李 斌,許夢國,王文杰
(1.武漢科技大學(xué),湖北 武漢 430081;2.冶金礦產(chǎn)資源高效利用與造塊湖北省重點(diǎn)實驗室,湖北 武漢 430081)
無底柱分段崩落法是20世紀(jì)50年代以來隨著新的采礦工藝和設(shè)備的出現(xiàn)而逐步發(fā)展起來的的一種采礦方法,由于其高效率、高度機(jī)械化、工藝簡單、生產(chǎn)安全和成本低廉的特點(diǎn),無底柱分段崩落法在金屬礦山得到迅速推廣,特別是鐵礦山更為廣泛。無底柱分段崩落法的采礦機(jī)理主要是礦石和圍巖的爆破崩落[1]。然而,無底柱分段崩落法在實際爆破落礦過程中會產(chǎn)生較多的大塊,不僅增加了成本、降低了采礦效率,還影響了采礦的安全生產(chǎn)。
爆破產(chǎn)生不同塊度的巖塊可以認(rèn)為是爆破產(chǎn)生各種裂隙的結(jié)果,研究爆破裂隙的產(chǎn)生和傳播規(guī)律可以幫助更好的了解大塊的產(chǎn)生機(jī)理。爆破的化學(xué)反應(yīng)過程是炸藥從具有高能量的密致物質(zhì)轉(zhuǎn)化為高壓、高溫的氣體產(chǎn)物[2-3]。近年來通過對巖石爆破的不斷研究,國內(nèi)外專家學(xué)者一致認(rèn)為在巖石爆破過程中,有兩類荷載作用在巖石上:爆炸應(yīng)力波作用和爆生氣體膨脹作用[4]。然而,很缺乏對爆破過程中巖石裂隙產(chǎn)生和發(fā)展規(guī)律的認(rèn)識,主要原因是爆破過程非常迅速,一般在幾個毫秒就結(jié)束了,很難對爆破過程進(jìn)行深入的了解。
為了對無底柱分段崩落法爆破過程進(jìn)行比較深入的研究,采用非線性顯示動力學(xué)軟件AUTODYN進(jìn)行爆破模擬,來分析無底柱分段崩落法爆破落礦過程中爆破裂隙的產(chǎn)生和傳播規(guī)律。
在本文中,采用AUTODYN 2D平面對稱建立計算模型,假定巖體是連續(xù)、各向同性的。本次模擬的中深孔布置及參數(shù)如圖1所示,炮孔孔徑φ為80mm。
圖1 中深孔布置
在本文模擬中用到的材料有兩種:巖石(鐵礦石)和炸藥(ANFO)。
1.1.1 巖石動力學(xué)模型
本次模擬某鐵礦無底柱分段崩落法中深孔爆破落礦,鐵礦石可以認(rèn)為是脆性巖石,這類脆性材料具有高抗壓強(qiáng)度和低抗拉強(qiáng)度的性質(zhì),當(dāng)受到荷載作用時因為微裂隙的擴(kuò)展而表現(xiàn)出漸進(jìn)式破壞。針對這種連續(xù)介質(zhì)破壞模型,Johnson和Holmquist[5-7]提出了一種適用于脆性材料的本構(gòu)模型(J-H模型)。J-H模型可以用來研究脆性材料(如巖石、混凝土和陶瓷等)沖擊和爆炸問題。J-H本構(gòu)模型包括有強(qiáng)度模型和失效模型,在使用J-H本構(gòu)模型時,必須同時使用其強(qiáng)度模型和失效模型[8]。
具體而言,J-H模型有兩種形式:JH-1[9]模型和JH-2[7]模型。JH-1模型主要是用來計算大變形而并沒有考慮由于不斷增加的變形導(dǎo)致的漸進(jìn)式破壞。JH-2模型通過添加多節(jié)段應(yīng)力-應(yīng)變曲線來彌補(bǔ)JH-1模型的不足。
1.1.1.1 多項式狀態(tài)方程
本文采用多項式狀態(tài)方程來描述巖石,通常情況下多項式狀態(tài)方程是和J-H模型一起使用的[10]。巖石在失效前,多項式狀態(tài)方程可以表示為式(1)。
P=K1μ+K2μ2+K3μ3+ΔP
(1)
