Tunnelling and Underground Space Technology 59 (2016) 183–198
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隧道与地下空间的技术
Kiirunavaara岩石支护的大规模动态测试 - 改进的测试设计
Shahin Shirzadegan uArr;, Erling Nordlund, Ping Zhang
Division of Mining and Geotechnical Engineering, Lulearing; University of Technology, 97187 Lulearing;, Sweden
a r t i c l e i n f o
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Received 10 April 2015
Received in revised form 8 July 2016 Accepted 10 July 2016
Available online 20 July 2016
关键词:
大规模测试
动态
支护岩
爆破设计
地下采矿
摘要
根据四个大型动态试验(试验1,2,4和5)的试验结果和对岩石支护的数值初步分析,在LKAB Kiirunavaara地下矿场设计了一个改进的测试(测试6)。修改设计的目的是避免如在早期测试中观察到的支护的意外损坏,并且修改动态负载从而增加断裂区域的深度,尽可能使支护系统超过其极限。在该试验中,使用加速度计进行地面运动测量、照相机监测井眼来进行断裂研究,并且在爆破前后进行地面运动成像和激光扫描。在试验6中,炸药位于两个交叉点之间的柱子中间,一个由用于地震条件的岩石支护件支护,另一个仅由喷浆混凝土支护。结果表明,在支护系统后面出现了比早期测试更大的断裂带,但所安装的支护系统仍然起作用。在没有支护系统的横切中,可以观察到岩石块从试验壁喷射出。来自两个交叉切口的证据表明径向裂纹的减少为气体膨胀提供了的通路。此外,通过与无支护条件横切的结果比较研究了支护岩石的性能。结果表明,安装用于动态条件支持系统的设计在可能导致岩石块喷射的负载条件下表现良好。
2016 Elsevier Ltd. All rights reserved.
1 简介
开采深度的增大会造成围岩压力过大以及增加地震造成的损害程度,导致地面控制问题升级。安全稳定的地下结构对实现安全的工作环境、优化矿产资源的利用和加深高效开采至关重要。保持稳定和安全的开口是地面支持系统能承受高载荷的一个重要措施。
动载条件,系统的动态容量和由岩爆施加造成的需求是未知的。这引入了设计不确定性的情况。然而,根据Stacey(2011),支护元件能力的物理测试提供了用于岩爆条件下岩石支护设计的积极信息。
uArr; Corresponding author.
E-mail addresses: shahin.shirzadeagn@ltu.se (S. Shirzadegan), erling.nordlund@ ltu.se (E. Nordlund), ping.zhang@ltu.se (P. Zhang).
http://dx.doi.org/10.1016/j.tust.2016.07.005 0886-7798/ 2016 Elsevier Ltd. All rights reserved.
为了量化岩石支护系统在动态载荷条件下的性能,考虑四种主要类型的动态试验,包括通过模拟爆破的大规模实验,在钢筋上施加冲击载荷的跌落测试,在岩心样品上施加动态载荷的实验室测试,以及对案例研究的被动监测和反向分析
本文着重于开发岩石支护的原位测试方法,即确定导致测试壁和/或支护系统失效的动态载荷,并评估在强烈的动载荷下岩石支护系统的性能。 在世界不同地区进行大规模地震事件模拟,以便评估自1969年以来地面支持系统的能力(Andrieux et al., 2005; Ansell, 1999, 2004; Archibald et al., 2003; Espley et al., 2002; Hagan et al., 2001; Heal et al., 2005; Heal and Potvin, 2007; Heal, 2010; Ortlepp, 1969, 1992; Tannant et al., 1994, 1995)不同的研究人员基于测试目的不同,利用不同的布局(如炮孔角度和装药量)。观察得到破坏岩石支护/岩石体所需量的不同程度的成功。尽管模拟地震事件测试有困难和不确定性,该方法即使不能模拟岩爆,仍然为岩爆的支护能力的显著性检验提供最大有效性。 (Stacey, 2012).
著性检验提供最大有效性。 (Stacey, 2012).
