葉海旺,唐 可,萬(wàn) 濤,王 超,雷 濤,李新平,C.M.Saliou
(1.武漢理工大學(xué)資源與環(huán)境工程學(xué)院,湖北 武漢 430070;2.武漢理工大學(xué)礦物資源加工與環(huán)境湖北省重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室,湖北 武漢 430070;3.武漢理工大學(xué)土木與建筑工程學(xué)院,湖北 武漢 430070)
時(shí)序控制預(yù)裂爆破參數(shù)優(yōu)化及應(yīng)用*
葉海旺1,2,唐 可1,萬(wàn) 濤1,王 超1,雷 濤1,2,李新平3,C.M.Saliou1
(1.武漢理工大學(xué)資源與環(huán)境工程學(xué)院,湖北 武漢 430070;2.武漢理工大學(xué)礦物資源加工與環(huán)境湖北省重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室,湖北 武漢 430070;3.武漢理工大學(xué)土木與建筑工程學(xué)院,湖北 武漢 430070)
針對(duì)白鶴灘水電站地下廠房的爆破開挖,為降低爆破對(duì)巖體的損傷,采用數(shù)值模擬與現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)研究小孔徑時(shí)序控制預(yù)裂爆破中,后爆孔孔間延期時(shí)間及后爆孔孔距對(duì)時(shí)序控制預(yù)裂爆破成縫的影響,從而獲取合理的延期時(shí)間和最佳的后爆孔孔距。研究結(jié)果表明,孔徑為42 mm的時(shí)序控制預(yù)裂爆破,先爆孔孔距為35 cm時(shí),合理的起爆延期時(shí)間為75~100 μs;綜合考慮炸藥爆炸能量利用率和成縫效果,最佳的后爆孔孔距為70 cm??茖W(xué)地采用時(shí)序控制預(yù)裂爆破不僅可以減小鉆孔工作量與炸藥用量,還能降低對(duì)巖體的損傷,可為地下廠房爆破開挖安全、高效的進(jìn)行提供一條有效的途徑。
時(shí)序控制預(yù)裂爆破;起爆延期時(shí)間;后爆孔孔距;現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)
金沙江白鶴灘水電站位于云南省巧家縣與四川省寧南縣交界處,其主廠房所處部位的巖體以典型的柱狀節(jié)理玄武巖為主且存在主要的結(jié)構(gòu)面,將會(huì)影響到廠房預(yù)裂爆破施工的成縫與成型效果,為保證良好的施工質(zhì)量并減小爆破成本,有必要尋求一種可行的定向控制爆破來(lái)進(jìn)行改善。目前國(guó)內(nèi)實(shí)現(xiàn)定向斷裂的爆破方法主要有機(jī)械刻槽、聚能藥包與基于空孔效應(yīng)的方法[1-3],前兩種方法雖然能改善預(yù)裂爆破的效果,但是它們需要改變炮孔形狀或使用特殊的藥包,導(dǎo)致工藝復(fù)雜、成本高、施工難度大。
時(shí)序控制預(yù)裂爆破是一種基于空孔效應(yīng)提出的控制斷裂爆破方法[4],相對(duì)于常規(guī)的預(yù)裂爆破方法而言不僅可以減小爆破成本,還能確保良好的爆破效果。朱瑞賡等[5]分別通過(guò)理論分析、數(shù)值模擬、模型試驗(yàn),首先對(duì)時(shí)序控制斷裂爆破進(jìn)行研究,建立了時(shí)序控制斷裂爆破的理論。其后,程康[6]結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)對(duì)時(shí)序斷裂控制爆破進(jìn)行試驗(yàn)研究,驗(yàn)證了時(shí)序控制斷裂爆破在不改變傳統(tǒng)施工工藝的情況下,可以節(jié)省鉆孔量和炸藥30%左右,具有較大的推廣和應(yīng)用價(jià)值。沈興付[7]借助計(jì)算機(jī)模擬分析證實(shí)了時(shí)序控制斷裂爆破的正確性,并給出了時(shí)序控制爆破應(yīng)用的限定條件。