式中:P為壓力;μ為壓縮量,μ=V0/V-1=ρ/ρ0-1,V和ρ代表巖石當(dāng)前的體積和密度,V0和ρ0代表巖石初始的體積和密度;K1,K2,K3為常數(shù)(K1通常是體積模量)。
圖2所示為壓力P和壓縮量μ的關(guān)系圖,式(1)中的ΔP就是圖中的壓力增量,ΔP取決于材料的破壞程度,它的值變化范圍由D=0時的ΔP=0到D=1時的ΔPmax。D是破壞程度,取值范圍為0~1。而對于拉伸應(yīng)力(μ<0),多項式狀態(tài)方程表示為式(2)。
P=K1μ
(2)
圖2 壓力P和壓縮量μ關(guān)系
1.1.1.2 JH-2本構(gòu)模型
JH-2模型假定材料最初是彈性和各向同性的,滿足式(3)。
σij=-p(εkk)δij+2Gξij
(3)
Hugoniot彈性極限時的應(yīng)力可以有如式(2)所示的關(guān)系式。
(4)
式中:pHEL為Hugoniot彈性極限的壓力;σHEL為Hugoniot彈性極限的應(yīng)力。
JH-2模型的強(qiáng)度是服從塑性力學(xué)中的米塞斯條件的[10]。即
(5)
式中σ1,σ2,σ3為主應(yīng)力。
有效應(yīng)力通常可以用來作為描述彈性極限破壞的標(biāo)準(zhǔn)。對于服從米塞斯條件的模型,有效應(yīng)力可以表示為式(6)。
(6)
完整材料的破壞強(qiáng)度表達(dá)式為式(7)。
(7)
(8)
材料完全破壞時的強(qiáng)度表達(dá)式為式(9)。
(9)
式中B,C,M為材料常數(shù)。
材料在破壞過程中的強(qiáng)度表達(dá)式為式(10)。
(10)
式中D為當(dāng)前的破壞程度。
破環(huán)程度隨時間變化的關(guān)系式為式(11)。
(11)
式中等效塑性應(yīng)變εf的表達(dá)式為式(12)。
εf=D1(p*+T*)D2
(12)
式中D1和D2為材料的破壞常數(shù)。
1.1.2 確定JH-2模型材料參數(shù)
巖石材料的強(qiáng)度一般是應(yīng)用Koek-Brown失效標(biāo)準(zhǔn)來評估,尤其是像鐵礦石這類堅硬巖石[11]。作為一個經(jīng)驗公式,Koek-Brown失效標(biāo)準(zhǔn)的表達(dá)式[12]為式(13)。
(13)
式中:σ1和σ3為三軸試驗中的軸向應(yīng)力和側(cè)向應(yīng)力;σc為單軸抗壓強(qiáng)度;m和s為與材料有關(guān)的常數(shù),本文模擬的是完整巖石材料,s取1.0,根據(jù)文獻(xiàn)[12],m取32。
在研究動力學(xué)問題時通常需要采用動態(tài)強(qiáng)度,動態(tài)強(qiáng)度可以超過相對應(yīng)靜態(tài)強(qiáng)度一個甚至數(shù)個數(shù)量級[13-14],在本次模擬中選取動態(tài)強(qiáng)度是靜態(tài)強(qiáng)度的10倍??梢缘玫綆r石的基本參數(shù)如表1所示。
表1 巖石的基本參數(shù)
巖石材料常數(shù)A和N根據(jù)文獻(xiàn)[11]按照式(7)進(jìn)行曲線擬合,得到的數(shù)據(jù)分別為0.86和0.63??紤]到難測取巖石完全破壞時的數(shù)據(jù),這里假定殘余強(qiáng)度為完整巖石強(qiáng)度的30%[15],得到B和M的值分別為0.29和0.63。參照其他脆性材料的破壞參數(shù),D1和D2選取為0.006和0.8。應(yīng)變率常數(shù)C是隨研究材料而變化的,Johnson GR研究的玻璃的C值為0.003[16],Holmquist TJ研究的碳化硅的C值為0.009[17],由于缺乏鐵礦石這方面的研究數(shù)據(jù),參照以上數(shù)據(jù)將本次研究的C值選取為0.006。
