岩体爆破裂纹扩展影响因素分析.pdf

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1、第 38 卷第 10 期煤 炭 科 学 技 术Vol.38No.102010 年10 月Coal Science and TechnologyOct2010岩体爆破裂纹扩展影响因素分析王长柏1，2，李海波1，谢冰1，3，夏祥1，莫振泽1，邹飞1(1.中国科学院 武汉岩土力学研究所 岩土力学与工程国家重点实验室，湖北 武汉430071;2 安徽理工大学 土木建筑学院，安徽 淮南232001;3.洛阳理工学院 土木工程系，河南 洛阳471003)摘要:为了改善高地应力条件下岩体爆破破碎效率较低的问题，基于理论推导和 ABAQUS 动力有限元计算分析了不同埋深和侧压系数条件下岩石爆破裂纹的扩展规律。

2、计算结果表明:岩体初始应力和侧压系数对爆炸载荷作用下的最大裂纹长度和主裂纹扩展方向具有较大影响，随着初始应力的增大，裂隙扩展半径减小;随着侧压系数的增大，岩石有效破碎面积也相应减小;裂纹扩展主方向趋于最大压应力方向;裂纹扩展主方向与最大压应力方向一致。关键词:初始应力;数值模拟;爆破;裂纹扩展中图分类号:TD235.1文献标志码:A文章编号:0253 2336(2010)10 0031 04Analysis on Influencing Factors of Blasting Crack ExpansionWANG Chang-bai1，2，LI Hai-bo1，XIE Bing1，3，XIA

3、 Xiang1，MO Zhen-ze1，ZOU Fei1(1 State Key Lab of Rock and Soil Mechanics and Engineering，Wuhan Research Institute of Rock and Soil Mechanics，Chinese Academy ofSciences，Wuhan430071，China;2 School of Civil Construction，Anhui University of Science and Technology，Huainan232001，China;3 Department of Civil

4、 Engineering，Luoyang Institute of Science and Technology，Luoyang471003，China)Abstract:In order to improve the breaking efficiency low problem of the rock blasting under a high ground stress condition，based on thetheoretical derivation and the ABAQUS dynamic finite element calculation，the crack expan

5、sion law of the rock blasting under the differentdepth and side pressure coefficient condition was analyzed The calculation results showed that the initial stress and the side pressure coef-ficient of the rock mass would have large influences to the max crack length and main crack expansion directio

6、n under the role of the blas-ting loading With the initial ground stress increased，the radius of fracture expansion would be reduced The main direction of the crackexpansion would be in the direction of the max pressure stress and the main direction of the crack erpansion would be in same direction

7、ofthe max pressure stressKey words:initial stress;numerical simulation;blasting;crack expansion基金项目:国家自然科学基金资助项目(50809070)1概述近年来，随着金属矿、煤矿深部开采规模的日益扩大，开采越来越向深部发展，而钻孔爆破法仍然是目前最为经济的掘进方法。高应力条件下岩石的爆破以及裂纹扩展规律日益受到重视。肖正学等1 通过对存在不同初始应力场的几种材料的室内试验和地下矿山爆破实例进行分析，发现初始应力场的存在改变了爆轰波的传播规律，同时，对裂纹发展起着导向作用。刘殿书2 的动光弹试验对初始

8、应力条件下的爆破应力波的传播过程进行了研究，结果表明初始应力影响着应力波形的传播，且不同的初始应力对应力波形传播过程的影响也不相同。张志呈等3 通过试验研究，发现地应力对于爆破地震波的传播具有波导效应。谢源4 通过模型试验，发现介质爆破裂纹的方向及大小与附加的主应力有关。高全臣等5 通过分析研究矿井深部岩巷的高应力分布特征，采用动光弹模型试验对不同应力条件下的爆破作用机理进行了探讨，并通过现场试验提出了适用于高应力岩巷掘进的控制爆破设计与施工技术。戴俊6 7 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，提出了深埋岩石隧洞

