爆破振动作用下巷道围岩变形规律研究
矿井爆破掘进的振动监测与分析
煤矿技术2015.12︱383︱矿井爆破掘进的振动监测与分析陈道云（淮南矿业集团顾桥煤矿，安徽 淮南232001）【摘 要】对某煤矿井下巷道掘进产生的爆破振动进行监测和分析，并总结出巷道爆破掘进时，巷道内岩体的质点振动速度受震源距离影响的一般衰减规律。
这对保障巷道结构的整体稳定性具有重要的意义。
【关键词】巷道掘进；爆破振动；监测分析中图分类号：TD82 文献标识码：A 文章编号：1006-8465（2015）12-0383-01 引言 煤矿井下进行爆破式掘进时产生的爆破振动效应会在一定程度上使煤矿井下巷道围岩产生松动、开裂甚至破坏。
因此，进行煤矿井下巷道掘进爆破振动监测控制对到达安全生产的目的是有现实意义的。
本文通过对某煤矿进行现场爆破振动测试，分析巷道爆破地震波的特性、传播规律以及对巷道周围岩体的影响，对通过改进爆破方案以求保证巷道的整体稳定性具有指导性意义。
1 工程概况某矿岩石水平巷道，直墙拱形断面，采用两种断面尺寸，靠近井底车场段断面稍大，此段断面设计巷道净宽5.2m，净高4.4m，净断面积19.97m 2，采用锚喷网支护，喷层厚度为150mm，巷道穿过的岩石以砂岩、泥岩为主，岩石坚固性系数为f=6～8。
掘进开采面的设计炮眼深度为2.2m,采用楔形斜眼掏槽，掏槽眼深度2.4m，在槽腔中心布置两个与主掏槽眼同深的直眼，并装药同时起爆，周边眼采用光面爆破技术，炮眼应布置在巷道掘进轮廓线上，炮眼间距在300～400mm，水垫层轴向不耦合装药。
采用三级煤矿安全水胶炸药，药卷规格为φ927mm 430mm 280g，1～5段毫秒电雷管，矿用防爆型起爆器。
2 爆破振动监测 2.1 测振仪器 大量实测表明,爆破振动破坏程度与振动速度大小关系密切，而且《爆破安全规程》（XGB6722-2003）规定以地面质点振动速度作为建筑物振动安全标准，故在实际工作中，大都采用质点振动速度作为衡量爆破振动波强度的标准。
煤矿软岩巷道掘进爆破振动特性研究
煤矿软岩巷道掘进爆破振动特性研究摘要：通过现场爆破振动、松动圈实测和分析，研究煤矿软岩巷道掘进爆破振动效应及其对巷道松动圈半径的影响。
振动测试和小波分析结果表明：爆破振动速度3个方向的分量中水平径向最大、垂直方向最小，因此可将水平径向振动速度作为巷道掘进爆破振动的安全评判指标；爆破振动主振频率均＞100Hz，爆破能量的80%左右都集中在100～150Hz频带范围内，且存在2个明显的“子频带”。
松动圈测试和分析表明：巷道稳定后的松动圈半径为1.8m左右，其中爆破振动的影响约占10%。
据此调整支护参数，增加锚杆长度，提高支护的安全可靠性。
在此研究的基础上，从爆破参数和装药结构等方面提出降低煤矿软岩巷道爆破掘进爆破振动效应的措施。
关键词：采矿工程；煤矿；爆破;振动引言随着煤炭开采规模的扩大，巷道断面越来越大，再加上中深孔掘进爆破技术的推广应用，巷道爆破掘进时的单段药量和一次起爆总药量增大，巷道围岩和支护结构所受到频繁的爆破振动效应也随之增强。
爆破振动引起巷道围岩损伤和破坏，造成巷道围岩裂隙的进一步延伸，使由于巷道开挖形成的围岩松动圈加大，甚者造成巷道围岩爆震塌落破坏，严重影响了巷道的稳定性。
而目前此方面的研究极少，鲜见于国内外公开的各种资料文献。
煤系地层中的岩石较多的为中硬以下（坚固性系数f＜8）岩性，更多的是f＜6的松软岩层，如泥岩、页岩、砂质泥岩等，其本身的坚固性就低、整体性差，在爆破振动载荷的作用下，更容易松动破裂。
因此，笔者力图通过对煤矿软岩巷道掘进爆破振动强度和围岩松动范围进行监测分析，研究煤矿巷道爆破振动传播规律和爆破振动效应对大断面软岩巷道围岩松动范围的影响。
1研究方案1.1测试地点选择试验研究巷道选在淮北某矿轨道大巷，该巷道断面形式为直墙半圆拱，掘进宽度5.42m，掘进高度4.41m，掘进断面积20.744m2。
永久支护采用锚网喷，喷射混凝土强度等级为C20。
岩石以泥岩、砂质泥岩为主，f=4～6，属于松软岩石，满足研究要求。
隧道围岩动态变形规律及控制技术研究
隧道围岩动态变形规律及控制技术研究赵勇【摘要】基于前人既有研究成果和日本龟浦隧道围岩变形试验,结合郑西客运专线大断面黄土隧道围岩大变形的工程实践,阐述隧道施工影响下围岩变形动态规律,提出围岩变形控制的技术要点和技术措施,并提出相应的围岩变形控制建议.研究结果表明:隧道开挖后的围岩变形可分为掌子面前方的先行变形、掌子面变形及掌子面后方变形3种形式,且这3种变形是同时发生的.控制开挖工作面失稳、拱顶失稳、拱脚下沉和围岩大变形等是隧道围岩变形控制的要点.开挖过程控制和辅助工法控制是隧道围岩变形控制的重点,其中初期支护及时闭合和合理辅助工法的选取是关键.【期刊名称】《北京交通大学学报》【年(卷),期】2010(034)004【总页数】5页(P1-5)【关键词】隧道工程;围岩变形;控制要点;控制技术【作者】赵勇【作者单位】北京交通大学,隧道及地下工程教育部工程研究中心,北京,100044;铁道部工程设计鉴定中心,北京,100844【正文语种】中文【中图分类】U451.2隧道的结构体系是由周围地质体和人工修筑的支护构件组成的,并且周围地质体起着主导作用,这是与地面结构体系完全不同的.从工程结构的角度看,这种结构体系的形成是通过一定的施工过程或者说一定的力学过程来实现的,这个过程状态的变化如图1所示[1].可以看出,隧道施工就是一个开挖与支护的过程,施工过程就是应力释放与应力控制、利用和控制围岩动态变形的过程.图1 施工过程与围岩力学状态变化过程示意图Fig.1 Construction and surrounding rock mechanical state change process chart对于隧道围岩变形规律及控制技术的研究,国内外学者做了大量工作,并取得了丰富的研究成果[2-5].本文作者基于前人的研究,结合日本龟浦隧道围岩变形试验和郑西客运专线大断面黄土隧道围岩大变形的工程实践,根据实测数据总结隧道围岩变形动态规律,并提出具体的控制措施.1 隧道围岩变形动态规律大量的数值计算和现场监测资料均表明,隧道围岩变形是在开挖工作面的前方开始,而在开挖工作面后方距离d=1.5～2.0D(洞径)处的变形才与最大径向变形基本相等,这是隧道开挖引起围岩变形的一般规律.日本龟浦隧道施工时,在隧道拱顶上方2 m 的位置设一个长50 m的水平铝管,实测的弯曲应变计算变形如图2所示.