第ｌ０卷第１期 铁道科学与工程学报 Ｖ０Ｉ．１０ ＮＯ．１ ２０１３年２月 ＪＯＵＲＮＡＬ ＯＦ ＲＡＩＬＷＡＹ ＳＣＩＥＮＣＥ ＡＮＤ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｆｅｂ．２０１３ 光爆层厚度对光面爆破效果影响的数值分析 唐景文，黄锐，梅慧浩，汪亦显，陈光辉 （中南大学资源与安全工程学院，湖南长沙４１００８３） 摘要：采用动力有限元软件ＡＮＳＹＳ／ＬＳ—ＤＹＮＡ，在周边眼间距 为５００ ｍｍ时，对不同光爆层厚度 下泥质灰岩中爆炸 应力波的传播规律进行数值模拟研究，得到不同光爆层厚度下岩石单元应力、节点振动速度的衰减规律以及与光爆层厚度 的关系．分析光爆层厚度对光面爆破效果的影响。研究表明：＂３ Ｗ￣－＜４００ ｍｍ时，巷道围岩受到的扰动强烈，在围岩远区容 易产生裂隙，在近区出现超挖现象；当Ｗ＝７００ ｍｍ时，因应力波在相邻炮孔间不能有效迭加而无法形成贯通裂缝，由此导 致光爆效果不佳而出现欠挖现象。根据本文的研究结果，在巷道爆破掘进中，＂３－周边眼间距为５００ ｍｍ时，光爆层厚度宜取 Ｗ＝５００～６００ ｍｍ，而炮眼密集度系数为０．８～１．０较合适。 关键词：光爆层厚度；应力波；光面爆破；数值模拟 中图分类号：ＴＤ２３５ 文献标志码：Ａ 文章编号：１６７２—７０２９（２０１３）Ｏｌ一００６７—０６ Ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ａｎａｌｙｓｉｓ ｏｆ ｉｎｆｌｕｅｎｃｅ ｏｆ ｍｉｎｉｍｕｍ ｂｕｒｄｅｎ ｏｎ ｓｍｏｏｔｈ ｂｌａｓｔｉｎｇ ＴＡＮＧ Ｊｉｎｇ－ｗｅｎ，ＨＵＡＮＧ Ｒｕｉ，ＭＥＩ Ｈｕｉ・ｈａｏ，ＷＡＮＧ Ｙｉ－ｘｉａｎ，ＣＨＥＮ Ｇｕａｎｇ・ｈｕｉ （Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｒｅｓｏｕｒｃｅｓ ａｎｄ Ｓａｆｅｔｙ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ，Ｃｅｎｔｒａｌ Ｓｏｕｔｈ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ，Ｃｈａｎｇｓｈａ ４１００８３，Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｏｎ ｔｈｅ ｂａｓｉｓ ｏｆ ｐｅｆｉｐｈｅ￣ｈｏｌｅ ｓｐａｃｉｎｇ Ｅ ｗａｓ ５００ ｍｍ，ｐｒｏｐａｇａｔｉｏｎ ｒｕｌｅｓ ｏｆ ｂｌａｓｔｉｎｇ ｓｔｒｅｓｓ ｗａｖｅｓ ｏｎ ｔｈｅ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎ ｏｆ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｍｉｎｉｍｕｍ ｂｕｒｄｅｎｓ Ｗ ｉｎ ａｒｇｉｌｌａｃｅｏｕｓ ｌｉｍｅｓｔｏｎｅ ｗｅｒｅ ａｎａｌｙｚｅｄ ｂｙ ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ｗｉｔｈ ＡＮＳＹＳ／ＬＳ—ＤＹＮＡ ｓｏｆｔｗａｒｅ．Ａｔｔｅｎｕａｔｉｎｇ ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓ ｏｆ ｒｏｃｋ ｅｌｅｍｅｎｔ ｓｔｒｅｓｓ ａｎｄ ｎｏｄｅ ｖｅｌｏｃｉｔｙ ａｎｄ ｔｈｅ ｒｅｌａ－ ｔｉｏｎｓｈｉｐ ｗｉｔｈ ｍｉｎｉｍｕｍ ｂｕｒｄｅｎ ｗｅｒｅ ｏｂｔａｉｎｅｄ ｏｎ ｔｈｅ ｃｏｍｄｉｔｉｏｎ ｏｆ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｍｉｎｃｍｕｍ ｂｕｒｄｅｎｓ．