1.1.3 炸藥模型
本次模擬采用的炸藥為ANFO。描述爆炸產(chǎn)物的狀態(tài)方程很多,然而應(yīng)用最普遍的是JWL(Jones-Wilkins-Lee) EOS[18],JWL EOS是描述高能炸藥爆轟產(chǎn)物壓力-體積關(guān)系的狀態(tài)方程,JWL狀態(tài)方程的P-V關(guān)系如式(14)所示。
(14)
式中:P為壓力;A、B、R1、R2、ω為炸藥常數(shù);V是爆炸產(chǎn)物的相對體積;E0為初始內(nèi)能密度。
本次研究采用的ANFO炸藥各參數(shù)如表2所示。
表2 ANFO炸藥參數(shù)
ANSYS AUTODYN在研究巖石破壞方面有了成功的應(yīng)用案例[19-20]。在本次研究中,建立的計算模型如圖3所示。
圖3中綠色區(qū)域代表巖石,藍(lán)色條狀代表ANFO炸藥,紅色標(biāo)記點(diǎn)為炸藥起爆點(diǎn)(孔底起爆),11個炮孔同時起爆,數(shù)字標(biāo)記點(diǎn)為高斯點(diǎn),邊界條件為無反射邊界,邊界材料為巖石。模型尺寸為24000mm×42000mm,考慮到炮孔直徑為80mm,以及計算機(jī)性能,按40mm×40mm劃分網(wǎng)格,總共有630000個單元。由于模型是關(guān)于炮孔6對稱的,故只在炮孔6~11之間布置高斯點(diǎn),這些高斯點(diǎn)設(shè)置在孔底、孔口和中間位置,分別用來研究孔底、孔口和中間部位的爆破過程。為便于后面的數(shù)據(jù)記錄和分析,每個部位的高斯點(diǎn)縱坐標(biāo)一樣,為盡量獲取較多的數(shù)據(jù),橫坐標(biāo)間距40mm。
基于以上計算模型、狀態(tài)方程、JH-2本構(gòu)模型和相關(guān)參數(shù),在AUTODYN中進(jìn)行計算,計算到3475次時爆破已到孔口位置,可以認(rèn)為爆破過程基本完成了,得到的材料狀態(tài)如圖4所示。
從圖4中可以明顯觀察到:孔口位置產(chǎn)生非常密集的爆破裂隙,中間位置爆破裂隙也比較密集,而在靠近孔底位置爆破裂隙顯得很稀疏,特別是中間5個炮孔之間??梢哉J(rèn)為巖石在孔口位置破壞程度比較大,而在孔底位置破壞程度較小。
在應(yīng)力波作用下巖石的破碎過程主要由兩方面決定:①應(yīng)力波產(chǎn)生的最大應(yīng)力;②應(yīng)力波的比沖能和比能[21]。這里主要從最大爆破應(yīng)力來分析研究扇形中深孔的爆破過程。
從圖3可以看出,炮孔布置是以炮孔6對稱的,考慮到炮孔6、7、炮孔7、8、炮孔8、9和炮孔10、11相鄰孔布置形式一樣,就選取炮孔7、8之間的巖石作為研究對象,以及布孔形式有差異的炮孔9、10。
統(tǒng)計孔底位置高斯點(diǎn)的最大爆破應(yīng)力,如圖5所示。
圖5 孔底最大爆破應(yīng)力統(tǒng)計
圖5中(a)、(b)分別是炮孔7和炮孔8之間孔底,炮孔9和炮孔10之間孔底最大爆破力統(tǒng)計圖。圖5中可以觀察到,(a)曲線呈現(xiàn)兩邊低中間高的現(xiàn)象,平均最大爆破應(yīng)力值為:3.2385GPa,而(b)曲線卻不同,呈現(xiàn)兩邊高中間低的現(xiàn)象,平均最大爆破應(yīng)力為1.2062GPa。
