Experimental study on blasting crack initiation and propagation behaviorin compression stress field
-
摘要: 采用动静组合加载实验装置和数字激光焦散线实验系统,进行了0、3、6、9 MPa等4种压应力场中PMMA试件的爆破致裂实验,分析了沿静态主应力方向扩展的裂纹运动学和力学行为。实验结果表明:首先,静态竖向载荷在预制炮孔周围产生应力集中,在炮孔壁上下端部处出现最大拉应力;随后,在动态爆炸载荷的叠加作用下,裂纹优先在炮孔壁上最大拉应力位置处起裂,并沿最大主应力方向扩展;裂纹扩展过程中,静态竖向载荷越大,裂纹扩展速度越大,且裂纹尖端应力强度因子值越大。Abstract: The digital-laser dynamic caustics system in combination with a static-dynamic loading device was utilized in the blasting fracturing test, in which the PMMA specimens underwent four kinds of vertical static stresses (0, 3, 6 and 9 MPa, respectively) with the strictly same total charge. By using the fracture mechanics theory, the mechanism of the fracture and propagation behaviors of the cracks along the static principle stresses was analyzed. The result indicates that the stress concentration is first created under the pre-applied vertical stress field around the borehole, where the maximum tensile stress is located on the borehole wall corresponding to the far-field maximum principle stress direction. Then, when disturbed by the dynamic loads induced by blasting, the crack is precociously initiated from the maximum tensile stress point and extends along the maximum principle stress direction. Furthermore, the crack velocity increases accordingly with higher vertical pre-static stresses; the greater the crack velocity increases, the higher the stress intensity factor of the crack tip.
-
可燃气体的爆炸极限、爆炸压力、爆炸压力上升速率均对爆炸危险性产生很大影响。不同的外界条件下,爆炸危险性也将改变,其中,初始温度和初始压力是重要的影响因素。针对初始温度和初始压力对瓦斯爆炸的影响,国内外学者进行了一些研究。C.M.Cooper等[1]对不同初始温度和初始压力下甲烷/氧气的爆炸上限进行了实验测定,实验表明,当温度或压力升高时,反应对氧气的需求量减小。W.Wiemann[2]在温度改变的条件下,对甲烷/空气的爆炸压力等爆炸特性进行了研究。Y.N.Shebeko等[3]的研究表明,随着温度升高,可燃气体的爆炸极限范围扩大,他们还进行了水悬浮颗粒对甲烷爆炸极限的影响研究。赵衡阳[4]对气体爆炸的理论基础进行了较为系统的研究,为深入分析温度压力对气体爆炸的影响提供了理论依据。J.L.Gauducheau等[5]运用数值方法研究了高温高压条件下甲烷/氢气/空气的预混火焰。K.L.Cashdollar等[6]、M.Gieras等[7]研究了不同初始温度条件下甲烷的爆炸极限和爆炸压力,总结了爆炸极限、爆炸压力随初始温度的变化情况。肖丹[8]的研究结果表明,随着初始温度、初始压力和煤尘浓度的升高,瓦斯爆炸下限降低、上限升高,极限范围扩大。其还通过正交实验得出,对瓦斯爆炸的影响因素主次顺序依次为:煤尘浓度、温度和压力。路林等[9]分析了初始温度、初始压力和当量比对天然气燃烧过程的影响。王新等[10]利用气体爆炸模型和包含初始压力、初始温度的气体爆轰参数的计算公式,从理论上研究初始压力和初始温度对气体爆轰参数的影响情况。伯纳德·刘易斯等[11]对气体燃烧的化学反应动力学、火焰传播等内容进行了详细的研究和总结。