骨料礦山爆破粉礦率控制技術研究

葉海旺 李興旺 袁爾君 雷 濤

(1.武漢理工大學資源與環境工程學院,湖北 武漢 430070;2.礦物資源加工與環境湖北省重點實驗室,湖北 武漢 430070;3.中建三局集團有限公司,湖北 武漢 430070)

骨料礦山開采過程中，由于礦體賦存條件復雜和爆破工藝參數取值不合理等因素，容易出現爆破粉礦率偏高的情況。粉礦率過高會導致礦石損失率增加，企業經濟效益受損，并且惡化工作環境，影響礦山工作人員的身體健康[1]。因此，研究如何降低爆破粉礦率，對于提高骨料礦山資源利用率，保證礦山經濟效益和生產流程平穩具有重要意義。

目前，一些學者和工程技術人員為減少礦山爆破粉礦率開展了大量研究工作。在理論研究方面，徐國元等[2]通過爆破破碎試驗研究了沖擊能與膨脹能分配比值對粉礦產出率的影響。邢光武等[3]對影響爆破粉礦率的主要爆破參數(如炸藥單耗、最小抵抗線、炮孔密集系數及上、下線裝藥密度等)進行了研究，指出應采用綜合控制技術措施來降低粉礦率，并得出各項參數對粉礦率的影響程度由大到小依次為裝藥結構、線裝藥密度、炸藥單耗、炸藥爆速、抵抗線、炮孔密集系數。為了分析爆破參數對礦巖爆破效果的影響規律，戴興國等[4]采用中心組合試驗法研究了底盤抵抗線、炮孔間距及炮孔填塞長度對爆落礦石大塊率、粉礦率和炮孔延米爆破量的影響規律，建立了衡量爆破參數對礦巖爆破效果影響情況的響應面回歸模型，得到了爆破效果最佳的一組爆破參數。在數值模擬研究方面，孔坤等[5]采用數值模擬方法分析了不同裝藥結構對粉礦率的影響，在不改變炮孔和炸藥直徑的情況下，通過改變單層藥包條數和空氣間隔距離方式，得到最優裝藥結構，達到了降低礦石粉礦率和大塊率的目的。羅志華等[6]通過數值模擬研究了徑向不耦合裝藥對粉礦控制的影響，將確定的最佳裝藥直徑應用于實際采場爆破作業，取得了較好的爆破效果。郭連軍等[7]為降低粉礦率，通過數值模擬對不同孔網參數和延期時間條件下的不耦合系數進行了計算分析，確定了最佳徑向不耦合系數，并進行了工業試驗，驗證了不耦合裝藥及相應參數的有效性。在現場試驗研究方面，尹岳降等[1]針對不同巖性的采區，進行了爆破塊度分布的現場試驗，分析了人工骨料開采爆破塊度分布及粉礦率的影響因素，并給出了不同巖性采區炸藥單耗的建議值。蔡建德等[8]通過現場試驗，對比分析了耦合裝藥、全孔不耦合裝藥和不均勻不耦合裝藥結構對爆破效果的影響，認為不均勻不耦合裝藥結構崩塌爆破技術能大幅降低粉礦率和工程成本。

上述研究從理論、數值模擬和試驗等方面對爆破粉礦率控制技術進行了研究，通過優化孔網參數和裝藥結構，達到了控制爆破粉礦率的目的。但這些研究較少關注延期時間對爆破粉礦產率的影響。隨著我國數碼電子雷管管理和推廣應用工作的迅速發展[9]，數碼雷管質量穩步提升，使得實現逐孔毫秒精確延時爆破成為可能。因此，以優化延期時間為切入點，研究爆破粉礦率控制措施具有重要意義。本研究以某石灰石骨料礦山為例，綜合運用巖石動力學試驗、數值模擬和工程驗證等技術手段，在不改變孔網參數和裝藥結構的情況下，研究不同孔間延時對爆破粉礦率的影響，以期獲得最佳孔間延時來降低爆破粉礦率。