炮孔8孔底到炮孔7的水平距離為2200mm,布置高斯點(diǎn)57個。圖6中3號高斯點(diǎn)靠近炮孔7,56號高斯點(diǎn)靠近炮孔8,28號高斯點(diǎn)位于這段研究距離的中間位置。從56號高斯點(diǎn)應(yīng)力曲線圖可以看出炮孔8在0ms時爆破到這個位置,爆破應(yīng)力急劇上升并達(dá)到最大值;從3號高斯點(diǎn)應(yīng)力曲線圖炮孔7在0.5ms時爆破到這個位置,爆破應(yīng)力急劇上升并達(dá)到最大值;從28號高斯點(diǎn)應(yīng)力曲線可以看出在最大應(yīng)力出現(xiàn)前有一段平穩(wěn)應(yīng)力值較小的曲線,這是炮孔8爆破應(yīng)力波到達(dá)這個位置造成的,隨后炮孔7爆破應(yīng)力波達(dá)到,而后應(yīng)力急劇上升并到達(dá)最大值,該值將近是3號和56號高斯點(diǎn)最大爆破應(yīng)力的3倍。從而出現(xiàn)了炮孔中間位置的最大爆破應(yīng)力比靠近炮孔位置高的現(xiàn)象。
圖6 爆破應(yīng)力曲線(3、28和56號高斯點(diǎn))
炮孔10孔底到炮孔9的水平距離為1860mm,布置高斯點(diǎn)48個。圖7中2號高斯點(diǎn)靠近炮孔9,47號高斯點(diǎn)靠近炮孔10,24號高斯點(diǎn)位于這段研究距離的中間位置。炮孔9和炮孔10都在0ms時爆破到這個位置,2號、47號高斯點(diǎn)爆破應(yīng)力急劇上升并達(dá)到最大值;24號高斯點(diǎn)處炮孔9和爆破產(chǎn)生的應(yīng)力波幾乎同時到達(dá),產(chǎn)生一系列的波峰和波谷,但是疊加后的爆破應(yīng)力卻不到2號和47號高斯點(diǎn)最大爆破應(yīng)力的一半。從而出現(xiàn)了中間曲線值較小的現(xiàn)象。
圖7 爆破應(yīng)力曲線(2、24和47號高斯點(diǎn))
通常情況下,孔間距越小爆破效果越好,而這里模擬的結(jié)果發(fā)現(xiàn)2200mm孔間距的平均最大爆破應(yīng)力達(dá)到1860mm孔間距的2.5倍,造成這種情況的原因就是起爆時間的間隔。炮孔9和炮孔10幾乎同時起爆,其孔底位置有很好的應(yīng)力波疊加或碰撞,然而最大應(yīng)力卻偏?。慌诳?提前炮孔7約0.5ms爆破,炮孔8爆破應(yīng)力波優(yōu)先在孔底位置傳播,其作用降低了這部分巖石的強(qiáng)度和完整性,當(dāng)隨后炮孔7爆破產(chǎn)生的應(yīng)力波到達(dá)時,巖石得到很大程度的破壞。Liqing Liu和P.D.Katsabanis的研究[22]提出:相鄰炮孔同時起爆時應(yīng)力波的疊加和碰撞會加強(qiáng)對巖石的破壞能力,當(dāng)起爆間隔超過50μs時,最大爆破應(yīng)力相比降低了46%。本文的研究結(jié)果卻截然相反,在這里對后者提出質(zhì)疑。
統(tǒng)計炮孔中間位置高斯點(diǎn)的最大爆破應(yīng)力,如圖8所示。
圖8中(a)、(b)分別是炮孔7和炮孔8之間中間位置、炮孔9和炮孔10之間中間位置最大爆破力統(tǒng)計圖??梢杂^察到,圖8中(a)曲線與圖5中(b)曲線非常相似,但是中間曲線更平穩(wěn),平均最大爆破應(yīng)力值為2.5700GPa;而圖8中(b)曲線呈現(xiàn)兩邊向中間遞減的現(xiàn)象,平均最大爆破應(yīng)力為2.8741GPa。
