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。     

空孔对直眼掏槽参数及爆破效果的影响研究

为解决含空孔直眼掏槽中炮孔间距、炮孔与空孔距离的确定问题,首先,从爆生气体膨胀做功致裂岩体和空孔效应入手,推导了爆生裂纹的长度计算公式,确定了掏槽炮孔间距a和炮孔与空孔距离L的计算公式,得到了大空孔直眼掏槽空孔处片裂区长度公式,确立了应力集中作用下空孔迎爆侧径向裂纹产生的判据;然后,以灰岩(硬岩)和泥岩(软岩)对比分析了不同设计思想下的爆破参数和掏槽效果;最后,结合工程实践验证了理论分析的可靠性。结果表明:不同设计思想下,含空孔直眼掏槽的爆破破岩机理不同,以a为主时,相邻炮孔间裂纹的贯通是形成槽腔的关键,而以L为主且考虑空孔效应时,炮孔与空孔优先贯通形成槽腔。硬、软岩中应力波(动作用)与爆生气体(静作用)对爆生裂纹长度的贡献率约为4∶1和9∶1,空孔效应导致的软岩的片裂区大于硬岩的,爆破参数设计时应重点考虑;而空孔处产生径向裂纹的临界距离均小于炮孔爆生裂纹长度与空孔半径之和,因此不会产生径向裂纹,爆破参数设计时可不予考虑。以上结果说明,不同设计思想对槽腔掏槽爆破参数和槽腔爆破效果影响较大,基于爆生气体致裂的爆生裂纹长度计算模型可为爆破参数设计提供参考。     

密集建筑物下隧道开挖微振控制爆破方法与振动分析

为适应城市密集建筑物下隧道爆破对振动的高安全要求, 研究用普通爆破器材进行振速精确控制的爆破技术和参数确定方法。以渝中隧道为研究背景, 在开发准确延时非电雷管的基础上, 利用傅立叶函数和MATLAB软件拟合了不同药量单孔爆破振动波形, 分析了1~50 ms不同间隔下振动叠加的量化数据; 讨论了各微差间隔时间的降振效果; 在指定振速的情况下, 确定单孔药量和微差起爆时间; 实测并分析了现场使用雷管各段微差间隔特点, 据此进行针对性的爆破设计和采用逐孔掏槽爆破进行振速控制。现场应用表明:隧道爆破振速始终小于1.00 cm/s, 在此振速下避免振动叠加的最优单孔药量为1.2 kg, 爆破振速峰值位于主掏槽的第1段或第2段雷管起爆后, 且与理论分析结果吻合较好; 逐孔起爆60 ms后振速下降50%以上。研究表明:在高安全指标下, 以非电雷管实施精确控制爆破是可以实现的。     

双空孔间距对爆破槽腔断面大小的影响

为了探究空孔间距对巷道掘进掏槽爆破效果的影响,基于大红山铜矿某巷道建立有限元数值模型,计算双大直径空孔不同布孔间距条件下的掏槽爆破成腔断面积,并对最优方案开展现场验证。研究结果表明:空孔间距d_v=15 cm时,槽腔断面积为0.1641 m2;当d_v增加到d_v=25 cm时,槽腔断面积为0.2116 m2,断面积增大28.94%;当 d_v增加到35 cm时,槽腔断面面积为0.2436 m2,断面积增大15.1%;但当d_v增大到45 cm时,槽腔面积为0.1740 m2,断面积减小17.8%;当d_v增大到55 cm时,槽腔面积为0.0951 m2,断面积减小45.3%。对成腔断面积最大的空孔间距d_v=35 cm的布孔方案进行现场试验,2号现场试验测得槽腔断面宽度、高度及断面积分别比模拟结果小4.0%、3.4%和4.98%,多次试验与模拟结果误差均在5%以内,能够为地下巷道掏槽爆破成腔体积预测的数值方法构建提供数据参考。     

