高地应力岩体多孔爆破破岩机制

深部岩体爆破破岩是爆炸荷载与高地应力共同作用的结果。基于一些简化假设,建立了一个高地应力岩体双孔爆破计算模型,采用光滑粒子流体力学-有限元方法耦合数值模拟方法,研究了高地应力作用下炮孔间裂纹的传播及贯通过程,分析了炮孔周围应力场动态演化过程与分布特征。研究结果表明:爆破引起的岩体开裂主要是环向动拉应力所致,地应力对岩体的压缩降低了炮孔周围环向动拉应力、缩短了环向动拉应力的作用时间,因而对爆炸致裂起抑制作用;静水地应力条件下多孔爆破时,垂直于炮孔连线方向传播的爆生裂纹更易受到地应力的抑制;对于高地应力岩体爆破,炮孔间的裂纹扩展长度随地应力水平的提高而减小,裂纹主要沿最大主应力方向扩展,因此沿最大主应力方向布置炮孔、缩短炮孔间距有利于炮孔间裂纹的连接贯通,形成良好的爆破开挖面。     

缺陷介质切槽爆破断裂行为的动焦散线实验

利用数字激光动态焦散线实验系统,对含缺陷介质在切槽爆破和普通炮孔爆破中爆生裂纹的断裂行为进行对比研究。结果表明,切槽爆破中沿切槽方向起裂的主裂纹比非切槽方向早10 μs,有利于能量优先沿切槽方向释放;切槽方向主裂纹的起裂韧度为0.58 MN/m3/2,其裂纹扩展的平均速度为277 m/s,分别是普通爆破时主裂纹相应值的54%和86%;当切槽方向主裂纹与缺陷介质贯通后,为爆生气体提供了足够的膨胀空间,诱导爆生气体向预制裂纹两端释放,翼裂纹起裂以Ⅰ型拉伸破坏为主,并在裂纹扩展的60~250 μs内,Ⅰ型动态应力强度因子保持在0.6~0.8 MN/m3/2,形成了明显的平台,延缓了翼裂纹扩展速度的衰减,最终较普通炮孔翼裂纹扩展时间和扩展长度分别增加了22.7%和17.8%。     

基于双向聚能拉张爆破理论的巷道顶板定向预裂

为在切顶卸压沿空留巷中获得巷道顶板预裂炮孔的最优间距,基于双向聚能拉张爆破技术,采用以LS-DYNA动力分析软件为基础的数值模拟和现场试验对巷道顶板定向预裂进行研究,优化炮孔间距。数值模拟结果表明,当炮孔间距为400 mm时,应力波叠加后产生有效的拉应力;当炮孔间距为500 mm时,应力波叠加后也能够产生有效的拉应力,该拉应力大于孔壁围岩的抗拉强度,能够使孔壁围岩沿聚能方向形成裂缝,且利于炮孔间裂纹的扩展;随着炮孔间距进一步的增大,当炮孔间距为600 mm爆破时,由于间距过大,应力波无法有效叠加,不能产生连续裂缝。现场试验表明,间距为400和500 mm的炮孔间隔爆破时,未爆破孔自炮孔孔底至孔口产生连续有效裂缝,裂缝长度达2.4 m,相邻炮孔间沿炮孔中心线均能够形成连续有效的切缝面,能够有效控制沿空巷道顶底板位移及沿空巷道顶板压力。综合分析,在3种不同炮孔间距的试验方案中,确定间隔爆破、500 mm的炮孔间距为同一地质条件下3种试验设计中的最优方案。     

深埋岩石隧洞的周边控制爆破方法与参数确定

利用弹性理论方法,结合周边控制爆破的炮孔间贯通裂纹形成机理分析了原岩应力对光面爆破和预裂爆破炮孔间贯通裂纹形成的影响。结果为:原岩应力的存在有利于光面爆破的炮孔间贯通裂纹的形成,不利于预裂爆破的炮孔间贯通裂纹的形成。由此得出结论:高原岩应力条件下的隧洞开挖周边控制爆破宜采用光面爆破方法,光面爆破参数需要根原岩应力、隧洞开挖半径和岩石力学性质进行相应调整。对高原岩应力条件的隧洞开挖实施预裂爆破时,应采用岩石定向断裂爆破技术。     

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。     

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。     

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。     

预裂爆破中炮孔压力变化历程的理论分析

分析预裂爆破过程中，对于炮孔堵塞物的轴向一维运动；炮孔空腔的动力膨胀运动；炮孔周边裂纹的动态扩展与爆生气体的渗入；以及炮孔堵塞物可能从孔口冲出后出现的敞孔孔口喷流等诸因素，结合炮孔内爆生气体的状态方程，从理论上来确定预裂爆破过程中炮孔压力随时间的变化历程，并提出理论计算得到的炮孔压力在工程应用中的修正方法。计算与修正全过程编成程序由电算完成。分析与计算表明，从理论上确定炮孔压力变化历程的方法是可行的。     

边坡预裂爆破参数优化研究

边坡工程施工中常用到预裂爆破,预裂爆破参数对爆破降震起着非常重要的作用。通过大量的预裂爆破试验,得出了适用于该边坡的炮孔直径、炮孔间距、线装药密度、不耦合系数等一系列常规预裂爆破参数。通过ANSYS/LS-DYNA数值模拟,得出了与4种炮孔直径对应的理想的预裂爆破参数,且与爆破试验的结果基本一致。通过回归分析,得出了用于该边坡选取预裂爆破参数的简易公式,用以指导该工程的后续施工。实践证明,采用爆破试验与数值模拟相结合的方法,对于爆破参数的优化选择,效果明显。     

