Vibration Effect and Damage Evolution Characteristics of Tunnel Surrounding Rock Under Cyclic Blasting Loading

Model test studies based on the similarity theory were conducted to investigate vibration effect and damage evolution characteristics of tunnel surrounding rock under push-type cyclic blasting excavation.The model was constructed with a ratio of 1∶15.By simulating the tunnel excavation of push-type cyclic blasting,the influence of the blasting parameter change on vibration effect was explored.The damage degree of tunnel surrounding rock was evaluated by the change of the acoustic wave velocity at the same measuring point after blasting.The relationship between the damage evolution of surrounding rock and blasting times was established.The research results show that：（1）In the same geological environment,the number of delay initiation is larger,the main vibration frequency of blasting seismic wave is higher,and the attenuation of high frequency signal in the rock and soil is faster.The influence of number of delay initiation on blasting vibration effect cannot be ignored;（2）Under push-type cyclic blasting excavation,there were great differences in the decreasing rates of acoustic wave velocity of the measuring points which have the same distance to the blasting region at the same depth,and the blasting damage ranges of surrounding rock were typically anisotropic at both depth and breadth;（3）When blasting parameters were basically kept as the same,the growth trend of the cumulative acoustic wave velocity decreasing rate at the measuring point was nonlinear under different cycle blasting excavations;（4）There were nonlinear evolution characteristics between the blasting cumulative damage（D）of surrounding rock and blasting times（n）under push-type cyclic blasting loading,and different measuring points had corresponding blasting cumulative damage propagation models,respectively.The closer the measuring point was away from the explosion source,the faster the cumulative damage extension.Blasting cumulative damage effect of surrounding rock had typically nonlinear evolution properties and anisotropic characteristics.

Numerical investigation of effect of eccentric decoupled charge structure on blasting-induced rock damage

Eccentric decoupling blasting is commonly used in underground excavation.Determination of perimeter hole parameters(such as the blasthole diameter,spacing,and burden)based on an eccentric charge structure is vital for achieving an excellent smooth blasting effect.In this paper,the Riedel-Hiermaier-Thoma(RHT)model was employed to study rock mass damage under smooth blasting.Firstly,the parameters of the RHT model were calibrated by using the existing SHPB experiment,which were then verified by the existing blasting experiment results.Secondly,the influence of different charge structures on the blasting effect was investigated using the RHT model.The simulation results indicated that eccentric charge blasting has an obvious pressure eccentricity effect.Finally,to improve the blasting effect,the smooth blasting parameters were optimized based on an eccentric charge structure.The overbreak and underbreak phenomena were effectively controlled,and a good blasting effect was achieved with the optimized blasting parameters.

Cutting parameter optimization for one-step shaft excavation technique based on parallel cutting method

The outcome of the cutting blasting in a one-step shaft excavation is heavily related to the cutting parameters used for parallel cutting method. In this study, the relationships between the cutting parameters（such as the hole spacing L and the empty hole diameter D） and damage zones were investigated by numerical simulation. A damage state index γ was introduced and used to characterize the crushing and crack damage zones through a user-defined subroutine. Two indices, i.e., η1 and η2 that can reflect the cutting performance, were also introduced. The simulation results indicate that an optimal value of L can be obtained so that the η1 and η2 can reach their optimal states for the best cutting performance. A larger D results in better cutting performance when the L value maintains its best. In addition, the influences of the loading rate and the in-situ stress on the cutting performance were investigated. It is found that an explosive with a high loading rate is suit for cutting blasting. The propagation direction and the length of the tensile cracks are affected by the direction and the magnitude of the maximum principal stress.

Energy release process of surrounding rocks of deep tunnels with two excavation methods

Numerical analysis of the total energy release of surrounding rocks excavated by drill-and-blast （D＆B） method and tunnel boring machine （TBM） method is presented in the paper. The stability of deep tunnels during excavation in terms of energy release is also discussed. The simulation results reveal that energy release during blasting excavation is a dynamic process. An intense dynamic effect is captured at large excavation footage. The magnitude of energy release during full-face excavation with D＆B method is higher than that with TBM method under the same conditions. The energy release rate （ERR） and speed （ERS） also have similar trends. Therefore, the rockbursts in tunnels excavated by D＆B method are frequently encountered and more intensive than those by TBM method. Since the space after tunnel face is occupied by the backup system of TBM, prevention and control of rockbursts are more difficult. Thus, rockbursts in tunnels excavated by TBM method with the same intensity are more harmful than those in tunnels by D＆B method. Reducing tunneling rate of TBM seems to be a good means to decrease ERR and risk of rockburst. The rockbursts observed during excavation of headrace tunnels at Jinping II hydropower station in West China confirm the analytical results obtained in this paper.

