本文选自国家级期刊《煤矿开采》，《煤矿开采》期刊是国家煤矿安全监察局主管、煤炭科学研究总院主办的国家级综合性学术期刊,面向国内外公开发行,国内统一刊 号：CN:11-3677/TD，国际标准刊号：ISSN:1006-6225。是煤炭行业矿井开采新技术、新产品及研究成果的主要发布媒体之一。《煤矿 开采》期刊是中文核心期刊,中国科技核心期刊,国家图书馆重点收藏期刊。读者对象:主要是从事工程行业的技术人员、科研与设计人员、管理干部、大专院校师 生。2012年，《煤矿开采》成为双核心期刊，《煤矿开采》期刊连续入编《中文核心期刊要目总览》，在工程类核心期刊表中位列前茅。
摘要：露天矿山安全生产中边坡的稳定性是一项重要的技术，一直以来不乏国内外众多学者对其进行研究和探讨。为了分析露天矿山中深孔爆破对边坡稳定性影响机理，结合某小型露天矿山工程实际，在确定炸药及爆破孔网参数的基础上，引入降振技术并运用LS-DYNA有限元分析程序对中深孔爆破边坡影响情况进行数值模拟试验，得出了有指导意义的结论。
关键词：边坡稳定,中深孔爆破,露天矿山,LS-DYNA
1工程概况
本文以某露天小型金属矿山为依托，对其中深孔爆破边坡稳定性影响情况进行试验研究。
1.1工程地质
该矿区构造简单，矿体呈层状～似层状产出，矿体赋存标高880m～925.0m，矿床属沉积热液叠加改造的矽卡岩型磁铁矿床。矿区主要岩性属于硬岩～相当硬岩类矽卡岩，硬度系数为8.2～13.8，为难爆～极难爆岩体。上部矿体赋存较浅，采用中深孔爆破开采。由于该矿区岩体裂隙较为发育，因此进行中深孔爆破后露天边坡的稳定性成为了工程重点监控对象。
1.2爆破参数
在该矿山以往爆破计算经验的基础上，借鉴国内其他露天矿山爆破参数，并同时引入微差爆破和预裂缝降振技术。本次设计爆破两排中深孔共32个，孔间距2.0m，排间距2.3m，平均单孔孔深15.5m，孔径110mm，采用磁电雷管、毫秒雷管、导爆管联合起爆。选用密度为0.76g/cm3、爆轰速度为3400m/s粉状乳化炸药，主爆孔采用耦合装药，预裂孔采用不耦合装药，导向孔不装药。预裂孔最先起爆，主爆孔分段起爆，预裂孔与主爆孔起爆时间间隔不少于150ms，保证预裂成缝。
2模型构建
在该露天矿山工程实际的基础上，构建数值分析模型，运用LS-DYNA程序进行中深孔爆破模拟试验。在本次模拟试验之前，进行了取样岩芯物理力学参数测定试验、炸药参数类比选择和模拟试验方案设计等工作。
2.1模型参数
本次中深孔起爆选用ANSYS/LS-DYNA程序中的爆轰功能进行模拟试验，通过模拟炮孔内炸药爆轰及爆轰产物与岩体之间的相互作用确定其爆炸动荷载，进而研究爆炸荷载对露天矿山边坡稳定性的影响情况。
2.1.1炸药爆轰参数
在炸药爆轰产物JWL状态方程中，涉及该乳化炸药的主要参数为：炸药密度为0.76g/cm3，爆轰速度为3500m/s，JWL状态方程中A=326.42GPa，B=5.80892GPa，ω=0.57，R1=5.81，R2=1.56，E0=2.6738。
其中，V为体积变量；A，B，ω，R1，R2，E0均为材料常数。
2.1.2岩体损伤破坏参数
由于炸药爆炸时具有应变大和应变率效应明显的主要特征，因此露天矿山边坡岩体采用包含应变率效应的Cowper-Symonds塑性硬化模型比较合适。岩体的破坏准则取决于岩体的性质和所受荷载情况，在爆破粉碎区范围内岩体主要受到爆轰冲击压力，主要采用Mises破坏准则可以判定；然而在爆破粉碎区之外，岩体则同时受到压应力和拉应力的作用，由于岩体抗压和抗拉强度具有较大不对称性特点，往往表现为拉伸破坏。岩石动态抗拉强度和岩石动态抗压强度相似，伴随着加载应变率的提高而增大，一般可近似表达为：
其中，σst为岩体单轴静态抗拉强度，Pa；σtd为岩体单轴动态抗拉强度，Pa。
通过爆炸力学相关研究表明，爆轰粉碎区半径大致为装药半径的2倍～3倍，露天矿山边坡主要处于爆破非粉碎区范围内，故本文主要研究露天矿边坡拉伸破坏为主。
