Development of a DFN-based probabilistic block theory approach for bench face angle design in open pit mining

In open pit mining,uncontrolled block instabilities have serious social,economic and regulatory consequences,such as casualties,disruption of operation and increased regulation difficulties.For this reason,bench face angle,as one of the controlling parameters associated with block instabilities,should be carefully designed for sustainable mining.This study introduces a discrete fracture network(DFN)-based probabilistic block theory approach for the fast design of the bench face angle.A major advantage is the explicit incorporation of discontinuity size and spatial distribution in the procedure of key blocks testing.The proposed approach was applied to a granite mine in China.First,DFN models were generated from a multi-step modeling procedure to simulate the complex structural characteristics of pit slopes.Then,a modified key blocks searching method was applied to the slope faces modeled,and a cumulative probability of failure was obtained for each sector.Finally,a bench face angle was determined commensurate with an acceptable risk level of stability.The simulation results have shown that the number of hazardous traces exposed on the slope face can be significantly reduced when the suggested bench face angle is adopted,indicating an extremely low risk of uncontrolled block instabilities.

Method to calculate fatigue fracture life of control fissure in perilous rock

Rupture and safety of perilous rock are dominated by control fissure behind perilous rock block. Based on model-Ⅰ and model-Ⅱ stress strength factors of control fissure under acting of weight of perilous rock, water pressure in control fissure and earth- quake forces, method to calculate critical linking length of control fissure is established. Take water pressure in control fissure as a variable periodic load, and abide by P-M criterion, when control fissure is filled with water, establish the method to calculate fatigue fracture life of control fissure in critical status by contributing value of stress strength factor stemming from water pressure of control fissure in Paris＇s fatigue equation. Further, parameters （C and m） of sandstone with quartz and feldspar in the area of the Three Gorges Reservoir of China are obtained by fatigue fracture testing.

dentification of blasting vibration and coal-roc fracturing microseismic signals

针对微震监测系统中煤岩破裂微震信号与爆破震动信号难以辨识的问题,提出了基于变分模态分解的微震信号特征提取及分类辨识方法。首先,采用VMD将原始信号分解为一系列按频率从高到低的变分模态分量,其次,提取各模态分量占原信号的能量百分比值构成特征向量,计算能量分布重心系数;最后,利用决策树桩法实现对煤岩破裂微震信号与爆破震动信号的分类辨识。实验结果表明:VMD可实现信号各分量的有效分离,其中,煤岩破裂微震信号的能量主要集中于u_4～u_6分量中,爆破震动信号的能量主要集中于u_1～u_3分量中,对比由能量分布特征向量降维后的能量分布重心系数,可实现对两类微震波形的分类辨识。通过与EMD、小波包分解方法的对比分析,验证了该方法的优越性。

Numerical study on rock fracture and vibration due to blasting

Fracture and ground vibration of rock subjected to different decoupling decked charges are investigated based on the numerical simulation. The dynamic pressure value is studied, which demonstrates that simulation of fracture zone is feasible. Attenuation index of dynamic pressure is 2.06, 2.05 and 1.93 for air, water and sand intervals respectively. The small attenuation of sand in- terval results in the large ground vibration. The predicted vertical vibration waveform and peak parti- cle velocities （PPV） in far-field are in agreement with the monitoring results. The results show that the air and water decked charges can improve the effect of rock fracture in near-field and reduce ground vibration in far-field.

Fracture Plane Control in Rock Blasting

Blasting operation dissipates much of the blasting energy in crushing the rock at the borehole and the resulting cracks are randomly oriented. There is very little control of the fracture plane. In order to control the fracture plane, many methods have been applied. This paper discusses a new blasting method in which a high degree of fracture control can be achieved while minimizing the ground shock.

Effect of fissure water on mechanical characteristics of rock mass

In view of the effect of fissure water in fractured rock mass on the strength of rock mass in engineering projects, we pre-pared specimens of cement mortar to simulate saturated rock mass with continuous fractures of different slope angles. By exerting static and dynamic loads on the specimens, the mechanical characteristics of rock mass with fissure water under these loads can be analyzed. Our experimental results indicate that the static compressive strength of saturated fractured rock mass is related to the slope angle. The lowest compressive strength of fractured rock mass occurs when the slope angle is 45°, while the highest strength occurs when the specimen has no fractures. Fissure water can weaken the strength of rock mass. The softening coefficient does not vary with the slope angle and type of load. The hydrodynamic pressure of fractured rock mass gradually increases with an increase in dynamic load. For a 0° slope angle, the hydrodynamic pressure reaches its highest level. When the slope angle is 90°, the hydro-dynamic pressure is the lowest.