王华等[12]通过实验研究了初始压力对矿井单元及多元可燃性气体爆炸特性的影响,实验结果表明初始压力的升高增宽了可燃性气体的爆炸极限范围,且对上限的影响更为显著;随着初始压力的升高,可燃性气体的最大爆炸超压、最大压力上升速率增大,到达最大超压的时间略有延长。李润之等[13]在不同初始温度下,对甲烷爆炸进行了实验研究,结果表明初始温度越高,最大爆炸压力越小。在已有研究中,并未对点火延迟这一影响瓦斯爆炸危险性的因素进行研究,且未系统综合各因素评价瓦斯爆炸危险性。现阶段,不同初始温度下瓦斯爆炸压力等特性参数的实验数据还不完备,相关研究还很少,而且多数仅对实验结果进行了描述。本文中采用特殊环境20 L爆炸特性测试系统,对高温高压条件下瓦斯的爆炸极限以及高温条件下瓦斯的最大爆炸压力和点火延迟时间进行测定,并对初始温度和初始压力对瓦斯爆炸危险性的影响进行分析,以期对瓦斯爆炸危险性评估提供参考。
1. 实验
1.1 实验系统
特殊环境20 L爆炸特性测试系统的主体部分如图 1所示。主要包括爆炸罐体、配气系统、抽真空系统、点火系统、加热系统、测试系统、控制系统和数据采集系统。爆炸罐体连接有压力传感器和温度传感器,压力数据的采集频率为5 kHz。主要通过2种方式完成加热操作:爆炸罐体内最底部的加热丝和爆炸罐体夹层中循环的被加热的导热油。由于这2种方式同时对爆炸罐体内的可燃混合气体进行加热,且加热速率较慢,因而可以认为罐体内没有明显的温度梯度的存在,即可燃混合气体在点火时的温度均匀分布。实验中的高压通过增加进气量来实现。
1.2 实验步骤及条件
根据实验条件设定好实验温度及压力等参数,依次通过抽真空系统对罐体抽真空,通过配气系统按体积分压充入甲烷及空气,静置约5 min,使甲烷及空气进行混合,利用红外甲烷传感器检测罐体内混合气的浓度,若连续3次检测到的浓度均为实验设定值,认为混合均匀,此时通过加热系统升高罐体内混合气体温度至设置温度。开启点火系统对混合气体点火。在爆炸极限的测定过程中,以爆炸压力超过初始压力7%作为爆炸判据,若连续3次实验未发生爆炸,则判定达到瓦斯爆炸极限。
实验在不同初始温度(25~200 ℃)和初始压力(0.1~1.0 MPa)条件下进行,实验室环境温度在16~30 ℃之间,环境相对湿度在60%~90%RH之间,实验采用高能电火花能量发生器产生的电火花作为点火源,点火能量均为10 J。爆炸前罐体内可燃混合气体均处于静止状态。
2. 温度和压力对瓦斯爆炸极限的影响
瓦斯的爆炸极限是能维持甲烷与氧气持续反应及火焰的持续传播的甲烷在空气中的浓度范围。瓦斯的爆炸下限越低、爆炸上限越高,即爆炸极限范围越宽,则爆炸危险性越大。图 2给出了不同初始压力条件下瓦斯爆炸上限和爆炸下限随初始温度的变化规律。
由图 2可知,随着初始温度的升高和初始压力的加大,瓦斯的爆炸上限升高,爆炸下限降低,爆炸极限范围变宽,爆炸危险性增大。在实验中,当初始条件由常温常压升高到200 ℃、1.0 MPa时,爆炸上限由15.8%上升到25.7%,升高了62.66%;爆炸下限由5.07%降低到4.05%,降低了20.12%。由图 2(a)可知,在相同初始压力条件下,随初始温度的升高,瓦斯爆炸上限升高;在同一温度条件下,上限值随初始压力的增大而上升,而且随着压力的升高,上限的变化幅度变小。这是由于高温高压的初始环境使系统中的活化分子数增加,且离解产生更多自由基参与基元反应,使链反应更易持续进行下去,因而可以维持更高浓度的瓦斯/空气混合气体发生燃爆反应。然而随着上限浓度的进一步升高,氧气浓度越来越小,初始温度和压力对瓦斯爆炸上限的影响减弱。由图 2(b)可知,在相同初始压力条件下,随初始温度的升高,瓦斯爆炸下限降低;在同一温度条件下,下限值随初始压力的增大而下降,而且随着压力的升高,下限的变化幅度改变较小。不同初始压力条件下,瓦斯爆炸上限随初始温度的升高呈指数升高,而爆炸下限随初始温度的升高则指数降低。瓦斯爆炸极限与初始温度的拟合关系可表示为:
φU=ae−T0b+c25℃⩽T0⩽200℃ (1) 式中各参数值如表 1所示。
表 1 爆炸上限公式拟合参数Table 1. Parameters of upper explosion limit fitting formulap0/MPa a b c R2 0.1 -5.55 374.64 20.97 0.997 2 0.2 -3.29 73.33 19.41 0.972 1 0.4 -4.23 69.39 21.35 0.967 0 0.6 -5.30 83.18 23.52 0.984 3 0.8 -6.17 135.33 25.98 0.997 2 1.0 -6.85 133.29 27.16 0.993 8 φL=ae−T0b+c25℃⩽T0⩽200℃ (2) 式中各参数值如表 2所示。
表 2 爆炸下限公式拟合参数Table 2. Parameters of lower explosion limit fitting formulap0/MPa a b c R2 0.1 -0.55 -327.28 5.66 0.999 5 0.2 -0.72 -380.04 5.81 0.992 8 0.4 1.04 250.38 3.95 0.995 3 0.6 0.85 180.15 3.99 0.994 0 0.8 0.74 130.58 3.99 0.988 4 1.0 0.69 123.45 3.92 0.982 5 3. 初始温度对瓦斯爆炸压力的影响