1 石灰石動力學試驗

巖石受到外界沖擊荷載作用時，存在使其破壞由拉伸剪切破壞向粉碎破壞轉變的強度閾值，對應到爆破破碎過程，巖體由粉碎區向裂隙區過渡時，也存在強度閾值。因此，開展巖石動力學試驗，研究其在動荷載作用下的力學響應特性及破碎能耗特征，為巖體爆破破碎判據的選取提供依據。

1.1 擺錘沖擊試驗

本次沖擊試驗所用的巖石試樣取自山西某石灰石礦山，按照巖石動力學試驗對試樣的要求[10]，將巖石塊樣加工成直徑φ=50 mm、高度H=25 mm的圓柱體試樣。篩選出差別較小的A、B、C 3組試樣如圖1所示。采用圖2所示的擺錘沖擊試驗裝置進行沖擊試驗。設計90°、120°和150° 3種擺角，實現對試樣不同沖擊荷載的加載。根據目前常用的三波法[11]和能量計算方法[12]處理試驗數據，得到試樣沖擊破壞時的動力學參數和能量參數見表1。

圖1 3組巖石試樣Fig.1 Three groups of rock samples

表1 試樣動力學參數及能量參數Table 1 Dynamic parameters and energy parameters of the samples

圖2 擺錘沖擊試驗裝置示意Fig.2 Schematic of pendulum impact test device

1.2 破碎試樣篩分

3組試樣的典型沖擊破壞形態如圖3所示。隨著擺角增大，試樣破碎程度逐漸加大，宏觀上表現為碎塊粒度的減小和巖粉的增多。

圖3 試樣典型沖擊破壞特征Fig.3 Typical impact failure characteristics of the samples

為對試樣破碎程度進行定量分析，選用50～37.5 mm、37.5～31.5 mm、31.5～26.5 mm、26.5～19 mm、19～16 mm、16～9.5 mm、9.5～4.75 mm、4.75～0 mm共8種不同尺寸等級的方孔篩對試樣碎塊進行篩分。依據《建設用砂》(GB/T 14684—2011)[13]和《建筑用卵石和碎石》(GB/T 14685—2011)[14]相關規定，本研究將直徑≤4.75 mm的碎塊定義為巖粉。同時，定義巖石碎塊平均破碎粒徑ds描述石灰巖試樣沖擊破壞的破碎程度，公式為

式中，ds為巖石碎塊平均直徑，mm;i為區間數，本研究取8;di為每個直徑區間篩上巖石碎塊平均直徑，mm;ηi為di直徑的碎塊質量占比，%。根據直徑分區情況，di取值為每個直徑區間上下限的平均值。

試樣碎塊篩分統計結果見表2。

1.3 試驗結果分析

根據表1和表2，本研究采用曲線擬合方法分析破碎試樣平均破碎粒徑和巖粉率與能耗密度的關系，結果如圖4所示。

表2 沖擊破壞后巖石試樣碎塊篩分統計結果Table 2 Statistical results of fragmentation screening of rock samples after impact failure

圖4 巖粉率、平均破碎粒徑與能耗密度的關系Fig.4 Relationship between rock powder rate，average crushing particle size and energy consumption density

由圖4可知:巖粉率隨著能耗密度增加呈指數型函數增長，平均破碎粒徑隨著能耗密度增加呈負指數型函數降低。從巖粉率變化趨勢來看，能耗密度為

2.0 J/cm3左右時，巖粉率增長速度開始明顯加快，到3.0 J/cm3左右時，很小的能耗密度增長也會使巖粉率明顯增大;從平均破碎粒徑變化趨勢來看，能耗密度為2.0 J/cm3左右時，平均破碎粒徑的減小趨勢開始放緩，到3.0 J/cm3左右時，能耗密度對平均破碎粒徑的影響已經很小。從提高能量利用率的角度考慮，過高的能量對破碎塊體平均粒徑的影響不僅不明顯，而且還會使得巖粉率明顯增加，造成能量的大量浪費，因此，選擇合適的能耗密度范圍對于提高巖石破碎效率具有重要意義。參照文獻[15-16]的研究方法，綜合考慮巖粉率和平均破碎粒徑，可得到本試驗中破碎試樣的合理能耗密度范圍為1.85～2.05 J/cm3(圖4中虛線標出)。