岳中文等[8]對(duì)定向斷裂爆破中的空孔效應(yīng)進(jìn)行了實(shí)驗(yàn),研究了爆炸荷載作用下空孔周圍的動(dòng)應(yīng)力場(chǎng)分布及空孔對(duì)爆生主裂紋擴(kuò)展行為的影響。王漢軍等[9]對(duì)于巖石中定向斷裂爆破的參數(shù)進(jìn)行了研究,根據(jù)斷裂力學(xué)理論提出了定向斷裂爆破參數(shù)的設(shè)計(jì)原則和方法。縱觀現(xiàn)有的研究成果,國(guó)內(nèi)研究人員對(duì)于時(shí)序控制預(yù)裂爆破方法的研究相對(duì)較少,并且大多集中在大孔徑(100 mm)預(yù)裂爆破在現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)中的應(yīng)用,對(duì)部分關(guān)鍵爆破技術(shù)參數(shù)的選取也沒有給出確定的標(biāo)準(zhǔn)。
本文中,結(jié)合時(shí)序控制爆破在小孔徑(42 mm)預(yù)裂爆破中的應(yīng)用,借助ANSYS/LS-DYNA模擬不同起爆延期時(shí)間以及不同后爆孔孔距的爆破,根據(jù)數(shù)值模擬結(jié)果選取合理的起爆延期時(shí)間與最佳后爆孔孔距,并借助實(shí)際工程進(jìn)行現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)。
由于空孔效應(yīng),先起爆孔的爆炸應(yīng)力波在后爆孔孔壁上產(chǎn)生應(yīng)力集中作用,使后爆孔孔壁產(chǎn)生預(yù)制徑向裂紋,產(chǎn)生的裂紋為后起爆孔的斷裂提供充分的擴(kuò)展條件。時(shí)序控制預(yù)裂爆破工作原理如圖1所示,先起爆1、4、7孔,使得在點(diǎn)A2、B2、A3、B3、A5、B5、A6、B6處產(chǎn)生徑向裂紋,然后再起爆2、3、5、6孔。
圖1 時(shí)序控制預(yù)裂爆破示意圖Fig.1 Schematic diagram of time controlled pre-splitting blasting
從時(shí)序控制預(yù)裂爆破作用機(jī)理可知,后爆孔的孔距對(duì)其爆破效果有著顯著的影響作用,因此,研究后爆孔孔距對(duì)于時(shí)序控制爆破方法來(lái)說(shuō)有著重要的意義。根據(jù)斷裂力學(xué)的相關(guān)理論可知,如果裂紋的最終斷裂長(zhǎng)度為b,則后爆孔孔距可確定為其2倍,即后爆孔孔距L2=2b。相關(guān)研究表明[10-11],在裂紋擴(kuò)展過(guò)程中,隨著裂紋的擴(kuò)展,應(yīng)力強(qiáng)度因子KI逐漸下降,因此裂紋最后會(huì)出現(xiàn)止裂,其止裂臨界條件為KI=KIC,其中KIC為巖石的斷裂韌度。裂紋尖端的應(yīng)力強(qiáng)度因子KI可以表示為:
(1)
式中:P為炮孔準(zhǔn)靜態(tài)氣體壓力;r為炮孔半徑。
在已知準(zhǔn)靜態(tài)氣體壓力的情況下,由式(1)可計(jì)算出最終裂紋的長(zhǎng)度,但是在裂紋的擴(kuò)展過(guò)程中,P因受很多因素的影響而無(wú)法準(zhǔn)確地確定,因此也就無(wú)法得到確切的b。目前,國(guó)內(nèi)外對(duì)于后爆孔孔距的確定尚無(wú)公認(rèn)的計(jì)算方法,主要還是以現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)[6]所得到的數(shù)據(jù)為基礎(chǔ)最終確定。
時(shí)序控制斷裂爆破中另一個(gè)關(guān)鍵技術(shù)參數(shù)是起爆延期時(shí)間,時(shí)序控制延期時(shí)間Δt可表示為先爆孔在后爆孔產(chǎn)生最大應(yīng)力集中的時(shí)間與后爆孔預(yù)制裂紋達(dá)到穩(wěn)定長(zhǎng)度所需的時(shí)間之和。為了使先、后起爆的炮孔能產(chǎn)生相互作用并達(dá)到理想的爆破效果,Δt還應(yīng)滿足另外一個(gè)要求,即后爆孔起爆時(shí),先爆孔產(chǎn)生的動(dòng)應(yīng)力場(chǎng)還未消失。