周边眼偏位空孔爆破设计优化研究与应用

依据已有研究对空孔效应和设置空孔时裂纹扩展规律进行探讨,发现空孔有利于裂纹贯通,对提升爆破效果有一定帮助,但也发现传统的直线型空孔布置会导致裂纹偏向,即在空孔附近转向、偏离原发展路径,影响原设计开挖轮廓。若设置偏位空孔,则可充分利用空孔效应及导向作用以提高开挖质量。对于偏位空孔在爆破中的效应,采用数值模拟研究了不同炮孔间距、空孔偏位角下的裂纹扩展规律和炮孔间贯通情况,探讨了最优偏位角度设计,并根据模拟结果对现场爆破方案进行优化,研究实际应用效果。研究结果表明:偏位空孔对爆生裂纹具有较直线空孔更明显的导向作用,主要表现在爆生裂纹尖端向空孔本身发展或被空孔裂纹引导偏向、最终主裂纹与空孔连通或在空孔范围之外主裂纹相贯通,更利于炮孔主裂纹扩展与贯通;通过提取模拟结果并测量裂纹范围,对于孔间距在60 cm及以下时,适用于周边眼爆破设计的最优偏位角为15°,在此情况下炮孔连线方向形成了与孔心连线相平行的裂纹,能显著提升贯通效果;对于优化后的福厦铁路某隧道爆破施工方案,通过振速监测及超欠挖断面扫描分析,发现周边眼起爆引起的爆破振速降低了超过50%,超欠挖值也由平均25 cm降低至15 cm以内,整体应用效果良好。该项研究可为隧道爆破减振及超欠挖控制研究提供一定参考。

周边孔聚能装置间隔装药在光面爆破中的应用研究

隧道光面爆破工程的周边孔需要采用间隔装药方式,而大部分间隔装药方式采用“导爆索+雷管”联合起爆技术,此技术具有一定的局限性且经常发生拒爆现象。如何在保证隧道掘进效率的前提下提高光面爆破效果成为目前亟待解决的难题,从现场试验方面开展相关研究,提出“聚能装置+数码电子雷管”新型联合起爆技术,将其应用于高原某隧道,通过与原始的“导爆索+数码电子雷管”联合起爆技术的爆破后效果进行对比分析。实验结果表明:对比原始技术,新技术炸药单耗降低了0.2 kg/m^(3),半孔留痕率提高了5%,平均装药时间由原来的1.3 h降为1.0 h,稳定循环进尺的同时极大降低了耗材费用,提高了隧道光面爆破效果。

基于3D激光感知的隧道爆破参数优化设计方法

为解决隧道爆破质量控制困难的问题,探究新型爆破参数优化方法,提出一种3D激光扫描技术与BP神经网络相结合的实时优化方法,对隧道爆破超欠挖感知及其后续钻爆参数进行实时修正,构建现场扫描方法、数据处理、点云提取与超欠挖图像等工作程序,建立BP神经网络模型、算法并确定模型参数。通过试验验证表明:1)将3D激光扫描技术应用于隧道爆破超欠挖质量感知中切实可行,与人工测量结果吻合较好,具有快速、实时和准确的优点;2)采用3D激光扫描方法能够对隧道爆破后的断面轮廓线进行精确评测,在获取爆破超欠挖的精细数据后,通过样本学习完成模型训练能推理出较为合理的爆破参数,改进后的优化方案使平均超挖降低54.8%。

黑河连接洞开挖爆破对黑河引水洞稳定性的影响

鉴于施工支洞与主隧洞交叉段复杂的受力状态及稳定性问题日益引起关注,提出了兼顾考虑现场位差爆破时炸药段位的群孔爆破简化方法,拟定相应的隧洞开挖爆破动力荷载,采用三维动力有限元分析方法,研究了黑河连接洞与黑河引水隧洞交叉施工过程中,连接洞开挖爆破振动对已建引水洞围岩稳定及衬砌结构安全性的影响。结果表明,黑河引水洞衬砌各关键点振动速度随着与爆破荷载距离减小而逐渐增大,最大振速主要发生在交叉口往交叉角为锐角方向17m范围内,衬砌振速在0.733~9.76cm/s之间;爆破的衰减速度较快,在进行爆破时,应考虑爆破点位置以减少多余的处理措施。根据规范要求,仅有1个监测点最大振速略高于最低标准,且超出时间很短,可认为实施八期爆破施工满足要求。