3.1 瓦斯最大爆炸压力
为分析瓦斯爆炸危险性,对不同初始温度条件下的最大爆炸压力和点火延迟进行实验测定,实验混合气体中甲烷的浓度为10.1%。图 3给出了25、75、125和200 ℃时爆炸压力随反应时间的变化曲线。
由图 3可知,瓦斯的爆炸压力在经过一段点火延迟时间后,迅速上升到最大爆炸压力,此后缓慢下降,在600 ms时仍有超压存在,若采集时间足够长,则最终的爆炸压力将趋近于标准大气压力。压力曲线下降的开始阶段有一定的波动,这可能是由于壁面反射波等因素的影响造成的。从图中还可以看出,随着初始温度的升高,最大爆炸压力逐渐降低,到达最大压力的反应时间缩短。实验测得的最大爆炸压力可近似认为是瓦斯爆炸的定容爆炸压力,运用等温模型的近似假设,并结合热化学计算,推导出瓦斯爆炸的定容爆炸压力表达式[4]:
pm=¯M0Mb(0.75+4170T0)p0 (3) 式中:M0和Mb分别为反应物和产物的平均摩尔质量;T0和p0分别为可燃气体的初始温度和初始压力。图 4给出了不同初始温度下由式(3)计算的瓦斯定容爆炸压力与实验测得的最大爆炸压力的对比分析曲线。
由图 4可知,在实验的定容条件下,随着初始温度的上升,瓦斯的最大爆炸压力呈下降趋势,由25 ℃时的0.78 MPa下降到200 ℃时的0.50 MPa,下降幅度为35.89%。这是因为在其他条件不变的情况下,初始温度的升高减少了单位体积内瓦斯/空气混合气体的物质的量,从而减少了反应放出的热量,因此最大爆炸压力降低。在实验温度范围内,最大爆炸压力的实测值均比理论值要小,但两者之间的偏差基本保持不变,且实测的变化规律与理论计算结果保持一致,说明实验具有较好的重复性和可靠性。如果单独考虑最大爆炸压力,则初始温度的升高并未增加瓦斯爆炸的危险性,但是,在考虑瓦斯爆炸危险性时必须考虑爆炸极限、最大爆炸压力、最大压力上升速率等各个方面的综合作用效果。
3.2 瓦斯爆炸点火延迟时间
点火延迟时间的探测是隔抑爆技术的研究基础。定义点火延迟时间为压力传感器探测到压力上升信号与触发点火之间的时间间隔。不同初始温度下瓦斯爆炸的点火延迟时间如图 5所示。由图 5可知,随着初始温度的升高,甲烷/空气混合气的点火延迟时间逐渐缩短,且温度越高,变化幅度越小。反应初始阶段自由基的积累直接影响点火延迟时间的长短,通过对瓦斯爆炸反应进行化学动力学分析,得到影响反应初始阶段主要自由基H、O和OH浓度变化的关键反应步[14],表 3列出了其中影响较大的基元反应步。表 3中R38是主要的链分支反应之一,其他反应通过直接生成主要自由基或生成自由基CH3而直接或间接影响H、O和OH等主要自由基的浓度。根据阿累尼乌斯公式可知,温度升高,反应速率常数增大,反应速率加快。因此,随着初始温度的升高,基元反应速率加快,自由基浓度增加,在反应初始阶段,更多的自由基作为活化中心参与基元反应,使反应得以更快的延续下去,从而缩短了反应发展为爆炸式氧化反应的时间,即缩短了甲烷/空气混合气爆炸的点火延迟时间。
表 3 部分主要基元反应Table 3. Partial main elementary reactions基元反应 化学反应方程式 R38 H+O2=O+OH R53 H+CH4=CH3+H2 R98 OH+CH4=CH3+H2O R118 HO2+CH3=O2+CH4 R119 HO2+CH3=OH+CH3O R155 CH3+O2=O+CH3O R156 CH3+O2=OH+CH2O 4. 瓦斯爆炸危险性评估
瓦斯爆炸的爆炸极限及爆炸特性参数均在一定程度上反映了不同初始条件下瓦斯的爆炸危险性。借鉴危险度的定义[15]:危险度等于危险可能性与危险严重度之积。综合瓦斯爆炸危险可能性和爆炸严重度对瓦斯爆炸危险度进行评估。仅考虑瓦斯的固有危险性,因而爆炸危险可能性可用瓦斯的爆炸极限来表示。瓦斯爆炸的严重度需要综合考虑最大爆炸压力pm、最大压力上升速率(dpdt)max和爆炸作用时间te等多种因素,因此引入模糊权重的概念,对每种因素都确定合理的权重wi (∑wi=1),并对各因素进行加权平均,以综合考虑所有因素的影响[16-17]。综上,拟用下式对瓦斯爆炸危险度进行初步评估:
H=\left(\varphi_{\mathrm{U}}-\varphi_{\mathrm{L}}\right)\left[w_{1} p_{\mathrm{m}}+w_{2}\left(\frac{\mathrm{d} p}{\mathrm{d} t}\right)_{\max }+w_{3} t_{\mathrm{c}}+w_{4} f\right] (4) 式中:f为其他影响瓦斯爆炸严重度的因素。由于对瓦斯爆炸危险度的研究还比较少,因而还需要大量的实验研究和事故分析来进一步完善此表达式以及确定各因素的权重wi。
5. 结论