Assessing the range of blasting-induced cracks in the surrounding rock of deeply buried tunnels based on the unified strength theory

Blasting-induced cracks in the rock surrounding deeply buried tunnels can result in water gushing and rock mass collapse,posing significant safety risks.However,previous theoretical studies on the range of blasting-induced cracks often ignore the impact of the in-situ stress,especially that of the intermediate principal stress.The particle displacement−crack radius relationship was established in this paper by utilizing the blasthole cavity expansion equation,and theoretical analytical formulas of the stress−displacement relationship and the crack radius were derived with unified strength theory to accurately assess the range of cracks in deep surrounding rock under a blasting load.Parameter analysis showed that the crushing zone size was positively correlated with in-situ stress,intermediate principal stress,and detonation pressure,whereas negatively correlated with Poisson ratio and decoupling coefficient.The dilatancy angle-crushing zone size relationship exhibited nonmonotonic behavior.The relationships in the crushing zone and the fracture zone exhibited opposite trends under the influence of only in-situ stress or intermediate principal stress.As the in-situ stress increased from 0 to 70 MPa,the rate of change in the crack range and the attenuation rate of the peak vibration velocity gradually slowed.

基于混合物理论的饱和孔隙-裂隙岩体本构模型

考虑饱和孔隙-裂隙岩体中固相材料应变与固相材料压力间的关系,完善模型力学参数的取值理论依据,建立新的本构模型.在混合物理论框架内,依据变形特征将固相体应变分解为裂隙骨架体应变、孔隙骨架体应变、岩块材料体应变.假定应变仅取决于能量方程中的共轭应力,基于自由能势函数构建饱和孔隙-裂隙岩体本构模型,根据模型力学含义推导模型力学参数取值方法.结合达西定律建立流固耦合控制方程.一维固结算例分析表明,相比其他方法确定的参数,所提方法确定参数计算的初始超孔压偏低、初始沉降偏大,孔隙超孔压消散滞后于裂隙超孔压.参数敏感性分析表明,增大渗透系数比会显著提高岩体固结速率,增大形状系数对裂隙超孔压消散和岩体沉降影响较小.

同忻煤矿8105工作面上覆坚硬岩层失稳破断研究

为研究坚硬岩层破断对回采工作面的影响,以同忻煤矿8105工作面坚硬顶板为工程背景,利用破裂线理论,得到了极限荷载破坏公式;为探究坚硬岩层失稳破断对工作面的影响,借助薄板理论,建立坚硬岩层结构模型,结合坚硬岩层失稳模式,给出了坚硬岩层失稳判据,分别为坚硬岩层初次失稳尺度及周期失稳计算公式;根据8105工作面综合柱状及物理力学参数,通过坚硬岩层协同变形载荷计算公式、坚硬岩层初次失稳计算公式等,确定低、中、高坚硬岩层层位及坚硬岩层破断尺度。结果显示:低、中、高位坚硬岩层初次失稳尺度分别为35.4 m、74.9 m、122.1 m,周期失稳尺度分别为13.5 m、63 m、109.9 m。通过理论计算坚硬岩层破断尺度发现:高位坚硬岩层失稳尺度最大,而低位和中位坚硬岩层失稳尺度接近一致。因此,高位坚硬岩层破断对工作面开采影响最大;8105工作面上覆岩层失稳破断对微震事件具有一定的影响。通过微震数据统计可知:坚硬岩层随着工作面的开采逐步发生失稳破断,不同坚硬岩层之间易发生耦合作用,形成复合矿压。坚硬岩层失稳判据的理论计算与实际硬岩破断尺度对比发现,高位坚硬岩层的预测准确率最高。