巷道掘进爆破参数优化设计及施工

大红山铜矿巷道掘进爆破施工中存在超欠挖严重、炮孔利用率低和光面爆破效果差导致围岩破碎等问题。通过爆破理论优化设计和结合爆破现场试验,采用筒形掏槽爆破、间隔装药结构、精确延期时间和合理的炮孔间距的全断面爆破方案。结果表明:综合炮孔利用率能够达到93.5%。半孔痕率较矿山原方案提升了40%左右,平均循环进尺较矿山原方案提升了0.34 m,炮孔利用率较矿山原方案提升了13%左右。

高速铁路隧道下穿尾矿库开挖安全稳定研究

尾矿库是防止环境污染的重要环保设施,一旦发生渗滤液渗漏、溃坝等,后果极为严重。当隧道从下方穿越尾矿库时,对尾矿库安全稳定存在一定影响。依托粗铅、电锌及渣综合利用工程的配套尾矿库旁大羊山隧道穿越项目,开展隧道开挖方式及尾矿库堆载对于尾矿库安全稳定的研究。经地质预报和监控量测分析,在离尾矿库较远处隧道采用控制爆破开挖,近接范围内采用机械开挖。利用数值模拟软件FLAC 3D,分别建立隧道机械开挖数值模型与尾矿库三维数值模型以分析隧道机械开挖及尾矿库堆渣对地表沉降影响。结果表明,隧道开挖造成的地表沉降对尾矿库最大影响约2.08 mm,尾矿库堆渣本身造成的地表沉降约10 mm,隧道开挖造成的地表沉降值小于尾矿库堆渣造成的地表沉降值。因此,隧道开挖不会对尾矿库安全造成影响。

小净距隧道先行洞爆破开挖对后行洞围岩稳定性影响研究

为研究小净距隧道先行洞爆破开挖对后行洞围岩稳定性的影响,以浙江义东高速防军隧道项目为工程背景,根据能量衰减规律推导出爆破施工中围岩振速计算公式,采用有限元软件MIDAS GTS NX模拟不同净距条件下围岩振速及应力的变化规律,将围岩振速数值结果与理论值进行对比分析,验证了振速计算公式的准确性。根据振速与应力之间关系,提出保证隧道安全施工的振速阈值。结果表明:后行洞围岩振速大小理论值与模拟值最大相对误差为5.9%,与现场监测数据最大相对误差为7%,验证了理论公式的准确性;后行洞隧道振速峰值与先行洞隧道爆破中心距呈负相关,围岩迎爆侧面监测点振速峰值大于背爆侧,2 D为防军隧道爆破施工时最小安全净距(D为隧道净距),此时上台阶开挖最大振速峰值约为下台阶的1.2倍;爆破开挖后围岩应力峰值与振速峰值主要集中在拱腰及拱脚附近,随着净距增大,先行洞对后行洞的影响逐渐减弱,最终忽略不计;爆破作用下,围岩应力峰值和振速峰值具有一定线性关系,保证隧道爆破安全施工的振速控制阈值为1.9 cm/s,研究成果可为今后类似小净距隧道工程爆破施工提供借鉴。

C型开口聚能管爆破机理与隧道光爆优化效果研究

超欠挖是钻爆法隧道施工的常见问题,与光面爆破效果密切相关。为有效解决隧道掘进超欠挖及常规聚能管不利于光爆层岩体破碎的问题,以优化调节爆轰能量为思路,采用理论分析和数值模拟方法研究C型开口聚能管的裂岩机理。研究结果表明采用C型开口聚能管与采用常规聚能管和常规药包的光面爆破相比具有以下显著优势:1)聚能管开口能显著提高光爆层岩体应力,使光爆层岩体率先损伤,引导岩体充分破碎;2)开口的存在间接增大了聚能方向上的拉应力,裂纹沿聚能方向定向扩展,超欠挖控制效果良好;3)与常规聚能管相比,非聚能方向的岩体应力降低更多,裂纹拓展更少,这更易于保护开挖轮廓线外侧围岩;4)C型开口聚能管可提高周边孔孔距和光爆层厚度,有利于提高光面爆破的效果;C型开口聚能管与常规爆破相比,超挖量降低83%,欠挖量降低68%,半孔率更高且开挖轮廓更平整,并可在一定程度上降低钻孔量和炸药单耗。总体上,C型开口聚能管的应用有利于提高隧道钻爆法施工的效率和质量。

