动态爆生裂纹相互影响的试验研究*

杨仁树，丁晨曦，杨立云，张永新，李炜煜

(中国矿业大学(北京) a.力学与建筑工程学院；b.深部岩土力学与地下工程国家重点试验室，北京 100083)



动态爆生裂纹相互影响的试验研究*

杨仁树a,b，丁晨曦a，杨立云a，张永新a，李炜煜a

(中国矿业大学(北京) a.力学与建筑工程学院；b.深部岩土力学与地下工程国家重点试验室，北京 100083)

摘要:采用以有机玻璃(PMMA)为材料的模型试验方法，分析了试件的破坏形态和裂纹尖端的应力特征，研究了对向切槽炮孔的不同竖向间距对爆生裂纹扩展的影响。结果表明:爆生裂纹扩展过程中，裂纹速度震荡减小，裂纹尖端应力变化经历两个阶段，Ⅰ阶段(0～110 μs)裂纹尖端动态应力强度因子迅速减小，试件破坏以拉伸破坏为主；Ⅱ阶段(110 μs～止裂)裂纹尖端动态应力强度因子先增大后减小，试件破坏兼有拉伸破坏和剪切破坏。炮孔的竖向间距的不同对爆生裂纹Ⅰ阶段扩展影响不大，对Ⅱ阶段扩展影响显著。对向裂纹起到自由面作用并引导己方裂纹向其发生偏转，从对向裂纹面处反射的应力波加强了己方裂纹尖端的应力集中。

关键词:爆生裂纹；动态应力强度因子；拉伸破坏；剪切破坏；应力波

岩石在爆炸作用下，以爆源为中心，爆炸影响区域由内往外分为破碎区、裂隙区和弹性振动区，其中裂隙区的裂纹扩展一直是爆炸力学、断裂力学等相关学科领域重点研究的问题。近年来，很多专家学者对此进行了大量研究。试验研究方面，胡荣等研究了爆炸动载荷作用下介质内裂纹的起裂及扩展规律[1]；杨鑫等研究了人工裂隙对爆炸裂纹扩展的影响[2]；杨仁树等采用切缝药包的定向断裂控制爆破方法，比较了爆生主裂纹和次裂纹在能量释放率上的差异[3]；李清等应用焦散线试验方法，分析了爆炸应力波作用下分支裂纹动态力学特性[4]。数值模拟方面，王伟等对爆炸冲击波荷载下岩石I型微裂纹动态起始扩展和爆生气体的动态作用效果进行数值研究[5]；谢冰等通过PFC2D软件模拟了预裂爆破作用下裂纹的扩展情况[6]；王建国等利用LS-DYNA软件对不同爆破参数条件下的预裂缝形成过程进行模拟[7]。理论分析方面，任利等以复合型裂纹为研究对象,对裂纹尖端的塑性区分布规律进行了理论计算[8]；蒋玉川等建立脆性材料复合型裂纹的断裂准则,对裂纹起裂角及临界荷载进行预测[9]。

切槽爆破、切缝药包爆破等定向断裂控制爆破方法是巷道掘进、隧道开挖等常用的爆破施工方法[10,11]。施工过程中，由于多个装药炮孔同时起爆，一定岩体区域范围内会出现多条爆生裂纹同时扩展的情况，而对于这种爆炸作用下的动态扩展裂纹之间的相互影响却鲜有研究。基于此，以PMMA为模型材料，采用试验室模型试验的方法，初步研究爆炸作用下动态扩展裂纹之间的相互影响规律，为相关工程实践提供一定的理论参考。

1爆炸模型试验

1.1试件参数

试验采用敏度较高的叠氮化铅作为起爆药，每个炮孔装药量为120 mg。叠氮化铅的相关性能参数为：爆熔308 L/kg，爆热1524 kJ/kg，爆温3050℃，爆速4478 m/s。

1.2试验系统与设备

图2为本试验采用的新型数字激光动态焦散线试验系统[12]，高速相机能够将爆炸破坏的整个过程全部记录，实现试验过程的数字化采集。图3所示为本试验使用的起爆装置MD-2000多通道脉冲点火器，通过高压放电完成对炸药的起爆，该装置共有6个起爆通道，本试验采用其中的1、2通道。