由于實際工程中一般使用強度指標評價巖體破碎的難易程度，找到合理能耗密度范圍對應的動載強度范圍，才能更好地指導工程實踐活動。為此，本研究采用曲線擬合方法得到石灰石動態抗壓強度隨能耗密度的變化特征，如圖5所示。由圖4得到的能耗密度范圍，計算出此時巖石的動態抗壓強度為200～205 MPa。為盡量降低巖粉率，在破碎試樣的合理能耗密度范圍內，能耗密度應取較小值，相應地，選擇動態抗壓強度時，也應取較小值。因此，將巖石動態抗壓強度200 MPa作為衡量巖石由拉剪切破壞向粉碎破壞轉變的強度閾值較為合理。

圖5 動態抗壓強度與能耗密度的關系Fig.5 Relationship between dynamic compressive strength and energy consumption density

2 數值模擬

2.1 爆破粉碎區破壞判據

2.1.1 應力判據

巖體爆破破壞時的粉碎區范圍與巖體受力有關，本研究采用Mises破壞準則[17]對數值模擬計算結果的應力進行分析，Mises破壞準則如式(2)所示，即當應力強度滿足式(2)時，可認為此處巖體發生破碎。

式中，σi為Mises應力，MPa;σj為巖體動態抗壓強度，MPa;σ1、σ2、σ3分別為徑向、切向和軸向峰值壓力，MPa。

巖體的動態抗壓強度需要根據現場巖體特征，基于Hoek-Brown強度準則進行折減計算[18]。Hoek-Brown強度準則表達式為式中，σd為巖石動態抗壓強度，MPa，可通過巖石動力學試驗測定;s、α、D、GSI是與巖體特征相關的參數，需根據具體礦山的地質資料進行計算。

根據動力學試驗結果，可得σd=200 MPa，根據礦山地質資料，可得s=0.35、α=0.55，計算得到σj=112 MPa。

2.1.2 振速判據

BAUER等[19]提出了基于爆炸沖擊波引起的質點峰值振動速度(PPV)控制的爆破設計方法。由于該設計方法概念清晰，操作簡單，在國內外得到了廣泛應用。PPV值不僅可以作為爆破設計的依據，也可以對爆破效果進行評價。使用該法進行爆破損傷分析時，PPV值和巖體損傷程度的安全判據[19]見表3。

表3 PPV值和巖體損傷程度的安全判據Table 3 Safety criteria for PPV values and damage degree of rock mass

2.2 數值模型構建與求解

該礦山鉆孔直徑為140 mm，臺階高度14 m，超深2 m，孔深16 m，孔距為6.5 m，排距為4 m，裝藥長度為10.5 m，堵塞長度5.5 m，臺階坡面角75°。本研究采用ANSYS/LS-DYDA有限元軟件，根據礦山現場巖體結構(圖6)、實際臺階要素和爆破參數構建的3孔臺階爆破模型如圖7所示。

圖6 礦山現場巖體結構Fig.6 Rock mass structure of the mine site

圖7 爆破數值模擬模型Fig.7 Blasting numerical simulation model

在LS-Prepost后處理軟件中設置巖石、炸藥、堵塞和節理4種材料模型以及對應模型的基本參數，材料模型的基本參數取值見表4至表7。其中，節理材料模型采用面面接觸單元算法，根據現場節理裂隙發育特征，選取數值模型中相應范圍內的單元體，將其重新定義為一個“Part”，同時將節理裂隙與巖體之間的接觸方式設置為面面自動接觸。材料參數設置完畢之后，對模型施加約束條件，設置求解參數。在本研究臺階爆破數值模擬計算中，需要設置不同的孔間延期時間，因此，在輸出的K文件中添加關鍵字“INITIAL_DETONATION”，設置起爆點和起爆間隔時間。此處，分別設置0、5、10、15、20、25 ms共6種不同的孔間延期時間，在ANSYS/LS-DYDA Solver程序中進行數值模擬求解計算，并比較計算結果。