图2 龟浦隧道掌子面变形监测实例Fig.2 The heading face displacement monitoring example of GuiPu Tunnel我国郑西客运专线大断面黄土隧道开挖监测数据分析的规律也大致相同.图3为2006-11—2007-09的实测数据,其中1#～8#分别对应隧道左右导洞及主洞断面上的8个测点.各分步施工引起隧道拱顶沉降占总沉降的比例分别为:超前沉降,5%～14%;导洞开挖,35%～50%;导洞开挖至全断面封闭前,40%～50%;全断面封闭后,3%～9%.可以看出,反映在掌子面前方到后方一定范围内的拱顶下沉分布规律为:隧道开挖后在掌子面前方一定范围(2～5倍洞径)产生下沉,称之为“先行变形”;在掌子面处,产生一定量的“初始变形”,此值与地质条件关系密切,约为最终变形值的20%～30%,这个变形是开挖后瞬间发生的;在掌子面后方,随掌子面的推进,产生不断增大的变形,其特点是初期的变形速度很大,而后增长的速度逐渐减缓,并趋于稳定.其变形过程如图4所示[2].图3 大断面黄土隧道双侧壁导坑法施工拱顶沉降曲线Fig.3 Vault crown settlement curve of both-side head excavating method construction in large section loess tunnel因此,隧道开挖后隧道的变形可分为掌子面前方的先行变形、掌子面变形及掌子面后方变形3种,且这3种变形是同时发生的.图4 隧道开挖围岩变形三维示意图Fig.4 Surrounding rock deformation during tunnel excavation three-dimensional chart2 隧道围岩变形控制要点隧道围岩变形控制的要点在于控制开挖工作面的失稳、坍塌,拱顶的失稳、坍塌,台阶法中拱脚下沉、失稳和围岩大变形等.2.1 控制掌子面失稳、坍塌1)倾斜掌子面.采用倾斜形状的掌子面开挖,配合掌子面喷混凝土封闭措施,可以抑制掌子面的变形,减少作业人员的风险,控制地表的下沉,大幅度改善进度和封闭时间,提高喷混凝土的品质和耐久性.2)掌子面锚杆.设置掌子面锚杆的目的是控制围岩开挖后的先行变形和掌子面变形,也是为全断面和半断面开挖创造条件.掌子面锚杆的长度一般在12～24 m之间,为开挖方便,通常采用玻璃纤维锚杆.采用掌子面锚杆技术的关键是长锚杆的快速施工工艺和配套施工机具.3)留核心土.在台阶法施工中,为了掌子面的稳定,经常采用弧形开挖法,即留核心土法.日本进行的一项研究表明:不留核心土时,掌子面挤出量超过70 mm的部分可达到掌子面前方1.3 m;而留核心土时,掌子面挤出量超过70 mm的部分只达到掌子面前方0.6 m 处.可见核心土对掌子面起到控制挤出的效果.2.2 控制拱顶失稳、坍塌控制拱顶失稳坍塌的技术要点是采用超前支护和加强初期支护.1)超前支护.根据构筑方法,超前支护通常分为短超前支护、中超前支护和长超前支护3种情况.①短超前支护:一般支护长度为2～5 m,通常采用超前小导管、插板法和预衬砌技术;②中超前支护:一般支护长度为5～10 m,通常采用中管棚(直径89 mm,长度10 m)或水平喷射注浆方式;③长钢管超前支护:一般采用长度在15～20 m、直径大于108 mm的长钢管,即大管棚超前支护,以有效控制拱顶失稳、坍塌.2)加强初期支护.加强初期支护通常有两种做法,其一是加大喷混凝土的厚度,加密钢架间距或缩小锚杆间距;其二是改变喷混凝土的性能,提高钢架的规格和采用抗拔力大的锚杆.实践证明,第二种方法更有利于控制拱顶下沉.采用初期高强度喷混凝土技术能减薄喷层厚度,有效加快施工进度,符合技术发展的趋势.2.3 控制拱脚下沉、失稳在台阶法施工中,控制拱脚下沉的方法通常有扩大拱脚、设置锁脚锚杆、临时仰拱封闭和设置横撑等方法.日本近期开发出了利用弯曲钻机,设置弯曲形脚部钢管桩或采用高承载力的脚部支撑钢管来控制钢架的下沉,效果较好,如图5所示.另外,也可用喷射混凝土来加固拱脚,如图6所示.图5 控制隧道拱脚下沉失稳的曲线形钢管桩工法Fig.5 Shaped form pipe pile method for controlling tunnel arch springing subsidence instability图6 控制隧道拱脚下沉失稳的拱脚喷射混凝土工法Fig.6 Shotcrete method for controlling tunnel arch springing subsidence instability2.4 控制软岩大变形通常认为初期变形速率快、变形值大、长时间无收敛趋势,且超过预计变形值的变形,可以称为“大变形”.这种围岩一般为软弱围岩,这种变形也通常被称作“软岩大变形”.控制软岩大变形的方法有:①在喷混凝土中设置伸缩缝来吸收一部分变形;②采用长锚杆(8～15 m)来控制围岩的后期变形;③采用掌子面锚杆控制围岩的先行变形等.这些方法对解决大变形问题起到一定的作用,特别是长锚杆和掌子面锚杆.日本在东海道新干线的饭山隧道(长22.2 km)的大变形地段试验,采用多重支护方法取得了成功.多重支护方法的特点是:不需要进行反复扩挖和反复支护,即没有拆除顶替已经承载的支护构件和对围岩的多次扰动的问题,留出充分的变形富裕值,先释放一部分变形进行第一次支护,然后继续释放变形.第一次支护达到极限状态后,再继续第二次支护,必要时可继续第三次支护,将变形控制在容许范围之内.多重支护的基本观点是:容许一次支护变形,以减轻作用在二次支护的土压,并在最内侧形成健全的壳体,使整个支护稳定.因此,二次支护的设置最好在围岩内应力释放到某一程度后实施.3 隧道围岩变形控制技术3.1 开挖过程控制隧道开挖后,随着时间的推移,变形也在发展.一般说,开挖过后,变形发展很快,即初期变形速度很快,而且变形值也比较大,如果能够控制住初期的变形速度,就可以控制隧道围岩的松弛.因此通常强调开挖后要迅速喷射混凝土,迅速架设钢支撑,其目的就是要求初期支护及时闭合.另外需要关注的是从开挖到初期支护全断面闭合的时间.在复杂地形、地质条件下,从开挖到全断面初期支护的闭合时间,要求越短越好.闭合距离也是越短越好.因为,初期支护全断面闭合的过程,就意味着隧道围岩变形逐渐趋于稳定的过程.而闭合距离,基本上要求在距掌子面2～3倍隧道开挖跨度之内,甚至更短一些.因此,有效控制隧道围岩变形的开挖方法,应该是首选全断面法,其次是短台阶法.