1.3试验操作

在炮孔1和炮孔2中分别插入金属探针，探针另一端分别用屏蔽线接入点火器的1、2通道，延时设置为0，即设置两炮孔同时起爆。将试件固定在图2所示的加载架上，开启激光器和高速相机，打开脉冲点火器电源开关，激活1、2通道。触发起爆开关，金属探针尖端高压放电起爆，同时高速相机通过后触发完成对爆炸过程的拍摄记录。将相机的记录信息导入计算机中并保存。

2破坏形态与过程

2.1破坏形态

图4所示为试件S1、S2的破坏形态。在爆炸荷载下，试件S1的两侧炮孔处分别形成裂纹A、B，裂纹沿炮孔切槽方向扩展，总体较为平直，定向断裂效果明显，在试件中央局部有勾连但并未相互贯穿，裂纹A、B形态相似。试件S2的两侧炮孔处分别形成裂纹C、D，两条裂纹在前期基本沿着切槽方向扩展，后期向着对方裂纹发生明显偏转，裂纹C、D形态相似。两个试件炮孔周边均出现较为密集的微裂纹和数条较短的爆生次裂纹。

2.2破坏过程

图5所示为试件S1、S2爆生裂纹扩展过程的动态焦散照片。由于炮孔堵塞装置对爆炸近区的遮掩，高速相机拍摄的焦散照片中并未记录爆生裂纹起裂和最初扩展阶段的有效试验数据。当裂纹扩展离开遮掩区域进入高速相机的视场之后，所有裂纹扩展信息都能准确获得。

对于试件S1，炸药起爆产生爆轰波，随后在试件中衰减为应力波，应力波的圆形波阵面以炮孔(爆源)为中心向四周扩散传播，20 μs时，应力波波阵面相遇。在切槽的导向作用下，裂纹起裂并扩展，分别形成裂纹A、B，从裂纹起裂至110 μs，裂纹沿切槽对向扩展，基本水平，裂纹尖端焦散斑形状为Ⅰ型，说明在这一过程中试件S1的主要破坏形式为拉伸破坏。110 μs后，两条裂纹逐渐靠近，受到对向裂纹的影响，裂纹扩展稍偏离原方向；160 μs时，两裂纹并未直接相遇贯穿，而是彼此绕行；至180 μs，两裂纹尖端相互错开并向对方裂纹偏移扩展；230 μs左右，裂纹相互勾连并止裂。在此阶段，裂纹尖端焦散斑呈现不规则的复合形态，说明这一过程中试件S1的破坏形式兼有拉伸破坏和剪切破坏。裂纹A、B在扩展行为上整体保持较高的一致性。

类似的，对于试件S2，在起爆后的30 μs，应力波的波阵面相遇，从图中可以看出应力波相互干涉的明显倾斜界面，随后应力波相互远离，在试件中沿原方向继续传播。从裂纹C、D起裂至110 μs，裂纹基本沿着切槽方向扩展，110 μs后，裂纹扩展明显偏离原方向，向着对方裂纹扩展。180 μs时，裂纹C、D扩展至同一竖向位置，两裂纹的水平位移和竖直位移基本相等。此后，裂纹继续扩展，偏转程度愈见明显。240 μs，两裂纹基本同时止裂。随着裂纹扩展的明显偏转，裂纹尖端焦散斑由Ⅰ型形态向复合型形态过渡，试件S2由以拉伸破坏为主的单一破坏形式发展为兼有拉伸破坏和剪切破坏的复合型破坏形式。裂纹C、D在扩展行为上整体保持较高的一致性。