Ｔｈｅ ｉｎｆｌｕｅｎｃｅ ｏｆ ｍｉｎｉｍｕｍ ｂｕｒｄｅｎ ｏｎ ｓｍｏｏｔｈ ｂｌａｓｔｉｎｇ ｅｆｆｅｃｔ ｗａｓ ａｎａｌｙｚｅｄ．Ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗ ｔｈａｔ ｗｈｅｎ Ｗ￣４００ ｍｍ，ｔｈｅ ｄｉｓｔｕｒｂ－ ａｎｃｅ ｔｈａｔ ｒｏａｄｗａｙ Ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｅｎｄｕｒｅｄ ｉｓ ｏｂｖｉｏｕｓｌｙ ｓｔｒｏｎｇ ＳＯ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｉｓ ｅａｓｙ ｔｏ ｂｅ ｄａｍ— ａｇｅｄ，ｍｅａｎｗｈｉｌｅ ｔｈｅ ｆａｒ ｚｏｎｅｓ ｐｒｏｄｕｃｅ ｃｒａｃｋｓ ａｎｄ ｔｈｅ ｎｅａｒ ｚｏｎｅｓ ａｐｐｅａｒ ｔｈｅ ｐｈｅｎｏｍｅｎｏｎ ｏｆ ｏｖｅｒｂｒｅａｋｉｎｇ．Ｗｈｅｎ Ｗ＝７００ ｍｍ，ｔｈｅ ｅｎｅｒｇｙ ｏｆ ｓｔｒｅｓｓ ｗａｖｅ ｃａｎｎｏｔ ｂｅ ｓｕｐｅｒｉｍｐｏｓｅｄ ｅｆｆｅｃｔｉｖｅｌｙ ｉｎ ｂｌａｓｔｈｏｌｅ ｃｏｎｎｅｃｔｉｏｎ ｄｉｒｅｃｔｉｏｎ ＳＯ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｒｏｃｋ ｂｌｏｃｋ ｃａｎｎｏｔ ｆｏｒｍ ｔｈｅ ｔｈｒｏｕｇｈ ｃｒａｃｋ，ｔｈｅｒｅｆｏｒｅ，ｔｈｅ ｓｍｏｏｔｈ ｂｌａｓｔｉｎｇ ｅｆｆｅｃｔ ｉｓ ｎｏｔ ｇｏｏｄ ａｎｄ ｔｈｕｓ ｌｅａｄｓ ｔｏ ｔｈｅ ｃｏｎｓｅｑｕｅｎｃｅ ｏｆ ｕｎｄｅｒｂｒｅａｋｉｎｇ．Ａｃｃｏｒｄｉｎｇ ｔｏ ｔｈｅ ｒｅｓｅａｒｃｈ ｒｅｓｕｌｔｓ，ｉｎ ｂｌａｓｔｉｎｇ ｅｘｃａｖａｔｉｏｎ ｏｆ ｒｏａｄｗａｙ，ｏｎ ｔｈｅ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎ ｏｆ Ｅ ｉｓ ５００ ｍｍ，ｍｉｎｉｍｕｍ ｂｕｒｄｅｎ ｉｓ ｓｕｉｔａｂｌｅ ｔｏ ｂｅ ５００— ＯＯ ｍｍ，ａｎｄ ｔｈｅ ｈｏｌｅ ｃｏｍｐｒｅｓｓｉｏｎ ｃｏｅｆｉｆ— ｃｉｅｎｔ ｉｓ ｍｏｒｅ ａｐｐｒｏｐｒｉａｔｅ ｔｏ ｂｅ ０．８—１．０． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ：ｍｉｎｉｍｕｍ ｂｕｒｄｅｎ；ｓｔｒｅｓｓ ｗａｖｅ；ｓｍｏｏｔｈ ｂｌａｓｔｉｎｇ；ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ 钻眼爆破目前是矿山巷道掘进的主要技术手 计研究颇多，认识到光面爆破的成缝机制为爆炸应 段，为了保证爆破后巷道断面成形规整，减少超欠 力波和爆生气体的综合作用，并得出了一些爆破参 挖量，爆破方法多选择光面爆破或预裂爆破，在软 数的理论计算公式。然而，由于岩体结构的复杂性 岩巷道中，采用光面爆破对断面轮廓的控制效果更 和炸药破岩机制的不确定性，以及基础参数选取的 为明显。目前对于光面爆破机制和爆破参数的设 随意性，现有的爆破参数理论计算公式的适用性有 收稿日期：２０１２—１０—２８ 收稿日期：湖南省研究生创新基金项目（ＣＸ２００９Ｂ０４６）；中南大学研究生学位论文创新基金（１３４３７４３３４００００２４） 作者简介：唐景文（１９８２一），男，湖南永州人，硕士研究生，从事光面爆破的理论与技术研究 第１期 唐景文，等：光爆层厚度对光面爆破效果影响的数值分析 ６９ 爆破荷载，建立的模型中不需要炸药模型，减少了 单元数量并可对炮孔附近区域进行精细的划分，保 证计算精度。 