某地下矿山顶板诱导崩落最佳爆破延时时间取值研究_蒋复量.pdf

收稿日期2019-07-14 基金项目金属矿山安全与健康国家重点实验室开放基金项目 （编号 2016-JSKSSYS-03） ； 应急管理部安全生产重特大事故防治关键技术科技项 目 （编号 hunan-0003-2018AQ） ； 南华大学大学生研究性学习和创新性实验计划项目 （编号 2018XJXZ078， 2018XJXZ089） 。 作者简介蒋复量 （1978） ， 男， 副教授， 博士， 硕士研究生导师。 某地下矿山顶板诱导崩落最佳爆破延时 时间取值研究 蒋复量 1， 2 郭锦涛 1 杨文超 1 张超 1 张洪浩 1 马熠坤 11 （1. 南华大学资源环境与安全工程学院， 湖南 衡阳 421001； 2. 衡阳市工矿职业安全卫生技术重点实验室， 湖南 衡阳 421001） 摘要采空区顶板诱导崩落爆破延时时间的合理选取可以有效提高诱导崩落效果。为了确定采空区毫秒 延时爆破的最优延时时间， 在分析了诱导崩落的技术原理之后， 以延时时间为切入点， 结合某地下矿山实际情况， 建立了诱导崩落爆破数值模型， 运用 LS-DYNA 有限元分析软件模拟了延时时间分别为 20、 35、 50 ms下的爆炸过 程， 得到爆炸过程的应力云图以及各观测点有效应力随时间的变化曲线。模拟结果显示 顶板中心部分的最小有 效应力最大值受爆破延时时间影响， 其中顶板两端最大有效应力最低时对应的延时时间均为35 ms。当以最大有 效应力值与矿岩抗压强度的接近程度为评判依据时， 分析得出预裂爆破与崩顶爆破之间的爆破延时时间取20 ms 时诱导效果最好。通过对比分析各观测点的有效应力变化情况并结合上述分析， 确定延时时间为20 ms时诱导崩 落效果最优。研究结果可为采用诱导冒落法开采的矿山爆破参数优化提供参考。 关键词地下开采诱导崩落有效应力抗压强度延时时间数值模拟 中图分类号TD853文献标志码A文章编号1001-1250 （2020） -09-080-07 DOI10.19614/ki.jsks.202009011 Study on the Determination of Optimal Blasting Delay Time of Inducement Dilapidation of the Roof in an Underground Mine JIANG Fuliang1， 2GUO Jintao1YANG Wenchao1ZHANG Chao1ZHANG Honghao1MA Yikun12 （1. School of Resource Environment and Safety Engineering， University of South China， Hengyang 421001， China； 2. Heng- yang City Key Laboratory of Occupational Safety and Technology， Hengyang 421001， China） AbstractReasonable selection of the delay time of induced caving blasting in the goaf roof can effectively improve the effect of induced caving. In order to determine the optimal delay time of millisecond delay blasting in goaf，after analyzing the technical principle of induced caving，using the delay time as the starting point，combined with the actual situation of an underground mine，a numerical simulation model of induced caving blasting was established. Using the LS-DYNA finite ele- ment analysis software to simulate the explosion process with delay time of 20 ms，35 ms and 50 ms respectively，the stress cloud diagram of the explosion process and the curve of the effective stress of each observation point with time are