复式楔形掏槽在大断面隧道掘进中的应用研究

掏槽孔爆破效果对整个断面的爆破质量有着重要影响,为解决大断面隧道掘进困难,炮孔利用率低的问题,采用基于ANSYS/LS-DYNA的流固耦合算法对比研究单楔形掏槽与复式楔形掏槽的内部有效应力与损伤破坏范围,与现场实际爆破效果印证解释了复式楔形掏槽爆破效果优于单楔形掏槽的原因。研究结果表明:单楔形掏槽应力峰值出现在孔底处,随孔底至堵塞段应力峰值缓慢降低,堵塞段到掌子面应力峰值骤降。复式楔形掏槽应力峰值则出现在一级掏槽孔底位置,且其数值大小高于单楔形掏槽应力峰值。选取两种掏槽模型的损伤区域截面发现,两者的破碎面积接近,但单楔形掏槽模型的堵塞段至掌子面区域的岩石未能破碎贯通,复式楔形掏槽模型整个槽腔完全贯通。根据数值模拟结果改进了某公路隧道爆破方案并进行了现场试验,复式楔形掏槽能更好地解决大断面隧道爆破炮孔利用率低以及爆后大块多的问题。研究结果可为相关隧道掏槽孔布设方案提供选择和参考。

西康高铁秦岭太兴山隧道凿岩台车钻爆试验研究

基于凿岩台车应用现状,针对采用凿岩台车钻孔爆破时平均线性超挖量大等问题,选取西康高速铁路(西安—安康)秦岭太兴山隧道左洞进口Ⅲ级围岩段(DK23+075—DK23+155)作为凿岩台车钻爆法试验段。首先针对周边孔外插角大和掏槽孔深度受限情况,将凿岩台车两侧机械臂长度由7.1 m缩短至6.1 m。然后制定了精准钻孔措施。基于与该隧道同等围岩级别地段手风钻钻孔爆破施工经验,经过现场3个循环的凿岩台车钻爆试验,确定掏槽形式为两级斜孔掏槽,把电子雷管起爆时间设置为导爆管雷管奇数段位的起爆时间,按照掏槽孔、辅助孔、内圈孔、周边孔和底板孔的顺序依次起爆。经实施,爆破施工进尺可达3.4~3.6 m,周边孔爆破后炮痕保留率90%以上,断面平均线性超挖量仅19.9 cm。与凿岩台车配套的药卷直径宜在40~45 mm取值。

基于随机森林算法的隧(巷)道光面爆破参数选择模型研究

为解决隧(巷)道光面爆破中参数选择困难的问题,构建了基于随机森林算法的隧(巷)道光面爆破参数选择模型。模型以围岩质量分级BQ、隧(巷)道断面面积、炮眼直径为输入参数,以最小抵抗线长度、炮眼间距、炮眼深度为输出参数。使用了24个训练样本、7个测试样本进行模型训练及测试,结果表明,炮眼间距、最小抵抗线长度、炮眼深度3个输出参数值与测试样本对应参数值之间的平均相对误差分别为17%、8.8%、22%,可见模型对于最小抵抗线长度的选择效果较好,对炮眼间距、炮眼深度的选择效果欠佳。

中等断面隧道长进尺直孔掏槽爆破开挖与超欠挖控制现场试验

中等断面隧道受施工范围限制易导致爆破难度大,循环进尺短,超欠挖问题严重,长进尺开挖和超欠挖控制是降本增效的有效途径。基于某中等断面隧道工程设计了长进尺直孔掏槽爆破方案,进行了40个循环的爆破开挖现场试验,结果表明:(1)按照爆破手册设计中等断面隧道开挖爆破参数,往往大块率高,掌子面不平整,适当增加直孔掏槽孔单孔装药量(现场试验掏槽药量占比由12.8%增至18.1%),可获得较好的爆破效果;(2)在初步设计参数基础上调整了中等断面隧道周边孔单孔装药量,线装药密度最终确定为0.27 kg/m,轮廓成形效果好,半孔率达90%以上,现场40个爆破循环超挖平均值为18.6 cm,分析可知超挖量主要由轮廓线处留置错台造成,在超挖控制方面,除了周边孔参数的合理设计外,应在钻孔施工过程中尽可能减小错台宽度,从而降低超挖;(3)直孔掏槽方案能很好地匹配凿岩台车钻孔施工,实现机械化长进尺爆破开挖,但超欠挖精细控制和爆破施工成本控制是重难点问题,需从钻孔人员操作技术和现场施工管理模式方面进行优化提升。研究成果可为中等断面隧道机械化钻爆施工、长进尺爆破开挖与超欠挖精细控制设计和施工提供参考依据。