总之,开挖分部越少,封闭时间越短,变形就越小.3.2 辅助工法控制以改善围岩条件为目的而采用的辅助或特殊工法称为辅助工法,如图7所示.隧道开挖中最危险的应力释放面是掌子面和一次开挖长度的无支护区间.为了控制其危险度,了解地下水分布状况和掌子面前方围岩的动态是非常重要的.图7 辅助工法概念示意图Fig.7 Assistant construction method concept chart 在隧道围岩变形及控制技术措施中,辅助工法占据重要地位.常用稳定掌子面的辅助工法有:超前锚杆、超前长钢管、掌子面喷混凝土、掌子面锚杆、脚部补强锚杆、临时仰拱等.在地下水处理中常用排水钻孔等工法.在控制地表下沉对策中有:长超前钢管、管棚等.在地下水对策中有:排水钻孔、降低地下水位、排水坑道等工法.4 隧道围岩变形控制建议隧道施工主要分为开挖和支护两大工序,变形控制是开挖和支护中的技术关键点.开挖是应力释放的过程,不同的开挖方法,应力释放的过程及程度也是不同的.支护则是应力控制的过程,不同的支护方法应力控制的过程和程度也是不同的.除开挖、支护作业外,其他作业都是辅助性的,如运输、排水、通风、量测、地质超前预报等.但这些作业也是左右开挖、支护成败的关键,不能忽视.因此,控制隧道围岩变形的关键措施主要指开挖、支护过程中控制围岩变形的措施及必要的辅助作业工法.在隧道施工过程中,开挖和支护是密切相关的,根据围岩地质情况,其关系可大致分为只挖不支、先挖后支和先支后挖3种情况.1)只挖不支,适用于坚硬、自支护能力比较高,应力释放后能够自行控制稳定的围岩,围岩级别为Ⅰ级、Ⅱ级.关键技术:减少爆破振动和少扰动的开挖技术.基本措施建议:控制开挖进尺,控制一次起爆炸药量,采用电子雷管,采用机械开挖或机械与爆破并用的开挖方法.2)先挖后支,适用于一般地质条件,围岩级别为Ⅲ级、Ⅳ级.关键技术:加强初期支护控制围岩的松弛、坍塌,确保开挖工作面的稳定.基本措施建议:采用全断面法或超短台阶法,提高初期支护的支护效果,控制隧道围岩变形的发展和收敛;严格控制各开挖工作面的步距,尽快闭合;提高机械化程度,缩短各单项作业的时间.3)先支后挖,适用于特殊地质、地形条件,一般用于软岩大变形、掌子面或拱脚易失稳、底部鼓起等情况,围岩级别为Ⅴ级、Ⅵ级.关键技术:加强超前预支护,确保开挖工作面稳定,控制围岩松弛、坍塌,提高围岩的自支护能力.基本措施建议:采用掌子面超前锚杆、喷混凝土封闭掌子面、倾斜掌子面或留核心土的施工方法;超前管棚、管幕、插板等超前支护;加强初期支护,采用高强度、高刚度喷混凝土技术;采用锁脚锚杆等控制拱脚下沉.只挖不支的场合主要是控制爆破振动,采取减少围岩扰动的施工方法;先挖后支的场合主要是控制掌子面后方的变形,采取加强初期支护和快速封闭的施工方法;先支后挖的场合重点是控制掌子面前方的变形和掌子面变形,采取超前预支护、掌子面支护和掌子面后方支护,及时封闭的措施和工法.5 结语1)隧道围岩变形包括掌子面前方的先行变形、掌子面变形及掌子面后方的变形,其中掌子面变形是隧道开挖过程围岩变形发展的重要阶段,是隧道围岩变形控制的重点.2)隧道围岩变形控制是隧道围岩稳定性控制的核心,要采取系统的控制措施.既要控制掌子面前方的先行变形,又要控制掌子面和掌子面后方的变形.3)隧道围岩变形控制的要点在于控制开挖工作面失稳、拱顶失稳、拱脚下沉和失稳及围岩大变形等几种形式.4)隧道围岩变形控制重在开挖过程控制和辅助工法控制,其中初期支护及时闭合和合理辅助工法的选取是控制隧道围岩变形的关键.5)隧道开挖和支护相互作用关系可分为只挖不支、先挖后支和先支后挖3种情况,且每种情况有其关键技术和建议的基本措施,在隧道施工过程中,应根据围岩条件和工程特点选定合理的工序.参考文献:[1]关宝树.隧道力学概论[M].成都:西南交通大学出版社,1993.GUAN Baoshu.Generality of Tunnel Mechanics[M].Chengdu:Southwest Jiaotong University Press,1993.(in Chinese)[2]王梦恕.地下工程浅埋暗挖技术通论[M].合肥:安徽教育出版社,2004.WANG Mengshu.Technology of Shallow Tunnel Excavation[M].Hefei:Anhui Education Press,2004.(inChinese)[3]张顶立,王梦恕,高军,等.复杂围岩条件下大跨隧道修建技术研究[J].岩石力学与工程学报,2003,22(2):290-296.ZHANG Dingli,WANG Mengshu,GAO Jun,et al.Research on Construction Technology of Large Span Tunnel in Complex Rock[J].Chinese Journal of Rock Mechanics andEngineering,2003,22(2):290-296.(in Chinese)[4]吕勤,张顶立,黄俊.城市地铁暗挖施工地层变形机理及控制实践[J].中国安全科学学报,2003,13(7):29-34.LU Qin,ZHANG Dingli,HUANG Jun.Mechanism of Stratum Deformation and Its Control Practice in Tunneling Urban SubwayAt Shallow Depth[J].China Safety Science Journal,2003,13(7):29-34.(in Chinese)[5]岳广学,何平,蔡炜.隧道开挖过程中地层变形的统计分析[J].岩石力学与工程学报,2007,26(增2):3793-3803.YUE Guangxue,HE Ping,CAI Wei.Statistic Analysis of Stratum Deformation During Tunnel Excavation[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2007,26(S2):3793-3803.(in Chinese)。
岩巷掘进爆破震动对围岩松动圈影响的研究
◎问题探讨◎岩巷掘进爆破震动对围岩松动圈影响的研究11 岩巷掘进爆破震动对围岩松动圈影响的研究邵东亚淮北矿业集团工程建设公司，安徽省淮北市，235100摘要利用声波圈测试仪，对某矿岩巷掘进头附近围岩松动圈进行了量测，得出巷道掘进爆破动载作用下围岩松动圈范围的变化规律，为软岩巷道掘进合理爆破参数的选取提供了理论依据。