obtained. The simulation results show that the minimum stress and maximum value of the central part of the roof is affected by the blast- ing delay time，and the corresponding delay time was 35 ms when the maximum effective stress at both ends of the roof was the lowest. When judging by the proximity between the maximum effective stress and the compressive strength of ore and rock， it was concluded that the induction effect is the best when the delay blasting time between presplitting blasting and roof caving blasting was 20 ms.By comparing and analyzing the change of effective stress at each observation point，it is deter- mined that the effect of induced caving is the best when the delay time is 20 ms. The study results can provide a reference for the optimization of blasting parameters in mines by adopting induced caving . Keywordsunderground mining， inducement dilapidation， effective stress， compressive strength， delay time， numerical simulation 总第 531 期 2020 年第 9 期 金属矿山 METAL MINE Series No. 531 September2020 80 临近采空区附近的岩体在一定程度上会受到井 下作业带来的扰动， 而且随着开采深度增加， 采空区 顶板受地压影响越显著， 严重威胁到其稳定性。在 人工可控条件下， 使采空区形成自然崩落垫层的诱 导崩落技术逐渐成为矿业领域研究的热点 ［1-2］。 岩体的力学状态变化是一种随时间推移的非线 性过程， 且受加载方式影响， 因此在诱导崩落过程中 采取合适的诱导模式尤为重要。汪为平等 ［1］利用 LS-DYNA数值软件对不同跌落角度、 高度等参数进 行模拟， 提出了相应的诱导崩落技术参数； 周科平 等 ［3］在分析爆破诱导作用对人工顶板和上下围岩产 生的影响时， 发现上下盘围岩底部和人工顶板左端 的应力集中现象明显； 胡建华等 ［4］通过RFPA分析矿 体连续开采下的顶板诱导崩落过程， 发现人工干预 顶板致裂可有效诱导顶板崩落。近年来， 延时爆破 作为提高爆破效果的爆破方式常被应用于工程中 ［5］， 崔正荣等 ［6］为减少爆破振动对周边环境的影响， 利用 VB6.0平台进行建模， 分析得出延时时间为23 ms时 爆破振动速度最小； 张袁娟等 ［7］利用LS-DYNA软件 模拟了某矿在不同延时时间下各峰值振动速度随爆 心距的衰减规律， 得出最优延时时间为42 ms， 表明 爆破效果与延时时间存在非正比关系。 当前， 最优爆破延时时间的选取多以爆破减振 为研究目的 ［8］， 很少用于诱导崩落爆破参数的优化； 虽然通过实践获得的经验数据对于部分实际工程具 有一定的参考价值 ［9］， 但是总体上适应性不强； 而且 目前诱导崩落动态过程的研究还存在直观性不强的 问题。 本研究结合某矿山实际情况， 以突变理论为基 础， 分析临界冒落跨度条件， 并利用ANSYS/LS-DY- NA有限元分析软件建立不同延时时间下采空区顶板 诱导崩落模型， 以应力云图方式直观描述模拟爆炸 过程， 根据采空区顶板观测点的有效应力随时间的 变化曲线选取最优延时时间， 为工程实践提供参考。 1顶板崩落模型 1. 1矿山概况 某地下矿山矿体呈EW向分布， 矿体特征参数如 表1所示。该矿采用空场法开采， 存在着未经任何处 理的采空区， 在持续生产的扰动下， 采空区顶板受地 压的威胁程度将会加剧 ［10-11］， 在顶板系统重新达到稳 定的过程中， 顶板有随时坍塌的危险。