表4 巖石材料模型力學參數Table 4 Mechanical parameters of rock material model

表5 炸藥基本性能參數和狀態方程參數Table 5 Basic performance parameters and state equation parameters of explosive

表6 堵塞段材料模型參數Table 6 Material model parameters of plugging section

表7 節理材料模型參數Table 7 Parameters of joint material model

2.3 計算結果分析

2.3.1 有效應力分析

巖體中有效應力等值線如圖8所示，等值線越密，代表該處的應力峰值越大。圖8中相應測點的有效應力峰值統計見表8，據此繪制了不同延期時間各測點有效應力峰值的變化曲線，如圖9所示。

綜合分析圖8、表8和圖9可知:

圖8 模型有效應力等值線示意Fig.8 Schematic of the effective stress contour of the model

圖9 不同延期時間各測點有效應力峰值變化特征Fig.9 Variation characteristics of the peak effective stress at each measuring point with different delay time

表8 不同延期時間各測點有效應力峰值Table 8 Peak values of effective stress at each measuring point with different delay time

(1)0、5、10、15、20、25 ms這6種延期時間中，隨著延期時間增加，同一單元的有效應力峰值總體上逐漸減小。毫秒延時爆破使炮孔按一定順序先后起爆，在保證爆炸應力大于巖體的動態抗壓強度的前提下，使得裝藥段的有效應力峰值大幅減小。因此，相比同時起爆，毫秒延時爆破后巖體破碎產生的粉礦量會更少。

(2)炮孔底部水平的有效應力峰值遠大于炮孔口水平的有效應力峰值。測點6位于裝藥段下部，各種延期時間下的有效應力峰值普遍在280 MPa以上，遠大于112 MPa，此處產生的粉礦量較多，但這也能減少根底的產生。從炮孔口水平到炮孔底部水平，隨著測點下移，有效應力峰值先減小后增大，然后再減小，最后增大。其中，測點2和測點4的有效應力峰值減小的原因在于測點2和測點4位于節理附近，節理的存在使爆炸應力波發生了衰減。但測點4附近的有效應力峰值仍大于112 MPa，節理的存在反而會使此處的巖體更容易發生過度破碎而產生粉礦。而20 ms 和 25 ms 時，測點4附近的有效應力峰值比其他4種延期時間要小，所以產生的粉礦量也會相對較少。

(3)6種延期時間中，20 ms和25 ms時的有效應力峰值變化曲線出現了相近甚至幾乎重疊的部分，兩種延期時間下，從炮孔口到炮孔底部各測點有效應力峰值的差值相較于0、5、10、15 ms時更小。當各測點有效應力峰值相差過大時，容易造成巖體的不均勻破碎，所以延期時間為20 ms和25 ms時， 巖體的爆破破碎效果會更好。

2.3.2 PPV值分析

不同延期時間下各測點的PPV值見表9，據此繪制了不同延期時間下不同測點的PPV值變化曲線，如圖10所示。

表9 不同延期時間各測點PPV值Table 9 PPV values of each measuring point at different delay time

由圖10可知:0、5、10、15、20、25 ms這6種延期時間中，隨著延期時間增加，同一單元的PPV值總體上逐漸減小。從炮孔口水平到炮孔底部水平，隨著測點的下移，PPV變化規律與有效應力峰值變化規律類似，整體呈現增大趨勢，而在測點2和測點4的PPV值出現2個波谷，是由于測點2和測點4位于節理附近，節理的存在使PPV值發生了衰減。與其他4種延期時間相比，延期時間為20 ms和25 ms時，產生粉礦較多的孔底水平測點5和測點6，PPV值明顯降低，毫秒延時爆破起到了減振作用，減輕了因PPV值過大而引起的巖體過度破碎，從而減少了粉礦的產生。但從PPV值未達到254 cm/s的巖體區域來看，20 ms時測點1，2，4的PPV值分別為99、46、195 cm/s，而25 ms時分別為86、48、186 cm/s。由表3中的巖體損傷程度判據可知，此時巖體主要發生拉伸層裂或者產生嚴重的拉伸裂隙及一些徑向裂隙，PPV值越接近254 cm/s，由爆破引起的巖體裂隙發育、拓展和貫通程度越高，能在一定程度上減少大塊的產生，巖體破碎效果會更好。因此，兼顧大塊比例控制，與25 ms相比，20 ms時各測點的PPV值總體上更接近254 cm/s，巖體破碎效果更佳。