对初始温度和初始压力对瓦斯爆炸危险性的影响进行研究,得到以下结论:(1)高温高压条件下,瓦斯爆炸极限范围变宽。爆炸上限随温度升高和压力增大而升高,爆炸下限随温度升高和压力加大而降低。在200 ℃、1.0 MPa的初始条件下,瓦斯的爆炸上限较常温常压时升高了62.66%,爆炸下限降低了20.12%。(2)瓦斯最大爆炸压力随初始温度的升高而降低,200 ℃时的0.50 MPa相对于25 ℃时的0.78 MPa下降了35.89%。初始温度的升高缩短了瓦斯爆炸点火的延迟时间,更快的进入到爆炸反应阶段。(3)通过借鉴危险度的概念,并对各因素的影响作用进行加权平均,提出了初步评估瓦斯爆炸危险度的表达式,还需要进一步的后续研究来完善所得到的表达式并确定各影响因素的权重。
-
表 1 炮孔周围静态焦散线结果
Table 1. Result of caustics surrounding the blasthole
(p-q)/MPa D/mm 理论 实验 0 6.0 6.0 3 11.1 11.0 6 13.2 13.0 9 14.6 14.5 -
[1] Kutter H K, Fairhurst C. On the fracture process in blasting[J]. International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences & Geomechanics Abstracts, 1971, 8(3):181-202. https://www.sciencedirect.com/science/article/pii/0148906271900180 [2] Rossmanith H P, Knasmillner R E, Daehnke A, et al. Wave propagation, damage evolution, and dynamic fracture extension: Part Ⅱ: Blasting[J]. Materials Science, 1996, 32(4):403-410. doi: 10.1007/BF02538964 [3] Lu Wenbo, Chen Ming, Geng Xiang, et al. A study of excavation sequence and contour blasting method for underground powerhouses of hydropower stations[J]. Tunnelling and Underground Space Technology, 2012, 29:31-39. doi: 10.1016/j.tust.2011.12.008 [4] 刘殿书, 王万富, 杨吕俊.初始应力条件下爆破机理的动光弹实验研究[J].煤炭学报, 1999, 24(6):612-614. doi: 10.3321/j.issn:0253-9993.1999.06.012Liu Dianshu, Wang Wanfu, Yang Lüjun. Holophotoelasticity study on mechanism of blasting under initiative stress field[J]. Journal of China Coal Society, 1999, 24(6):612-614. doi: 10.3321/j.issn:0253-9993.1999.06.012 [5] 肖正学, 张志呈, 李端明.初始应力场对爆破效果的影响[J].煤炭学报, 1996, 21(5):497-501. http://www.wanfangdata.com.cn/details/detail.do?_type=perio&id=QK199600766010Xiao Zhengxue, Zhang Zhicheng, Li Duanming. The influence of initial stress field on blasting[J]. Journal of China Coal Society, 1996, 21(5):497-501. http://www.wanfangdata.com.cn/details/detail.do?_type=perio&id=QK199600766010 [6] 谢源, 刘庆林.附加载荷下介质爆破特性的全息动光弹试验研究[J].工程爆破, 2000, 6(2):11-15. doi: 10.3969/j.issn.1006-7051.2000.02.003Xie Yuan, Liu Qinglin. Study on blasting characteristic of medium under high stress conditions by dynamic holophotoelastic method[J]. Engineering Blasting, 2000, 6(2):11-15. doi: 10.3969/j.issn.1006-7051.2000.02.003 [7] 高全臣, 赫建明, 冯贵文, 等.