微差爆破振动波速度峰值-位移分布特征的延时控制

为了通过振动波传播规律研究微差爆破延时控制,改善爆破振动和提高爆炸能利用,选取普通雷管和澳瑞凯高精度雷管进行不同段别延期起爆对比实验,试爆过程对振动波测振。基于振动波函数优化理论基础,对实测数据和波状谱处理分析,总结了不同微差时间下振动波传播规律及速度峰值、主频、频带能量、总能量等变化特征,根据该特征发现振动波速度图谱和该速度积分所得位移图谱中两者最大值对应时间点相同。依据此速度峰值-振动位移分布特征,对某实测简单振动波进行高斯多峰拟合,结果表明:该波段能量最大化时间点为60 ms左右,振动最小的时间点为25 ms左右。     

一种大爆破起爆系统激爆机理实验研究

研究了一种中深孔大爆破复式起爆系统激爆引起爆破效果较差的原因,提出了改复式起爆系统为单药包孔口起爆的可行性。实验与应用表明,作者提出的方法,不仅提高了炸药的能量利用率,而且采用单式起爆后,可产生同排孔间微差爆破,有利于提高爆破效果。     

用高速摄影法确定大区爆破微差时间的研究

本文介绍了用高速摄影法研究大区微差爆破时,确定合理微差间隔时间的方法。并且提出了50～100万吨级大区多排微差爆破的合理微差间隔时间,矿山生产爆破实践证明,用高速摄影法能准确确定合理微差间隔时间。     

精确延时控制爆破振动的实验研究

为了探讨电子雷管在降低爆破振动和改善岩石破碎效果方面的作用机理,基于地震波传播过程中的能量变化,给出了孔间毫秒延时时间的计算公式。根据目前国内露天矿生产实际,设计并开展了模型实验。实验结果表明,合理的孔间延时控制能够降低爆破振动。在本文的模型实验中,12 ms延时间隔下爆破振动瞬时能量最大值分别是2、7和9 ms延时间隔下爆破振动瞬时能量最大值的19%、25%和36%,4和12 ms延时间隔下爆破振动速度峰值最大值是其他延时间隔下爆破振动速度峰值最大值的50%左右。提出的计算公式在实际工程中获得了良好的应用效果,同时验证了该计算公式的可行性。     

爆破振动持时分析及微差爆破延期时间优选

爆破振动持续时间以及微差爆破延期时间分别是爆破振动危害客观评价与主动控制的重要指标,对振动持时影响因素和延期时间优选方法进行深入探究极为必要。结合量纲分析理论,探讨了爆破振动持时影响因素,推导出爆破振动持时预测公式,该公式线性相关性达到89.7%;基于地震波线性叠加原理,通过MATLAB 7.0编程,计算得到毫秒微差爆破不同爆心距处合理延时区间。结果表明,爆破振动信号能量与振动持续时间相关性高,在振动持时预测公式中引入信号能量,可提高预测精度;振动持续时间与比例速度负相关,与比例药量正相关;合理孔间延期时间往往不是某一具体值,而是一个或多个时间区间;不同爆心距处合理延期时间值不同。工程应用表明,给出的爆破振动持时预测公式与微差爆破延时优选方法切实可行。     

岩石爆破分形损伤模型研究

在Ｋｕｓ和Ｔｈｏｒｎｅ等人研究基础上,利用分形理论及应用成果提出了一种新的岩石爆破损伤模型。新模型将岩体中各种结构弱面视为初始损伤,并将其分形维数作为岩石性质的主要参量,用损伤能量耗散率及与分形维数的关系表征爆破过程中的岩石损伤演化规律,从而弥补了现有模型未考虑初始损伤影响和将损伤演化归结为体积应变函数的不足。还通过模拟试验等手段验证了新模型的如上观点。     

从第4届岩石爆破国际会议看当前岩石爆破技术的发展趋势

本文将简要描绘爆破技术的发展趋势,重点是介绍第４届岩石爆破会议．      

宽孔距微差爆破机理及其合理的孔距与排距

本文以爆破漏斗理论为基础,通过分析密集系数m炮孔孔距与排距之比的变化所引起的爆破几何条件、岩石破碎机理的变化,说明宽孔距微差爆破对改善破碎质量是由于临空面的增加,发育的爆破裂隙系,最小抵抗线的减小,应力降低区域的消失,附加破碎概率的增加和爆方单耗的微小增加。合理的m值以大于4(至少应大于3)小于8为好。     

毫秒延时爆破等效单响药量计算及振速预测

毫秒延时爆破存在同段雷管离散及分段振波叠加效应,对单响药量取值及质点峰值振速的预报带来极大困扰。设计开展毫秒延时爆破试验,建立群孔齐发爆破振速的计算模型,研究并构建炮孔数目对齐发爆破等效药量影响及其取值方法;并基于单孔爆破回归分析结果,提出修正的质点峰值振速与比例距离关系公式。结果表明,群孔齐发爆破等效药量比名义单响药量小,可利用缩比系数和折算炮孔数目进行计算,缩比系数随炮孔数目增加呈指数形式衰减;修正的质点峰值振速与比例距离公式引入的振波叠加因子可反映振波叠加对速度的影响,依据该公式计算得到的质点峰值振速预测值与实测值间平均绝对误差、平均相对误差及均方根误差分别为0.05 cm/s、9.52%、0.059 cm/s,用于现场爆破振动预测切实可行。     