爆破作用下层状围岩隧道突变失稳判据研究

为判断爆破振动与损伤作用下层状岩体隧道的围岩稳定性,根据层状围岩失稳特征建立隧道力学模型,考虑爆破损伤和振动效应,构建层状围岩隧道系统总势能方程和突变失稳判据,分析爆破作用下层状围岩稳定性演化规律;并以沪昆高铁湖南段姚家隧道为工程背景,分析层状围岩隧道稳定性。结果表明:层状围岩隧道发生突变失稳的充要条件是满足分岔集方程,即当突变特征值Δ≤0时系统可能发生突变失稳;爆破累积效应造成围岩刚度不断降低,爆破药量增加提高爆破振动效应,这些均导致层状围岩失稳概率增加;实际隧道失稳评价结果与施工现场情况、监测结果一致,验证了失稳判据的有效性。

裂隙发育岩体水电工程地下洞室预裂爆破试验研究

硬梁包水电站地下厂房地质构造复杂,围岩裂隙发育,岩性杂乱,岩体具有“硬、碎、杂”特点,厂房开挖成型难度较大、预裂爆破效果差,为解决此问题,结合地下厂房第Ⅲ层中部拉槽施工预裂,开展了系统的爆破试验。初期试验中,预裂爆破线装药密度低于规范计算值近100 g/m的情况下,两侧边墙岩体在爆破后十分破碎,无法明显看到预裂孔的痕迹。开展的岩体声波测试和岩体完整性分析表明:厂房岩体全孔平均纵波速度为4.03 km/s,整体完整性差;岩体沿预裂孔轴向0~1.5 m、1.5~3.9 m、3.9~7.4 m深度的分段波速平均值分别为2.59 km/s、3.58 km/s、4.70 km/s,表现出在深度方向上的分段完整性差异。根据上述特点,在厂房开挖施工过程中,预裂爆破的平均单孔线装药密度取为0.123~0.284 kg/m,并针对不同深度选取不同的线装药密度,各分段采用小药卷均匀间隔装药,试验和应用效果良好,保证了壁面基本成型,半孔率显著提高。

基于固有频率的错断式坠落危岩体稳定系数计算模型

错断式坠落危岩体的安全稳定程度受后缘裂缝深度控制,基于静力学的稳定系数计算可得到后缘裂隙深度临界值,但静力学计算方法无法得到裂隙深度的实时变化。基于修正Timoshenko梁建立岩梁动力学方程,结合动力基础半空间理论对岩梁的约束刚度及边界条件做深入分析,得到不同裂缝深度条件下危岩体固有频率理论解析。基于数值计算验证固有频率算法的正确性,并得出结论:随裂隙深度增大,固有频率不断降低,固有频率对危岩体后缘裂隙深度变化较为敏感,根据危岩体的固有频率值可反算危岩体后缘裂隙深度。基于固有频率与危岩体后缘裂隙深度之间的关系建立错断式坠落危岩体稳定系数计算模型,并采用室内试验进行验证,得出结论:危岩体固有频率与其后缘裂隙深度近似为负线性相关。基于固有频率的错断式坠落危岩体稳定系数计算模型可为危岩体自动化监测提供有益借鉴。

花岗岩板双基火药切槽爆破破坏过程研究

针对目前炸药切槽爆破存在非切槽方向上岩石破坏的问题,研究了双基火药切槽爆破特性。基于火药燃气释放规律,计算了双基火药被激发后密闭炮孔内的压力变化情况。结合高速摄影和数字图像相关(digital image correlation,DIC)方法,开展了炮孔的火药装填密度分别为0.84和0.96 g/cm^(3)的2组实验,探究了火药作用下花岗岩板的动态破坏过程。结果表明:火药点火后,2组实验中花岗岩板均在100μs时沿切槽方向起裂,200μs时裂纹贯穿石板;当装填密度为0.96 g/cm^(3)时,试件在断裂后上下石板分离速度较大,在封堵橡胶的摩擦力和试件惯性的共同作用下,2500μs时上下石板被横向拉裂,裂纹沿垂直方向。炮孔预制切槽为火药燃气的气楔作用提供了空间,很好地引导裂纹的扩展,孔壁周围没有形成压碎区。双基火药燃烧产生的准静态压力是裂纹起裂、扩展的主要动力。研究结果为双基火药在岩体定向爆破上的应用提供了参考。