炮孔7和炮孔8中間某部位的水平距離為1440mm,共計37個高斯點(diǎn)。圖9中58號高斯點(diǎn)靠近炮孔7,91號高斯點(diǎn)靠近排孔8,75號高斯點(diǎn)位于這段研究距離的中間位置。炮孔8提前炮孔7約0.4ms起爆,從91號高斯點(diǎn)應(yīng)力曲線可以觀察到,隨著炮孔8的爆破,靠近炮孔8的地方爆破應(yīng)力急劇上升并達(dá)到最大值;從58號高斯點(diǎn)曲線可以看出,當(dāng)炮孔8爆破應(yīng)力波達(dá)到后炮孔7才開始爆破,然后應(yīng)力急劇上升達(dá)到最大值;從75號高斯點(diǎn)曲線可以看出,在0.8ms左右炮孔8產(chǎn)生的應(yīng)力波到達(dá)這位置,應(yīng)力峰值達(dá)到1.8GPa,在1.1ms左右炮孔7產(chǎn)生的應(yīng)力波到達(dá),達(dá)到最大應(yīng)力2.2GPa,增加量很小。對比圖6可以發(fā)現(xiàn),隨著炮孔間距的減小,最大爆破應(yīng)力卻呈現(xiàn)降低的現(xiàn)象,這是因為炮孔間距的降低,當(dāng)炮孔8產(chǎn)生的爆破應(yīng)力波作用巖石時,產(chǎn)生較大的應(yīng)力使巖石產(chǎn)生一定程度的破壞(包括爆破裂隙和自由面),從而降低了炮孔7應(yīng)力波的作用。
圖8 孔底最大爆破應(yīng)力統(tǒng)計
圖9 爆破應(yīng)力曲線(58、75和91號高斯點(diǎn))
炮孔9和炮孔10中間某部位的水平距離為1270mm,共計33個高斯點(diǎn)。圖10中80號高斯點(diǎn)靠近炮孔9,78號高斯點(diǎn)靠近炮孔10,64號高斯點(diǎn)位于這段研究距離的中間位置。由于炮孔傾斜角度的影響在這個水平產(chǎn)生了大約0.1ms的爆破間隔,可以發(fā)現(xiàn)圖10 與圖9中的曲線非常相似,主要不同是圖10中64號高斯點(diǎn)的最大爆破應(yīng)力(2.3068GPa)出現(xiàn)在第一個波峰,接著第二個應(yīng)力波到達(dá)造成第二個波峰(爆破應(yīng)力約為1.9GPa)。
圖10 爆破應(yīng)力曲線(50、64和78號高斯點(diǎn))
通過以上分析可以得出:當(dāng)相鄰炮孔的間距減小到某一程度時,由于起爆之間的間隔,第一個應(yīng)力波在巖石中傳播時就會對巖石產(chǎn)生一定程度的破壞,降低了第二個應(yīng)力波對巖石的作用,并且隨著距離的減小,第一個應(yīng)力波產(chǎn)生的爆破應(yīng)力越大,第二個應(yīng)力波產(chǎn)生的應(yīng)力波就越小。
統(tǒng)計炮孔孔口位置高斯點(diǎn)的最大爆破應(yīng)力,如圖11所示。
圖11 孔口最大爆破應(yīng)力統(tǒng)計圖
圖11中(a)、(b)分別是炮孔7和炮孔8之間孔口、炮孔9和炮孔10之間孔口最大爆破力統(tǒng)計圖,平均最大應(yīng)力分別為8.5367GPa和7.3526GPa,兩條曲線非常相似,呈現(xiàn)U形。
炮孔8孔口到炮孔7的水平距離為660mm,共計17個高斯點(diǎn)。圖12中95、97號高斯點(diǎn)靠近炮孔7,107、109號高斯點(diǎn)靠近炮孔8,從圖12中可以看出,107、109號高斯點(diǎn)的最大爆破應(yīng)力是由炮孔8爆破應(yīng)力波造成的,95、97號高斯點(diǎn)的最大爆破應(yīng)力是由炮孔7爆破應(yīng)力波造成的,并且里炮孔越近最大爆破應(yīng)力越大,從而出現(xiàn)了圖11中的U形曲線。炮孔9和炮孔10之間的孔口位置情況與此類似,這里就不再贅述。
