Simulation of blast induced crater in jointed rock mass by discontinuous deformation analysis method

Rock blasting is a dynamic process accompanied with the propagations of shock waves and the dispersion of the explosion gas. This paper adopts the discontinuous deformation analysis (DDA) method to simulate the rock blasting process. A dynamic parameter adjustment and the non-reflecting boundary condition are implemented in the DDA method. The sub-block DDA method to simulate fracture problems is used. The blasting process in jointed rock mass is simulated by application of the explosion gas pressure on the expanding borehole walls and induced connected fracture surfaces around the boreholes. The blast craters with different overburdens are derived. The whole process including the explosion gas dispersion, borehole expansion, rock mass failure and cast, and the formation of the final blasting piles in rock blasting are well reproduced numerically. Parametric study for different overburdens is carried out, and the results are analyzed and discussed.     

Modelling burden size and strata dip effects on the surface blasting process

The objective of this paper is to introduce the development of a dynamic blasthole expansion model, which is coupled to the discontinuous deformation analysis (DDA) code of Shi (Ph.D. Thesis, University of California at Berkely, Berkely, 1988). The developed model considers the effects of blast geometry (blasthole shape, angle, and location), the physical properties of the intact rock and existing discontinuities, the distribution and orientation of pre-existing discontinuities, and the blasthole pressure on the processes of burden breakage, fragment throw and muckpile formation. The newly modified DDA code (DDA_BLAST) describes the expansion of the blast chamber as a function of blast chamber volume and time. It is assumed in the code that the rock is already fragmented in situ due to the intersection of pre-existing discontinuities and the passage of stress wave. Hence, the model only considers the gas pressurization phase of the blasting process. Moreover, the proposed model for blasthole expansion assumes an adiabatic expansion of explosion products and variations in explosion pressure upon expansion of blast chamber is calculated from an equation of state. Furthermore, a rigid-body damping algorithm, based on energy approach, was developed and implemented to the original DDA code. Accordingly, the newly modified DDA_BLAST code was employed to simulate typical blasting problems in jointed media and delve into the mechanisms involved (in a macro scale) in the gas pressurization phase of the blasting process, burden breakage, and the effects of discontinuities on the process of burden breakage.     

双向聚能拉伸爆破新技术

针对光面爆破和当前聚能控制爆破存在的问题，以及某特大型硐室高强度岩体复杂断面成型爆破的工程现状，提出了双向聚能拉伸爆破新技术，对其特点、相应的聚能装置、聚能爆破机理、爆破力学行为及力学模型作了详细介绍。在单孔、联孔爆破的基础上，将该技术应用于硐室的方形断面和岩台成型爆破，收到了良好的爆破效果。该技术的开发与应用，为高强度岩体复杂断面成型爆破提供了一条高效低耗途径，有广阔的应用前景。     

岩石炮孔预切槽爆破断裂成缝机理研究

应用岩石断裂力学理论和爆生气体膨胀准静压理论，建立了岩石中炮孔不偶合装药孔壁预切槽爆破时的脆性断裂力学模型，分析了裂缝的扩展规律，包括起裂、止裂条件、起裂方向、扩展长度和裂缝扩展过程中的速度变化等。此外，本文还就炮孔预切槽爆破时的动态效应进行了初步探讨。     

非连续变形分析(DDA)中断续节理扩展的模拟方法研究和试验验证

在非连续变形分析方法中,可用虚节理表示岩石破坏过程中潜在的破坏路径,因此断续节理中节理面开裂、扩展、贯通过程认为是虚节理(岩桥)向实节理转化的过程,这一过程伴随着虚节理(岩桥)力学性质参数的弱化,且弱化程度受到虚节理向实节理转化程度的影响。因此,利用表征虚节理向实节理转化程度的虚节理连通率对虚节理力学性质参数的弱化规律进行研究,得出力学性质参数弱化函数;在此基础上对Jennings强度准则和最大抗拉强度准则进行处理,提出应用于非连续变形分析计算的断续节理强度形式;最后,将虚节理力学性质参数弱化规律和处理后的断续节理强度表达式运用于非连续变形分析计算程序中,实现对断续节理扩展过程的模拟算法。并通过剪切试验计算结果与室内试验结果的比较,验证该算法的正确性。     