加热速率对中心直裂纹巴西圆盘试样断裂行为影响规律研究

为了研究不同加热速率处理后花岗岩的断裂特性与损伤机理,对中心直裂纹巴西圆盘(CSTBD)试样在4组加热温度下分别进行4种加热速率的高温处理,冷却至室温后使用电液伺服压力机进行巴西劈裂实验,分析其静力学断裂过程。结果表明:(1)经过不同高温处理的花岗岩,从脆性破坏向延性破坏转变。(2)在同一目标温度下,经不同加热速率处理的花岗岩,峰值破坏载荷随着加热速率的增大而降低。表观颜色无明显区别,而表观裂缝逐渐增多。(3)不同加热速率下,200℃和400℃下的纵波波速和弹性模量变化较小,而600℃以上时,随着加热速率的增大,纵波波速和弹性模量显著降低。(4)花岗岩的断裂韧度随着温度升高呈现逐渐衰减特征,同一温度下花岗岩试样的I型断裂韧度值随加热速率的增大而减小,400℃下加热速率对花岗岩断裂韧度的影响最大。

覆岩高位整层爆破卸压“人造预裂层”源头防治冲击地压技术体系及应用

主动卸压防冲是落实强化煤矿冲击地压源头治理的重要措施。现行的主动卸压防控方式,或采用回采工作面平巷布孔卸压,或采用井下原位水力压裂技术,具有卸压保护范围有限、卸压施工进度制约等不足;或采用地面水力压裂防冲系统,具有卸压范围广时效长等优点,也需要解决前期投入等。因此,秉持源头防治、防患未然、经济高效的一体化的防冲卸压创新战略思想,研究一种实践易行、效果显著、可全面推广的新型区域卸压源头防冲技术体系势在必行。提出了覆岩高位超前整层爆破卸压技术体系,针对可产生动载荷的较高位关键层,创新高位岩巷、高位钻场、爆破钻孔布置,将高位坚硬岩层超前、整体、均匀爆破预裂,从而形成“人造预裂层”。该方法突破了一般的长钻孔距离限制,使得岩层爆破的卸压高度、卸压范围、卸压效果均大幅提高,可形成覆盖整个工作面区域甚至多个工作面的超前工作面开采的高位“人造预裂层”。高位爆破“人造预裂层”首先使得该高位坚硬岩层的来压步距和来压强度大幅减弱,其次也缓冲减弱了其上硬岩层向下传递的矿山压力,最后还可降低其下方硬岩层的来压步距。在陕西长武亭南煤业3409工作面首次进行了覆岩高位整层爆破卸压“人造预裂层”技术试验后,现场实测效果表明采用该方法较之常规爆破卸压区域,支架的平均来压强度、来压步距、来压持续距离和压力报警频次均大幅减少;巷道深孔和浅孔应力也均减少;微震事件总能量、大能量微震事件大幅度减少,且密集程度显著降低,工作面中段的微震事件尤为稀疏;地音高能事件、震源CT获得的冲击风险区域也有减少,各种实测手段均验证了高位爆破人造预裂层卸压防冲技术的优越性。

二氧化碳静态爆破的边坡振动场地效应和能量分析

进行真三轴CO_(2)静态爆破压裂实验和现场测试,获得压力曲线、试样裂隙分布、现场振动曲线和岩体破坏特征,并通过分析压力曲线和裂缝扩展特征来研究致裂原理,同时还利用窗函数傅里叶变换提取振动特征,以评估破岩现场边坡的结构安全。研究结果表明:(1)CO_(2)静态爆破的峰值振动速度在8 m处衰减至满足建筑物保护要求,比传统的钻爆法更安全;(2)CO_(2)静态爆破引起的振动波形的主频高于钻爆法的,且随着距离的加长,振动能量的分布逐渐分散;(3)钻爆法的振动速度预测公式适用于CO_(2)静态爆破的,且带高程的预测公式更为准确。根据压力曲线、试样裂隙分布和现场岩体损伤,提出CO_(2)静态爆破的HIG破岩模型,为新技术的研究提供了基础框架。在实验中没有采集到温度数据,今后迫切需要对聚能剂的瞬时放热特性和温度对CO_(2)状态的影响进行研究。