根據(jù)以往水電站現(xiàn)場(chǎng)預(yù)裂爆破施工主要的炮孔孔網(wǎng)參數(shù)[12],結(jié)合白鶴灘水電站地下主廠房爆破開挖工程實(shí)際,在數(shù)值模擬研究時(shí),炮孔孔徑確定為42 mm,先爆孔孔距為35 cm,后爆孔孔距L2分別為35、40、50、60、70、80 cm。
2.1 幾何模型
根據(jù)時(shí)序控制預(yù)裂爆破的作用機(jī)理,選取1個(gè)循環(huán)段(2個(gè)先爆孔,2個(gè)后爆孔)建立數(shù)值模擬模型進(jìn)行分析,模型的尺寸為100 cm×100 cm。炮孔裝藥直徑為12 mm,孔深為100 cm,裝藥長(zhǎng)度為70 cm,采用孔底起爆,具體的參數(shù)如圖2所示。
2.2 模擬材料及參數(shù)
模型材料及模型參數(shù)的單位采用g-cm-μs單位制,采用徑向空氣不耦合裝藥,選用ANSYS/LS-DYNA中的Solid 164單元建模。巖石用*MAT_PLASTIC_KINEMATIC模型描述[13],具體參數(shù)見表1;炸藥用*MAT_HIGH_EXPLOSIVE_BURN模型描述,并采用其對(duì)應(yīng)的JWL狀態(tài)方程,炸藥密度為1.2 g/cm3,爆速為4.8 km/s,爆壓為3.6 GPa,JWL狀態(tài)方程對(duì)應(yīng)參數(shù)見表2,其中:A、B、R1、R2、ω為與炸藥相關(guān)的材料參數(shù),E0為初始比內(nèi)能,V0為初始相對(duì)體積;空氣用*MAT_NULL模型描述,采用對(duì)應(yīng)的線性多項(xiàng)式狀態(tài)方程,C0=C1=C2=C3=C6=0,C4=C5=0.4,空氣的密度取為1.29×10-3g/cm3,取初始相對(duì)體積V0=1.0。
表1 巖石參數(shù)
表2 巖石參數(shù)
2.3 有限元模型
由于模型存在對(duì)稱性,為加快計(jì)算時(shí)間,建立1/2模型進(jìn)行計(jì)算分析。模型采用共節(jié)點(diǎn)法,并在兩個(gè)后爆孔炮孔的中線上每間隔10 cm標(biāo)記一個(gè)點(diǎn),共11個(gè)點(diǎn),從下往上分別記為A~K,有限元網(wǎng)格模型如圖3所示。
炸藥和空氣采用ALE算法,巖石則采用Lagrange算法。模型的邊界條件為:上邊界施加自由邊界條件,剖面上施加對(duì)稱邊界條件,其他各面施加無(wú)條件反射邊界條件。
圖2 幾何模型(單位:cm)Fig.2 Geometric model(unit:cm)
圖3 有限元網(wǎng)格模型Fig.3 Finite element model
在用ANSYS/LS-DYNA進(jìn)行爆破模擬過(guò)程中,巖石的破壞準(zhǔn)則取決于巖體的性質(zhì)和實(shí)際的受力狀態(tài),其裂隙區(qū)主要是受拉破壞的結(jié)果。因此在數(shù)值模擬結(jié)果分析過(guò)程中,主要通過(guò)拉應(yīng)力值的大小來(lái)分析爆破過(guò)程中應(yīng)力場(chǎng)分布規(guī)律及爆破破碎特性。對(duì)于巖體動(dòng)抗拉強(qiáng)度的取值,由于缺乏相應(yīng)的理論與實(shí)驗(yàn)研究,很難準(zhǔn)確的給定其精確值。根據(jù)文獻(xiàn)[13-15],巖體的動(dòng)態(tài)抗拉強(qiáng)度取為巖石靜抗拉強(qiáng)度的3倍,現(xiàn)場(chǎng)地質(zhì)資料顯示巖石的靜抗拉強(qiáng)度為6.5 MPa,故巖體的動(dòng)態(tài)抗拉強(qiáng)度取為19.5 MPa。
本次數(shù)值模擬的目的為確定時(shí)序預(yù)裂爆破中2個(gè)關(guān)鍵技術(shù)參數(shù):合理起爆延期時(shí)間和最佳后爆孔孔距。
3.1 合理起爆延期時(shí)間研究