圖12 爆破應(yīng)力曲線(95、97、107和109號高斯點(diǎn))
在孔底位置,由于炮孔間距比較大,單個應(yīng)力波作用巖石產(chǎn)生的最大爆破應(yīng)力較小,若相鄰炮孔同時起爆,兩個應(yīng)力波疊加和碰撞作用可以使中間部分巖石的最大爆破應(yīng)力達(dá)到靠近炮孔巖石最大爆破應(yīng)力的一半左右;而當(dāng)相鄰炮孔間隔起爆時,由于前一個炮孔爆破應(yīng)力波(小于巖石的靜態(tài)單軸抗壓強(qiáng)度)作用,降低了中間巖石的強(qiáng)度及完整性,當(dāng)?shù)诙€應(yīng)力波達(dá)到時,巖石受到的爆破應(yīng)力大幅度上升并到達(dá)最大值,其值可以達(dá)到靠近炮孔巖石最大爆破應(yīng)力的3倍。在前期的現(xiàn)場分析中[23],同條進(jìn)路相鄰5排炮孔,相同的爆破工藝,前3排巖石的完整性比較好,爆破產(chǎn)生較多的大塊,而后2排巖石受到前排爆破的影響,完整性較差、頂板比較破碎,爆破效果很好,基本上沒有大塊的出現(xiàn)。這說明完整性很好的巖石受到爆破應(yīng)力波作用降低強(qiáng)度后,當(dāng)再次有爆破應(yīng)力波作用時可以很好的破碎巖石。在文獻(xiàn)[24]中,大塊主要出現(xiàn)在孔底位置,可見改善相鄰炮孔孔底之間的最大爆破應(yīng)力非常重要。
當(dāng)相鄰炮孔間距減小時,第一個應(yīng)力波作用巖石的應(yīng)力較大(超過巖石的靜態(tài)抗壓強(qiáng)度)時,巖石會產(chǎn)生一定程度的破壞,降低了第二個應(yīng)力波的作用,并且當(dāng)?shù)谝粋€應(yīng)力波產(chǎn)生的應(yīng)力越大時,第二個應(yīng)力波的作用越小。
在孔口位置,由于相鄰炮孔間距很小,巖石的最大爆破應(yīng)力主要是由距離近的炮孔爆破應(yīng)力波作用造成,距離炮孔越近,最大爆破應(yīng)力越大。
本文應(yīng)用AUTODYN進(jìn)行扇形孔爆破模擬,主要通過分析炮孔之間的最大爆破應(yīng)力產(chǎn)生機(jī)理來解釋巖石爆破裂隙的分布狀態(tài),主要有以下結(jié)論。
1) 炮孔越是密集的位置,爆破應(yīng)力越大,爆破裂隙也越多,從圖4中可以清晰看到這一點(diǎn),這就意味著孔底位置可能有大塊的出現(xiàn)。
2) 相鄰炮孔間距較大時,尤其是孔底位置,應(yīng)避免同時(或間隔時間很短)起爆,而應(yīng)該確定合理的間隔時間,進(jìn)行間隔起爆。
3) 相鄰炮孔間距較小時,間隔起爆的作用就不明顯了,巖石受到的最大爆破應(yīng)力主要受距離近的炮孔爆破應(yīng)力波的影響。
為改善扇形孔的爆破質(zhì)量,下一步的工作就是確定合理的炮孔間距范圍,以及對應(yīng)不同孔間距的起爆時間間隔。
[1] D.Brunton,S.J.Fraser.Parameters influencing full scale sublevel caving material recovery at the Ridgeway gold mine[J].International Journal of Rock and Mining Sciences,Volume 47,Issue 4,June 2010:647-656.