9、的周边控制爆破及巷道崩落爆破方法与参数确定方法。杨小林等8 基于岩石细观损伤断裂理论，建立了相应的损伤断裂准则和裂纹尖端的损伤局部化模型，该模型可以更好地反映爆生气体作用下裂纹扩展的实际过程。132010 年第 10 期煤 炭 科 学 技 术第 38 卷夏祥等9 基于 ANSYS/LS DYNA 模拟计算了岩体单孔柱状装药的爆破破裂过程，分析了岩体爆破裂纹产生和扩展的机制，得到了岩体粉碎区和裂隙区的范围。宗琦10 根据岩石爆破破碎过程和原理，在考虑粉碎区的条件下修改了爆炸应力波作用下裂隙扩展半径的计算公式。该研究采用 ABAQUS 动力有限元方法分析了不同地应力水平和侧压系数条件下的单孔爆炸载

10、荷作用下岩体裂纹的扩展规律，探讨初始应力的大小及分布对裂纹扩展的影响，这对于优化爆破参数，实现深部岩巷或隧道的优质高效掘进具有一定的参考价值。2裂隙扩展影响因素分析岩石属于一种脆性材料，其抗拉强度远小于抗压强度，一般为抗压强度的 1/20 1/10，因此，除在药包周围很小的范围内为受压破坏以外，岩石的主要破坏形式为受拉破坏11。岩石的爆破破碎是静态地应力和炸药爆炸产生的超动态应力共同作用的结果，炸药爆炸时所产生的巨大压力在岩石中引起压缩应力波，炮孔壁上的应力状态以柱面波的形式向外传播，其在孔壁周围产生的切向拉应力T为T=+d(1)式中:为由初始应力引起的切向应力;d为爆炸产生的动态切向应力。当

11、 T大于岩石极限抗拉强度时，将产生径向裂纹。由于岩石中激起的冲击波衰减得很快，作用范围也很小，故可近似按照弹性碰撞理论计算出爆轰波作用在岩石界面上的初始冲击压力 pd。耦合装药条件下 pd计算公式为12 pd=0D242mcp0D+mcp(2)式中:0为炸药密度;D 为炸药爆轰速度;m围岩的密度;cp为围岩弹性纵波波速。岩石弹性区内，爆炸应力波峰值 P 的衰减规律为P=rd=pda()r(3)式中:rd为径向应力;a 为炮孔半径;r 为计算点至炮孔中心的径向距离;为应力波的衰减指数，=2 /(1 )，其中 为岩石的泊松比。根据文献 13 可知，裂隙区内的应力波在传播过程中，动态切向应力 d和径

12、向应力 rd的关系为d=(1 2b2)rd(4)式中，b 为岩石横波波速与纵波波速之比，即 b=(1 2)/2(1 槡)。根据弹性理论，以炮孔中心点为极坐标系原点，爆前由初始应力引起的切向应力 可表示为=(1+a2r2)k+12v(1+3a4r4)k 22vcos(2)(5)式中:为计算点角度位置坐标;v为竖向应力;k 为侧压系数，即水平应力与竖向应力的比值。若切向拉应力 T超过岩石抗拉强度 ft，岩石就会产生径向裂隙，由此可以计算出不同初始应力条件下的裂隙扩展半径。根据表 1、表 2 数据，可得出花岗岩经炸药爆破后的裂隙区计算结果如图 1所示。从图 1 中裂纹长度包络线可以看出:当 k=1

13、时，裂隙区呈圆形对称分布，裂隙扩展半径随着竖向应力的增大而减小，当竖向应力由 0 增大到26.5 MPa 时，裂隙扩展半径从 79.14 cm 减小至43.21 cm，减小了 45.4%。当 k1 时，裂隙区呈椭圆形对称分布;当 k 1 时，水平方向为长半轴方向;当 k 1 时，竖直方向为长半轴方向，裂隙区椭圆长半轴方向与压应力较大的方向一致。保持v=21.5 MPa 不变，随着侧压系数的增大，最短裂隙区长度由 46.64 cm 减小至 29.34 cm，减小了37.1%。如果定义裂纹长度包络线所围的面积为单孔爆破有效破碎面积，则随着侧压系数 k 的增大，单孔爆破有效破碎面积减小。当侧压系数