2.2数值模拟方案
在中深孔爆破对边坡稳定性影响试验的同时，引入爆破降振技术，通过对比边坡降振前后的动载荷区别，从而选择合适的中深孔爆破参数。许多研究表明，爆破降振的有效手段主要有合适的孔网参数、微差爆破、缓冲爆破和预裂爆破等，本次试验主要是在确定孔网参数的基础上引入预裂缝爆破和微差爆破技术降低爆破对边坡的稳定性影响。
为了使数值模型尽可能地与实际工程相似，本试验数值模型的几何参数与工程实际保持一致，但由于基于有限元的三维动力学数值分析计算量十分大，因此在不影响计算结果准确性的前提下对称分块构建模型。
1）最大药量起爆段：在中深孔爆破中采用分段微差爆破，最大药量起爆段因其药量最大而应重点研究，该段主要针对无预裂缝和不同预裂缝长度存在情况下中深孔爆破对边坡稳定性的影响研究。
2）边帮主孔起爆段：虽然该段装药量不是最大，但其作为最靠近边帮的主孔起爆段应该重点监测，该段模拟试验中主要进行微差爆破对边坡的影响研究。
3计算结果分析
为了研究中深孔爆破对露天矿山边坡稳定影响机理，在工程实际的基础上构建了基于有限元的数值分析模型，同时引入微差爆破和预裂爆破两种降振技术，探讨边坡在中深孔爆破过程中的稳定性。在工程实际中，两帮边坡作为露天矿山的最终边坡，其稳定性分析是本次试验的重点，因此选取爆心到两侧边帮的投影点作为本次试验的观察点。
3.1最大药量起爆段结果分析
最大药量起爆段为5号段（由8个主炮孔同时起爆），在最大药量起爆段起爆过程中同时引入预裂缝降振技术，试图寻找振动峰值和应力强度随预裂缝变化规律，对研究中深孔爆破边坡稳定性机理起到指导作用。如表1所示，存在不同预裂缝长度情况下试验观察点的振动峰值、最大压应力和最大拉应力变化规律。
本次试验设计爆破宽度为5.72m，振动峰值、最大压应力和最大拉应力都随着预裂缝长度的增加而减少，模拟试验表明预裂缝对爆破降震起到明显的作用。当预裂缝长度为5.72m（等于爆破宽度）时，振动峰值较无预裂缝时降低了62.1%，最大拉应力和最大压应力也较无预裂缝时降低了一半以上，基本达到本次试验工程岩体的安全阈值。
3.2边帮主孔起爆段结果分析
由于边帮主孔起爆段（6号，7号段）靠近边坡，爆破影响更为明显，因此本次在确定预裂缝长度5.72m的基础上对最靠近边帮主爆孔进行爆破模拟试验。在此次试验中，引入微差间隔起爆，探寻微差时间对边坡爆破震动的影响机理。
相关理论研究表明，进行预裂爆破时，爆破震动的主频率下降，其衰减周期也相应增长，进而需要更大的微差时间避免爆破震动主相叠加效应，且随着微差时间的增大爆轰波形分离效果趋好。在预裂缝5.72m情况下进行微差爆破试验，随着微差间隔时间的增加观察点的振动峰值减小，但减小的幅度逐渐趋缓。与25ms微差爆破相比较，在35ms微差爆破时观察点振动峰值由167.6cm/s下降至118.1cm/s，振动峰值下降幅度达29.5%；但随着微差时间间隔的进一步增加至50ms，质点振动峰值（108.4cm/s）下降不明显。
4结语
本文结合某小型露天矿山工程实际，对中深孔爆破边坡稳定性影响进行了数值模拟研究，同时引入微差爆破和预裂爆破降振技术，对中深孔爆破边坡稳定性影响机理进行了探讨，得出以下结论：
1）预裂缝对矿山边坡岩体受爆破动载荷影响具有明显减弱作用，而且伴随着预裂缝长度增加爆破震动减弱效果递增。依据本文结合的工程实际，由于边坡主要为稳固岩体（矽卡岩），当预裂缝长度达到5.72m（等于爆破落矿宽度）时基本满足岩体的力学强度要求。
2）在进行预裂爆破时，爆破震动的主频率下降，其衰减周期也相应增长，进而需要更大的微差时间避免爆破震动主相叠加效应，但伴随着微差间隔时间逐步增加，边坡岩体的降振效果趋于不明显。通过本文论证该保证工程边坡稳定性选用微差间隔时间为35ms即可。
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