3裂纹扩展分析

3.1裂纹扩展的运动分析

从上述分析中得知试件S1的裂纹A、B和试件S2的裂纹C、D在扩展行为上均分别具有较高的一致性，取试件S1的裂纹A和试件S2的裂纹C进一步进行分析。

图6所示为裂纹A、C偏转倾角与水平位移的关系曲线，可以看出，在裂纹扩展的前期，裂纹沿水平方向扩展，没有发生明显偏转。随着裂纹扩展水平位移的增加，同一试件上的两条裂纹逐渐逼近。结合图4，裂纹A在绕过裂纹B的过程中，发生短暂的偏转，最大偏转角度为21°，随后扩展趋于水平。随着水平位移的增加，裂纹C发生明显偏转，并且偏转角度呈现加速增长的趋势，直至止裂，最大偏转角度为35°。可见，裂纹C在扩展过程中的偏转程度要明显大于裂纹A的。

图7所示为裂纹扩展速度与时间的关系，在裂纹扩展的这个过程中，速度始终震荡变化，裂纹扩展克服阻力，能量消耗，速度趋于减小。扩展初期的速度为整个过程中的最大值，其中裂纹A的最大速度为402 m/s，裂纹B的最大速度为384 m/s。

3.2裂纹扩展的应力分析

4结论

爆破模型试验中，炮孔竖向间距L的不同，对Ⅰ阶段(0～110 μs)裂纹扩展不产生明显影响，而对Ⅱ阶段(110 μs～止裂)裂纹扩展有明显影响。当试件两侧炮孔竖向间距L=0时，裂纹扩展整体平直，末端稍有勾连；当试件两侧炮孔竖向间距L=30 mm时，Ⅰ阶段裂纹扩展平直，Ⅱ阶段裂纹扩展发生明显偏转。Ⅰ阶段试件破坏以拉伸破坏为主；Ⅱ阶段试件破坏兼有拉伸破坏和剪切破坏。

试验过程中，由于裂纹扩展过程中的能量损耗，裂纹扩展速度震荡减小。同一试件上的两条对向裂纹互相起到自由面的作用，使裂纹发生不同程度偏转。从对向裂纹面处发射回来的应力波加强了己方裂纹尖端的应力集中。两条对向裂纹相对位置关系的不同，造成了反射应力波对裂纹尖端应力集中加强程度的不同。

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Experimental Study on Interaction Effect of Dynamic Cracks Induced by Blast

YANGRen-shua,b,DINGChen-xia,YANGLi-yuna,ZHANGYong-xina,LIWei-yua

(a.School of Mechanics and Civil Engineering；b.State Key Laboratory for Geomechanics and Deep Underground Engineering，China University of Mining and Technology，Beijing 100083，China)

Abstract:The model test with PMMA material was applied to analyze the failure modes of specimens and stress characteristics of crack tips,and further the effects of vertical intervals were studied between the two notched boreholes on blast crack propagation.The results show that the crack velocity got reduced and oscillated during propagation of blast crack.Stress change of crack tip experienced two stages,namely the dynamic stress intensity factor of crack tip decreased rapidly in the first stage(0～110 μs),where the main failure mode of specimens was tensile failure;while which increased firstly and then decreased in the second stage(110 μs～crack arrest),with failure modes of tensile and shear failures.Vertical intervals between the two notched boreholes made little effects on propagation of blast crack in the first stage but had significant effects in the second stage.The opposite dynamic crack played a role of free face and made own crack direction,and the stress wave reflected from the opposite crack surface enhanced the stress concentration.

Key words:blast induced crack; dynamic stress intensity factor; tensile failure; shear failure; stress wave

doi:10.3963/j.issn.1001-487X.2016.02.001

收稿日期:2016-01-05

作者简介:杨仁树(1963-)，男，教授、博士生导师，主要从事岩土工程、爆破工程等方面的教学与科研工作，(E-mail)dingcx91@sina.com。 通讯作者:丁晨曦(1991-)，男，博士研究生，主要从事岩土工程、爆破工程的研究，(E-mail)1193397174@qq.com。

基金项目:国家自然科学基金-煤炭联合基金重点项目(51134025)；深部岩土力学与地下工程国家重点实验室自主重点课题(GDUEZB201401)

中图分类号:TD235.3

文献标识码:A

文章编号:1001-487X(2016)02-0001-05