14、k 从 0.5增大至 3.0 时，有效破碎面积减小约 48.7%。表 1花岗岩参数14 密度/(gcm3)弹性模量/GPa泊松比抗压强度/MPa抗拉强度/MPa2.65600.2415015.0表 2TNT 炸药参数15 密度/(gcm3)爆速/(cms1)A/GPaB/GPaR1R2E0/(MJm3)1.630.6933743.73 4.15 0.90 0.356 000注:A，B，R1，R2，为 JWL 状态方程参数。23王长柏等:岩体爆破裂纹扩展影响因素分析2010 年第 10 期20，40，60，80 cm 为裂隙区长度参考范围的半径图 1不同竖向应力与不同侧压系数时的裂隙区长度3数值

15、模拟3.1材料参数本文主要探讨初始应力场对爆破载荷作用下裂纹扩展范围的影响，因此，岩石采用试验数据较为充分的花岗岩材料参数，见表 1。研究表明，控制岩石破坏的主要因素是岩石的抗拉强度，因此，计算时岩石采用 ABAQUS 中的拉伸破坏准则。炸药采用 JWL 状态方程描述，方程形式如下:p=A(1 R1V)eR1V+B(1 R2V)eR2V+E0V(6)其中:p 为压力;V 为爆轰产物相对体积;E0为爆轰产物初始比热力学能。3.2地应力根据 Hoek 和 Brown(1980 年)收集的地应力数据16，在深度为 25 2 700 m，地应力场的竖向应力呈线性增长;侧压系数 k 在埋深不大的情况下很

16、分散，随着埋深的增加，其分散度变小，并且趋于 0.5 1.0，数值计算时，按以下 2 类工况考虑。1)侧压系数 k=1，竖向应力分别取 0，5.30，13.25，21.50 和 26.50 MPa。对应埋深分别为 0，200，400，500 和 1 000 m。2)竖向应力取 21.50 MPa，对应埋深为 500m，侧压系数 k 分别取 0.5，0.8，1.5，2.0，3.0。3.3边界条件为了消除应力波在边界的反射，必须在人工边界设置黏性边界条件。ABAQUS 提供的无限单元在动力学计算中相当于设置了黏弹性边界，可有效吸收 P 波和 S 波，从而消除应力波在边界的反射。因此，在计算建立数值

17、计算模型时，外层采用无限元划分网格，同时，为了减少计算量，取对称的 1/2模型进行计算。3.4数值计算模型在深部岩体爆破掘进中，常有的钻孔直径有42，38 和 32 mm 等，该研究在数值计算时取钻孔直径为 42 mm，计算范围取钻孔直径的 100 倍左右，即 4 m。划分网格时岩体采用三角形平面应变单元，炸药采用四节点平面应变单元，无限边界采用四节点平面应变无限单元，最终网格及炮孔周围网格局部放大图如图 2 所示。图 2网格划分及炮孔周围网格局部放大图3.5计算结果及分析3.5.1初始应力对裂隙扩展的影响图 3 是初始应力为 0 和 26.5 MPa 时的裂纹长度包络图及压力云图。裂隙扩展半

18、径随初始应力的变化曲线如图 4 所示。从图中可以看出，当水平应力与竖向应力相等，即 k=1 时，裂纹在粉碎区外以装药中心为圆心呈放射状分布，裂纹长度大小基本相等，主裂纹不明显。随着初始应力的增大，裂隙扩展半径减小，当初始应力为 26.5 MPa 时，裂隙扩展半径从初始应力为 0 时的 74.72 cm 减小至47.47 cm，减小 36.5%，但裂纹的分布规律基本相同。3.5.2侧压系数对裂隙扩展的影响图 5 为埋深 500 m 时，侧压系数分别为 0.5 和3.0 时的裂纹长度包络图及压力云图。从图 5 中可以看出，裂纹扩展主方向趋于最大压应力方向，当332010 年第 10 期煤 炭 科