圖4 不同起爆延期時(shí)間工況最大拉應(yīng)力值Fig.4 Maximum tensile stress with different initiation delay times
此處,建立先爆孔孔距為35 cm,后爆孔孔距為35 cm的模型進(jìn)行數(shù)值模擬,先爆孔與后爆孔的起爆延期時(shí)間分別為0、25、50、75、100、125、150 μs。分別記錄2個(gè)后爆孔中線上A~K各點(diǎn)的應(yīng)力時(shí)程曲線,獲取各點(diǎn)的第一主應(yīng)力中最大值(最大拉應(yīng)力),如圖4所示。
從圖4可以看到,起爆延期時(shí)間為0~25 μs(即先爆孔與后爆孔同時(shí)起爆)時(shí),各監(jiān)測(cè)點(diǎn)的最大拉應(yīng)力值沒有明顯的變化,相差不超過(guò)0.5 MPa。當(dāng)延期時(shí)間為50 μs時(shí),D~G點(diǎn)的最大拉應(yīng)力值從25.5 MPa左右增加到了29.0 MPa左右,這些點(diǎn)的應(yīng)力值出現(xiàn)了明顯增大;由此說(shuō)明,由于存在了一定的延期時(shí)間,后爆孔上部產(chǎn)生了空孔作用。當(dāng)延期時(shí)間為75和100 μs時(shí),監(jiān)測(cè)點(diǎn)的最大拉應(yīng)力值都明顯大于延期時(shí)間為0 μs的情況,增加了3~5 MPa;由此表明,當(dāng)延期時(shí)間為75和100 μs時(shí),先爆孔產(chǎn)生的應(yīng)力波在后爆孔起爆之前以到達(dá)后爆孔孔壁,并形成了空孔效應(yīng),再加上與后爆孔應(yīng)力波的疊加作用,從而增強(qiáng)了后爆孔之間的成縫效果。而當(dāng)延期時(shí)間大于100 μs后,部分點(diǎn)的最大拉應(yīng)力值開始出現(xiàn)減小的趨勢(shì),說(shuō)明延期時(shí)間過(guò)長(zhǎng),雖然產(chǎn)生了空孔效應(yīng),但先爆孔產(chǎn)生的應(yīng)力在兩后爆孔之間已經(jīng)衰減了,應(yīng)力疊加作用減弱,應(yīng)力值減小。
根據(jù)上述分析可發(fā)現(xiàn),在所有模擬采用的延期時(shí)間里面,當(dāng)時(shí)間為75與100 μs時(shí),各監(jiān)測(cè)點(diǎn)的最大拉應(yīng)力值是相對(duì)較大的,將更有利于預(yù)裂縫的形成。因此,合理的起爆延期時(shí)間可取在75~100 μs之間。為能達(dá)到試驗(yàn)所需的控制時(shí)間,推薦采用先爆孔與后爆孔之間用導(dǎo)爆索(傳爆速度6 500 m/s)來(lái)進(jìn)行延時(shí)。
3.2 最佳后爆孔孔距研究
為了分析后爆孔孔距對(duì)時(shí)序控制預(yù)裂爆破效果的影響并確定最佳的后爆孔孔距,將起爆延期時(shí)間設(shè)為80 μs,選擇了6種不同后爆孔孔距的模型進(jìn)行數(shù)值模擬。
3.2.1 應(yīng)力分析
炸藥在孔底起爆后,其應(yīng)力作用范圍將在某一固定區(qū)域內(nèi)隨著藥柱向上移動(dòng),因此可以觀察各模型在某一時(shí)刻的應(yīng)力分布情況來(lái)分析整體的爆破效果。對(duì)計(jì)算結(jié)果的分析后,發(fā)現(xiàn)在199.75 μs時(shí)可以清晰直觀的顯示出整個(gè)爆破過(guò)程中后爆孔之間的應(yīng)力作用范圍且具有明顯的可對(duì)比性。各模型在199.75 μs時(shí)的應(yīng)力圖,如圖5所示。
由圖5可知,總體來(lái)看炸藥起爆后,產(chǎn)生的爆炸應(yīng)力波以柱面波從孔壁開始向四周擴(kuò)展,最終形成一個(gè)最大應(yīng)力作用范圍,并隨著藥柱在此固定的區(qū)域內(nèi)向上移動(dòng),從應(yīng)力云圖可以看到2個(gè)后爆孔產(chǎn)生的應(yīng)力波主要作用于炮孔內(nèi)側(cè)(兩后爆孔之間),2個(gè)后爆孔產(chǎn)生的應(yīng)力作用范圍在2個(gè)炮孔之間會(huì)出現(xiàn)疊加,形成拉應(yīng)力作用區(qū)域。