不同方位裂隙对爆炸裂纹扩展的影响

为研究裂隙岩体爆炸动载荷作用下裂纹扩展规律,实验采用有机玻璃模型,以炮孔和裂隙相对位置为变量,通过单发雷管加载模型进行相似物理实验。结果表明,当预制裂隙右端圆弧顶点到炮孔中心连线与模型中间穿过炮孔中心的横虚线的夹角θ为0°和90°时,爆生裂纹数量相对较多,45°时爆生裂纹数量最少,但平均长度最长;每组模型总裂纹平均长度在裂隙右端半圆弧顶点到炮孔中心距离L为40mm时达到最大值;0°组各模型最长裂纹均分布在炮孔右侧,而45°和90°组则多分布于炮孔下侧;固定区域内爆生裂纹密度大多小于不定区域内裂纹密度;所有模型预制裂隙两端都能形成翼裂纹,同组模型同端扩展路径相似;L为20~30mm时两端翼裂纹扩展方向一致,L为40~60mm时两端翼裂纹扩展方向多相反;爆生裂纹扩展机制随角度θ变化而有所不同。研究结果可为裂隙岩体爆破设计及爆破参数优化等提供理论依据。     

高瓦斯煤层冲击地压发生条件与影响因素

针对高瓦斯煤层冲击地压问题,用解析方法得到冲击地压发生条件,分析了主要影响因素对满足冲击地压发生条件的临界塑性区半径和临界应力的影响规律.结合五龙矿开采实际情况对影响高瓦斯煤层冲击地压的煤的模量比、煤层瓦斯孔隙压力、支护应力和内摩擦角4个因素做了对比分析.研究发现:高瓦斯煤层在巷道掘进面附近由于存在开挖面空间效应,掘进面前方尚未开挖的煤体对巷道变形起到了限制作用,减少了冲击地压的发生,随着掘进面向前推进,后方一定距离范围内的巷道支护应力增大.随着瓦斯解吸渗流的进行,巷道壁处孔隙压力降低,巷道冲击地压危险性明显提高,此时提高支护应力,冲击危险性有所降低.高瓦斯煤层巷道发生冲击地压的临界塑性区半径和临界应力随模量比、瓦斯孔隙压力的增大而快速减小,随支护应力的增大而增大,临界塑性区半径随内摩擦角的增大而增大,临界应力与内摩擦角不是单调函数关系,存在一个极小值点,当内摩擦角小于此极小值时,临界应力随内摩擦角增大而减小;当内摩擦角大于此极小值时,临界应力随内摩擦角增大而增大.     

冲击速度和轴向静载对红砂岩破碎及能耗的影响

地下岩体工程爆破开挖中,距爆源不同距离处岩体承受的地应力和动载荷大小不同,从动载荷的角度表征岩石动态破坏结果与工程实际更吻合。为研究动载荷和地应力大小对岩体破碎和能量耗散特性的影响,利用动静组合加载试验装置,分别设置7个冲击速度和轴向静应力等级,对红砂岩试件进行冲击试验。根据试件的破碎状况,分析不同静应力工况下冲击速度对岩石破坏模式和机理的影响。计算不同工况下的应力波能量值,研究冲击速度和轴向静应力对岩石能耗特性的影响。对破坏试件进行筛分试验,研究岩石破碎分形维数随冲击速度和轴向静应力的变化关系。结果表明,随着冲击速度的增大,试件的破坏程度逐渐加大。无轴压时岩石试件破坏后整体仍是一个圆柱体,属于张拉破坏;有轴压时岩石试件宏观破坏后呈沙漏状,属于拉剪破坏。岩石耗散能随冲击速度的升高呈二次函数关系递增;轴向静应力越高,递增幅度越小。随着冲击速度的升高,岩石分形维数由零逐渐增加;随着轴向静应力的升高,分形维数由零转为大于零的临界冲击速度先升高后降低。     

