效应研究 D.湖北:武汉理工大学,2012.9 楼晓明,周文海,简文彬,郑俊杰.岩石破碎机理的微差爆破

25、最佳延时控制 J.哈尔滨工业大学学报,2017,49(2):158.10 汪旭光,吴春平.智能爆破的产生背景及新思维 J.金属矿山,2022(7):1.11 李顺波,杨军,陈浦,刘杰.精确延时控制爆破振动的实验研究 J.爆炸与冲击,2013,33(5):513.12 张志呈,熊文,吝曼卿.浅谈逐孔起爆技术时间间隔的选取 J.爆破,2011,28(2):45.13 张玉成,杨光华,刘鹏,姚捷,姜燕.爆破荷载在数值计算中的等效施加方法研究 J.地下空间与工程学报,2012,8(1):56.14 江东平,朱磊.耦合装药条件下爆破粉碎圈半径的计算 J.现代矿业,2013(4):14.15 代树红,安志

26、奎,王晓晨,韩荣军.露天煤矿爆破振动速度计算公式研究 J.辽宁工程技术大学学报(自然科学版),2022,41(1):41.Research on Vibration Reduction of 310 mm Aperture Millisecond BlastingWANG Wei1,2,ZHOU Hui1,LAN Ming3(1.Jiangxi Copper Corporation Limited,Nanchang 330001,China;2.Jiangxi Copper Technology Research Institute Co.,Ltd.,Nanchang 330001,China

27、;3.School of Resources Environment and Safety Engineering Nanhua University,Hengyang 421200,China)Abstract:In order to effectively reduce the vibration damage of slopes caused by 310 mm aperture blasting,the research on vibration reduction by millisecond blasting was carried out.Numerical software i

28、s used to establish hole by hole blasting model,carry out blast118汪伟等 310 mm孔径微差爆破降振研究2023年第3期ing simulation under different delay conditions,and analyze the characteristics of stress wave propagation,stress peak value and stress time effect.The research results indicate that for the bottom of the s

29、tep,increasing or decreasing the delay between hole rows simultaneously enhances the stress time effect.For the middle and upper parts of the steps,reducing the inter hole delay weakens the stress time effect,while increasing the inter hole delay and reducing the inter row delay enhances the stress

30、time effect.For the rear of the steps,increasing the delay between rows or decreasing the delay between holes weakens the stress time effect.Based on numerical simulation analysis,the delay between the last row was increased by 20 ms during on-site testing.Through regression analysis of blasting vib

31、ration measurement data before and after the experiment using the least squares method,the comparison shows that the vibration peak at a distance of 10 meters behind the blasting zone after delay optimization decreases by 39%,while the vibration peak at a distance of 20 meters behind the blasting zone decreases by 22%,reflecting a significant vibration reduction effect.Key words:bench blasting;delay time;numerical simulation;stress wave;field testdoi:10.3969/j.issn.1009-3842.2023.03.016119

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