In this study, 16 test blastings had been carried out with different spacings, burdens, drilling lengths, and charges per delay for investigating the characteristics of ground vibration propagation, which depends on the delay time. From the tests, it was possible to derive a ground vibration equation. Using the equation, the characteristics of ground vibration could be investigated by analyzing the nomogram and predicting the Peak Particle Velocity (PPV), which are influenced by the delay time and the priming location. The trend of ground vibration change depending on the delay time was analyzed for the standards charges of 0.5, 1.6, 5, and 15 kg, which were suggested in "Blasting design and construction guidelines to road construction" by the Ministry of Land, Infrastructure and Transport. From the study, it would be possible to suggest a favorable vibration control method, which depends on the charge.
Park, Hyun-Sik;Kim, Ji-Soo;Ryu, Bok-Hyun;Kang, Choo-Won
Explosives and Blasting
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v.30
no.2
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pp.9-20
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2012
These days, mining industry prefers underground development for large mining because of exhaustive minning resources and large drafts and mining cavities thanks to extensive distribution of heavy excavation machines. In a mining design, to control collapse of cavities and secure stability, design of cavities and pillars are considered as very important. Therefore, this study obtained a prediction equation of blasting vibration through instrumentation for underground cavities. And we obtained theoretical shock vibration imposed on pillar through fragmentation analysis and measurement of flyrock distance. To examine the influence of pillar in underground mining blasting, we carried a finite element analysis and compared the result with prediction equation of blasting vibration, and shock vibration of flyrock when a impact was imposed on pillar and theoretical shock vibration.
Damage and overbreak of the remaining rock induced by blasting can not be avoided during tunnel construction which may result in either short-term or long-term tunnel instability. Therefore, in this paper, a methodology to take into account the effect of blast-induced damage in tunnel stability assessment is proposed. Dynamic numerical analysis was executed to evaluate damage and overbreak of the remaining rock for the most common blasting pattern in road tunnel. Rock damage was quantified by utilizing the damage variable factor which is adopted proposed in continuum damage mechanics. The damaged rock stiffness and the damaged failure criteria are used to consider the effect of rock damage in tunnel stability analysis. The damaged geological strength index of the damaged rock was newly proposed from the relationship between deformation modulus and geological strength index. Also the Hoek-Brown failure criteria of the damaged rock was obtained using the damaged geological strength index. Analysing the tunnel stability with the consideration of the blast-induced damage of remaining rock, it was found that the extend of plastic zone and deformation increased compared to the undamaged rock. Therefore the short-term or long-term tunnel stability will be threatened when the rock damage from blasting is ignored in the tunnel stability analysis.
Park, Hoon;Park, Hyoung-Ki;Suk, Chul-Gi;Yi, Young-Seop;Kaneko, Katsuhiko
Explosives and Blasting
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v.30
no.1
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pp.9-16
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2012
With the deterioration and functional loss of structures, there is an increasing demand for demolition and various demolition technologies have been developed. In case of a large-scale concrete foundation, application of some mechanical demolition techniques is limited because of the structural characteristics, and explosive demolition or explosive demolition combined with mechanical demolition is applied recently due to the effect to the surrounding environment by the ground vibration. In this study, we compared peak particle velocity of ground vibration depending on average fragment size in case of explosive demolition design for large-scale concrete foundation using the relation among specific charge, charge constant and transmitting medium constant as well as the relation between average concrete fragment size and specific charge.
Journal of Korean Tunnelling and Underground Space Association
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v.5
no.4
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pp.337-348
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2003
The propagation mechanism of a detonation pressure with fully coupled charge is clarified and the blasting pressure propagated in rock mass is derived from the application of shock wave theory. The blasting pressure was a function of detonation velocity, isentropic exponent, explosive density, Hugoniot parameters, and rock density. Probabilistic distribution is obtained by using explosion tests on emulsion and rock property tests on granite in Seoul and then the probabilistic distribution of the blasting pressure is derived from the above mentioned properties. The probabilistic distributions of explosive properties and rock properties show a normal distribution so that the blasting pressure propagated in rock can be also regarded as a normal distribution. Parametric analysis was performed to pinpoint the most influential parameter that affects the blasting pressure and it was found that the detonation velocity is the most sensitive parameter. Moreover, uncertainty analysis was performed to figure out the effect of each parameter uncertainty on the uncertainty of blasting pressure. Its result showed that uncertainty of natural rock properties constitutes the main portion of blasting pressure uncertainty rather than that of explosive properties. In other words, since rock property uncertainty is much larger than detonation velocity uncertainty the blasting pressure uncertainty is more influenced by the former than by the latter even though the detonation velocity is found to be the most influencing parameter on the blasting pressure.
The six grades weathering system is normally used in weathered rock classification. In this study. fresh and weathered rock block of grade I to V were sampled in Jang-soo ana but samples of the grade VI was omitted from this study. The variation quantities of chemical weathering indices with weathering degree are smaller than those of physical and mechanical properties. Increase of Weathering degree is well indicated by physical and mechanical properties such as strength, hardness, ultrasonic velocity and slake durability result. Especially, absorption and porosity ratio is a good indicator. As weathering proceeds. a number of the cracks affect the rock deformation. Therefore, stress-strain curves of weathered rocks in unconfined state are quite different from ones of fresh rocks.