考虑光面爆破周边损伤的参数设计研究

在现有的岩石爆破损伤模型和岩石细观损伤力学的基础上,初步尝试结合岩石强度有侧重点地探讨岩石在爆炸应力波和爆生气体作用下损伤断裂的基本理论,分别以理论手段确定D值,同时引入D值推导出考虑损伤的光爆参数设计理论公式。     

爆炸荷载下岩石损伤的数值模拟研究

基于所建立的岩石动态损伤模型,对沟槽深孔微差爆破进行了数值模拟。计算结果较好地反映了爆炸荷载作用下岩石的损伤演化规律,客观地再现了爆破破岩的物理过程。     

岩体的初始损伤对爆破效果的影响研究

根据损伤力学理论，提出了含初始损伤岩体动态损伤本构模型。结合Grady根据破碎能量守则给出的脆性材料动态平均块度尺寸公式，将初始损伤变量引入计算模型，并充分考虑爆炸应力波对岩体的破碎作用和在爆生气体膨胀及渗流压力作用下岩块之间的相互挤压碰撞作用，得出了爆破后的平均块度计算式，同时进行了试验验证。计算和试验结果表明，岩体的初始损伤对爆破效果的影响是非常显著的，但是可以通过改变爆破设计参数控制并利用初始损伤以改善爆破效果。同时还得出了一些有益的结论，对指导工程实践具有一定参考价值。     

基于SPH粒子法的盲天井掏槽爆破数值模拟

针对上向盲天井掏槽孔爆破效果,运用补偿系数法对周边大空孔孔间距进行计算并进行方案制定,利用光滑粒子流体动力学方法(SPH粒子法)进行数值模拟计算,开展盲天井掏槽爆破周边空孔作用以及补偿系数对爆腔及岩石损伤范围影响研究。研究结果表明:在孔间距一定时,爆腔面积随补偿系数增大呈增加趋势;当补偿系数达到2.42时爆破效果最佳且达到峰值0.54 m²,而后爆破效果作用达到极限,爆腔面积变化趋于稳定;岩石损伤范围因炸药作用效果有限,总体变化范围在10%以内;模拟过程中SPH粒子能良好地模拟出爆破过程中岩石运动状态、空孔填充情况以及岩石损伤范围。所得模拟结果与现场试验爆腔断面面积吻合度高,说明数值模拟计算具有一定的准确性。     

聚能药卷的爆炸裂纹定向扩展过程试验研究

应用透射动焦散线试验研究爆炸裂纹定向断裂超动态破坏力学特征。试验结果表明,爆炸主裂纹断口特征为典型的拉伸断裂,爆炸裂纹尖端的动态应力强度因子、裂纹扩展速度、扩展长度的变化趋势几乎相同,爆炸主裂纹主要在60～200μs完成,极限动态应力强度因子很少超过1.5MN/m3/2,爆炸裂纹止裂韧性约为0.3MN/m3/2。聚能药卷具有明显的爆轰波卸载效应和聚能方向爆生气体射流效应,高压爆生气体射流的"气楔效应"是聚能方向压缩径向裂纹进一步扩展的主要驱动力,同时抑制了非聚能方向压缩径向裂纹的发展。双孔点射流聚能药卷、双缝线射流聚能药卷都能实现岩石定向断裂爆破,形成良好的爆破断裂面,多缝线射流聚能药卷适用于高瓦斯煤层增透防突的深孔预裂爆破。     

爆破开挖对边坡岩体裂纹扩展的扰动机制

 爆破开挖是导致边坡节理岩体开裂甚至失稳的重要影响因素之一。基于断裂动力学理论,研究了爆破开挖对边坡岩体裂纹失稳扩展的扰动作用,分析了开挖扰动下地应力卸荷和爆炸应力波对裂纹尖端应力强度因子及其裂纹失稳扩展模式的影响。结果表明,爆炸应力波与地应力共同决定了边坡岩体裂纹的失稳扩展模式,初始地应力作用下边坡岩体裂纹的扩展模式主要为I-II压剪复合型;爆破开挖所产生的卸荷效应将改变初始地应力的状态,可使裂纹的扩展模式由I-II压剪复合型转变为I-II拉剪复合型,导致裂纹更容易失稳扩展,且卸荷程度越大,裂纹越容易失稳扩展;爆炸应力波的作用将增加岩体裂纹的失稳扩展风险。     