目前，国内外学者采用理论计算和物理实验的 方法来研究炮孔壁面上的压力变化历程，但研究成 果并未在理论上解决炮孔压力问题。在工程应用 中，作用在炮孔壁面的荷载曲线的选取仍为以半理 论半经验的三角型脉冲荷载¨ 或指数衰减型荷 载为主。本文爆破施加的荷载采用三角型脉冲荷 载，该荷载曲线需要确定２个参数：（１）荷载峰值； （２）荷载升压时间和正压时间。 ２．１爆破荷载峰值的确定 荷载峰值，即作用在炮孔壁面上的爆生气体的 峰值压力。根据Ｃ—Ｊ爆轰理论，炮孔内炸药爆轰 结束后，炮孔内爆生气体的初始平均压力Ｐ。为： Ｐ０＝ ｏ∥ （１） 式中：Ｐ 为炸药密度，Ｄ为炸药爆速。 根据热力学原理，在不耦合装药条件下，爆生 气体在炮孑Ｌ中发生等熵绝热膨胀，当其膨胀压力 Ｐ＞ｐ （Ｐ 为临界压力，通常取Ｐ ＝２００ ＭＰａ）时，压 力变化遵循以下规律： Ｐ＝Ｐ。（、 １ｄ６， （２） 而当Ｐ＜ｐ 时，压力变化遵循如下规律： … （ ㈩ 因为空气具有很强的可压缩性，所以，当采用 空气垫层装药时，爆生气体会迅速膨胀充满整个炮 腔。考虑到光面爆破时采用较大的径向和轴向不 耦合系数，爆生气体膨胀充满炮孔时的压力较Ｐ 低得多，因此，目前都采用式（３）计算爆生气体充 满炮孔时的峰值压力，以径向不耦合系数 （Ｋｄ＝ ｄ／ ）和轴向不耦合系数Ｋ （Ｋｔ＝Ｌ ／Ｌ ）代入式 （３），可得： 皇 Ｐ Ｋｄ＝： ｜Ｋｄ一手了 一 ｆ＿Ｐ ｆ＼ Ｉ １Ｐｋ， （（）４） 代人各参数值，得到Ｐ＝４０．８ ＭＰａ。 ２．２爆破荷载作用时间的确定 张正宇¨ 等认为炸药爆炸时的冲击波的持续 作用时间为１．０×１０一一０．１ Ｓ，爆生气体的压力作 用时间为１．０×１０～～０．１ ｓ。采用三角型脉冲荷 载进行爆破数值模拟时，爆破荷载的持续作用时问 大多为毫秒级。张建华 、卢文波Ⅲ 等对预裂爆 破中炮孔压力的变化时程进行理论计算，最终得出 炮腔压力在数百微秒内衰减。假定作用在炮孔壁 面上每个单元上的爆破荷载压力在１００ ｓ达到峰 值，持续作用时间为６００ ｓ。 ３岩体介质模型 炸药爆炸时，炮孔近区的岩体受到冲击波的强 烈压缩作用，应变率效应明显，因此，岩石介质模型 采用ＤＹＮＡ３Ｄ程序中包含应变率效应的塑性硬化 ＭＡＴ＿ＰＬＡＳＴＩＣ—ＫＩＮＥＭＡＴＩＣ材料模型，该模型是 与应变率有关，并考虑失效的各向同性、随动硬化 或各向同性和随动硬化的混合模型。 表示各向 同性硬化和随动硬化的贡献的硬化参数，０≤ ≤１ （ ＝０为仅随动硬化，０＜ ＜１为混合硬化，卢＝１ 为仅各向同性硬化）。应变率对强度的影响用 Ｃｏｗｐｅｒ—Ｓｙｍｏｎｄｓ模型来考虑，屈服应力与应变率 关系为： ＝【１＋（号） ＋／３Ｅｐ６ｐ＂ｓｓ）（５） ＝ （６） 式中： 。为岩体的初始屈服应力（Ｐａ）；Ｅ 为杨氏 模量（Ｐａ）； 为加载应变率（Ｓ ），在工程爆破中， 岩石的加载应变率 较高，在压碎区，取 ＝１０ 一 １０ Ｓ～，这里取１０ ｓ～；在粉碎区外，应变率降低， 一般取 ＝１０—１０ Ｓ～，这里取１０ Ｓ～，Ｃ和Ｐ为 Ｃｏｗｐｅｒ—Ｓｙｍｏｎｄｓ应变率参数，由材料应变率特性 决定的常量，参考Ｙａｎｇ等 做的岩体在不同应变 率下的应力时程曲线和应力一应变关系成果，分别 取２．５ ｓ 和４．０；Ｅ 为塑性硬化模量（Ｐａ）；Ｅ 为 切线模量（Ｐａ）；为岩体有效塑性应变，按下式 定义： ｐ ：： Ｉｎ『 ｄｔｉｅｐ （７）， ——一 ～ ｄｅ √寻如ｐ ｄ ； （８） 式中：ｔ为发生塑性应变累计时间（ｔ）； ｐ 为岩体塑 性应变偏量分量。 泥质灰岩的力学性质参数见表２。 ７０ 铁道科学与工程学报 ２０１３年２月 ４计算结果及分析 在炮孔轴线中点所在的平面上沿ｘ轴负方向 选取离中间炮孔距离为０．