19、学 技 术第 38 卷“+”压应力;“”拉应力图 3不同初始应力下的裂纹长度包络图及压力云图图 4裂隙扩展半径随初始应力变化曲线(k=1)k=0.5 时，最大压应力为竖向应力，裂纹长度包络线长半轴方向为 y 轴方向，最大裂纹长度 65.86cm，当 k=3.0 时，最大压应力为水平应力，裂纹长度包络线长半轴方向为 x 轴方向，最大裂纹长度为 57.01 cm，减小 13.4%。随着侧压系数 k 的增大，岩石爆破有效破碎范围越小，当 k 从 0.5 增大至 3.0 时，有效破碎面积减小了 51.4%，如图 6所示。4结论1)随着初始应力的增大，爆后裂隙扩展半径减小;随着侧压系数的增大，岩石有效破

20、碎面积减小，岩石相对难爆，因此，在深部岩体爆破设计时，应适当减小炮孔间距。2)裂纹扩展主方向趋于最大压应力方向，较小初始应力方向上的裂纹长度相对较短，因此，爆破设计时应在该方向上减小炮孔间距。“+”压应力;“”拉应力图 5不同侧压系数下的裂纹长度包络图及压力云图图 6有效破碎面积与侧压系数关系曲线(v=21.5 MPa)3)数值计算是爆破裂纹扩展研究的重要手段之一，由数值计算得出的裂纹扩展规律与理论分析的结论基本一致。参考文献:1肖正学，张志呈，李端明初始应力场对爆破效果的影响 J 煤炭学报，1996，21(5):497 501 2刘殿书，王万富，杨吕俊.初始应力条件下爆破机理的动光弹实验研究

21、 J 煤炭学报，1999，24(6):612 614 3张志呈，肖正学，胡健，等岩体爆震传播时应力场的波导效应试验研究 J 化工矿物与加工，2005，34(7):21 24 4谢源 高应力条件下岩石爆破裂纹扩展规律的模拟研究 J 湖南有色金属，2002，18(4):1 3 5高全臣，赫建明，冯贵文，等高应力岩巷的控制爆破机理与技术 J 爆破，2003，20(S):52 55 6戴俊深埋岩石隧洞的周边控制爆破方法与参数确定 J 爆炸与冲击，2004，24(6):493 498(下转第 61 页)43黄旭超:祁东煤矿远距离上保护层开采保护效果分析2010 年第 10 期4)被保护 9 煤层瓦斯压力

22、变化。2009 年 6月，在 9 煤层底板进行穿层抽采钻孔施工时存在严重喷孔现象，上述现象也进一步说明该区域 9 煤层瓦斯压力大、突出危险大。2009 年 10 月，在该区域穿层抽采钻孔之间施工钻孔测定 9 煤层的残余瓦斯压力。由于 9 煤层经上保护层 7122 工作面开采后透气性系数增大 798 1 484 倍，穿层钻孔卸压抽采 28 个月后，测压钻孔施工过程中未发生任何异常现象，实测的残余瓦斯压力为 0.2 MPa，根据煤矿瓦斯抽采基本指标8 中的公式计算得 9 煤层残余瓦斯含量为 3.2 m3/t。5被保护煤层消除突出危险性评价通过上保护煤岩层的开采及被保护煤层卸压瓦斯抽采，卸压瓦斯抽采