时序控制预裂爆破参数优化及应用

针对白鹤滩水电站地下厂房的爆破开挖,为降低爆破对岩体的损伤,采用数值模拟与现场试验研究小孔径时序控制预裂爆破中,后爆孔孔间延期时间及后爆孔孔距对时序控制预裂爆破成缝的影响,从而获取合理的延期时间和最佳的后爆孔孔距。研究结果表明,孔径为42mm的时序控制预裂爆破,先爆孔孔距为35cm时,合理的起爆延期时间为75~100μs;综合考虑炸药爆炸能量利用率和成缝效果,最佳的后爆孔孔距为70cm。科学地采用时序控制预裂爆破不仅可以减小钻孔工作量与炸药用量,还能降低对岩体的损伤,可为地下厂房爆破开挖安全、高效的进行提供一条有效的途径。     

光面爆破岩石破碎的力学分析

在分析光面爆破成缝机理的基础上,分析了光爆层岩石的受力状况,进而描述了光爆层岩石的破碎过程     

集束孔掏槽爆破破岩机理研究

掏槽爆破是竖井掘进爆破的常用手段,集束孔爆破用于掏槽爆破可有效提高掏槽效率。集束孔掏槽爆破过程涉及到结构在动力载荷下的从连续介质到非连续介质过程,数值计算过程复杂,如何快速估计某特定集束孔设计的爆破效果一直是科研界与工程界研究重点之一。本文基于应力波叠加方法提出了爆破区半径快速计算公式,同时基于连续–非连续单元法对5孔集束孔爆破设计展开了理论与数值分析。通过与实验结果对比,验证了计算公式的有效性,并讨论了集束孔掏槽爆破的破岩机理与规律。结果表明,当集束孔孔间距为4~5倍炮孔直径时,爆破效果最佳。本文相关成果可为爆破设计人员提供一定指导。

     

岩石爆破的粉碎区及其空腔膨胀

本文根据爆炸冲击波的理论分析,讨论了柱形装药和球形装药的粉碎区半径、炮孔近区的压缩比、爆破空腔及其空腔的发展时间。通过分析,给出柱形装药的爆炸近区参数。计算结果表明:2号铵梯岩石炸药柱形装药在岩石介质中产生的粉碎区半径一般是炮孔半径的1.65～3.05倍,球装药在岩石介质中产生的粉碎区半径是球形装药半径的1.28～1.75倍;柱形装药在孔壁处的冲击波波长与炮孔半径属于同一量级;粉碎区内的平均压缩比为1.05～1.10。     

室爆破法采石级配预测

引入岩体裂隙分布的统计理论,探讨了爆堆岩块的分形特性,从统计岩体力学及爆炸分形的角度建立爆炸过程并对硐室爆破进行级配分析,级配预测结果和实际工程吻合较好。     

准静态压力作用下岩体爆破成缝方向与机理的研究

本文在讨论了现有的爆破成缝理论以后,首先将岩体在爆生气体作用下的成缝过程分为开裂、扩展和止裂三个阶段,建立了这三个阶段的力学模型。然后,着重分析了爆破成缝方向和机理,提出了相应的断裂判据。最后,结合在大理石试块上进行的爆破成缝试验,通过计算分析,验证了本文提出的成缝机理。     

用灰关联分析方法确定影响岩体爆破质量的主要因素

用灰关联分析方法确定影响岩体爆破质量的主要因素。在简介灰关联分析原理及其计算方法后,通过实例计算与分析,得到各影响因素的主次关系。并且发现:节理裂隙岩体中的爆破块度指标主要受爆区内节理裂隙分布特征的控制;其次,也与均质岩体中的爆破一样,影响块度分布的主要因素是炮孔间距、排距和最小抵抗线等。     

不同节理角度和地应力条件下岩石双孔爆破的数值模拟

在采矿工程、地下交通工程和水利水电工程等岩体开挖工程中,爆破法仍是一种主要的破岩方法. 实际天然岩体中存在的裂隙、节理等不连续面和所处的地应力场环境,都会对爆破荷载传播过程和最终的破碎效果产生重要影响. 本文把岩石爆破视为爆炸应力波动态作用和爆生气体压力准静态作用两个独立的先后作用过程,同时考虑初始应力场的静态作用,建立岩石爆破的力学模型. 基于渗流方程描述爆生气体在爆生裂纹中的传播过程,进而基于流固耦合理论实现爆生气体准静态压力对裂纹尖端的力学作用. 爆炸应力波主要在孔周引起压碎区和径向微裂纹区,随后爆生气体压力楔入径向裂纹尖端,促使裂纹进一步扩展,形成径向主裂纹. 数值模型可以再现孔周压碎区、径向微裂纹区、径向主裂纹区萌生、扩展的完整演化过程. 针对不同节理角度和地应力条件下岩石双孔爆破过程的数值模拟结果表明,初始地应力场的压应力作用不利于爆生裂纹的萌生与扩展,但节理的存在对裂纹的扩展具有明显的导向和促进作用,有利于爆生裂纹沿节理面方向的扩展.      

岩体中的节理对爆破作用的影响

通过分析节理岩体的结构特征,建立了节理岩体的质量综合评价指标体系,并将其嵌入ＤＹＮＡ ２Ｄ程序框架,用数值计算方法模拟了岩体中的节理对爆破作用的影响。