关键词岩巷掘进爆破震动松动圈声波法中图分类号 TD 235.1 文献标识码 B深井巷道爆破开挖过程中，围岩由于受爆破动载损伤和振动的影响，使得沿围岩表面径向产生大量爆破裂隙[1]，造成岩体内节理裂隙面、层面等弱面明显张开、压缩、错动，使围岩的完整性变差，内应力重分布。
巷道周边围岩受损的区域即为松动圈[2]。
巷道围岩松动圈理论是指导巷道支护参数设计的重要理论，在矿山工程中得到广泛应用[3]。
长期以来，人们对于松动圈的理论及实测的研究较多，也取得了许多成果，但是对于爆破动载引起的巷道周边围岩内松动圈范围变化规律的研究不多，本文试图根据声波探测原理，利用松动圈测试议，研究爆破震动对围岩松动圈的影响。
1 声波法测试松动圈原理巷道爆破掘进过程中，使围岩松动圈内岩层的原岩应力降低，发生破坏或裂隙众多，并且向巷道空间变形明显，常用声波法测试围岩松动圈范围[4]。
本测F J试选用中国矿业大学松动圈支护研究所研制的BA-II型松动圈测试仪。
其主要测试原理（图1）是利用发射换能器F在钻孔中发射超声波，沿钻孔孔壁滑行传播。
发射换能器在发射超声波的同时触发计时电路计，当接收换能器J接收到超声波信号后停止计时，测出声波在F-J间的传播时间t；在钻孔中连续移动超声波探头，即可测出整个钻孔长度上“波速—孔2 罗渝然.化学键能数据手册[M]. 北京：科学出版社，2005(3)3 李德华. 炸药爆轰参数、生成热及爆热的理论研究. 四川大学博士学位论文，2005(8)4 邓韬奇. .二级键加和法估算脂环烃有机物标准生成焓[J]. 湖南教育学院学报，2000(10)Estimation the Heat of Formation of Span-80 by Experience Additive MethodsHu Jun Guo ZiruAnhui University of Science and Technology, Huainan Anhui, 232001Abstract The heat of formation of emulsifier Span-80 (Sorbitan monoleate) using bond energy additive method and group additive method is estimated in this paper. It shows that the estimation results by the two methods have few discrepancies. The estimated data of heat of formation can satisfy the demand of calculating heat of explosion of some mixed explosives. Keywords bond energy additive method; group additive method; span-80; heat of formation12 煤矿爆破 2009年第3期总第86期深”或者“时间—孔深”曲线，由此，来确定巷道围岩松动圈的厚度。
近接隧道爆破振动控制及围岩响应规律
间隔装药与分段起爆
采用间隔装药和分段起爆技术，分散 炸药能量释放的时间和空间，减小爆 破振动对围岩的破坏。
阻尼减震措施
在隧道壁或围岩中设置阻尼材料或减 震结构，吸收和消散部分爆破振动能 量，降低围岩响应。
主动控制技术
利用实时监测和反馈控制系统，对爆 破振动进行主动干预和控制，实现振 动水平的精确调控。
03
围岩响应规律研究
围岩物理力学性质
岩石密度
表示岩石单位体积的质量，影响岩石的力学 性质和波动传播特性。
抗压强度
岩石在压缩条件下抵抗破坏的能力，是评价 围岩稳定性的重要指标。
弹性模量
反映岩石在弹性变形阶段的应力-应变关系 ，决定岩石的刚度和变形特性。
泊松比
表示岩石在轴向压缩时横向变形的程度，影 响围岩的变形响应。
03
建议3
开展多学科联合研究。鼓励土木工程 、地质工程、力学等多学科专家共同 开展研究，充分利用各学科优势，推 动近接隧道爆破技术的创新与发展。
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围岩稳定性评价方法
岩体质量指标（RQD）
通过测量岩体中大于一定尺寸的完整岩块所占的比例，来评价围岩的整体质量和稳定性。
地质力学分类（GMC）
综合考虑围岩的物理力学性质、地质构造、水文地质条件等因素，对围岩进行稳定性分类 。
数值模拟方法
利用有限元、离散元等数值方法，模拟爆破振动过程中围岩的应力、应变和位移分布，从 而评价围岩的稳定性。这些方法能够考虑多种影源自因素，提供更为准确和全面的评价结果 。
阐述如何对监测数据进行处理和分析，以提取围岩响应的关键指标 和特征。
爆破动载作用下岩体裂纹扩展规律及巷道稳定性研究
爆破动载作用下岩体裂纹扩展规律及巷道稳定性研究近年来,随着我国经济建设的持续发展,采矿工程及其它岩土工程的规模不断扩大,爆破技术也被广泛地应用于矿山开采、巷道开挖等工程领域之中,但是爆破技术在为工程带来便利的同时也给工程的稳定性和安全性带来了隐患,爆破动载下的岩体破坏和岩体稳定性问题越来越受到重视。
因此,研究爆破动载对岩石裂纹扩展及巷道稳定性具有重要的现实意义和理论价值。
首先,论文针对爆破动载下各因素对岩石裂纹扩展的影响不同,基于正交试验设计方法,选取初始裂纹长度、裂纹倾角、裂纹数量、爆破动载和弹性模量、泊松比、密度共七个影响因素为主控因素,设计了18个不同的数值计算方案。
通过不同方案下岩石裂纹扩展长度和声发射次数正交方差分析,发现爆破动载大小对岩石裂纹扩展影响最大,其次是裂纹倾角、裂纹长度,最后是裂纹数量;同时,岩石力学参数对裂纹扩展也有一定影响,其中弹性模量对岩石裂纹扩展影响最大,而其它因素影响较小。
然后,基于Griffith能量释放理论,建立了爆破动载下岩体裂纹扩展计算模型,研究了装药量、爆心距和弹性模量对岩体裂纹扩展的影响。
结果表明,装药量和弹性模量不变时,在爆心距100m范围以内,单次爆破下裂纹扩展长度随着爆心距的增加而快速降低;爆心距和弹性模量不变时,单次爆破作用下岩体裂纹扩展长度随着装药量的增加呈线性增加,且在装药量大于150KG时,同一爆心距下的裂纹扩展速度随装药量的呈迅速增大的趋势;装药量和爆心距不变时,当弹性模量小于60GPa,单次爆破下裂纹扩展长度随着弹性模量的增加而快速降低。