23、率为 42%，被保护 9 煤层卸压范围内的瓦斯压力由 3.3 MPa 降为 0.2 MPa，远小于 0.74 MPa 的煤层突出危险指标临界值;煤层膨胀变形达到 1.7%，远大于 0.3%;煤层透气性系数大幅增加，增加了 1 484 倍;被保护 9 煤层卸压瓦斯抽采效果显著提高。被保护 9 煤层经过卸压保护及卸压瓦斯抽采，瓦斯含量由 11.2 m3/t 降为 3.2 6.5 m3/t，低于 8 m3/t 的煤层突出危险指标临界值。被保护 9 煤层的煤与瓦斯突出危险性评价结果见表 1。表 1被保护 9 煤层的煤与瓦斯突出危险性评价参 数残余量判别指标突出危险性煤层瓦斯压力/MPa0.20.74无

24、煤层瓦斯含量/(m3t1)4.78.00无以上分析说明，经过远距离上保护煤岩层的开采及被保护 9 煤层卸压瓦斯的抽采，消除了 9 煤层的突出危险性，满足被保护 9 煤层安全高效开采的要求。参考文献:1皖北煤电集团公司，煤炭科学研究总院重庆研究院 祁东煤矿瓦斯治理现状评价报告 R 重庆:煤炭科学研究总院重庆研究院，2009 2于不凡煤矿瓦斯灾害防治及利用技术手册:修订版 M 北京:煤炭工业出版社，2005 3黄旭超，孟贤正，傅昆岚，等.开采上保护层被保护煤层穿层钻孔抽采瓦斯技术 J 煤炭科学技术，2009，37(9):38 40 4蒋金泉.采场围岩应力与运动 M 北京:煤炭工业出版社，1993

25、5皖北煤电集团公司，煤炭科学研究总院重庆研究院 祁东煤矿多重保护层开采技术研究报告 R 重庆:煤炭科学研究总院重庆研究院，2008 6皖北煤电集团公司，煤炭科学研究总院重庆研究院 祁东煤矿 9 煤层瓦斯基本参数测定报告 R 重庆:煤炭科学研究总院重庆研究院，2007 7国家安全生产监督管理总局，国家煤矿安全监察局.防治煤与瓦斯突出规定 M 北京:煤炭工业出版社，2009 8国家安全生产监督管理总局，国家煤矿安全监察局.煤矿瓦斯抽采基本指标 M 北京:煤炭工业出版社，2009作者简介:黄旭超(1981 )，男，四川德阳人，工程师，现在煤炭科学研究总院重庆研究院从事煤矿瓦斯灾害防治技术研究工作。T

26、el:13657622324，E mail:收稿日期:2010 06 12;责任编辑:檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶王晓珍(上接第 34 页)7戴俊，钱七虎高地应力条件下的巷道崩落爆破参数J 爆炸与冲击，2007，27(3):272 276 8杨小林，王梦恕爆生气体作用下岩石裂纹的扩展机理J 爆炸与冲击，2001，21(2):111 116 9夏祥，李海波，李俊如，等岩体爆生裂纹的数值模拟J 岩土力学，2006，27(11):1987 1991 10宗琦岩石内爆炸应力波破裂区半径的计算 J 爆破，1994，9(2):15 17 1

27、1齐景嶽，刘正雄 隧道现代爆破技术 M 北京:中国铁道出版社，1995 12王文龙 钻眼爆破 M 北京:煤炭工业出版社，1983 13孙长寿 由矿岩性质确定爆破参数的研究与应用 J 有色金属:矿山部分，1994(1):32 34 14Saharan M R，Mitri H SNumerical Procedure for DynamicSimulation of Discrete Fractures Due to Blasting J RockMechanics and Rock Engineering，2008，41(5)，641 670 15Lee E，Finger M，Collins W

28、JWL Equation of State Coeffi-cients for High Explosives R UCID 16189，Lawrence Liv-ermore National Laboratory，Livermore，California，1973 16Hudson J A，Harrison J P工程岩石力学:原理导论M 冯夏庭，译 北京:科学出版社，2009作者简介:王长柏(1978 )，男，河南信阳人，讲师，博士研究生，主要从事岩石动力学及地下结构工程抗震方面的研究工作。Tel:13955442356，E mail:chbwang 收稿日期:2010 06 16;责任编辑:王晓珍16