５，１．０，１．５，２．０，２．５， ３．０和３．５ ｍ处的单元，利用ＡＮＳＹＳ自带的ＬＳ— ＰＲＥＰＯＳＴ后处理软件，绘制出单元的有效应力峰 值随距离的变化曲线，见图３。 一 Ｚ 寸ｅ ： 、 趔 罄 妞 １ 盛 ∞ ；ｑ ∞ ｍ ５ Ｏ 爆心距／ 图３单元有效应力的变化曲线 Ｆｉｇ．３ Ｃｈａｎｇ ｃｕｒｖｅ ｏｆ ｕｎｉｔ ｅｆｆｅｃｔｉｖｅ ｓｔｒｅｓｓ 应力波传播到自由边界后变为反射拉伸波，反 射拉伸波比入射波更有利于引起岩石的片落。光爆 层厚度的改变，改变了入射波和反射波的作用时间， 光爆层厚度越小，入射波的作用时间就越短，反射波 的作用时间就越长，对岩体的破碎效果越明显¨ 。 从图３可以看出：在爆心距为０．５～２．０ ｉｎ的范围 内， 为３００和４００ ＩＢＩＴＩ时的单元应力峰值明显大于 为５００，６００和７００ ｉｎＩｎ时的应力峰值，且同一光爆 层厚度下，随着爆心距的增加，巷道围岩内单元的有 效应力峰值均逐渐降低，应力波从爆心距为０．５ ｍ 传播到２ ｍ时，岩体单元的有效应力峰值均下降了 ８０％以上，而在爆心距为２．０—３．５ ｍ之间，岩体单 元的有效应力峰值变化很小，由此可见，随着爆心距 的增加，岩体所受的扰动逐渐减小，这与应力波随传 播距离的增大而逐渐衰减相符。而随着光爆层厚度 的减小，巷道围岩内单元的有效应力峰值逐渐增大， 爆破应力波对岩体的作用越明显。 爆破地震波的能量可用质点的振动强度来衡 量，振动强度可以用质点的位移、速度或加速度来 表示。研究表明，爆破地震的破坏程度与质点的振 动速度关系密切，在工程爆破中常用振动速度值来 衡量爆破地震的安全程度 Ｉ２。 。节点振速峰值随 距离的变化曲线见图４。 ・ 宝 彗 制 骚 哩 ｎ５ １．ｏ １．５ ２－（】 ２．５ ３．ｏ ３．５ 爆心距／Ⅱ１ （ａ）Ｘ轴方向 ∞ 加 ｍ Ｏ ０．５ Ｉ＿０ Ｌ５ ２．Ｏ ２．５ ｊ＿＿０ ｊ＿．５ 爆心距／ｍ （ｂ）Ｙ轴方向 图４节点振速峰值的变化曲线 Ｆｉｇ．４ Ｃｈａｎｇ ｃｕｒｖｅ ｏｆ ｎｏｄｅ ｐｅａｋ ｖｉｂｒａｔｉｏｎ ｖｅｌｏｃｉｔｙ 在爆破近区，波阵面上的压力、密度很大，致使 地震波强度衰减很快，随着传播距离的增加，能量 衰减的速度减慢。从图４中可看出，在 为３００ 和４００ ｍｍ时，在爆心距为０．２～２．０ ｍ之间的岩 体节点振动速度峰值明显高于 为５００，６００和 ７００ ｍｍ的振动峰值，而在爆心距为２～３．５ ｍ之间 的岩体，不同抵抗线间的振动峰值的差异逐渐缩 小。且同一光爆层厚度下，节点振动峰值均在爆心 距为０．５—２．０ ｍ之间衰减速度快，在２．０～３．５ ｍ 之间衰减速度减缓。而０．２～２．０ ｍ之问的岩体为 爆破后巷道的侧面围岩，过高的振动波能量可对岩 体产生扰动，导致围岩内岩体的破坏，产生较多的 裂隙，从而影响巷道围岩的稳定性。 从岩体单元的应力峰值和节点的振动速度峰 值分析可知，适当增大光爆层的厚度，有利于应力 波的能量向抵抗线方向转移，而使作用于巷道围岩 的能量减弱，降低对巷道围岩的扰动和破坏，对维 护巷道围岩的稳定有积极的作用。 一 ∞鲁ｃ．。一一＼ 鹫 塔唇 ∞ 第１期 唐景文，等：光爆层厚度对光面爆破效果影响的数值分析 ７１ 晴 ● 啦 ● 鲁 ｍ ｏ 加 舶 鲁 魁 曼 胃 ｎｌ ０．２ ０．３ ０．４ ０．５ ０．６ ０．７ ｎｌ （ ２ ０．３ ‘ ４ ０．５ ．６ ０．０７ 时间，ｓ ３（） ２０ ｌｏ 、 时间／ｓ ０ ● ｍ Ｏ ｍ 加 一暑 ；２ｏ 兰１０ ０ 簧０ 量一魁 景一１０ １０ ０ １ ０．２ ０．３ ０．４ ０．５ ０．６ ０．７ ｎ１ Ｑ２ Ｑ３ ０．４ ０．５ ０．６ ｎ７ ｎ１ Ｑ２ ｎ３ ｎ４ ０．５ ｎ６ ０．