渗流力和结构面水弱化作用下裂隙岩体边坡块体的稳定性

裂隙岩体渗流是影响岩体稳定性的重要因素之一。裂隙中的流体流动不仅会产生渗流力,而且会降低裂隙面的强度,致使边坡失稳、隧道塌方等事故频发。为揭示渗流作用对裂隙岩体边坡块体稳定性的作用机理,基于关键块体理论,提出一种同时考虑渗流力和结构面水弱化作用的稳定性分析方法,其中,渗流力基于渗流理论和统一管网法计算,结构面水弱化根据经验公式确定。以某岩质边坡为例,采用该方法对边坡在渗流作用下的块体稳定性开展研究。研究结果表明,渗流力与结构面水弱化作用对裂隙岩体边坡块体稳定性的作用方式不同,渗流力既会改变块体的抗滑力又会改变块体的滑动力,对块体稳定性的影响较为复杂,包括改变块体的稳定状态、滑移面、失稳形式;结构面水弱化只降低块体的抗滑力,进而降低块体的稳定性,不改变块体的失稳形式。此外,对于裂隙边坡工程,通常存在一个最危险渗流压力值。

穿越断层破碎带深埋洞室爆破开挖围岩破坏机理研究进展

我国西部大开发战略正进一步实施,西南高山峡谷地区正在或即将在密集展开一大批大型水电工程.然而受复杂地形条件限制,工程建设中将导流、引水、发电等水工建筑物布置在地下,这就涉及到具有埋深大、地应力高典型特征的地下洞室群开挖工程,并且相当一部分地下洞室群不可避免地穿越断层破碎带.本文总结了近年来工程师和学者重点关注的围岩变形破坏成因以及降低围岩变形破坏发生风险和保障深埋洞室施工安全的方法与技术.诸多研究从理论上阐明了爆破-瞬态卸荷力学作用过程,明确了爆炸应力波和地应力瞬态-卸荷应力波产生机理;从爆破-瞬态卸荷反复扰动激发应力波传播规律、应力波与含断层破碎带岩体的相互作用、含断层破碎带岩体强度特征等方面深入研究爆破-瞬态卸荷反复扰动下穿越断层破碎带深埋洞室变形破坏机理.并结合现场试验、数值模拟和室内试验的方法研究提出了爆破-瞬态卸荷扰动作用下围岩破坏预报及其控制措施.最后提出了关于爆破-瞬态卸荷扰动对含断层破碎带岩体复杂相互作用及控制技术的深入研究方向.

复杂地质条件下隧道聚能爆破施工技术研究

在百和隧道项目中,根据围岩级别、地质特征、隧道埋深及其地应力和岩爆情况,基于地应力场三维有限差分反演结果,利用聚能水压光面爆破基本原理,通过聚能水压光面爆破聚能管制作工艺,得到其爆破参数。分析断裂破碎带及高地应力围岩爆破效果,对沿线围岩应力和岩爆分别进行评价与预测,确定使用聚能水压爆破方法开挖断层破碎带以及高应力围岩段。聚能水压光面爆破在断层破碎带和高地应力围岩段的炮眼利用率达87%以上,周边眼痕率达90%以上。相比于常规光面爆破,其每循环进尺提升显著,炸药消耗量和最大超挖量降低明显,对中等以上岩爆控制效果良好。

二氧化碳致裂爆破快速掘进技术应用及探索

针对钻爆法施工受限时硬岩掘进效率低下问题,提出了利用二氧化碳气相爆破方式对硬岩岩体进行松动致裂。以某矿煤仓掘进工作面为研究背景,运用理论分析和现场试验等方法设计了煤仓断面致裂孔布置参数,并进行了二氧化碳致裂松动现场试验。结果显示,在目前的技术体系下,由于封孔措施不当,二氧化碳气相爆破技术在硬岩致裂过程中未能达到预期的松动效果。根据试验反馈结果,提出了通过增设封孔装置、增设爆破能量导向裂隙及调整爆破参数的优化方法,并初步探索了适用于硬岩致裂的方案。这些改进思路有助于实现硬岩致裂并提高机械式掘进效率。