對(duì)比分析不同后爆孔孔距的應(yīng)力云圖可看出:對(duì)2個(gè)后爆孔之間的應(yīng)力變化而言,后爆孔孔距具有非常顯著的影響,隨著后爆孔孔距的增加,2個(gè)后爆孔起爆產(chǎn)生的應(yīng)力作用范圍逐漸減小。為準(zhǔn)確分析2個(gè)孔之間的預(yù)裂爆破效果,分別記錄不同后爆孔孔距情況下2個(gè)后爆孔中線上A~K各點(diǎn)第一主應(yīng)力的時(shí)程曲線,圖6給出了各點(diǎn)的第一主應(yīng)力中最大值(最大拉應(yīng)力)。
圖6 不同后爆孔孔距各監(jiān)測(cè)點(diǎn)最大拉應(yīng)力變化曲線Fig.6 Maximum tensile stress value of the monitored points wih different distances between later detonated holes
圖7 不同后爆孔孔距各監(jiān)測(cè)點(diǎn)速度峰值變化曲線Fig.7 Peak velocity of the monitored points with different distances between later detonated holes
從圖6可以看出,隨著后爆孔孔距的增加,各監(jiān)測(cè)點(diǎn)對(duì)應(yīng)的最大拉應(yīng)力值整體呈現(xiàn)遞減的趨勢(shì)。這說(shuō)明隨著孔距的增加,爆破對(duì)巖石的破壞作用在減弱。當(dāng)L2≤60 cm時(shí),中線上各監(jiān)測(cè)點(diǎn)最大拉應(yīng)力值為20~35 MPa,大于動(dòng)態(tài)抗拉強(qiáng)度值19.5 MPa;L2=60 cm時(shí),最大拉應(yīng)力值集中在23 MPa左右;而當(dāng)L2>60 cm時(shí),部分點(diǎn)的最大拉應(yīng)力值出現(xiàn)了小于19.5 MPa的情況。
3.2.2 振動(dòng)速度峰值分析
為進(jìn)一步分析2個(gè)炮孔中線上巖石的破壞情況,分別記錄不同后爆孔孔距情況下兩爆孔之間中線上A~K各點(diǎn)速度的時(shí)程曲線。圖7給出了各點(diǎn)的速度峰值。
從圖7中的速度峰值變化曲線可以看到,各監(jiān)測(cè)點(diǎn)對(duì)應(yīng)的速度峰值呈現(xiàn)遞減的趨勢(shì),即隨著后爆孔孔距的增加,各監(jiān)測(cè)點(diǎn)的速度峰值不斷減小。對(duì)于巖石開裂的質(zhì)點(diǎn)峰值振動(dòng)速度,學(xué)者做了大量的研究,其中U.Langefors等[16]通過(guò)研究認(rèn)為巖石形成裂縫的質(zhì)點(diǎn)速度臨界值為60 cm/s。圖7中的結(jié)果數(shù)據(jù)顯示,當(dāng)后爆孔孔距為小于等于60 cm時(shí),記錄的各點(diǎn)的速度峰值都在60 cm/s之上;而當(dāng)后爆孔孔距大于60 cm后,監(jiān)測(cè)點(diǎn)的速度峰值出現(xiàn)了小于60 cm/s的情況,這些監(jiān)測(cè)點(diǎn)的速度峰值小于了巖石形成裂縫的臨界值。因此可以得出,當(dāng)后爆孔孔距為70和80 cm時(shí),兩孔之間會(huì)存在不能破壞的巖石,這2種情況下將形成不了完全貫通的預(yù)裂縫。
綜合對(duì)應(yīng)力與速度2個(gè)指標(biāo)的數(shù)值模擬結(jié)果分析,可得出,為到達(dá)最佳的預(yù)裂爆破效果,并盡可能減小鉆孔工作量,時(shí)序控制預(yù)裂爆破最佳后爆孔孔距可取為60 cm。
4.1 工程概況