７ 加 ｍ ｏ 加 ∞ 时间／ｓ 时问／ｓ Ｗ／ｍｍ：（ａ）３００；（ｂ）４００；（ｃ）５００；（ｄ）６００；（ｅ）７００ 时间／ｓ 图５节点加速度的变化曲线 Ｆｉｇ．５ Ｃｈａｎｇ ｃｕｒｖｅ ｏｆ ｎｏｄｅ ａｃｃｅｌｅｒａｔｉｏｎ 根据炸药爆炸理论，若相邻炮孔同时起爆，应 力波在两炮孔连心线方向上产生叠加，在连线的中 点处应力优先发展，首先达到峰值，此处岩石最容 易破坏，然后连心线方向形成贯通裂缝 。选择 炮孔轴线中点所在平面上 和Ⅳ连线的中点，通 过ＬＳ—ＰＲＥＰＯＳＴ导出节点加速度随时间的变化 曲线，见图５。在 为７００ ｍｉｌｌ时节点的加速度明 显小于其他抵抗线时的加速度；在 为６００，５００， ４００和３００ ｍｍ时，应力波的叠加效果明显，节点的 加速度较大，此时岩体易因抗拉强度小于拉应力而 破坏；而在 为７００ ａｍ时，因光爆层过厚，应力波 的能量因被过多的消耗在光爆层岩体中，而导致连 心线方向应力波叠加效果不明显，节点加速度较 小，在连心线方向上较难形成贯通裂缝，最终会出 现光爆层岩体不能崩落下来的现象。 （２）当 为７００ ｍｍ时，炮孔连线中点处的节 点加速度明显小于 ≤６００ ｍｍ时的情况，光爆层 厚度过大，应力波的能量不能在炮孔连线方向产生 有效叠加，岩体易因拉应力小于抗拉强度而不能形 成贯通裂缝，最终导致光爆层爆落不下来，出现欠 挖现象。 （３）合理的光爆层厚度应既能保证在周边眼 连线方向产生有效的应力叠加，形成贯通裂缝以爆 落光爆层，同时尽量减少对巷道围岩的扰动和破 坏，维护巷道围岩的稳定。根据本文的研究结果， 当周边眼间距为５００ ｍｍ时，光爆层厚度宜取Ｗ＝ ５００～６００ ｍｍ，而炮眼密集度系数为０．８～１．０较 为合适。 参考文献： ［１］宗琦．软岩巷道光面爆破技术的研究与应用［ｊ］．煤 ５结论 炭学报，２００２，２７（１）：４５—４９． ＺＯＮＧ Ｑｉ．Ｓｔｕｄｙ ａｎｄ ａｐｐｌｉｃａｔｉｏｎ ｏｆ ｓｍｏｏｔｈ ｂｌａｓｔｉｎｇ ｔｅｃｈ－ （１）当 ≤４００ ｍｍ时，巷道围岩的单元应力 峰值和节点振动速度峰值明显大于 为５００，６００ 和７００ ｍｍ时的情况，巷道围岩受到的扰动强烈， ｎｉｑｕｅ ｉｎ ｗｅａｋ ｒｏｃｋ ｔｕｎｎｅｌ［Ｊ］．Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｃｈｉｎａ Ｃｏａｌ Ｓｏ－ ｃｉｅｔｙ，２００２，２７（１）：４５—４９． ［２］宗琦，陆鹏举，罗强．光面爆破空气垫层装药轴向 巷道围岩易破坏而在远区形成裂隙，在近区出现超 挖现象。增大光爆层的厚度，有利于应力波的能量 向抵抗线方向转移，而使作用于巷道围岩的能量减 弱，降低对巷道围岩的扰动和破坏，对维护巷道围 岩的稳定有积极的作用。 不耦合系数理论研究［Ｊ］．岩石力学与工程学报，２００５， ２４（６）：１０４７—１０５１． ＺＯＮＧ Ｑｉ，ＬＵ Ｐｅｎｇ－ｊｕ，ＬＵＯ Ｑｉａｎｇ．Ｔｈｅｏｒｅｔｉｃａｌ ｓｔｕｄｙ ｏｎ ａｘｉａｌ ｄｅｃｏｕｐｌｉｎｇ ｃｏｅｆｉｃｉｅｎｔｆｓ ｏｆ ｓｍｏｏｔｈ ｂｌａｓｔｉｎｇ ｗｉｔｈ ａｉｒ ｃｕｓｈｉｏｎ ｃｈａｒｇｉｎｇ ｃｏｎｓｔｒｕｃｔｉｏｎ［Ｊ］．Ｃｈｉｎｅｓｅ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｒｏｃｋ Ｍｅｃｈａｎｉｃｓ ａｎｄ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ，２００５，２４（６）：１０４７一 ７２ 铁道科学与工程学报 ２０１３年２月 １Ｏ５１． ［３］姜鹏飞，唐德高，龙源．不耦合装药爆破对硬岩应力 场影响的数值分析［Ｊ］．