结合矿体实 际情况， 确定研究区域为矿体埋深 190～250 m 的区 域， 平均厚度为60 m， 分段开采， 采高为15 m， 开采步 长为8 m。落矿顺序如图1所示， 矿体与围岩的基本 物理力学参数取值见表2。 1. 2力学模型 顶板跨中扭矩随着采空区顶板宽度增大而增 大， 将会导致顶板下部出现拉破坏。一般来说， 冒落 开始于顶板的某个部位， 再向围岩延伸， 最后造成大 规模冒落。采空区系统模型如图2所示， 应力q均匀 分布在顶板上方， F为集中力， θ为顶板断裂后其对角 线与X轴的夹角， L为顶板跨度， Q为拱杆在水平方向 上的弹簧刚度。 1. 3顶板稳定性分析 对顶板实施诱导崩落之前， 影响顶板上部应力 环境的主要因素为上部岩石自重， 顶板发生冒落的 影响因素有矿区地质特征、 基本物理力学参数、 孔隙 结构、 顶板跨度等 ［12-13］。一般来说， 通常采取控制顶 板跨度、 暴露面积和暴露时间的办法来有效控制顶 板冒落 ［14］。基于顶板冒落的相关研究成果［13］， 并结 2020年第9期蒋复量等 某地下矿山顶板诱导崩落最佳爆破延时时间取值研究 81 合矿体的实际情况， 本研究通过分析顶板的受力情 况 （图3） 来分析矿体发生诱导崩落的成熟条件。 为方便分析， 垂直方向上， 本研究将顶板上部的 受力状态简化为均匀分布， 如图3所示， 图中T和R分 别为围岩所受到的水平和垂直方向上的压力， 计算 公式为 R ql，（1） T ql2 2h ，（2） 式中，q为顶板单位长度上的重力， N/m；l为采空区半 跨度， m；h为采空区采高， m。 当T超过矿岩的抗压强度时， 围岩遭到破坏， 采 空区顶板的应力会发生改变， 在恢复平衡状态的过 程中多会以冒落的形式出现。通常采用下式确定采 空区的临界冒落跨度L L 2l 2 2hKvTc γH ，（3） 式中，Tc为矿岩抗压强度， MPa；Kv为矿岩松散系数；H 为采空区顶板厚度， m；γ为矿岩密度， t/m3。 根据矿山实际情况， 以上各参数的取值见表3。 由式（3）计算可知， 采空区冒落临界跨度为 39.8 m， 此时诱导条件成熟 ［13］。 2材料模型与状态方程 2. 1空气 空气的状态方程为 P k0 k1μ k2μ2 k3μ3 k4 k5μ k6μ2 E， （4） 式中，μ ρ ρ0- 1，ρ0、ρ分别为空气在初始、 当前状 态时的质量密度， g/cm3；E为空气内能， J；k0～k6为该 状态方程中的参数， 取值见表4。 2. 2炸药 本研究炸药选用乳化炸药。用于描述爆炸产物 的状态方程主要有 BKW、 HOM、 LJD和 JWL， 本研究 选取其中在工程中应用较多的JWL状态方程， 如式 （5） 所示。该公式是根据圆筒试验和二维流体动力 学理论建立， 可更好地反映产物的真实状态 ［15］。炸 药材料相关参数取值如表5所示。矿岩和上层延时 的材料使用弹塑性材料 ［16］。 P A 1 - ω R1V e-R 1V B 1 - ω R2V e-R 2V ωE0 V ， （5） 式中，P为爆压， 是所需求得的压力值， GPa； A、 B为材 料常数； R1、 R2为无量纲常数； ω为格林艾森常数； V表 示相对体积； E0为初始比内能， J/kg。模拟时采用乳 化炸药， 该炸药在状态方程中的参数取值见表5。 3LS-DYNA模型建立及算法选择 3. 1模型建立 一般来说， 矿体不同， 其冒落拱曲线也会有差 异， 在进行诱导崩落时， 炸药的布置情况尤为关 键 ［17-18］。由矿山实际情况可知， 该矿需以诱导崩落的 方式来治理地压， 运用LS-DYNA软件建立矿山诱导 崩落的数值模型， 并在模型底部靠右以及顶板处作 垂直约束， 模型两端设置为无反射边界。考虑计算 机的计算能力， 将模型进行简化 （图4） ， 模型相关尺 寸设置如表6所示。根据相关研究 ［19］， 孔间延时间隔 分别选取20 ms、 35 ms和50 ms。 3. 2算法选择 本研究选取Lagrangian ［10］算法描述岩石和空气。 该算法的特点是材料作为单元网格的载体， 当材料 发生流动时单元网格会随之变形， 其中质点运动的 轨迹方程为 xi xiXj,ti,j 1,2,3，（6） 式中，Xj为质点的初始位置。 爆炸流场采用无黏性可压缩流体运动方程进行 描述， 由此得出该条件下的控制方程为 金属矿山2020年第9期总第531期 82 σij,j ρfi ρẍi， （7） E ̇ VSij ε ̇ ij- p q V ̇ 0， （8） Sij σijp q δij，（9） p - 1 3 σijδij- q - 1 3 σkk- q，（10） 式中，σij,j为柯西应力， N；ρ为当前的质量密度， g/ cm3；σ为柯西应力， N； ẍ i为质点的加速度， m/s 2； E ̇ 为 系统中总能量的变化值；fi为单位质量的体积力， m/ s2；Sij为偏应力， N； ε ̇ ij为应变率张量； p为压力， N；q为 体积黏性阻力， N；V ̇ 0为现时构形体积， m 3； σij，σkk均 为柯西应力， N；δij为克罗内可积 （Kronecker） ， 表示任 意两矩阵之间的运算。 