白鶴灘水電站與國(guó)內(nèi)其他大型水電站一樣采用地下廠房發(fā)電形式,其右岸主副廠房位于云南省巧家縣境內(nèi)的山體中,巖層為單斜巖層,走向與廠房軸線成60°~70°相交;巖性主要以P2β33~P2β51層隱晶質(zhì)玄武巖、斜斑玄武巖、杏仁狀玄武巖、角礫熔巖為主。其中P2β41層底部發(fā)育第3類柱狀節(jié)理玄武巖,厚15~28 m,柱體長(zhǎng)度一般1.5~5.0 m,直徑0.5~2.5 m,被微裂隙斷續(xù)切割,巖體較完整。廠房部位隨機(jī)裂隙以NW向陡傾角裂隙為主,裂隙長(zhǎng)度一般2~5 m,間距大于0.5 m,裂隙面以閉合平直粗糙為主。
4.2 試驗(yàn)過(guò)程及結(jié)果
為確定現(xiàn)場(chǎng)采用時(shí)序控制預(yù)裂爆破的最優(yōu)后爆孔孔距,根據(jù)數(shù)值模擬得到的結(jié)果,在地下主廠房預(yù)裂爆破施工中進(jìn)行四組對(duì)比試驗(yàn),先爆孔的孔距為35 cm,分別取后爆孔孔距L2為50、60、70、80 cm。
試驗(yàn)中炮孔孔徑42 mm,孔深2.2 m。孔內(nèi)采用沿軸向中心線縱向剖開的?25 mm乳化炸藥進(jìn)行間隔裝藥,藥包之間間隔距離為10 cm,孔底藥包長(zhǎng)度為10 cm,其余各藥包長(zhǎng)度為5 cm,各藥包之間用導(dǎo)爆索傳爆,單孔裝藥線密度為92 g/m,單孔藥量為203 g,炮孔堵塞長(zhǎng)度45 cm,裝藥結(jié)構(gòu)見圖8。并根據(jù)導(dǎo)爆索傳爆速度(6 500 m/s),先爆孔與后爆孔之間用50 cm的導(dǎo)爆索來(lái)進(jìn)行延時(shí)控制(76.9 μs),4組試驗(yàn)分別按如圖9所示的起爆網(wǎng)路圖來(lái)實(shí)施。
圖8 試驗(yàn)裝藥結(jié)構(gòu)圖Fig.8 Charge structure
圖9 試驗(yàn)起爆網(wǎng)路圖Fig.9 Detonating network
圖10 后爆孔為70cm的爆破效果圖Fig.10 Blasting effect (observed when the distance between the later detonated holes is 70 cm)
對(duì)爆后效果檢查后,發(fā)現(xiàn)后爆孔孔距為70 cm(現(xiàn)場(chǎng)爆破效果圖如圖10)時(shí),半孔還能較完整的保留在預(yù)裂面上,半孔率達(dá)94%以上,通過(guò)靠尺進(jìn)行平整度檢查,共檢查6處,平整度平均值為4.7 cm,通過(guò)聲波測(cè)試監(jiān)測(cè)圍巖損傷范圍,其值在0.2 m以下。綜合考慮增加孔距和保證較好的爆破效果,選現(xiàn)場(chǎng)施工中最佳的后爆孔孔距為70 cm。通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)與聲波測(cè)試結(jié)果可以看到,較常規(guī)的預(yù)裂爆破,采用時(shí)序控制預(yù)裂爆破不但增加了炮孔孔距,而且還能對(duì)圍巖起到較好的保護(hù)作用。
(1) 針對(duì)于白鶴灘水電站主廠房的開挖實(shí)際,當(dāng)炮孔直徑為42 mm、先爆孔孔距為35 cm時(shí),通過(guò)LS-DYNA數(shù)值模擬可知,先爆孔與后爆孔之間合理的時(shí)序控制起爆延期時(shí)間為75~100 μs;隨著后爆孔孔距的不斷增加,時(shí)序控制預(yù)裂爆破中兩后爆孔之間中心線上巖石單元的應(yīng)力值與速度峰值的整體變化存在遞減的趨勢(shì),且最佳后爆孔孔距為60 cm,此時(shí),不僅可以形成較好的貫通效果,而且在兩后爆孔孔間巖石可以破壞的前提下還能有效地減小對(duì)圍巖的損傷。
(2) 基于數(shù)值模擬結(jié)果,進(jìn)行時(shí)序控制預(yù)裂爆破現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn),炮孔孔徑為42 mm,先爆孔孔距為35 cm,當(dāng)起爆延期時(shí)間76.9 μs時(shí),后爆孔的最佳孔距為70 cm。該值比數(shù)值模擬結(jié)果60 cm要大,究其原因,主要是由于現(xiàn)場(chǎng)巖體中存在節(jié)理裂隙,而數(shù)值模擬時(shí)未考慮它們的影響,故最終確定適合于該水電站的時(shí)序控制預(yù)裂爆破最佳后爆孔孔距為70 cm。