岩土力学，２００９，３０（１）：２７５— ２７９． ＪＩＡＮＧ Ｐｅｎｇ—ｆｅｉ，ＴＡＮＧ Ｄｅ－ｇａｏ，ＬＯＮＧ Ｙｕａｎ．Ｎｕｍｅｉｅａｌ ａｎａｌｙｓｉｓ ｏｆ ｉｎｆｌｕｅｎｃｅ ｏｆ ｕｎｃｏｕｐｌｅｄ ｅｘｐｌｏｓｉｖｅ—ｃｈａｒｇｅ ｓｔｒｕｅｔｕｒｅ ｏｎ ｓｔｒｅｓｓ ｉｆｅｌｄ ｉｎ ｈａｒｄ ｒｏｃｋｓ．『Ｊ］．Ｒｏｃｋ ａｎｄ Ｓｏｉｌ Ｍｅｃｈａｎｉｃｓ，２００９，３０（１）：２７５—２７９． ［４］付玉华，李夕兵，董陇军．损伤条件下深部岩体巷道光 面爆破参数研究［Ｊ］．岩土力学，２０１０，３１（５）：１４２０— １４２５． ＦＵ Ｙｕ・ｈｕａ，ＬＩ Ｘｉ－ｂｉｎｇ，ＤＯＮＧ Ｌｏｎｇ－ｊｕｎ．Ａｎａｌｙｓｉｓ ｏｆ ｓｍｏｏｔｈ ｂｌａｓｔｉｎｇ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｆｏｒ ｔｕｎｎｅｌｓ ｉｎ ｄｅｅｐ ｄａｍａｇｅｄ ｒｏｃｋ ｍａｓｓ．［Ｊ］．Ｒｏｃｋ ａｎｄ Ｓｏｉｌ Ｍｅｃｈａｎｉｃｓ，２０１０，３１（５）： １４２０—１４２５． ［５］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—２７７． ＤＡＩ Ｊｕｎ，ＱＩＡＮ Ｑｉ・ｈｕ．Ｂｒｉｃｋ ｂｌａｓｔｉｎｇ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｆｏｒ ｄｒｉｖ— ｉｎｇ ａ ｒｏａｄｗａｙ ｉｎ ｒｏｃｋ ｗｉｔｈ ｈｉｇｈ ｒｅｓｉｄｕａｌ ｓｔｒｅｓｓ［Ｊ］．Ｅｘｐｌｏ— ｓｉｏｎ ａｎｄ Ｓｈｏｃｋ Ｗａｖｅｓ，２００７，２７（３）：２７２—２７７． ［６］郑祥滨，璩世杰，范利华，等．单螺旋空孑Ｌ直眼掏槽成腔 过程数值模拟研究［Ｊ］．岩土力学，２００８，２９（９）：２５８９ —２５９４． ＺＨＥＮＧ Ｘｉａｎｇ—ｂｉｎ，Ｑｕ Ｓｈｉ－ｊｉｅ，ＦＡＮ Ｌｉ—ｈｕａ，ｅｔ ａ１．Ｎｕ— ｍｅｒｃｉａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ｏｆ ｃａｖｉｔｙ ｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｐｒｏｃｅｓｓ ｂｙ ｓｉｎｇｌｅ ｈｅｌｉｘ ｐａｒａｌｌｅｌ ｈｏｌｅ ｃｕｔ ｂｌａｓｔｉｎｇ『Ｊ １．Ｒｏｃｋ ａｎｄ Ｓｏｉｌ Ｍｅ． ｃｈａｎｉｃｓ，２００８，２９（９）：２５８９—２５９４． ［７］张运良，曹伟，王剑，等．水平层状岩体隧道超欠挖 控制爆破技术［Ｊ］．铁道科学与工程学报，２０１０，７（５）： ７０—７４． ＺＨＡＮＧ Ｙｕｎ—ｌｉａｎｇ，ＣＡＯ Ｗｅｉ，ＷＡＮＧ Ｊｉａｎ，ｅｔ ａ１．Ｂｌａｓｔｉｎｇ ｔｅｃｈｎｉｑｕｅ ｆｏｒ ｃｏｎｔｒｏｌｌｉｎｇ ｅｘｃｅｓｓｉｖｅ ａｎｄ ｉｎｓｕｆｉｆｃｉｅｎｔ ｅｘｃａｖａ— ｔｉｏｎ ｉｎ ｔｕｎｎｅｌ ｗｉｔｈ ｈｏｒｉａｏｎｔａｌ ｌａｙｅｒｅｄ ｒｏｃｋｍａｓｓ『Ｊ］．Ｊｏｕｒ－ ｎａｌ Ｏｆ Ｒａｉｌｗａｙ Ｓｃｉｅｎｃｅ Ａｎｄ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ，２０１０，７（５）：７０ —７４． ［８］满奕．花岗岩地层隧道光面爆破设计参数优化研究 ［Ｊ］．铁道科学与工程学报，２０１１，８（２）：６４—６７． ＭＡＮ Ｙｉ．Ｏｐｔｉｍｉｚａｔｉｏｎ ｏｆ ｓｍｏｏｔｈ ｂｌａｓｔｉｎｇ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｏｆ ｔｕｎｎｅｌｓ ｉｎ ｇｒａｎｉｔｅ ｓｔｒａｔｕｍ Ｊ Ｊ Ｊ．