接着,利用RFPA软件对不同爆破参数下的岩体裂纹扩展进行数值分析,结果表明,当装药量为300KG时,在爆心距小于125m的范围以内,随着爆心距的增加,单次爆破下裂纹扩展长度快速降低;同时当弹性模量大于50GPa时,随着弹性模量的增加,单次爆破产生的裂纹扩展长度变化趋于平缓。
通过爆破动载下岩石裂纹扩展长度数值计算结果和理论计算结果对比分析,两种方法计算结果相对误差小于10.6%,表明建立的爆破动载下岩体裂纹扩展计算模型能够反映裂纹的形成和扩展。
井下中深孔松动爆破振动强度规律研究
井下中深孔松动爆破振动强度规律研究摘要：通过爆破实验和监测分析，研究芒硝矿井下中深孔松动爆破振动规律。
监测结果表明，同等条件下，双侧对称挤压爆破法的振动强度小于单测挤压爆破法的振动强度，长轴方向的振动强度大于短轴方向的的振动强度，随着地表震动矢量速度模最大值的增加芒硝矿的回采率呈下降趋势。
研究成果对非煤矿山井下爆破设计具有指导作用。
关键词：井下；深孔松动爆破；振动强度规律；前言：在井下巷道的掘设中，综掘机一旦遭遇硬岩，不仅会使得自身正常作业效率无法发挥，还会大量消耗锯齿，使得作业成本显著提升，并导致迎头环境恶化。
针对这一问题，在综掘作业遭遇硬岩时，可采取深孔松动爆破技术配合综掘机作业，从而提升掘进作业效率。
采用硬岩深孔松动爆破技术进行岩巷掘进时，既要确保炮孔裂纹扩展效果，最大程度增加岩体内裂纹与损伤，减小岩体硬度，还要规避岩石抛掷可能对设备造成的损伤。
一、深孔松动爆破施工松动爆破施工时，采用矿用普通防爆型煤电钻及麻花钻杆打眼，钻杆长2．5 m，采用螺纹连接方式将3根钻杆连接起来。
当煤体硬度较大、顶板较好时，在巷道断面上打5个孔，呈五花形布置，孔深7．5 m，孔径45 mm；当煤体松软顶板较差时，去掉顶部。
实际打眼时，由于孔深而煤电钻功率小，排出煤粉困难，打到4．5 m深以后常常卡钻，故要经常地把钻杆拉出来进行排粉和打完眼后用压风吹净孔内煤粉，每个孔内装煤矿安全炸药1．5 kg，每次爆破总装药量4．5—7．5 kg。
封填泡泥长度正向装药，用瞬发煤矿许用电雷管引爆，封泥长度每孔不少于2 m。
然后将几个炮眼并联起来，在距工作面300 m以外的联络斜巷处用放炮器一次放炮。
打眼及松动爆破均固定专职人员进行，一般配备2～3人，另外现场必须配备1名安监员和1名瓦斯检查员。
二、井下中深孔松动爆破振动强度规律1.爆破方案。
本次深孔松动爆破设计主要包括炮孔深度的确定、爆破裂隙半径的计算、炮孔装药量的计算、炮孔数目和布置方式等。
采掘扰动影响下巷道围岩变形规律及支护技术研究
采掘扰动影响下巷道围岩变形规律及支护技术研究摘要：我国采矿孔的深度、规模和产量不断增加，采矿多样化对采矿的影响不断加大，矿山安全和无害环境的开采受到广泛影响。
厚煤层的安装给构造块带来了不稳定和空洞，导致开采工作面的开发、岩体的大规模扩散以及现场的高度安全。
考虑到破碎和破碎导致的工作量很大，采用预防性耦合尤为重要，因为煤壁极易受到严重的弹壳和抢掠。
这对控制页岩的失效尤为重要。
煤炭工作面的逐渐开采，主要生长在煤层气之上的石块的破坏，使地表沉陷多次塌陷到高边坡火山口，这是混合、土工结构力学应力和固有应力影响相结合而造成塌方的原因。
鉴于此，本文对采掘扰动影响下巷道围岩变形规律及支护技术进行分析，以供参考。
关键词：掘进扰动；数值模拟；支护优化引言在正常回呼过程中，压力损失可能发生在循环过程中。
(e)煤的面积和浓度过大，特别是在泄漏前后和矿物燃料(如3m重矿藏和桩)中；对于桌面上的薄岩石，支架几乎不会崩溃，只是在打印过程中会产生相对压力，泄漏和薄膜相对较严重，从而有可能导致砂体破裂。
1巷道围岩影响因素（1）围岩软弱、性质不均一。
南营河煤矿15102工作面回风顺槽顶板虽为K2灰岩，但局部夹杂着较软的泥岩、砂质泥岩等。
（2）巷道多处穿越空巷和采空区，顶板暴露面积大，暴露时间较长，且暴露的顶板下方是重新压实胶结的煤岩体，离顶板300mm，严重影响巷道的正常安全使用。
2数值模拟分析由图1分析可知，巷道围岩变形破坏主要以剪切破坏为主，随着巷道的循环掘进，巷道围岩塑性区呈现向巷道深部扩展的趋势，同时巷道左帮的塑性扩展速率要明显高于巷道右帮，这也是导致巷道围岩呈现非对称变形的主要因素。
图1巷道围岩塑性演化过程3工作面矿压监测3.1监测监控设备安装布置工作面撤收过程中相关参数的监测是通过矿压监测系统进行的，以确保煤炭工作面的安全生产。
为了确保矿泉水监测系统能够检测到整个矿井，监测设施如z。
b .在矿物上安装燃煤发电厂、工作和侧面板、工作面回气角度、内置传感器、报警装置和温度传感器。
爆破施工对隧道围岩的稳定性影响分析
爆破施工对隧道围岩的稳定性影响分析摘要：隧道钻爆施工技术在城市山区隧道中应用，可以有效加速施工进度，控制施工成本。
但受周边环境影响，爆破施工对隧道围岩的影响日益突出，特别是爆破振动和爆破应力波的影响已成为制约爆破开挖的主要因素。
关键词：爆破；隧道；围岩；稳定性；爆炸1.隧道开挖爆破产生的破坏和扰动1.爆破的内部作用（1）扩大空腔。
即爆炸使炮孔周围产生破坏，破变大。
（2）压碎区。
又称压缩区，即直接与药包接触的岩石，在爆炸发生后，爆炸产生的爆轰压力激发了在岩石中传播的冲击波，冲击波的强度远远大于岩石的动抗压强度。
使岩石破碎或形成压缩空洞。
（3）破裂区。
即冲击波在通过压碎区后，强度变小，以致于低于岩石的动抗压强度，无法直接造成岩石的破碎。
这种低于岩石动抗压强度的波称为压缩波。
压缩波在压碎区外围的岩石中传播，引起切向拉应力，使得外围的岩石产生径向裂缝。
同时压缩波还会使外围岩石压缩，岩石的应力释放，出现环向裂缝。
径向环向的交互作用，使得岩石被割据成块。
（4）振动区。
在破裂区外围的岩石，应力波强度无法使岩石产生破坏。
但是，这些应力波会产生岩石的弹性振动。
1.2爆破的外部作用外部作用与内部作用相对立。
当药包的中心与自由面的垂直距离低于临界值，则爆炸后，爆炸的破坏作用能到达自由面，造成自由面附近的岩石破坏。
主要从以下几点讨论外部作用。
（1）爆炸产生的冲击波或者应力波在到达自由面后，会发生发射，反射波与入射波相反。
反射波则为拉力波，使得岩石被拉断。
导致岩石从自由面向内部破碎。
（2）自由面反射回来的拉伸波，与裂缝端口处的应力场相互叠加，导致裂缝的延伸。