命名 |
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符号列表 |
I |
观测孔 (–) |
|
A |
加速度计 (–) |
LBH |
炮眼长度 (m) |
Bave |
平均负担(m) |
LC |
费用长度(m) |
BH |
炮眼 (–) |
v |
峰值粒子速度(m/s) |
dC |
装药直径 (mm) |
t |
故障深度 (m) |
E |
能源 (kJ/m2) |
q |
岩石密度(kg/m3) |
g |
重力加速度 (m/s2) |
||
在以前进行的岩石支护的大规模动态测试中,成功的关键问题是爆破的设计,以便产生波,其以某种方式模拟来自真实地震事件的波的特性。另一个问题是减少爆炸产生的气体的膨胀造成的破坏。在Kiirunavaara矿区的最北端进行的一系列大规模测试(测试1,2,4,5和6)是在支柱或横切面上。从测试1,2,4和5的结果提出了对上述问题的相关结论。因此,为了改进爆破设计,通过早期试验的结果和使用两阶段数值模拟方法的试验数值模拟研究失效机理。调查结果会用于设计测试6,在本文中详细描述。从测试6爆炸后损伤调查的证据表明,新的设计在产生一个平面波和减少气体膨胀方面是相当成功的。此外,从以前进行的实验室测试的结果尝试通
过连接岩石支护系统的变形来估计表面的性能。研究了爆破后安装基于损伤定位的系统性能支持、PPV和动能的计算。
2. Kiirunavaara 矿场以及试验场地的地质情况
在瑞典北部的 Kiirunavaara 矿井, 是一个几乎靠近南北方向,并在东部下沉60L的一个铁矿。这是一个约4公里长,目前正在开采3.8公里,平均厚度80米的矿。在Kiirunavaara矿的采矿方法是大尺度的无底柱分段崩落法。在Kiirunavaara矿最北部的开采水平741米的 9区进行试验。横切面100(右/南墙)和横切面103(左/北墙)进行测试6。试验场地的位置和试验区的整体地质情况如图1所示。根据Andersson (2010)在试验区的岩石类型通常被称为正长斑岩 (Geijer, 1910),主要由粗面岩,粗面安山岩 (Ekstrouml;m and Ekstrouml;m, 1997)变的性质和程度的变化。该区岩体块状和地质强度指标(GSI)估计大多在40–50范围值,
Fig. 1.测试地点的地质。 从LKAB的地下测绘数据库中提取(Andersson, 2010).
Fig. 2. 在测试部位附近测量显着的关节表面 (Andersson, 2011).
接头质量从好到可以接受 (Andersson, 2011).滴水出现在整个地区,这表明岩体水力传导性较好。
该地区的特点是一个多方向的网络地质结构。65破碎被映射在100和103横切面的支柱之间 Andersson (2011). DIPS程序 (Rocscience, 2008)是用来分析结构取向在极点密度和玫瑰图分析(图2所示的情节)和三个主要和几个次要节理组。主要节理包括: W-NW dipping 50–80L S (set 1), N-NE dipping 65–90L W (set 2a), and N-NW dipping 60–90L E (set 3a).几个小团体走向基本平行的矿(如2B、3B、C、D)。两个较小组的接头(如4和5)也出现。接头间距一般在1 - 3米的范围内
3爆破设计
在Kiirunavaara 矿井的1,2,4,5试验 (Shirzadegan et al., 2016), 爆炸的目的是产生一个距离开口处15米的3级事件(李希特规模)。这是通过使用PPV–大小–距离关系做的Kaiser et al. (1996)。这导致PPV在1.5-3.5m / s的范围内。 设计量与2010年以前在基鲁纳瓦拉矿区发生的最大事件类似(Malmgren, 2010).在早期研究的经验基础上,确定了在Kiirunavaara 矿井试验1的装药量和炮孔直径Olsson et al. (2009). 所以用3.5米深,115毫米炮孔直径的理论装药量。试验1中使用的炸药是具有约7900m / s的爆速(VOD)的NSP711。使用是nsp711为了使炮孔产生的气体量最小化。爆破孔的总长度为15m。两个不同的装药直径,DC1= 76毫米DC2 = 45毫米,称为“高装药量”和“低装药量”,分别进行使用。在随后的5m从低装药量到高装药量的炮眼先测低装药量段。这样做是为了测试两种不同的能量水平下的支持性能并且减少试验次数以寻求最佳爆破设计。从爆炸后损伤映射可以看出,对喷浆混凝土的损伤是几个离散裂纹的形式,而没有观察到对网或岩石螺栓的损坏。在测试2的输入能量相比测试1增加了50%。在测试4的输入能量相比测试2增加了10%。在所有这些测试中的装药量保持不变。爆炸后的测试2相比测试1的结果,研究显示出大量的更长的和更广泛的裂缝。此外,裂缝分布在被测试的墙壁上,尽管分类观察高达7.5m/s,但不损坏锚杆(测量的加速度计)。在试验4中,装药直径的增加导致负载的完全破坏。试验5的装药直径在试验2和试验4之间(在16m长的爆破孔中dc1 = 94mm和dc2 = 83mm)。 再次完全破坏了负载。 在测试1,2,4和5中的现场观察的概述在表1中给出。
测试2和5进行了分析等。(2013)利用LS-DYNA和UDEC。类似的方法所使用的,例如Deng et al. (2015) and Chen et al. (2000) 来预测岩体对爆炸荷载的响应。炮孔不能使用UDEC为爆轰产生破碎带附近,造成巨大的能量吸收孔模拟。因此,LS-DYNA模拟爆炸爆炸阶段。通过LS-DYNA分析定义了直径为1.31mu;m的压碎区域边界(CZB),并用作UDEC中的内部边界。 在CZB,由LS-DYNA计算的速度 - 时间曲线作为UDEC中的内部边界条件。。
模拟测试2和5导致屈服区平行测试墙靠近自由面和径向屈服区,从破碎区边界大数(CZB)形成一个大的锥形区域(图3a、b)。
Table 1
在试验1,2,4和5中对试验壁进行爆破后观察。
Testa |
观察损伤 |
||||
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英语原文共 16 页,剩余内容已隐藏,支付完成后下载完整资料 资料编号:[141002],资料为PDF文档或Word文档,PDF文档可免费转换为Word |
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