4模拟结果及分析 4. 1爆破诱导崩落模拟结果分析 从孔底开始炸药延时起爆， 延时时间为 20 ms， 爆破的模拟过程如图 5 所示。由图 5 可知 在 3 ms 时， 预裂孔起爆， 其附近出现小范围应力变化； 10 ms 时， 应力变化明显， 预裂孔中炸药爆炸产生的能量逐 步释放； 21 ms时， 位于顶板崩落孔中的炸药起爆， 崩 落孔附近的应力变化较小， 无扩张趋势； 60 ms时， 爆 炸引起的应力变化发展至整个模型。应力变化集中 体现在顶板上方， 说明在临界状态下， 爆破作用会对 顶板产生显著影响。 图 6 显示了延时时间为 35 ms 时爆破模拟的过 程。分析该图可知 在 3 ms 时， 预裂孔起爆； 10 ms 时， 爆炸产生的能量未完全释放； 36 ms时， 崩落孔起 爆， 应力变化集中在炮孔附近； 直到60 ms时， 整个模 型中的应力状态都产生了变化， 应力波反射现象出 现在模型底部。 图7为延时时间50 ms时爆破的模拟过程。分析 该图可知 进行到3 ms时， 预裂孔起爆； 10 ms时， 预 裂孔中炸药的能量还没有得到完全释放； 53 ms时， 崩落孔中的炸药完全爆炸， 应力变化较为集中， 扩张 趋势不明显； 60 ms时， 模型中并未出现应力变化蔓 延现象， 应力波反射现象在模型底部出现。 2020年第9期蒋复量等 某地下矿山顶板诱导崩落最佳爆破延时时间取值研究 83 4. 2爆破对顶板的影响分析 爆破效果受起爆方式直接影响， 本研究模型中 采取孔底起爆和延时控制的起爆方式， 设置预裂孔 先爆破、 崩顶后爆破， 观测点位于顶板两端上方和中 间部位， 并选取von Mises准则表示模拟中的有效应 力情况， 矿岩松散系数为1.6。爆破模型在延时时间 为20、 35、 50 ms时， 120780号观测点的有效应力随时 间的变化曲线如图8所示。 由图 8可知 3种延时时间条件下， 120780号观 测点处的最大有效应力分别为 80.68、 83.99、 96.23 MPa， 且大于表2中的抗压强度， 因此可认为爆破顶 板上部 20 m 处产生了有效破坏， 达到了预裂要 求 ［20］。相比延时20 ms时， 延时为35 ms时120780号 观测点的有效应力出现两个超过抗压强度的峰值， 说明该条件下所产生的扰动比前者更强烈。在3种 延时时间条件下， 延时20 ms时的最大有效应力最接 近矿岩抗压强度， 可认为该条件下崩落范围的控制 效果最好。 为了进一步分析顶板周围的有效应力变化情 况， 选择106201号点和140276号点的观测结果进行 金属矿山2020年第9期总第531期 84 ［1］ ［2］ ［3］ ［4］ 由图9可知 不同延时条件下， 140276号点的最 大有效应力分别为71.83、 64.68、 70.17 MPa， 其中延时 20 ms时的最大有效应力与矿岩的抗压强度最为接 近， 延时35 ms时最大有效应力有所下降， 但都小于 矿岩的抗压强度； 106201号点的最大有效应力分别 为77.26、 64.85、 80.74 MPa， 延时35 ms时， 该点的最大 有效应力最低， 且小于矿岩的抗压强度。通过这两 个观测点可知， 除了在延时35 ms时的最大有效应力 相差较小外， 20 ms和50 ms延时的最大有效应力都 有明显增加， 20 ms时的最大有效应力与矿岩抗压强 度最为接近。 5结论 （1） 结合某矿山的实际情况， 分析了诱导崩落的 条件， 研究认为当顶板的暴露长度为39.8 m时， 顶板 围岩受到的水平压力接近矿岩抗压强度， 诱导条件 成熟。 （2） 采用 LS-DYNA 有限元分析软件， 建立了顶 板爆破诱导崩落的数值模型， 实现了延时时间为 20 ms、 35 ms和50 ms3种情况下采空区顶板爆破崩落 过程的模拟分析。通过对空区顶板观测点的有效应 力进行分析， 得到各观测点的有效应力随时间的变 化情况。顶板中心部分的最小应力最大值受爆破延 时时间影响， 其中顶板两端最大有效应力最低时对 应的延时时间均为35 ms。 （3） 通过对比分析各观测点的有效应力变化情 况， 认为延时时间为20 ms时诱导崩落效果最好， 可 作为类似矿山诱导崩落最佳延时时间的参考值。 参 考 文 献 汪为平， 薛小蒙.含硫结块矿石诱导崩落分解特性分析 ［J］ .金属 矿山， 2015 （7） 52-55. 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