[1] 羅勇,沈兆武.聚能藥包在巖石定向斷裂爆破中的應(yīng)用研究[J].爆炸與沖擊,2006,26(3):250-255. Luo Yong, Shen Zhaowu. Application study on directional fracture controlled blasting with shaped charge in rock[J]. Explosion and Shock Waves, 2015,26(3):250-255.
[2] 徐穎,沈兆武,孟益平.爆炸載荷作用下刻槽炮孔動(dòng)態(tài)裂紋擴(kuò)展規(guī)律[J].中國(guó)科學(xué)技術(shù)大學(xué)學(xué)報(bào),2003,33(2):184-189. Xu Ying, Shen Zhaowu, Meng Yiping. Investigation on dynamic expanding rule and application in notch blasting[J]. Journal of University of Science and Technology of China, 2003,33(2):184-189.
[3] 文梼,譚海.巖石爆破中的空孔效應(yīng)數(shù)值計(jì)算分析[J].爆破,2011,28(3):58-61. Wen Tao, Tan Hai. The empty hole effect numerical computation analysis during rock blasting[J]. Blasting, 2011,28(3):59-61.
[4] Zhu Ruigeng. Study for time-order-controlled fracture in the exaction of lager rock caverns[J]. Symposium Large Rock Caverns in Finland, 1986.
[5] Zhu Ruigeng, Cheng Kang, Lu Wenxing. A new method of fracture blast by time-order-ignition[J]. Journal of Wuhan University of Technology, 1993,1(1):40-46.
[6] 程康.時(shí)序控制斷裂爆破方法工業(yè)性試驗(yàn)研究[J].爆破器材,1993,75(4):27-29. Cheng Kang. The experimental study on industrial of time controlled fracture blasting [J]. Explosive Materials, 1993,75(4):27-29.
[7] 沈興付.時(shí)序控制斷裂爆破的計(jì)算機(jī)模擬分析[J].爆破,2000,4(17):117-122. Shen Xingfu. Computer simulation analysis of sequential controlled rupture blasting [J]. Blasting, 2000,4(17):117-122.
[8] 岳中文,郭洋,許鵬,等.定向斷裂控制爆破的空孔效應(yīng)實(shí)驗(yàn)分析[J].爆炸與沖擊,2015,35(3):304-311. Yue Zhongwen, Guo Yang, Xu Peng, et al. Analysis of empty hole effect in directional fracture controlled blasting[J]. Explosion and Shock Waves, 2015,35(3):304-311.