爆炸载荷下脆性颗粒体系破碎特性的数值研究

试验发现,以球形TNT为中心爆源,球形玻璃珠构成的颗粒和球壳中发生破碎的颗粒体积分数随当量比（颗粒球壳的质量与TNT炸药的质量比）的增加呈现指数衰减规律。采用有限元与离散元耦合的连续非连续数值方法,揭示了中心炸药起爆后颗粒环壳内爆炸波的传播衰减和在环壳外界面反射后的稀疏卸载过程。由于爆炸波的短脉冲特性,颗粒内部应力场始终处于应力非均衡状态,采用应力均衡状态下颗粒破碎强度的Weibull分布会得到远高于试验测得的破碎颗粒体积分数。因此采用破坏波传播特征时间内的平均诱导应力而非瞬时诱导应力作为颗粒破碎强度的应力指标,并通过试验结果确定破坏波传播特征时间。考虑了应力传播的非均匀性对于颗粒破碎的影响,得到了平均诱导应力峰值的概率分布随比例距离的变化规律,结合修正后的颗粒破碎强度Weibull分布建立了破碎颗粒体积分数随比例距离的变化模型。     

封隔器分段式胶筒密封结构研究

为了提高封隔器的密封性能,将常规封隔器胶筒改进为分段式胶筒,并基于有限元仿真分析软件对封隔器坐封过程进行模拟;分析了在20MPa坐封载荷下,常规胶筒和新型胶筒与套管壁间、中心管间的接触应力分布规律、胶筒Mises应力变化规律和剪切应力变化规律,以及胶筒硬度对新型胶筒力学性能的影响规律。分析结果表明:新型胶筒与套管壁间最大接触应力比常规胶筒提高了47.19%,平均接触应力提高了20.71%,密封系数提高了2.31%;新型胶筒与中心管壁间最大接触应力比常规胶筒提高了23.30%,平均接触应力提高了7.61%,密封系数提高了6.99%;新型胶筒Mises应力为14.89MPa,小于常规胶筒的Mises应力(20.30MPa),新型胶筒剪切应力为6.24MPa,小于常规胶筒的剪切应力(9.49MPa)。该新型胶筒增加了胶筒与套管壁、中心管壁间的接触应力和密封系数,降低了胶筒的Mises应力和剪切应力,提高了封隔器胶筒的密封性能和使用寿命。     

输电塔-线体系脉动风振耦合分析

为了研究脉动风引起的结构风致响应,以一塔二线输电塔-线体系为对象,模拟了不同风向角下风荷载导致的结构时程响应．以Davenport风速谱为验算目标来模拟脉动风场,在平均风速的基础上施加脉动风动力时程荷载,分析风向角分别为0°、90°和45°时输电塔-线体系的风振时程响应．依据三种工况下结构中的位移及内力分布情况,分析了主要构件的强度及稳定性,并与基于规范得到的结果进行比较．结果表明,当输电塔层数小于6时,按规范方法计算的强度应力均比按单向流固耦合(Fluid-Solid Interaction, FSI)方法计算的强度应力大;当层数大于6时,按规范方法计算的强度应力与按FSI方法计算的强度应力相当;在45°和90°风向角工况下,按规范方法计算的部分层数的强度应力略小于按FSI方法计算的强度应力．考虑到脉动风的随机性大,建议适当增加风振荷载系数,以确保输电塔-线结构体系的强度安全性．     