（3）岩石中的准静态应力场被改变。
使得岩石在自由面方向受到剪切破坏更加容易。
1.隧道围岩应力状态在隧道爆破开挖过程中，爆破冲击荷载使岩体中的细小结构缺陷（如微裂缝、微孔隙等）扩展为宏观裂缝，导致岩体本身的力学性能下降，结构劣化。
同时，爆破和开挖等工程力量破坏了岩体的初始地应力场，导致岩体中的应力重新分布。
基于爆破振动效应的巷道稳定性研究
■互^19:期Research Findings |研究成果丨基于爆破振动效应的巷道稳定性研究马培广(中铁四局集团有限公司，安徽合肥230023)摘要：煤矿生产中，有些煤层需要进行爆破开采，在此过程中，爆破产生的应力波会对巷道围岩结构等产生较大的破坏力，从而使得巷道的安全性与稳定性不足，严重影响了煤矿开采作业的顺利进行。
对于爆破振动效应的研究具有重要的意义，一定程度上可以减轻爆破的危害，提升巷道结构的稳定性与安全性，促进井下工作的顺利进行。
文章从巷道爆破岩体质点的位移与振动速度分析，得出了爆破振动效应的影响区域，对于巷道稳定性的预防具有重要意义。
关键词：爆破；振动效应：巷道稳定性中图分类号：TD235.1; TD322.4 文献标志码：A文章编号：2096-2789 (2019) 19-000卜03在煤矿开采中，有些矿井或者煤层需要爆破作业进 行煤炭资源的开发，这就使得在爆破过程中，炸药会产 生巨大的能量，该种能量最终以应力波的形式传递到巷 道的岩石中，从而使得巷道的支护结构不稳定，影响了 巷道的安全性m。
爆破振动效应是巷道开采作业中必须 考虑的问题，充分考虑该因素，可以在一定程度上降低 爆破振动效应对巷道稳定性的不利影响，提高井下作业 的安全性，促进煤矿企业开采的顺利进行。
国内外诸多 研究人员都针对其进行了研宄分析，如王承树w学者利 用多次爆炸试验，总结出爆炸动载作用下，巷道有着和 静载作用下破坏性质较为接近的准静态效应以及拉伸破 坏形态相似的动态效益：刘国华m学者等通过研究总 结出适用于各种不同拉压强度的材料的加权双剪强度原 则，并得出了安全评价选择的方法。
张乐141等学者通过 了具体的相关模型研究，分析了爆破冲击荷载下岩体的 动力响应与破坏机理，对于爆破振动效应的具体路径做 了详细的分析。
安泰隆[51等学者以安家岭煤田为例，分析了露天爆破对井工巷道围岩稳定性造成的影响，并通过使用爆破微型测试系统对离爆源最近的井工大巷进 行实时监测，对监测的爆破振动数据进行多元非线性回 归分析，确定了该矿井的露天爆破单响炸药量、露天爆 源与井工大巷的安全距离。
巷道围岩失稳类型及失稳机理分析
巷道围岩失稳类型及失稳机理分析煤矿产业给国民经济发展提供源源不断的能源支持，但在井下作业过程中却充满各种危险，其中围岩失稳就是最为常见的一种。
这是因为井下巷道开挖后围岩应力会重新分布，进而造成失稳破坏情况的出现，影响煤矿井下作业的人员的安全及生产顺利进行。
基于此，本文分析煤矿巷道失稳的常见类型以及失稳原理，为推进行业技术进步贡献一份力量。
标签：巷道围岩失稳；失稳机理；原因分析0 引言煤矿巷道开挖过程中会打破原有相对平衡状态，也就是将岩层原有的较好稳定性打破。
而当煤矿巷道掘进或回采后，就会对巷道围岩的应力状态及围岩性质产生影响，在这一过程中会造成巷道顶底板及两边岩体出现形变并向巷道内部空间移动，长时间下来围岩的稳定状态会在变形影响下出现变化，因此实际中有必要做好巷道围岩失稳类型及失稳机理的分析工作，本文对此进行重点阐述。
1 煤矿巷道围岩失稳类型分析实际中煤矿巷道围岩失稳类型的表现形式有很多种，但根据其发生机理及表现形态大致可以归为六大类，接下来笔者对每一类失稳类型进行分析。
（1）潮解膨胀。
潮解膨胀破坏指的是岩体遇水后出现软化崩解或强烈膨胀产生的破坏，这种破坏形式在实际中较为常见，一般出现在含有大量页岩、粘土岩以及无水石膏等巷道内。
这些岩石被统称为膨胀性岩石，这类岩石有一个共同特性，就是含有大量的活性矿物蒙脱石，蒙脱石吸水后自身体积会猛增几到十几倍，具有极强的膨胀性；除此之外，蒙脱石还具备较强的流变性，所以造成巷道围岩开挖后很容易就出现风化潮解等情况，所以实际中为预防这种情况开挖后会及时封闭围岩。
（2）局部落石。
实际生产中产生局部落石破坏，主要原因在于地质因素及施工不当，比如实际施工中没有考虑地质构成，在结构面与临空面的不利组合或结构面风化潮解的围岩构成中施工，施工过程中使用爆破、开挖等施工形式，进而造成围岩出现松动等情况，通常情况下这种破坏主要集中在巷道顶板及两帮。
（3）重剪现象。
这种情况产生的原理是由围岩本身应力形成的，通常出现在岩性坚硬而存在发育弱面的岩层中，受到原岩应力场等因素的影响。
巷道围岩失稳机理分析
管理纵横二者的长处，尽管这样需要更深的合作和更精确的调和。
这种综合对冲的方式适用于当中小企业供应商处于支配地位（如拥有某项专利）但是却没有充足的资金时。
总体上来说，供应链中的风险管理的成本可以通过综合对冲来降低，因为对冲一项风险的成本要高于对冲几项风险。
通过自然对冲，中小企业供应商可以在一定程度上得到保障，而且可以通过有效对冲价格风险，使供应链参与方都获益。
自然对冲还使核心企业的金融风险内在化，并有利于核心企业配给物资。
对供应链整体来说，自然对冲有正面的影响，因为其旨在降低中小企业供应商在供应链金融中的脆弱性，所以也降低了供应链融资整体的风险。
3 分析结论将自然对冲前后的博弈均衡进行比较可以得出以下结论:自然对冲能够降低核心制造企业给零售商制定的批发价。
将（6）式和（12）式进行对比，由于小于，故（12）式显著小于（6）式，即自然对冲通过将中小企业一级供应商承担的汇率风险和价格风险转移给核心制造企业，不仅能够有效降低中小企业的脆弱性，而且可以通过风险在供应链中的转移，对冲掉原材料价格波动对整条供应链的影响，把汇率风险集中于核心制造企业，也能够有效降低汇率波动对整条供应链的影响。
此外，核心制造企业对零售商批发价的降低，能进一步增加零售商的产品销量，从而推动整条供应链利益的增加。
由核心制造企业来进行原材料的采购及支付，还避免了中小企业较小的订货量带来的需求风险，降低了中小企业供应商的库存和运输成本。
因此，自然对冲以改善中小企业供应商在供应链中的脆弱性为目的，不仅降低了零售商的批发价，增加了其销量，而且降低了整条供应链的潜在风险，对供应链整体存在积极作用。
