In this study, Rock deformation on the splitting surface was investigated by using the finite element code relating to the blasting in urban area. The maximum principal strain according to the blasting detonation pattern was analyzed by the modeled blast section, and deformation of the splitting surface formed by the numerical analysis and the real blasting were compared. As a result, it was found that the maximum principal strain was observed a difference according to the blasting detonation pattern on the splitting surface, and the splitting surface was showed a similar waveform both the numerical analysis and the real blasting.
Drilling accuracy is known to be one of the most important factors determining blasting efficiency in mining by blast operation. Therefore analysing the causes of drilling error and preparing a countermeasure for minimizing drilling error are very important for blasting efficiency and safety. In this study, causes of drilling error are analyzed with dividing them into controllable factors and uncontrollable factors, and relationship between each cause is also comprehended through field measurement and AHP analysis. Finally, effective measures to help lower the drilling error are proposed with the results from weighting analysis for each factor.
The estimation of proper prediction method and the transformation method of environmental regulation standard were carried out by measuring blasting vibration. Vibration velocity was more adequate than vibration level in the blasting design by scaled distance. Thus, design and construction mutt be controlled by vibration velocity, and it is required that the vibration velocity is transformed to vibration level to meet regulation standard. Three transformation methods were studied. First, transformation formula is derived from the shock vibration data only. The second method it the transformation by correlation equation of vibration velocity and vibration level measured at the same time. The last one is the transformation of vibration velocity by FFT. It seems to be difficult to estimate damages by these methods because that every method shows considerable error. But transformation formula of PPV component to vibration level was most practical.
It has been an always issue for the blasting or the impact analysis to consider the strength characteristics of the rock materials associate with loading rate dependency. Due to the nature of transient loading, the dynamic rock test requires a careful technique to achieve the stress equilibrium state of the specimen. In this study, to investigate the relationship between the rock dynamic strength and the stress equilibrium state, a series of dynamic uniaxial compression tests for Pocheon granite were performed. As a result, the unbalanced stress state on the specimen can lead to the premature failure on the specimen and the less estimation of dynamic strength characteristic as well as the overestimation of strain rate. Consequently, a careful consideration of rock fracture process to achieve the dynamic force balance on the specimen should be required to make an reasonable evaluation of rock dynamic strength.
Much care should be taken when electric caps are used in blast site than when non-electric initiation systems are used. This is because electric caps can cause premature firing or misfires if stray currents of high magnitude flow into the blasting circuit. If the rock has higher electrical conductivity or lower electrical resistivity, such risks will be increased because the rock will provide more passages for the stray currents to flow into the blasting circuit. In this study, several rock samples obtained at a blast site were tested for electrical resistivity to decide whether electric caps could be used or not in the site. The measured electrical resistivity was $39{\sim}47{\Omega}{\cdot}m$ for the rock samples that had a higher content of metal sulfides. Contrary, the resistivity was $15000{\sim}21000{\Omega}{\cdot}m$ for ordinary rocks. Especially, in the case of the rock of electric resistivity of $39{\Omega}{\cdot}m$, only 2-V electric potential enables a stray current to flow through the rock of 1-m length, which can cause the premature firing of a detonator whose initiation current is 0.4 A. This result shows that electric initiation system should not be used in the site because rocks containing much amount of metal sulfides are widely distributed there.
Specific charge, also called powder factor, is defined as the total explosive mass in a blast divided with the total volume or weight of rock to be fragmented. It is a well-known fact that change in explosive consumption per ton or per cubic meter of rock is always a good indication of changed rock conditions. In mining, it is common to use explosive consumption per ton of ore as a measure of the blastability for rock. On the contrary, in civil engineering, it is common to use explosive consumption per cubic meter of rock. In this paper, we adopt the definition of the civil engineering because we are mainly concerned with tunnel blasting. Up to now, although various methods for tunnel blast design have been proposed, there are so many cases in which the proposed methods do not work well. These may be caused by the differences in rock conditions between countries or regions, and can give a serious technical difficulty to a contractor. But if we know the specific charge for a given rock, then the blast design can become much more easier. In this respect, we suggest an algorithm for tunnel blast design that can exactly produce the predetermined specific charge as a result of the design. The algorithm is based on the concept of assigning different fixation factors to various parts of tunnel section, and may be used in combination with the known methods of tunnel blast design.