深孔爆破在深井坚硬复合顶板沿空留巷强制放顶中的应用

 为防止深井坚硬顶板沿空留巷的充填墙体在顶板垮落时被压坏,特采取深孔爆破强制放顶来释放顶板压力以提高沿空留巷的护巷效果。通过数值模拟和理论分析的方法,阐述深孔爆破强制放顶的卸压机制。炸药在坚硬岩体中爆破,爆破孔周边的岩体受爆轰应力波作用产生大量裂隙并发生大幅度位移,使爆破孔周围的应力重新分布,厚层顶板垮落,降低了巷旁充填墙体的附加载荷,从而起到护巷作用。最后,在潘一矿东区1252(1)工作面进行超前深孔爆破强制放顶的现场应用,在经历工作面回采和充填留巷稳定阶段后,墙体整体维护效果良好,对类似条件下沿空留巷强制放顶具有很好的借鉴意义。     

顺层岩质边坡的爆破振动控制标准试验研究

以某顺层岩质路堑开挖爆破为背景，进行了6次层裂爆破试验。测量边坡不同位置处的质点振速并对爆破前后的岩体进行声波探测，然后对振速测量结果和声波速度测量结果进行耦合分析，研究表明：边坡岩体发生爆破层裂后，波速显著降低，岩体的波速降低率随着质点振速增大而增大：质点振速越大，岩体层裂程度越严重，当质点振速小于临界值，岩体不发生层裂：爆破试验所得出的临界振速25．3cm／s可以作为该顺层岩质边坡爆破开挖时的振动控制标准。     

顶板诱导致裂的数字探测及其分形特征研究

为观测采空区顶板诱导崩落的实施效果,研究采动影响与人工爆破强制诱导耦合作用下顶板岩体内节理、裂隙等不连续结构面的发育与矿岩破裂失稳崩落的关系,采用数字式全景钻孔摄像系统对顶板诱导崩落预裂钻孔进行了探测。探测结果表明,在实施预裂爆破钻孔内预裂缝从爆破点直至孔底,宽度达到20～40 mm,炮孔处理后至今顶板平均跨落厚度为30～40 m,诱导效果显著。岩体内以高陡倾角、窄隙宽和短隙长的次生裂隙群发育为主,微裂隙群的扩展、贯通最终导致岩体由顶板底部向上逐步剥离冒落。耦合扰动与单一采动扰动岩体内裂隙的发育情况差异明显。采用分形理论对不同钻孔同一深度的裂隙发育特征进行描述,得出不同诱导作用下岩体内裂隙数分维值及关系曲线。分析表明,诱导作用下岩体内的裂隙产生及其演化具有自相似性,其分维值随着诱导步距的推进不断增大。     

隧道围岩爆破地震累积效应研究

针对公路隧道施工循环爆破作业展开爆破震动累积效应研究.基于现场爆破震动监测与波与能量的相关理论,提出利用单位药量与距离条件下的爆破地震波面积(单位等效面积)分析评估单位药量与距离条件下的爆破震动对结构与围岩介质的影响,通过比较质点振动速度波形面积的变化可分析评估围岩介质体中的爆破震动能的分布与药量和距离的关系,以及围岩介质体物理力学性质的改变与爆破震动能衰减的关系.并提出了爆破地震波单位等效面积的计算方法,通过非药量和距离因素影响下质点振动速度波形单位等效面积分析,合理评估单位爆破震动能在围岩体中的分布状况,以及爆破震动作用下的介质体本身物理力学性质的改变,并可推断与阐述围岩介质体中不连续结构面(体)的总体分布状况,以及在爆破震动作用下的发生与扩展情况和与爆破地震波的互相作用.     