[2] Bhandari S.Engineering rock blasting operations[M].Brookfield;A.A.Balkema,1997.
[3] Fourney WL.Mechanisms of rock fragmentation by blasting.Comprehensive rock engineering[M].Vol.4,ed J.A.Hudson,(Pergamon),1993:39-69.
[4] H.K.Kutter,C.Fairhurst.On the fracture process in blasting[J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Science,Volume 8,Issue 3,May 1971:181-188.
[5] Holmquist TJ,Templeton DW,Bishnoi KD.Constitutive modeling of aluminum nitride for large strain,high-strain rate,and high-pressure applications[J].Int J Impact Eng,2001,25:211-231.
[6] Johnson GR,Holmquist TJ,Beissel SR.Response of aluminum nitride(including a phase change) to large strains,high strain rates,and high pressures[J].J Appl Phys,2003,94(3):1639-1646.
[7] Johnson GR,Holmquist TJ.An improved computational constitutive model for brittle materials.In:Schmidt SC,Shaner JW,Samara GA,Ross M,editors.High pressure science and technology-1993[M].Woodbury,NY:AIP Press;1994.p.981-4.
[8] Century Dynamics Inc.AUTODYN Theory Manual,Revision 4.3[M].Concord,California,2005.
[9] Johnson GR,Holmquist TJ.A computational constitutive model for brittle materials subjected to large strains,shock-wave and high strain-rate phenomena in materials.Ed.M.A.Meyers,L.E.Murr and K.P.Staudhammer,Marcel Dekker lnc[M].New York,1992,PP.1075-1081.
[10] M.M.Dehghan Banadaki,B.Mohanty.Numerical simulation of stress wave induced fractures in rock[J].International Journal of Impact Engineering,40-41(2012):16-25.
[11] Hoek E,Brown ET.Practical estimates of rock mass strength[J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences,1997;34(8):1165-1186.
[12] Hoek E,Brown ET.Underground excavations in rock[M].London:Institute of Mining and Metallurgy,1980.
[13] Rinehart JS.Dynamic fracture strength of rocks.Proceedings of the seventhsymposium on rock mechanics[M].Pennsylvania State University,1965.
[14] Prasad U,Mohanty B,Nemes J.Dynamics strength and fragmentation in selected rocks under impact loading.In:Girard J,et al.,editors.Proceedings of the fourth North American rock mechanics symposium—NARMS 2000[M].Rotterdam:Balkema;2000.p.577-582.
[15] G.W.Ma,X.M.An.Numerical simulation of blasting-induced rock fractures[J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences,2008(45):966-975.
[16] Johnson GR,Holmquist TJ.Response of boron carbide subjected to large strains,high strain rates,and high pressures[J].J Appl Phys,1999(85):8060-8063.
[17] Holmquist TJ,Johnson GR.Characterization and evaluation of silicon carbide for high-velocity impact[J].J Appl Phys,2005;97:93502-1—93502-12.
[18] Lee EL,Hornig HC,Kury JW.Adiabatic expansion of high explosive detonation products.Report NO.UCRL50422.California Univ[M].United States:Lawrence Radiation Lab;1968.
[19] Zheming Zhu,Bibhu Mohanty,Heping Xie.Numerical investigation of blasting-induced crack initiation and propagation in rocks[J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences,2007(44):412-424.
[20] Chen SG,Zhao J.A study of UDEC modeling for blasting wave propagation in joint rock mass[J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences,(35)1998:93-99.
[21] 鈕強(qiáng).巖石爆破機(jī)理[M].沈陽:東北工學(xué)院出版社,1990.
[22] Liu Liqing,P.D.Katsabanis.A numerical study of the effects of accurate timing on rock fragmentation[J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences,1997,34(5):817-835.
[23] 李斌,許夢國.無底柱分段崩落法大塊產(chǎn)生機(jī)理與解決措施[A].王運(yùn)敏.中國采選技術(shù)十年回顧與展望[C].北京:冶金工業(yè)出版社,2012.