It is very Important to predict the damage zone of a rock mass induced by blasting for the excavation of an underground cavity such as a tunnel, as the damage zones incur mechanical and hydraulic instability of the rock mass potentially. Complicated blasting processes that can hinder the proper characterization of the damage zone can be effectively represented by two loading mechanisms. The first mechanism is the dynamic impulsive load-generating stress waves that radiate outwards immediately after detonation. This load creates a crushed annulus along with cracks around the blasthole. The second is the gas pressure that remains for an extended time after detonation. As the gas pressure reopens some arrested cracks and extends these, it contributes to the final structure of the damage zone induced by the blasting. This paper presents a simple method to evaluate the damage zone induced by gas pressure during rock blasting. The damage zone is characterized by analyzing crack propagations from the blasthole. To do this, a model of a blasthole with a number of radial cracks that are equal in length in a homogeneous infinite elastic plane is considered. In this model, crack propagation is simulated through the use of only two conditions: a crack propagation criterion and the mass conservation of the gas. The results show that the stress intensity factor of a crack decreases as the crack propagates from the blasthole, which determines the crack length. In addition, it was found that the blasthole pressure continues to decrease during crack propagation.
Juhyi Yim;Jae Hoon Jung;Han Byul Kang;Jae Won Lee;Young Jin Shin
Tunnel and Underground Space
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v.34
no.5
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pp.421-432
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2024
Pre-fracturing, a type of pre-conditioning blast, is a method used to weaken rock masses prior to mechanical excavation. In this study, various laboratory tests were conducted on rock core samples obtained from the field to verify the effectiveness of pre-fracturing in controlling the BIDZ (Blast-Induced Damaged Zone) by measuring the physical properties of rock cores obtained from a test site and assessing changes in these properties. In the EDZ (Excavation Damaged Zone) caused by combined excavation using blasting and mechanical excavation, the effect of blasting is generally more significant than that of mechanical excavation, so BIDZ control directly leads to EDZ control. In terms of Poisson's ratio, elastic wave velocity, porosity, density, thermal conductivity, tensile strength and hydraulic conductivity, the BIDZ size in pre-fracturing was smaller than that of conventional blasting. However, no clear reduction in the BIDZ was observed in the case of Young's modulus and uniaxial compressive strength. By applying a theoretical formula predicting the range of tensile cracks caused by blasting and comparing it with the laboratory results, the BIDZ was reasonably predicted. Nonetheless, limitations in accurately predicting BIDZ size were identified due to assumptions regarding ground conditions and charge density in the formula.
Excavation by explosives blasting necessarily involves noise and vibration, which is highly prone to face claims on the environmental and structural aspects from the neighbors. When the blasting carried out in the vicinity of a structure, the effect of blasting vibration on the stability of the structure should be carefully evaluated. In the conventional method of evaluation, an equation for blast vibration is obtained from test blasting which is later used to determine the amount of charge. This method, however, has limitations in use since it does not consider topography and change in ground conditions. In order to overcome the limitations, dynamic numerical analysis is recently used in continuum or discontinuous models, where the topography and the ground conditions can be exactly implemented. In the numerical analysis for tunnels and rock slopes, it is very uncommon to simulate multi-hole blasting. A single-hole blasting pressure is estimated and the equivalent overall pressure at the excavation face is used. This approach based on an ideal case usually does not consider the ground conditions. And this consequently results in errors in calculation. In this presentation of a case study, a new approach of using blast waves obtained in the test blast is proposed. The approach was carried out in order to improve the accuracy in calculating blasting pressure. The stability of a structure in the vicinity of a slope blasting was examined using the newly proposed method.
In this study, two fracture toughness test procedures are modelled for selected metal and rock on LS-DYNA, which is a commercial finite element code. The tests are conducted by using the 3-point bend test procedure for rectangular bar specimen. Because it takes a relatively long time to conduct the test, the implicit solver based on the Newmark method is adopted for the analyses. The values of stress intensity factor obtained from the analyses are 73 and $0.3MPa.m^{0.5}$ for the metal and rock material, respectively. It can be thought that the resulting small value of the fracture toughness of the rock material model well represents the brittleness of rock material.
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[게시일 2004년 10월 1일]
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