金山金矿掘进爆破参数优化及应用

针对金山金矿掘进爆破中存在的巷道超挖、进尺不达标和岩石过度破碎等问题,在-155 m中段进行了爆破漏斗试验,确定爆破参数范围,通过LS-DYNA数值模拟软件建立炮孔堵塞模型,根据不同延期时间的应力云图及全断面岩石损伤云图优化金山金矿的掘进爆破参数,最后进行现场试验验证全断面优化后爆破参数的普适性。结果表明:全断面优化后的掘进爆破参数能够满足矿山的生产要求,巷道断面平整,爆堆比较集中、岩石块度均匀,延期时间在100 ms以下能保证应力波的叠加,掘进爆破的平均炸药单耗从3.28 kg/m^(3)下降至2.92 kg/m^(3),降幅达12.3%;单位体积消耗雷管量从2.28发/m^(3)降为1.97发/m^(3),降幅15.4%。爆破效果较好,可在矿山推广应用。

硬岩引水隧洞掘进爆破参数研究

为探究不同岩性时引水隧洞爆破合理的延迟时间和最小抵抗线,以瓯江引水工程三标段隧洞爆破工程为背景,依据理论公式分析了隧洞爆破的合理延时;通过ANSYS数值模拟软件建立不同最小抵抗线的计算模型,对不同工况下岩体内有效应力、裂纹扩展情况进行对比分析。结果表明,对于花岗岩和凝灰岩,随着最小抵抗线增大,对应的延时也增大,有效应力作用呈衰减态势,裂纹扩展逐渐分散;根据优化结果以3m的炮孔深度为例,花岗岩和凝灰岩下掏槽孔与辅助孔、崩落孔间、崩落孔与周边孔的延时分别取80ms,50ms,30ms和90ms,50ms,40ms,最小抵抗线为600mm~650mm,经现场试验表明爆落岩石块度均匀、易于装运,断面轮廓成型规整,炮孔利用率达到91%,光爆效果良好、与研究结果吻合。

沙特NEOM隧道项目光面爆破高效施工方法研究与应用

传统的隧道光面爆破装药结构复杂,需投入较多人力提前加工药串,装药速度较慢,人工和辅助材料成本较高,且药卷固定不牢易使药卷集中,造成光面爆破效果不佳。结合沙特NEOM隧道支洞项目所在地的施工习惯和其他外部施工条件、隧道岩石性质、钻孔条件和爆破器材种类等因素,设计出一种40g/m高能导爆索和2号岩石乳化炸药组合式的光面爆破装药结构,通过改变装药结构和装药方法,省去提前加工药串步骤,节省了人力和辅助材料投入,相较于传统的光面爆破装药结构简单、耗时短、可操作性较强、对爆破作业人员的技术水平要求也较低。经爆破测试表明,采用此施工方法光面爆破效果较好,残孔率达到88%~92%,能有效提高光面爆破施工效率,改善光面爆破效果,降低隧道爆破开挖施工成本。

隧道改扩建爆破设计及安全控制研究

为探究隧道改扩建工程设计方案及安全控制,本文根据隧道爆破相关理论对某国道隧道工程开展实例分析,系统研究隧道爆破施工方案、爆破参数选取、爆破网路设计,并探究隧道爆破安全控制,其中计算的工程爆破振速均符合规范规定,现场爆破情况良好验证了爆破设计方案的准确性。主要研究结论如下:(1)隧道支护强度、超前支护及开挖方式应随围岩条件的恶化而同步增强,连拱隧道与明洞的爆破设计相比分离式隧道需进一步优化并关注隧道连接位置;(2)爆破时侧墙与顶部分别采用预裂与光面爆破方式,不同围岩条件及施工状况下爆破参数应有差异,深孔爆破主要用于主爆孔,浅孔爆破主要用于明洞开挖段路基与隧道下台阶;(3)爆破设计时炮孔布设、爆破方式及参数、爆破网络应随地质状况与隧道类型进行优化调整,采用预裂与光面爆破结合的方式并严格控制爆破飞溅;(4)现场通过施工爆破控制与振动监测有效控制爆破扰动,现场爆破情况良好并且计算所得不同类型隧道爆破振速符号规范要求验证了爆破方案的准确性。