This study is to clarify the comparative relationship and a mechanical anisotropy of rock on the subject of granite distributed in the Namwon area Uniaxial compressive and Brazilian strengths with respect to the horizontal and vertical axes of granite are shown the linear relation. In the case of the result of the p-wave velocity measurement. it is represented that the velocity of vortical direction is faster about 10 to 15% than other two horizontal directions. The difference between velocities is caused by a developmental pattern of microcracks distributed in rock. Moreover, this result is very consistent with the result investigated through thin sections. The proportion of uniaxial compression strength to Index of point load strength ($Is_{(50)}$) is 18~20 times in case of granite. Uniaxial compressive strength is relatively good relationship with point load strength, Schmidt hammer rebound value, and tensile strength point load strength of them is the best comparative relationship. It is indicated that point load test is the most useful tool to estimate uniaxial compressive strength, comparing with other experimental methods.
Kim, Kwang-Yeom;Kim, Dong-Gyou;Jeong, Dong-Ho;Cho, Sang-Ho
Explosives and Blasting
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v.26
no.1
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pp.57-66
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2008
It has been proven that the pre-cracking notches in a blasting hole are applicable to control crack growth along specific direction. This study compared the roughnesses of the fracture plane resulting from test blasts using a regular charge hole and notched charge hole to investigate the effect of the notches of charge hole on the formation of fracture plane. A notch bit system was used to drill the notched hole in the rock specimens. The surfaces of the fracture planes were reconstructed as Digital Elevation Model (DEM) using digital photogrammetric method and the roughnesses of the surfaces were estimated with Surface Roughness Profile Index (SRp).
The cautious blasting works had been used with emulsion explosion electric M/S delay caps. Drill depth was from 3m to 6m with Crawler Drill ${\phi}70mm$ on the calcalious sand stone (soft -modelate -semi hard Rock). The total numbers of test blast were 88. Scale distance were induced 15.52-60.32. It was applied to propagation Law in blasting vibration as follows. Propagtion Law in Blasting Vibration $V=K(\frac{D}{W^b})^n$ were V : Peak partical velocity(cm/sec) D : Distance between explosion and recording sites(m) W : Maximum charge per delay-period of eight milliseconds or more (kg) K : Ground transmission constant, empirically determind on the Rocks, Explosive and drilling pattern ets. b : Charge exponents n : Reduced exponents where the quantity $\frac{D}{W^b}$ is known as the scale distance. Above equation is worked by the U.S Bureau of Mines to determine peak particle velocity. The propagation Law can be catagorized in three groups. Cubic root Scaling charge per delay Square root Scaling of charge per delay Site-specific Scaling of charge Per delay Plots of peak particle velocity versus distoance were made on log-log coordinates. The data are grouped by test and P.P.V. The linear grouping of the data permits their representation by an equation of the form ; $V=K(\frac{D}{W^{\frac{1}{3}})^{-n}$ The value of K(41 or 124) and n(1.41 or 1.66) were determined for each set of data by the method of least squores. Statistical tests showed that a common slope, n, could be used for all data of a given components. Charge and reduction exponents carried out by multiple regressional analysis. It's divided into under loom over loom distance because the frequency is verified by the distance from blast site. Empirical equation of cautious blasting vibration is as follows. Over 30m ------- under l00m ${\cdots\cdots\cdots}{\;}41(D/sqrt[2]{W})^{-1.41}{\;}{\cdots\cdots\cdots\cdots\cdots}{\;}A$ Over 100m ${\cdots\cdots\cdots\cdots\cdots}{\;}121(D/sqrt[3]{W})^{-1.66}{\;}{\cdots\cdots\cdots\cdots\cdots}{\;}B$ where ; V is peak particle velocity In cm / sec D is distance in m and W, maximLlm charge weight per day in kg K value on the above equation has to be more specified for further understaring about the effect of explosives, Rock strength. And Drilling pattern on the vibration levels, it is necessary to carry out more tests.
Transactions of the Korean Society for Noise and Vibration Engineering
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v.13
no.8
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pp.583-590
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2003
For the preestimate of the vibration level of the ground next to a dwelling, a multivariate statistical analysis on the experiment data acquired from a variety of construction sites was performed, and then a new estimate model for the value of K and n that can be applied in the diagnosis of the damage was offered. The results maybe summarized as follows : First, the $K_{95}$ and n showed high correlation at P$\leq$0.05. Specially the correlation coefficient about $W_{max}$, S were higher in $K_{95}$ than in n. indicating that $K_{95}$ is generally associated with source conditions. Second, the factor analysis permitted to identify two major sources in each fraction. These sources accounted for at least 73 % of valiance of $K_{95}$. Third, the multiple regression model for the estimate of $K_{95}$ was developed from Fac1 which depend upon the source conditions and Fac2 which depend upon the transmission conditions. The n value is able to determine from the correlation relationship associated with $K_{95}$./.
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[게시일 2004년 10월 1일]
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