三角柱直眼掏槽爆破参数研究

通过对三角柱直眼掏槽爆破进行试验研究 ,认为爆破槽腔的形成过程可分成两个阶段 ,即岩石破坏阶段和破碎岩石抛出阶段 ;进而 ,依照岩石压缩破坏与剪切破坏的力学准则 ,导出三角柱直眼掏槽炮眼间距与装药系数的计算式 ;根据计算结果 ,在井下巷道工程实际应用中进行对比 ,证实了它的可靠性。     

爆炸荷载作用下模型介质裂纹扩展试验与分析

为研究爆炸载荷作用下裂隙介质裂纹扩展规律,以含人工裂隙的有机玻璃薄板为介质,分别以炮孔中心到人工裂隙垂直距离L和人工裂隙长度D为变量,采用单发雷管爆炸加载试验模型进行试验。试验结果表明,爆炸荷载作用将使裂隙介质形成径向裂纹、翼裂纹、层裂裂纹和似层裂裂纹;人工裂隙能够阻隔径向裂纹的扩展,径向裂纹的扩展对距离L比长度D更敏感;翼裂纹是爆炸绕射波或绕射波与压缩应力波共同作用产生的,翼裂纹的长度随距离L增加而降低;入射压缩应力波与反射拉伸应力波叠加形成的净拉伸应力拉裂介质形成层裂效应、引起径向裂纹弯曲形成似层裂效应,层裂裂纹和似层裂裂纹几乎平行于人工裂隙。研究结果可为裂隙岩体爆破设计、冲击矿压防治和结构工程防护等提供理论依据。     

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。     

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。     

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。     

掏槽参数对煤矿岩巷爆破效果的影响

为了提高掘进进尺,以川煤集团绿水洞矿掘进工程为背景,利用动力有限元程序LS-DYNA3D进行掏槽参数优化研究。结合井下现场实验,分析岩巷掏槽爆破不同参数动态应力、破碎范围的变化以及井下实际爆破效果。掏槽中心孔底向孔口平均有效应力峰值在有中心眼爆破较无中心眼爆破时增加了40%以上,中心眼爆破对槽腔底部的形成起主要作用。在其他条件相同的情况下单孔载荷从1.2 kg提高到1.8 kg,掏槽区中心眼底到孔口平均应力只增加20%,并且破碎范围的增加较少,实际进尺增加小于10%。现场掘进实验表明:在常规爆破载荷下,有中心眼比无中心眼爆破深度提高31%~65%,掏槽角小于78°时,随掏槽角度增加爆破进尺下降较平缓; 但掏槽角增至82°左右, 随掏槽角度增加爆破进尺下降明显。     

不同地应力条件下切缝药包爆破的数值模拟

针对切缝药包定向爆破的特点,考虑岩石介质非均匀性的基础上,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的过程,基于损伤力学理论建立岩石爆破的力学模型,并对不同地应力条件下切缝药包爆破的裂纹演化规律进行数值模拟,分析不同地应力条件对切缝药包爆破效果的影响。模拟结果表明:采用切缝药包爆破时,裂纹主要萌生于切缝周边,沿切缝方向扩展,切缝对定向裂纹的控制作用明显;当考虑地应力作用,且最大地应力方向与切缝方向垂直时,不利于定向裂纹的扩展;最大地应力方向与切缝方向平行时,有利于定向裂纹的扩展。裂纹的扩展方向受控于切缝角度和最大地应力方向这2个条件,裂纹扩展规模则受到地应力的限制。     

隧道爆破现场高速图像采集与精确控制爆破参数研究

受隧道内环境恶劣、相机防护等诸多因素制约,隧道现场爆破的高速图像采集与分析尚未实现,而这对精准控制爆破参数非常重要。以重庆某隧道为研究背景,在解决现场测试技术难题基础上,得到隧道爆破过程完整图像并同时获取爆破振动数据;据此分析了隧道爆破岩石破裂现象:炸药起爆15～18 ms后岩体移动,21 ms左右形成空洞并不断扩展后抛出;探讨了同对掏槽眼爆破协同作用时间与微差降振时间之间的矛盾,研究表明兼顾二者作用的起爆时差为8～50 ms;通过分析爆破裂隙扩展曲线特点并结合实测振动数据,确定起爆54 ms时形成第二临空面,较按过去方法确定的时间更精确,以此进行现场掏槽段位设计的降振效果良好;研究结果可为精准控制爆破提供参考。     

一维轴对称杆件爆源模型及其在台阶爆破模拟中的应用

为了解决在实体炮孔建模时需要加密网格、计算量大等问题,提出了一种一维轴对称爆源模型:利用一维线状杆件表述炮孔及炸药,实体单元表述周围岩体,通过杆件节点与实体单元的拓扑关系,将杆件节点上的爆生气体压力施加至周围实体单元上,并根据实体单元的体应变计算出杆件节点处的横截面变化情况,从而实现模拟炸药与周围岩体的相互作用。通过与实体炮孔模型的数值对比分析,发现压力衰减指数为1.25时,一维轴对称爆源模型获得的径向质点峰值振动速度（peak particle velocity, PPV）衰减规律及振动速度时程曲线与实体炮孔模型基本一致,证明了该模型在模拟爆破问题中的精确性。针对混凝土块动态爆破破坏特性的研究,通过与文献对比分析,进一步验证了该模型的正确性。为验证该一维轴对称爆源模型在台阶爆破模拟中的应用,以鞍钢露天铁矿台阶爆破开采为研究对象,建立了5排50炮孔三维台阶爆破概化模型,模拟了爆区内露天边坡的损伤破坏状态。数值计算结果表明,爆区内拉伸破坏为主,并且除了离爆源较近的第一个测点外,其余测点处的振动速度峰值大小及其随距离的变化规律与现场实测数据基本一致,证明了所提爆源模型在三维台阶爆破远场模拟的可行性。