高应力岩巷的控制爆破机理与技术[J].爆破, 2003, 20(Suppl):52-55. http://www.wanfangdata.com.cn/details/detail.do?_type=perio&id=QK200301854425Gao Quanchen, Hao Jianming, Feng Guiwen, et al. Mechanism and technology of controlled blasting for high stress rock tunneling[J]. Blasting, 2003, 20(Suppl):52-55. http://www.wanfangdata.com.cn/details/detail.do?_type=perio&id=QK200301854425 [8] 戴俊.深埋岩石隧洞的周边控制爆破方法与参数确定[J].爆炸与冲击, 2004, 24(6):493-498. doi: 10.3321/j.issn:1001-1455.2004.06.003Dai Jun. The controlled contour blasting technique and its parameter determination for rock tunnel at depth[J]. Explosion and Shock Waves, 2004, 24(6):493-498. doi: 10.3321/j.issn:1001-1455.2004.06.003 [9] 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):272-276. doi: 10.3321/j.issn:1001-1455.2007.03.014Dai Jun, Qian Qihu. Break blasting parameters for driving a roadway in rock with high residual stress[J]. Explosion and Shock Waves, 2007, 27(3):272-276. doi: 10.3321/j.issn:1001-1455.2007.03.014 [10] 谢瑞峰, 曲国鹏, 雎文静.深部岩石掘进爆破压碎圈与裂隙圈研究[J].煤矿开采, 2014, 19(3):20-22. http://d.old.wanfangdata.com.cn/Periodical/mkkc201403008Xie Ruifeng, Qu Guopeng, Sui Wenjing. Blasting crushing circle and fracture circle of driving roadway in deep rock[J]. Coal Mining Technology, 2014, 19(3):20-22. http://d.old.wanfangdata.com.cn/Periodical/mkkc201403008 [11] 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):1420-1426. doi: 10.3969/j.issn.1000-7598.2010.05.012Fu Yuhua, Li Xibing, Dong Longjun. Analysis of smooth blasting parameters for tunnels in deep damaged rock mass[J]. Rock and Soil Mechanics, 2010, 31(5):1420-1426. doi: 10.3969/j.issn.1000-7598.2010.05.012 [12] 杨立云, 杨仁树, 许鹏, 等.初始压应力场对爆生裂纹行为演化效应的实验研究[J].煤炭学报, 2013, 38(3):404-410. http://d.old.wanfangdata.com.cn/Periodical/mtxb201303009Yang Liyun, Yang Renshu, Xu Peng, et al. Experimental study on the effect of initial compression stress field to blast-induced crack behaviors[J]. Journal of China Coal Society, 2013, 38(3):404-410. http://d.old.wanfangdata.com.cn/Periodical/mtxb201303009 [13] Yang Liyun, Yang Renshu, Qu Guanglong, et al. Caustic study on blast-induced wing crack behaviors in dynamic-static superimposed stress field[J]. International Journal of Mining Science & Technology, 2014, 24(4):417-423. http://www.wanfangdata.com.cn/details/detail.do?