不同装药模式爆破载荷作用下煤层裂隙扩展特征试验研究

 为了研究炸药在不同煤岩介质中爆破所产生的裂隙扩展和力学特征,提高深孔预裂爆破对低透气性煤层进行增透的效果,在实验室搭建爆破模拟试验系统,设计穿层钻孔和顺层钻孔2种不同的装药模式,以Froude 比例法建立煤层深孔预裂爆破的试验模型,利用相似材料配比加工制备尺寸为50 cm×50 cm×50 cm的试样进行爆破模拟试验。通过超动态应变仪监测煤岩层的应变信号,利用高速摄像仪记录试样完整的裂纹萌生、扩展、贯通直至试样破坏的全过程,分析爆破载荷作用下试样的动态力学特性和裂纹扩展特性。研究发现,裂纹主要是由压缩波与卸载波共同作用形成的,裂纹扩展方向与炮孔轴线方向垂直;在煤岩介质中实施穿层钻孔爆破的爆破效果优于顺层钻孔煤层爆破效果,当爆破应力波从煤层入射到岩层后,出现反射拉伸波,反作用于煤体上,加剧煤岩不同爆破介质的破坏程度,促使爆破裂隙的扩展。研究成果可用于指导井下低透气性煤层深孔预裂爆破装药方式的选择,以提高瓦斯抽采效率。     

预裂爆破震动效应试验研究

为研究预裂爆破震动效应,在山东石岛湾核电站基坑进行多次爆破和声波测试试验,得到场地爆破震动衰减规律和爆孔下卧基岩的损伤范围。试验结果表明,岩性相同时,基岩损伤深度随最大段药量的增加而线性增加,随质点峰值震动速度增加而呈指数增加;离爆源越近,岩体受损程度越大;预裂爆破对爆孔上部岩体影响较大。同时,在试验的基础上,建立距爆源30 m处质点峰值震动速度与对应爆破影响下卧基岩深度的函数关系,进而确定以质点峰值震动速度为参考指标的预裂爆破安全控制标准,并在基坑边坡爆破中验证该控制标准的有效性。     

Numerical simulation of blasting-induced rock fractures

In the present study, the Johnson–Holmquist (J–H) material model is implemented into the commercial software LS-DYNA through user-subroutines to simulate the blasting-induced rock fractures. The J–H model consists of strength models for both intact and fully fractured materials, a polynomial equation of state, and a damage model that represents the material from an intact state to a fully fractured state. Influences of the key parameters in smooth blasting, viz., loading rate, distance from a free face, earth stress, and pre-existing joint planes, etc., on fracture patterns are explored. According to the simulation results, the rock fracture pattern is significantly influenced by the loading rate. Fracture control techniques, namely, notched borehole and charge holder with slits are also simulated. Effectiveness of the fracture control techniques is demonstrated. The numerical simulation in the present study reproduces some of the well-known phenomena observed by other researchers. It has the potential to be applied in practical blast control and gas and hydraulic fracturing engineering.     

Numerical investigation of blasting-induced damage in cylindrical rocks

In order to investigate rock fracture and fragmentation mechanisms under dynamic loading, a cylindrical rock model with a centralized borehole is developed through the use of AUTODYN code. According to the material properties and loading conditions, four kinds of equation of state (EOS), linear, shock, compaction and ideal gas, are applied to the four kinds of materials employed in this numerical model. A modified principal stress failure criterion is applied to determining material status, and a well-behaved explosive, PETN, and a relatively homogeneous igneous rock, diorite, are used in this rock model. A single centrally located line source of explosive is fired numerically to produce the dynamic loadings operating on the surrounding rocks. This numerical model is applied to actual blasting conditions. The rock failure mechanism under dynamic loading is first analyzed, and then the influences of the following factors on rock fracturing are discussed: (a) coupling medium, (b) confinement, (c) boundary condition, (d) initiation location in an explosive column, and (e) air ducking. The results show that all these factors have significant effects on rock fracturing under dynamic loading.     

裂隙岩体非连续变形的静力和动力分析方法

裂隙岩体在静力或动力作用下产生的变形主要是裂隙的变形，岩石变形相对很小，两者不相连续。用非连续变形分析方法研究岩体的非连续特性才能得到微观的具体反映。在动力或静力作用下，位移实际上与时间有关，故对静力问题仍可用动力方法。只有对很小位移的静力问题，当岩体处于稳定情况下，才可忽略这一时间因素。对极大位移的动力问题，如爆炸等，用非连续变形分析方法计算能得到很好的结果。本文用非连续变形分析方法对以上问题作了探讨，并用算例对若干静力和动力问题进行了分析。