参考文献：［1］李欢.供应链风险研究［D］.成都:电子科技大学,2005.［2］仇国荣.中小企业存货质押供应链金融博弈研究［J］.财会月刊,2014(5):51-55.［3］Leora Klapper, The Role of‘‘Reverse Factoring’’in Supplier Financing of Small and Medium Sized Enterprise［R］.World Bank, 2004:102-103.巷道围岩失稳机理分析卢 萍（辽宁工程职业学院，辽宁 铁岭 112008）摘 要：文中提出了巷道失稳宽度B max的确定方法，以SA煤矿3107回风巷作为算例，得出结论是在煤柱宽度是20m时，巷道处于应力集中区内，围岩变形量大难以维护，产生明显的失稳现象，此后需预防冒顶事故的发生并采取合理的加强支护措施。
爆破振动作用下边坡岩体累积损伤规律及稳定性研究
摘要爆破振动作用下边坡岩体累积损伤规律及稳定性研究摘要随着我国基础设施和矿山建设的快速发展，露天矿的开采等工程越来越多地采用爆破技术进行施工，在爆破振动作用下边坡一旦失稳会给工程建设及人民财产安全带来灾难性的后果。
本文以吕梁山区采动区爆破振动地质灾害试验项目为依托，在前期调查资料的基础上，对研究区的地质概况有了一定的了解，并根据现场调查，分析边坡的坡体结构、变形特征及变形破坏迹象，查明了研究区的工程地质条件和典型爆破震裂斜坡的基本特征，建立了爆破振动荷载条件下边坡的地质结构模型；通过大量的室内试验，获取岩土体物质成分、结构特征、基本物理力学性质和动力学参数；最后结合数值模拟手段对爆破振动作用下斜坡动力响应规律与稳定性进行分析。
主要的研究成果如下：（1）对吕梁山区城镇周边爆破振动荷载诱发地质灾害的典型案例进行了现场调查，掌握了灵石县北庄村爆破震裂斜坡的基本地质概况，对坡体结构、变形特征及变形破坏迹象进行了详细调查，分析了斜坡的潜在破坏模式。
（2）对斜坡基岩区二叠系石盒子组（P sh）砂岩进行了单轴压缩试验和三轴压缩试验，对不同条件下岩体静强度和动强度进行了对比分析，研究了在不同振动频率条件下岩体峰值强度、残余应变、内聚力（C）和内摩擦角（φ）等岩体力学参数的变化，通过岩体力学参数的改变来分析频率相对较低的爆破地震波对边坡岩体的损伤作用。
（3）对斜坡基岩区二叠系石盒子组（P sh）砂岩进行了霍普金森压杆试验，研究高应变率条件下岩石材料的力学特性，利用该试验研究试样在中高应变率下的应力、应变、应变率之间的关系，从而进一步得到动态强度和应变率之间的关系，最后通过能量和波速两个角度来研究岩石在受到高频率高幅值冲击波作用之后的损伤特性和不同的加载条件之下岩石的损伤程度。
（4）对循环荷载试验和霍普金森压杆试验后破坏的砂岩试样进行了扫描电镜试验，从微观的角度来观察晶体的破坏现象，与宏观的破坏现象形成对比，研究了不同受力条件下晶体的破坏模式，从而更为全面和准确地分析研究岩体破坏发生的机制。
循环爆破开挖下隧道围岩振动效应与损伤演化的模型实验
探讨矿巷道围岩的变形和强度特性
探讨矿巷道围岩的变形和强度特性很久以来，为了保证煤矿煤矿巷道能正常使用，并为矿井的安全生产创造条件，人们一直希望解决的一个要点问题就是煤矿回采煤矿巷道的控制。
煤矿巷道是否稳定取决于许多条件，其中包括围岩的地质学条件、力学条件、以还有采掘的技术条件和支护条件等等。
然而在实际的工程中，大多的煤矿回采巷道并不能保持自然稳定，因这个，我们必须采取一定的措施让围岩保持稳定状态。
然而，在变形还有应力状态条件的不一样的情况下，围岩会表现出不一样的承载特性还有稳定性特性，因这个，煤矿巷道中围岩的控制过程是极为重要的且贯穿了围岩不同变形阶段的较复杂的过程。
因这个，我们应该正确认识到围岩在其各变形阶段稳定的状态本质，并掌握煤矿巷道控制的一些基本原理，以这个来实现煤矿巷道围岩的控制。
一、支护和围岩相互作用过程理论分析1.1支护和围岩相互作用的经典理论支护和围岩相互作用原理是开始煤矿巷道围岩的控制工作的直接根据。
当前在这个领域已经公认煤矿巷道围岩的强度破坏前其位移与支护力成反比这个结论，煤矿巷道围岩的变形状态随其变形量的增加而变化。
1.2支护-围岩的相互作用的波动性平衡而在变形及破坏的过程中围岩状态会经历弹性、塑性、破裂、松动等过程的变化，某些煤矿想到的围岩甚至从刚开始挖掘就已经处于了破碎状态。
煤矿回采巷道的围岩的控制过程较复杂，所以，在强度破坏前支护-围岩相互作用原理就不满足围岩控制过程的需要，那么，要想对围岩实现有效的控制，就必须学习围岩在不一样的变形状态和支护条件下如何达到稳定状态的力学机制。
煤矿回采巷道，其稳定性可分为三个个等级，分别是，自稳，即不需要支护工作就可以达到稳定的巷道；亚自稳，巷道在有支护控制的情况下围岩发生了一定变形后只靠本身形成的这种承载结构就可以达到稳定；非自稳，就是说围岩始终都没法形成自稳，必须始终存在支护作用才可以保持稳定。
在稳定的边界应力场以及围岩一样或相同的条件下，围岩压力随位移的变化具有波动性。
巷道围岩峰后大变形过程的稳定性特征及锚固控制机理研究
巷道围岩峰后大变形过程的稳定性特征及锚固控制机理研究煤矿巷道支护的根本目的是确保巷道围岩不发生过量位移,围岩-支护共同作用原理是进行巷道围岩控制的理论依据,目前在此领域已被公认的理论是巷道围岩在峰值强度之前其位移与支护力成反变关系的结论。
岩石峰值强度之后的力学行为特征统称为峰后特性,许多巷道在其服务期间经历掘进、回采等多重生产工序的扰动,围岩经历弹塑性-破裂-破碎-松动等状态的变化,有些巷道围岩从掘进开始就已经处于峰后大变形状态。
因此,巷道围岩的控制是一个复杂的过程,显然,支护力与位移成反变关系的结论已不能满足指导峰后大变形巷道围岩控制的需要。
基于此,本文对包含峰后阶段巷道的围岩与支护相互作用全过程进行研究,综合运用现场试验、物理模拟、数值模拟和理论分析等方法,分析不同条件下巷道围岩随表面位移的增大围岩的应力、位移和结构特征,揭示了巷道围岩分别处于连续体介质以及非连续体介质(峰后破裂、破碎、松动状态)下围岩-支护平衡的特征与机理。
提出了相应的稳定性控制原理,并应用于指导现场巷道支护。
概括之,本文主要研究工作与获得的有益认识如下: 1.根据岩石不同围压的三轴压缩试验结果,分析岩体峰后强度和变形特征以及其相关性,揭示了岩体峰后特性为: 随围压增高具有由脆性向延性转换的特征；峰值抗压强度和峰后残余抗压强度与围压呈线性增函数关系；峰值抗压强度与残余抗压强度之差与围压呈线性关系。