爆破中双线型聚能药包最佳成缝角度

为探究聚能张开角对双线型聚能药包结构炸药有效利用率和聚能效应的影响,通过瞬时爆轰假说理论对有效聚能炸药边界方程进行推导,分析不同聚能张开角聚能装药结构炸药的有效利用率;通过水泥砂浆物理模型试验,研究不同聚能张开角预裂孔成缝规律;采用LS-DYNA数值模拟软件,建立不同聚能张开角数值模型,揭示不同聚能张开角的双线型聚能结构药包射流的侵彻过程。研究结果表明聚能张开角为75°时,炸药产生聚能效应的有效利用率最大;聚能结构药包聚能槽张开角为75°时,预裂孔成缝效果明显优于聚能槽张开角为60°的聚能结构药包,沿聚能槽方向应力集中效应和侵彻深度最佳,炮孔壁上岩石单元最先达到应力峰值。针对聚能张开角为75°的双线型聚能结构药包开展了不同岩性预裂爆破现场试验,板岩和白云岩两种不同岩性,在孔距增大20%的条件下,双线型聚能预裂爆破效果优于常规预裂爆破。     

定向断裂控制爆破的空孔效应实验分析

采用新型数字激光动态焦散线实验系统, 对爆炸荷载作用下空孔周围的动应力场分布及空孔对爆生主裂纹扩展行为的影响进行了研究。研究结果表明, 在空孔周围强应力场的影响下, 2条相向扩展的爆生主裂纹逐渐向空孔处偏转, 并在空孔处贯通; 空孔附近的主应力方向与炮孔连心线夹角基本稳定在约12°, 增大空孔尺寸对空孔附近的主应力方向影响不明显; 爆炸应力波与空孔相互作用, 产生反射拉伸波, 改变了主裂纹尖端的应力场, 降低了主裂纹的扩展速度, 且空孔直径越大, 主裂纹的扩展速度越低; 当爆生主裂纹扩展到空孔附近时, 主裂纹尖端动态应力强度因子再次出现上升的趋势。     

突出煤层深孔控制爆破时控制孔的作用

为进行煤层深孔爆破应力传播和有关控制孔作用的研究,以松藻煤电公司实际采用的爆破、炸药和煤层参数为基础,利用三维数值模拟方法,建立煤层长柱状药包爆破数值计算模型。分析了松软煤介质深孔爆破在有控制孔时应力波传播的特点和因爆破作用的抽放影响区域。研究表明:在距爆破孔10 m范围内,有控制孔的孔壁平均有效应力较没有控制孔相同条件下高48%~66%.并随着与爆破孔距离的增加,尽管煤体所受有效应力衰减,但有控制孔的平均有效应力值较无控制孔的比率增大。上述研究结果与现场爆破前后实际取得的瓦斯抽放数据相比基本吻合,证明了爆破前预先设置控制孔的必要性。     

急倾斜薄矿脉中深孔落矿爆破参数优化

依托金厂沟梁金矿中深孔落矿工业实验,开展急倾斜薄矿脉中深孔落矿爆破参数优化研究。基于非线性动力分析有限元软件ANSYS/LS-DYNA开展多种方案的数值模拟,分析了不同爆破参数下窄矿脉爆破应力场分布特征和窄矿脉爆破夹制作用下爆破裂隙区域的形成过程。计算结果表明,抵抗线在0.8~1.2 m范围内,相同孔距下自由面中心位置有效应力峰值随着抵抗线增大呈现衰减趋势;孔距在0.9~1.6 m范围内,相同抵抗线应力峰值随孔距增大而增大,孔距增大的同时,上下盘围岩损失程度也随之增大。选择孔网面积作为衡量依据,随炮孔密集系数增大,有效应力增量减缓,密集系数超过1.5后,矿石损失贫化加剧。综合各方案模拟结果,1.0 m×1.4 m为最优的爆破参数。将优化结果用于现场实验,爆破后采用三维激光扫描系统进行评估,实测爆区体积为设计体积的91.8%,爆破并未导致矿体上下盘围岩垮落,爆破效果良好。     