_type=perio&id=zgkydxxb-e201404001 [14] 徐颖, 袁璞.爆炸荷载下深部围岩分区破裂模型试验研究[J].岩石力学与工程学报, 2015, 34(Suppl 2):3844-3851. http://www.cnki.com.cn/Article/CJFDTotal-YSLX2015S2027.htmXu Ying, Yuan Pu. Model test of zonal disintegration in deep rock under blasting load[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering, 2015, 34(Suppl 2):3844-3851. http://www.cnki.com.cn/Article/CJFDTotal-YSLX2015S2027.htm [15] 杨立云, 杨仁树, 许鹏.新型数字激光动态焦散线实验系统及其应用[J].中国矿业大学学报, 2013, 42(2):188-194. http://d.old.wanfangdata.com.cn/Periodical/zgkydxxb201302005Yang Liyun, Yang Renshu, Xu Peng. Caustics method combined with laser & digital high-speed camera and its applications[J]. Journal of China University of Mining & Technology, 2013, 42(2):188-194. http://d.old.wanfangdata.com.cn/Periodical/zgkydxxb201302005 [16] 杨仁树, 杨立云, 岳中文, 等. 数字激光动态焦散线实验方法和系统: 中国, 201110366309. 9[P]. 2013-09-04. [17] 杨立云, 杨仁树, 许鹏, 等. 一种用于模拟深部岩石爆破致裂的光测力学实验装置: 中国, 201110366318. 8[P]. 2014-07-09. 期刊类型引用(13)
1. 傅师贵,刘泽功,张健玉,乔国栋,张鑫,杨帅. 高地应力下岩体控制爆破机理与损伤演化特征研究. 采矿与安全工程学报. 2024(04): 867-878 . 百度学术
2. 葛进进,徐颖,程琳,宗琦. 深部岩石爆破主裂纹扩展方向与地应力的关系. 振动与冲击. 2023(04): 54-64 . 百度学术
3. 孙港,王军祥,孟祥竹,郭连军,孙杰. 基于近场动力学理论的岩石双孔爆破动态断裂行为数值模拟. 隧道与地下工程灾害防治. 2023(02): 42-58 . 百度学术
4. 薛永利,王静,顾云,李飞,刘迪,孙飞,陈顺禄. 混凝土双向多点聚能定向劈裂成缝实验研究. 工程爆破. 2023(05): 113-119 . 百度学术
5. 吴延梦,李洪伟,苏洪,梁昊,黄昕旭,刘涛,储亚坤. 单向围压下切槽爆破裂纹扩展规律研究. 高压物理学报. 2023(06): 129-139 . 百度学术
6. 皇新宇,纪强,张宪堂,焦淑军,魏海霞. 地应力作用下四孔掏槽爆破破岩机理数值模拟研究. 山东科技大学学报(自然科学版). 2022(02): 60-69 . 百度学术
7. 徐颖,顾柯柯,葛进进,程琳,姚威,卢龙刚,刘家兴. 装药不耦合系数对初始地应力下岩石爆破裂纹扩展影响的试验研究. 爆破. 2022(04): 1-9 . 百度学术
8. 杨立云,王青成,丁晨曦,包仕俊,宋烨,甄淑君. 深部岩体中切槽爆破机理实验分析. 振动与冲击. 2020(02): 40-46 . 百度学术
9. 李清,徐文龙,郭洋,张正,吕晨,陶雨. 单向静压下柱状炮孔端部爆生裂纹的扩展规律. 振动与冲击. 2020(13): 91-96 . 百度学术
10. 孙强,李雪东,姚腾飞,高淳. 基于DIC的爆炸加载下脆性材料裂纹扩展规律的试验研究. 爆炸与冲击. 2019(10): 31-41 . 本站查看
11. 杨仁树,丁晨曦,杨立云. 高应力状态下穿过层理爆破致裂的动态行为研究. 岩石力学与工程学报. 2018(04): 801-808 . 百度学术
12. 杨立云,丁晨曦,郑立双,包仕俊,张勇进,刘振坤. 初始静态压应力场中爆生裂纹的扩展行为. 岩土工程学报. 2018(07): 1322-1327 . 百度学术
13. 陈方方,张志强,李宁,曹少刚. 受压裂纹周边应力极值线及起裂特征研究. 应用力学学报. 2017(05): 1001-1006+1022 . 百度学术
其他类型引用(11)
-