2.针对目前岩体弹塑性本构模型在模拟巷道围岩破裂、破碎、松动等方面与现场实际不一致的问题,从岩体宏观方向出发,依据岩体峰后特性提出了岩体进入峰后变形阶段其强度曲线在最大-最小主应力平面绕固定点旋转,与之对应的强度包络面在主应力空间收缩和膨胀的观点,建立了采用两组三轴压缩试验所得的9个相关物理量(E、v、σcp1.σcr1.σw1.σcp2. σcr2.σw2.εr)描述岩体峰后特性的方法和公式。
通过建立其与Mohr-Coulomb本构模型之间的关系,实现了宏观描述岩体峰后变形的破裂、破坏和碎裂流动,并据此建立了岩体峰后FRMF 本构模型的理论基础,嵌入数值计算软件实现了在岩石工程分析中的应用。
爆破振动对巷道围岩支护结构影响的研究
爆破振动对巷道围岩支护结构影响的研究钻爆法仍然是巷道掘进中的主要破岩方法,在掘进过程中为保证巷道的稳定性,必须要对巷道围岩进行支护,支护结构一般为锚喷。
爆炸应力波和爆破振动效应会对混凝土喷层产生不利影响,因此,研究爆破动载荷作用下混凝土喷层的动态力学性能具有重要的理论意义和工程实际意义。
依托国家自然科学基金项目《煤矿深井软岩巷道爆破地震危害及控制研究》(编号：51274009)。
论文以混凝土损伤模型和爆破振动理论为基础,在理论上建立喷射混凝土损伤模型,运用ANSYS/LS-DYNA有限元分析方法,分析巷道掘进爆破振动下的喷射混凝土的应力变化和造成喷层损伤破坏机理。
根据应力波理论,分别分析了冲击波、应力波和地震波在介质中的传播规律,着重分析了应力波在混凝土中的传播与衰减规律。
对应力波在混凝土与岩石结合面的反射与透射进行了研究。
比较分析了混凝土在冲击载荷作用的损伤本构模型,将粘弹塑性模型作为本文采用的模型。
对龄期1天的混凝土进行有限元分析表明,距离爆源越近,混凝土喷层质点振动速度越大,混凝土越容易破坏。
通过分析不同龄期混凝土喷层在爆破作用下的变形情况得出,不同龄期混凝土喷层应力波的作用下破坏程度和破坏范围不同,龄期越长的混凝土喷层在应力波作用下变形程度越小,影响的范围和所受的破坏也越小。
现场对爆破振动进行监测与分析的结论与模拟的结果相似。
爆破施工隧道围岩稳定性探讨
爆破施工隧道围岩稳定性探讨摘要：通过对爆破机理的阐述，对爆破施工隧道围岩近区、中区、远区的划分，近区的振动规律与远区相比偏差很大，通过测试系统对近区振动速度的检测，拟合萨道夫斯基经验公式中的参数K，α，求得近区震动的振动规律，指导施工实践，对爆破施工施工隧道围岩稳定性分析了有结构围岩体和无结构面围岩体的稳定损坏状况。
关键词：爆破施工；爆破近区；围岩体稳定性；振动速度；1引言随着我国各行各业的蓬勃发展，受工程与地质条件的限制，隧道施工技术正越来越得到广泛应用，这些将要施工的隧道大部分采用爆破方法进行施工。
与其它爆破工程相比，在岩体中爆破施工隧道，爆破施工技术的控制措施不可避免的产生爆破振动，造成爆破振动的大小对隧道围岩的稳定性产生很大的影响，爆破振动越大削弱了隧道围岩的自稳定性，加大了爆破施工的难度和安全性。
若采取的爆破施工措施不当产生的振动强烈，产生的爆破振动就有可能引起混凝土衬砌开裂，甚至导致围岩体局部松动脱落，危及到隧道的使用安全性，进而引起工程事故，过大的爆破振动还有可能造成整个隧道的围岩体坍塌，带来灾难性的后果。
同时在隧道爆破施工中，若采取过于保守的爆破振动控制技术措施，虽然满足围岩体的稳定性和安全生产的要求，但造成了施工进度缓慢，施工效率的降低，增加了施工成本，经济效益低下，这样的施工技术措施也是不合理的。
因此，有必要对爆破施工在隧道围岩体的影响规律进行探讨。
2爆破施工隧道概述当药包在岩土介质中爆炸时，在爆破近区（药包半径的 3-7 倍）传播的是冲击波；在中区（药包半径的 8-150 倍），冲击波逐渐转化为应力波；在远区（药包半径的 150 倍以上），则为近似于弹性振动的地震波。
炸药在介质中爆炸时，瞬间产生大量高温、高压的气体产物，气体产物瞬间膨胀，对周围介质产生巨大能量作用，称为炸药爆炸载荷的外部效应。
随着埋深不同，外部效应所产生的爆破作用也是不同的，裸露药包和埋深较浅的药包爆炸时产生空气冲击波。
爆破震动作用下深井巷道围岩破坏特征研究
爆破震动作用下深井巷道围岩破坏特征研究炸药爆炸对岩石的爆破作用是一个十分复杂的动态演化过程,现有的爆破破岩机理还无法得到很好的统一。
爆破过程中爆破震动对围岩的影响仍然是一个比较复杂的课题,该问题涉及到爆炸力学、岩体力学、损伤力学以及断裂力学等多门学科。
本文在爆破损伤断裂机理及爆破震动理论分析的基础上,比较分析了各岩石结构模型及岩石爆破损伤模型的优缺点;通过数值模拟给予岩体以定量描述的基础上,进一步分析了岩石的动态爆破损伤模型;分别对刘庄矿东三大巷和丰
城矿东大巷进行了工业性实验研究,测定了多个掘进循环下爆破震动作用对围岩松动圈的影响大小;对比分析了在一次炸药量及其他条件基本相同的情况下爆破震动对硬岩和软岩松动圈影响程度的差异。
利用大型有限元软件ANSYS/LS-DYNA 对围岩在自重作用和爆破震动作用下的力学特性及损伤特性进行了数值模拟分析。
首先利用ANSYS的隐式分析对围岩在自重作用下的损伤、力学特性进行了模拟,然后以此时的节点位移作为初始条件,利用LS-DYNA强大的显式分析功能模
拟分析了爆破震动作用下围岩的损伤及力学特性,再与实测结果进行了对比分析。
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爆破振动作用下巷道围岩变形规律研究
炸药爆炸对岩石的爆破作用是一个十分复杂的动态演化过程,现有的爆破破岩机理还无法得到很好的统一。
爆破过程中爆破震动对围岩的影响仍然是一个比较复杂的课题,该问题涉及到爆炸力学、岩体力学、损伤力学以及断裂力学等多门学科。
本文主要是在岩石爆破损伤模型和岩石爆破理论的基础上,分析了各个岩石爆破模型和岩石爆破理论的优缺点；并且对炸药在岩石中的爆破过程,以及所产生的冲击波、应力波和地震波的传播衰减规律进行了理论上的分析；通过数值模拟给予岩体以定量描述的基础上,进一步分析了岩石的动态爆破损伤模型；对贵州三塘矿进行了工业性试验研究,测定了多个掘进循环下爆破震动作用对围岩松动圈的影响大小。
利用大型动力有限元软件ANSYS/LS-DYNA对围岩在自重作用和爆破震动作用下的力学性质及损伤特性进行了数值模拟分析。
首先是利用ANSYS的隐式分析对围岩在自重作用下的损伤、力学特性进行了模拟,然后以此时的节点位移作为初始条件,利用LS-DYNA强大的显式分析功能模拟分析了爆破震动作用下围岩的损伤及力学特性,再与实测结果进行了对比分析。