爆破地震波作用下法兰接口燃气管道动力失效机制

基于典型城市燃气管道直埋地层特点,通过全尺寸直埋燃气管道爆破地震实验,并结合LS-DYNA动力有限元数值计算软件建立不同爆源距离的无接口和法兰接口的燃气管道模型,分析研究了爆破地震波作用下法兰接口燃气管道动力响应特征及其失效机制。研究结果表明:管道截面应变以轴向拉伸应变为主,环向应变为辅;不同爆破工况下,无接口管道和法兰接口管道及地表峰值振动速度随爆源距离减小而增大;沿管道轴线方向,无接口管道、地表峰值振动速度以管道中心截面为对称面沿两端不断减小,法兰接口管道峰值振速由两侧向中间逐渐增大,在法兰接口处突然减小;法兰接口处出现明显的应力集中现象;管道法兰接口处是爆破地震作用下研究的关键点,螺栓的峰值有效应力、垫片轴向压力、法兰峰值有效应力、法兰偏转角随爆源距离增大而减小;法兰管道偏转角与地表峰值振动速度具有对应关系,法兰接口燃气管道中心正上方地表的控制振速（13.82 cm/s）可作为邻近燃气管道爆破工程地表的安全控制值。     

自由面变化条件下隧道电子雷管爆破参数确定方法

电子雷管的技术潜力目前仍未在隧道工程中得以充分发挥,一个重要原因是没有严密理论支撑的爆破参数计算方法,药量、孔间延时等核心参数多沿用普通矿山法设计;其次是不能解决第二自由面形成后爆破参数计算准确性问题。以重庆观音桥隧道为研究背景,基于Anderson理论和电子雷管延时特性,提出隧道爆破在单自由面形成双自由面过程中,不同自由面条件下电子雷管爆破参数设计的新方法。现场获取不同药量单自由面单孔爆破振动曲线,逐一计算各孔间延时下的多孔合成振动,对比不同药量、不同延时合成振动曲线后确定单自由面爆破参数;根据电子雷管特点设计短延时掏槽爆破现场试验,获得起爆48 ms后已形成第二自由面;据此设计第二自由面形成后单孔爆破试验并计算双自由面下的合成振速、爆破参数,最终形成爆破全过程爆破参数计算方法。对计算结果进行综合分析后,现场设计主掏槽单孔药量1.2 kg,辅助掏槽单孔药量1.4 kg,孔间延时为5 ms;主掏槽与辅助掏槽间最小时差为35 ms;采用上述优化参数进行现场试验,在低振速控制的同时实现高效进尺。     

下穿铁路隧道爆破振动衰减规律研究

基于Heelan短柱药包理论,引入等效作用半径的概念,得到内部瞬时激励荷载作用下爆破峰值振动速度的衰减模型方程,并通过量纲分析进行验证。结合下穿隧道爆破工程,研究不同雷管段位及不同炮孔类型对应的爆破峰值振动速度的衰减规律。此外,讨论球形装药、柱状装药条件下改进公式的药量形式表达式,结果显示,利用等效作用半径作为拟合参考变量可以综合考虑不同雷管段位及不同炮孔类型对爆破振动规律的影响。统计数据表明,利用改进公式得到的拟合效果最优,可以为类似隧道爆破振动研究提供参考。     

岩石深孔爆破对邻近煤层的动应力作用

为解决松软煤体爆破孔成形困难导致深孔预裂爆破技术无法应用的问题,选择在运输巷底板距煤 层较近的岩石中进行爆破,利用数值模拟方法进行了相关理论探讨。分析了煤岩介质和单煤体介质中布孔的 差异,建立了单煤体和煤岩体深孔预裂爆破的5个数值计算模型。研究了单煤体和煤岩介质爆破孔与抽放孔 连心线上有效应力随距离的变化,从岩孔爆破传播到煤层其应力衰减的程度较单煤层中大得多,但在靠近抽 放孔附近煤层,二者的差距变小。抽放孔轴线方向所受有效应力的大小是决定爆破效果的重要因素,煤岩介 质中爆破孔与抽放孔间距为2.0m 时,抽放孔轴线方向上的平均有效应力与单煤层中爆破孔与抽放孔间距 为3.0m 时的相当,可作为实现岩孔爆破效果的布孔参数。