Ｊｏｕｒｎａｌ Ｏｆ Ｒａｉｌｗａｙ Ｓｃｉｅｎｃｅ Ａｎｄ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ，２０１１，８（２）：６４—６７． ［９］宗 琦，王从平．岩石松动爆破炮孔密集系数研究 ［Ｊ］．爆破，２００１，１８（１）：１—４． ＺＯＮＧ ｑｉ，ＷＡＮＧ Ｃｏｎｇ—ｐｉｎｇ．Ｉｎｖｅｓｔｉｇａｔｉｏｎ ａｎｄ ａｐｐｌｉｃａ・ ｔｉｏｎ ｏｆ ｌａｒｇｅ ｓｐａｃｉｎｇ ｌｏｏｓｅ ｂｌａｓｔｉｎｇ ｉｎ ｒｏｃｋ［Ｊ］．ＢＬＡＳＴ— ＩＮＧ，２００１，１８（１）：１—４． ［１０］李海洪，李启月，肖六杏，等．不同炮孔密集度系数下 矿岩爆破能量分布［Ｊ］．矿业研究与开发，２００９，２９ （３）：８３—８５． ＬＩ Ｈａｉ—ｈｏｎｇ，ＬＩ Ｑｉ—ｙｕｅ，ＸＩＡＯ Ｌｉｕ—ｘｉｎｇ，ｅｔ ａ１．Ｄｅｎｓｉｔｙ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｏｆ ｅｘｐｌｏｓｉｏｎ ｅｎｅｒｇｙ ｉｎ ｒｏｃｋ ｂｌａｓｔｉｎｇ ｕｎｄｅｒ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ ｃｏｅｆｉｆｃｉｅｎｔ ｏｆ ｈｏｌｅ［Ｊ］．Ｍｉｎｉｎｇ Ｒｅ— ｓｅａｒｃｈ ａｎｄ Ｄｅｖｅｌｏｐｍｅｎｔ，２００９，２９（３）：８３—８５． ［１１］尚晓江，苏建宁．ＡＮＳＹＳ／ＬＳ～ＤＹＮＡ动力分析方法与 工程实例［Ｍ］．北京：中国水利水电出版社，２００５：１６ —４８． ＳＨＡＮＧ Ｘｉａｏ－ｊｉａｎｇ，ＳＵ Ｊｉａｎ・ｎｉｎｇ．ＡＮＳＹＳ／ＬＳ—ＤＹＮＡ ｄｙｎａｍｉｃ ａｎａｌｙｓｉｓ ｍｅｔｈｏｄｓ ａｎｄ ｐｒｏｊｅｃｔ ｅｘａｍｐｌｅｓ［Ｍ］． Ｂｅｉｊｉｎｇ：Ｃｈｉｎａ Ｗａｔｅｒ Ｐｏｗｅｒ Ｐｒｅｓｓ，２００５：１６—４８． ［１２］夏祥，李俊如，李海波，等．爆破荷载作用下岩体振 动特征的数值模拟［Ｊ］．岩土力学，２００５，２６（１）：５０— ５６． ＸＩＡ Ｘｉａｎｇ，ＬＩ Ｊｕｎ一１３．１，ＬＩ Ｈａｉ—ｂｏ，ｅｔ ａ１．Ｕｄｅｃ ｍｏｄｅｌｉｎｇ ｏｆ ｖｉｂｒａｔｉｏｎ ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓ ｏｆ ｊｏｉｎｔｅｄ ｒｏｃｋ ｍａｓｓ ｕｎｄｅｒ ｅｘ— ｐｌｏｓｉｏｎ［Ｊ］．Ｒｏｃｋ ａｎｄ Ｓｏｉｌ Ｍｅｃｈａｎｉｃｓ，２００５，２６（１）：５０ —５６． ［１３］Ｃｈｅｎ Ｓ Ｇ，Ｚｈａｏ Ｊ，Ｚｈｏｕ Ｙ Ｘ．ＵＤＥＣ ｍｏｄｅｌｉｎｇ ｏｆ ａ ｆｉｅｌｄ ｅｘｐｌｏｓｉｏｎ ｔｅｓｔ［Ｊ］．Ｉｎｔｅｒｎａｔｉｏｎａｌ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｂｌａｓｔｉｎｇ ａｎｄ Ｆｒａｇｍｅｎｔａｔｉｏｎ，２０００，４：１４９—１６３． ［１４］许红涛，卢文波，周小恒．爆破震动场动力有限元模拟 中爆破荷载的等效施加方法［Ｊ］．武汉大学学报：工 学版，２００８，４１（１）：６７—７１． ＸＵ Ｈｏｎｇ－ｔａｏ，ＬＵ Ｗｅｎ—ｂｏ，ＺＨＯＵ Ｘｉａｏ・ｈｅｎｇ．Ａｎ ｅｑｕｉｖ— ａｌｅｎｔ ａｐｐｒｏａｃｈ ｆｏｒ ａｃｔｉｎｇ ｂｌａｓｔｉｎｇ ｌｏａｄ ｉｎ ｄｙｎａｍｉｃ ｆｉｎｉｔｅ ｅｌｅｍｅｎｔ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ｏｆ ｂｌａｓｔｉｎｇ ｖｉｂｒａｔｉｏｎ［Ｊ］．Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｗｕｈａｎ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ，２００８，４１（１）：６７—７１． ［１５］张正宇，张文煊，吴新霞，等．现代水利水电工程爆破 ［Ｍ］．北京：中国水利水电出版社，２００３：８９—１３２． ＺＨＡＮＧ Ｚｈｅｎｇ—ｙｕ，ＺＨＡＮＧ Ｗｅｎ—ｘｕａｎ．ＷＵ Ｘｉｎ．ｘｉａ．ｅｔ ａ１．Ｐｒｏｊｅｃｔ ｂｕｒｓｔｉｎｇ ｏｆ ｍｏｄｅｌＴｌ ｗａｔｅｒ ｃｏｎｓｅｒｖａｎｃｙ ａｎｄ ｈｙ— ｄｒｏｐｏｗｅｒ［Ｍ］．Ｂｅｉｊｉｎｇ：Ｃｈｉｎａ Ｗａｔｅｒ Ｐｏｗｅｒ Ｐｒｅｓｓ，２００３： ８９—１３２． ［１６］张建华，李世禄，王玉杰，等．爆炸扩腔数值模拟及分 析［Ｊ］．武汉科技大学学报：自然科学版，２００１，２４ （２）：１７４—１７７． ＺＨＡＮＧ Ｊｉａｎ—ｈｕａ，ＬＩ Ｓｈｉ １ｕ，ＷＡＮＧ Ｙｕ－ｊｉｅ，ｅｔ ａ１．Ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ｏｆ ｓｐｒｉｎｇｉｎｇ ｂｌａｓｔｉｎｇ ｉｎ ｓｔｅｍｍｅｄ ｈｏｌｅ［Ｊ］．Ｊｏｕｒ－ ｎａｌ ｏｆ Ｗｕｈａｎ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ａｎｄ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ：Ｎａｔｕｒａｌ Ｓｃｉｅｎｃｅ Ｅｄｉｔｉｏｎ，２０ｏ１，２４（２）：１７４—１７７． ［１７］卢文波，陶振宇．预裂爆破中炮孔压力变化历程的理 论分析［Ｊ］．爆炸与冲击，１９９４，１４（２）：１４０—１４６． ＬＵ Ｗｅｎ—ｂｏ，ＴＡＯ Ｚｈｅｎ．ｙｕ．Ｔｈｅｏｒｅｔｉｃａｌ ａｎａｌｙｓｉｓ ｏｆ ｔｈｅ ｐｒｅｓｓｕｒｅ——ｖａｒｉａｔｉｏｎ ｉｎ ｂｏｒｅｈｏｌｅ ｆｏｒ ｐｒｅ——ｓｐｌｉｔｔｉｎｇ ｅｘｐｌｏｓｉｏｎ ［Ｊ］．Ｅｘｐｌｏｓｉｏｎ ｎａｄ Ｓｈｏｃｋ Ｗａｖｅｓ，１９９４，１４（２）：１４０—１４６． ［１８］李启月．深孔爆破破岩能量分析及其应用［Ｄ］．长沙： 中南大学，２００８． ＬＩ Ｑｉ—ｙｕｅ．Ｅｎｅｒｇｙ ａｎａｌｙｓｉｓ ｏｆ ｒｏｃｋ ｆｒａｇｍｅｎｔ ｂｙ ｄｅｅｐ ｈｏｌｅ ｅｘｐｌｏｄｉｎｇ ａｎｄ ｉｔｓ ａｐｐｌｉｃａｔｉｏｎ［Ｄ］．Ｃｈａｎｇｓｈａ：Ｃｅｎ— ｔｒａｌ Ｓｏｕｔｈ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ，２００８． ｊ １９ ＪＹａｎｇ Ｒ，Ｂａｗｄｅｎ Ｗ Ｆ，Ｋａｔｓａｂａｎｉｓ Ｐ Ｄ．Ａ Ｎｅｗ ｃｏｎｓｔｉｔｕ— ｔｉｖｅ ｍｏｄｅｌ ｏｆｒ ｂｌａｓｔ ｄａｍａｇｅ［Ｊ］．Ｉｎｔｅｒｎａｔｉｏｎａｌ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｒｏｃｋ Ｍｅｃｈａｎｉｃｓ ａｎｄ Ｍｉｎｉｎｇ Ｓｃｉｅｎｃｅｓ ａｎｄ Ｇｅｏｍｅｃｈａｎｉｃｓ Ａｂｓｔｒａｃｔｓ，１９９６，３３（３）：２４５—２５４． ［２０］郭学彬，肖正学，张继春，等．论爆破地震波在传播过程 中的衰减特性［Ｊ］．中国矿业，２００６，１５（３）：５１—５４． ＧＵＯ Ｘｕｅ—ｂｉｎ，ＸＩＡＯ Ｚｈｅｎｇ—ｘｕｅ，ＺＨＡＮＧ Ｊｉ—ｃｈｕｎ，ｅｔ ａ１． Ａｔｔｅｎｕａｔｉｎｇ ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃ ｏｆ ｂｌａｓｔｉｎｇ ｓｅｉｓｍｉｃ ｗａｖｅｓ ｉｎ ｐｒｏｐａｇａｔｉｎｇ ｐｒｏｃｅｓｓ［Ｊ］．Ｃｈｉｎａ Ｍｉｎｉｎｇ Ｍａｇａｚｉｎｅ，２００６， １５（３）：５１—５４．