[9] 王漢軍,黃風(fēng)雷,張慶明.巖石定向斷裂爆破的力學(xué)分析及參數(shù)研究[J].煤炭學(xué)報(bào),2003,28(4):399-402. Wang Hanjun, Huang Fenglei, Zhang Qingming. Mechanics effect analysis and parameters study on borehole directional fracture blasting[J]. Journal of China Coal Society, 2003,28(4):399-402.
[10] 朱瑞賡,李新平,陸文興.控制爆破的斷裂控制與參數(shù)確定[J].爆炸與沖擊,1994,14(4):314-317. Zhu Ruigeng, Li Xinping, Lu wenxing. The determination of fracture control and parameter in controlled blasting[J]. Explosion and Shock Waves, 1994,14(4):314-317.
[11] 酈正能.工程斷裂力學(xué)[M].北京:北京航空航天大學(xué)出版社,2012.
[12] 李洪濤.大型地下廠房施工程序及開挖方法研究[D].武漢:武漢大學(xué),2004.
[13] 夏祥.爆炸荷載作用下巖體損傷特征及安全閥值研究[D].武漢:中國(guó)科學(xué)院研究生院,2006.
[14] 黃其沖.切縫藥包爆破數(shù)值分析與應(yīng)用研究[D].武漢:武漢理工大學(xué),2014.
[15] 劉優(yōu)平,龔敏,黃剛海.深孔爆破裝藥結(jié)構(gòu)優(yōu)選數(shù)值分析方法及其應(yīng)用[J].巖土力學(xué),2012,33(6):1883-1888. Liu Youping, Gong Min, Huang Ganghai. Numerical analysis method for optimizing charging structure of deep-hole blasting and its application[J]. Rock and Soil Mechanics, 2012,33(6):1883-1888.
[16] Langefors U, Kihlstrom B. The modern technique of rock blasting[M]. New York, USA: John Wiley and Sons Inc, 1973.
(責(zé)任編輯 王小飛)
Optimization of time sequence controlled pre-splitting blasting parameters and its application
Ye Haiwang1,2, Tang Ke1, Wan Tao1, Wang Chao1,Lei Tao1,2, Li Xinping3, C.M.Saliou1
(1.SchoolofResourcesandEnvironmentalEngineering,WuhanUniversityofTechnology,Wuhan430070,Hubei,China;2.HubeiKeyLaboratoryofMineralResourcesProcessingandEnvironment,WuhanUniversityofTechnology,Wuhan430070,Hubei,China;3.SchoolofCivilEngineeringandArchitecture,WuhanUniversityofTechnology,Wuhan430070,Hubei,China)
In view of the underground powerhouse excavation work by blasting at the Baihetan Hydropower Station Project, in order to reduce the blasting-involved damage to the rock mass, numerical simulation and field test were carried out to analyze the influence of the initiation delay time and the distance between later detonated holes on the blasting and the cracking with time sequence controlled pre-splitting blasting, and the reasonable delay time and the optimum distance between post-detonated holes were obtained. The results show that when the hole diameter is 42 mm and the distance between the pre-detonated holes is 35 cm, the reasonable initiation delay time is 75~100 μs, and the optimum distance between the post-detonated holes is 70cm, with joint consideration of the blasting energy’s utilization ratio and blasting effect. It is found that time sequence controlled pre-splitting blasting, used scientifically, is a safe and efficient method to excavate the rock mass close to the underground powerhouse wall, which can reduce the load of blasting, cut down on the explosives used, and limit the blasting-involved damage to rock mass.
time sequence controlled pre-splitting blasting; initiation delay time; distance between later detonated holes; field test
10.11883/1001-1455(2017)03-0502-08
2015-11-09;
2016-04-11
國(guó)家自然科學(xué)基金項(xiàng)目(51274157);中央高校基本科研業(yè)務(wù)費(fèi)專項(xiàng)基金項(xiàng)目(2015IVA028)
葉海旺(1971- ),男,博士,副教授; 通信作者: 雷 濤,leitao539@163.com。
O381 國(guó)標(biāo)學(xué)科代碼: 13035
A