圖10 不同延期時間各測點的PPV變化特征Fig.10 Variation characteristics of PPV values at different delay time

綜上所述，以降低爆破粉礦產率為目標，并兼顧控制爆破大塊產率，從有效應力和爆破振動峰值速度兩個方面對數值模擬結果進行分析可得:6種不同的孔間延期時間中，粉礦率控制效果和臺階爆破效果最佳的延期時間為20 ms。

3 礦山現場爆破試驗

山西懷仁某骨料用石灰石礦山的主要巖石類型為灰巖。原有爆破方案使用3段非電導爆管雷管起爆，毫秒延期時間為50 ms，在此延期時間下，巖體爆破后塊度過小，產生的粉礦量較多，礦石損失較嚴重。根據數值模擬結果，將優化后的延期時間(即20 ms)應用于礦山生產爆破，爆破試驗場地位于礦山3#采區1 380 m標高臺階，如圖11所示。

圖11 爆破試驗現場Fig.11 Blasting test site

延期時間優化前后典型的爆破塊度分布照片如圖12所示。結合Split-Desktop塊度分析統計法和篩分法進行了爆堆各區域爆破塊度分布統計，結果見表10和表11，據此繪制的粒徑級配曲線分別如圖13和圖14所示。結合圖12至圖14可知:優化延期時間后，爆破粉礦率明顯減小，各粒徑區間碎塊占比也更為均勻。

圖14 塊度篩分級配曲線Fig.14 Grading curves of fragmentation screen

表10 Split-Desktop塊度分析統計數據Table 10 Statistical data by Split-Desktop block analysis

表11 巖石碎塊篩分質量統計Table 11 Screening quality statistical results of rock fragments

圖12 延期時間優化前后爆破效果對比Fig.12 Comparison of the blasting effects before and after delay time optimization

圖13 Split-Desktop塊度分析級配曲線Fig.13 Grading curves for Split-Desktop lumpiness analysis

本研究結合表10、表11數據計算爆堆各區域粉礦率以及爆堆總體粉礦率，即:各區域總體粉礦率=(篩分時≤4.75 mm的巖石碎塊占篩分最大直徑75 mm巖石碎塊的比重)×(Split-Desktop塊度分析時≤75 mm的巖石碎塊占比)。通過上述表達式計算得到各區域總體粉礦率，求其平均值得到爆堆整體粉礦率。相關計算結果見表12。由表12可知:與50 ms相比，孔間延期時間為20 ms時，總體粉礦率降低了6.12%，大塊率也有所降低，爆破塊度分布也更為均勻。

表12 優化前后粉礦率Table 12 Powder ore rates before and after optimization

4 結 論

(1)綜合運用巖石動力學試驗、數值模擬和現場試驗等技術手段，通過優化礦山臺階爆破孔間延期時間，達到了降低骨料礦山爆破粉礦率的目的。

(2)基于動力學試驗結果開展了不同孔間延期時間爆破數值模擬研究，綜合分析有效應力和爆破振動速度峰值可知:0、5、10、15、20、25 ms這6種孔間延期時間中，臺階爆破效果最佳、產生粉礦量較少的延期時間為20 ms。

(3)將礦山生產爆破的孔間延期時間由50 ms調整為20 ms后，爆破粉礦率降低了6.12%，大塊率也有所降低，孔間延期時間優化應用效果較好。

(4)開展排間延期時間對爆破粉礦產率影響的研究是后續工作方向。