隧道掘进爆破对某巨型干溶洞洞壁危岩体的扰动作用研究

王 军 ， 邱敬格,* ， 杨 凡 ， 王清朋 ， 谭天乐

(1. 山东建筑大学土木工程学院， 山东 济南 250101； 2. 山东建大工程鉴定加固研究院， 山东 济南 250104)

0 引言

我国西南地区山岭众多且岩溶地貌分布广泛，高铁修建过程中往往非桥即隧，路面工程通常较少，隧道修建过程中经常遇到发展或衰退阶段的大型溶洞。由于岩溶地质复杂、体量大以及溶洞坍塌形成导致的危岩分布，使溶洞对外界扰动敏感，隧道爆破开挖加剧了溶洞的不稳定性。爆破振动速度是评价爆破扰动作用的常用参数，现行GB 6722—2014《爆破安全规程》规定“交通隧道安全振动速度控制标准为10～20 cm/s”[1]，但对于大型溶洞振动允许速度没有具体结论。

刘辉等[2]对清连高速公路白须公隧道救援通道爆破施工进行监测，探讨了安全爆破振速峰值和爆破地震波的衰减规律，得到了掘进爆破对既有溶洞的安全振动速度允许值。黄静波等[3]采用MIDAS/GTS软件数值模拟了岩溶隧道爆破掘进对溶洞岩壁的影响，分析了爆破地震波在围岩中的衰减规律，探讨了爆破掘进时溶洞围岩质点的安全振动速度。李波[4]运用MIDAS/GTS软件数值模拟了隧道掘进爆破对既有溶洞的影响，分析了溶洞内部岩体应力应变关系，为现场爆破施工作业提供了实质性的指导。

对于巨型溶洞的爆破扰动效应以及爆破作用导致溶洞变形，研究文献还比较少。

本文以鄂西南地区新建高铁黔张常线路高山隧道工程中揭露的大型干溶洞为研究对象，对溶洞进行探测与变形监测，分析主洞爆破对溶洞的扰动作用和爆破作用下的危岩体裂缝发展。

1 巨型干溶洞探测与变形监测

溶洞于2016年8月在平导PK53+678处揭示，由主溶蚀裂隙通道、厅堂状廊道及支洞3部分构成，如图1所示。厅堂状溶洞长约124 m，宽32～63 m，高46～65 m，洞内无流水或暗河，地面较为干燥，为一巨型干溶洞，其横剖面如图2所示。溶洞揭示后，平导在PK53+728处迂回掘进，增设PK53+595处2#横通道至隧道主洞小里程端轴线。为便于洞内勘察与施工，增设PK53+800处一施工支洞，并绕行至溶洞底部，同时采用无人机对溶洞进行探测，采用三维激光扫描仪对溶洞进行体型测绘与变形监测。

1.1 无人机探测与三维激光扫描测绘分析

无人机全面探测发现溶洞底部块石堆积，四壁危岩体众多，顶部岩体形成大平层。主洞斜穿溶洞，小里程入口处有数块大体积悬挂式危岩体，大里程入口处岩体纵横裂缝贯通，存在多处贴壁危岩。危岩体主要分贴壁式、悬挂式和叠坐式3类。贴壁式危岩多为片状直立状态，紧贴母岩，同时与母岩之间又存在竖向裂缝，裂缝宽度最大值达到30 cm；悬挂式危岩下部悬空无支撑，主要受上部岩体粘结悬吊，与周围岩体存在连接，但又存在裂缝；叠坐式危岩已与母岩分离，受下部岩体单独支撑，稳定状态不佳。

采用三维激光扫描仪对溶洞进行无接触式测量测绘[5]，获得溶洞外形如图3所示。结合无人机探测，将溶洞分为稳定平顶区A1—A2和非稳定侧壁区B1—B7。

图1溶洞与平导、主洞、施工支洞及2#横通道的相对位置关系图

Fig. 1 Relative positions among karst cave, parallel heading, main tunnel, construction adit and transverse channel No. 2

图2 PK53+678溶洞横剖面图Fig. 2 Cross-section drawings of PK53+678 karst cave

(a) (b)

B1区存在较多贴壁式危岩体，危岩多贯穿溶洞顶底，侧壁岩体多呈直立状，顶部为坍落拱，尚未形成平顶，为极不稳定区，侧壁如图4所示。B2区存在数条纵向裂缝和众多横向裂缝，叠坐式危岩较多，侧壁岩体拱形向上发展，为不稳定区，侧壁如图5所示。B3区存在较多悬挂式岩体，侧壁岩体垂直垮落趋势大，为极不稳定区，如图6所示。B4区为厅堂与主裂隙交叉位置，侧壁岩体竖向与水平节理裂隙众多，竖向裂缝宽度大，为不稳定区，如图7所示。B5区与B4区类似，但存在多块贴壁或悬挂式小型危岩，掉落风险大，为不稳定区，如图8所示。B6与B7相似，存在多块突出悬挂危岩体，侧壁中部存在多数叠坐式危岩体，为不稳定区，如图9所示。

(a) (b)

(a) (b)

(a) (b)

图7 B4区侧壁危岩体照片Fig. 7 Photo of dangerous rock in side wall of district B4

图8 B5区侧壁危岩体照片Fig. 8 Photo of dangerous rock in side wall of district B5

(a) (b)

1.2 三维激光扫描监测溶洞变形

利用三维激光扫描软件的3D色谱比较功能对溶洞前后2次扫描结果进行位移差值分析，形成色谱分析图(红色表示溶洞岩壁向内位移)。通过近3个月的不连续扫描，形成色谱图如图10所示。分析表明： 1)受平导绕行施工、平导通往溶洞的施工支洞开挖和主洞大里程端掘进的影响，溶洞岩体普遍向洞内位移，施工支洞入口侧洞壁变形范围大，位移大，形成红色面域； 2)主洞2个入口处变形明显，个别位置位移较大。经统计，溶洞揭示3个月内，溶洞顶部及侧壁位移超过30 mm的危岩体共22处，最大位移超过80 mm。

(a) 三维激光扫描色谱分析大里程端视角

(b) 三维激光扫描色谱分析小里程端视角

无人机探测和三维激光扫描仪监测表明： 溶洞整体稳定条件差，随着主洞大里程端爆破掘进掌子面不断向溶洞靠近，同时受到平导绕行和2#施工通道爆破掘进的扰动作用，势必增加溶洞的不稳定性，故对溶洞开展爆破振动监测。

2 爆破振动测试分析

2.1 监测系统设计

溶洞周边共有3个爆破位置： 主洞大里程端掌子面、平导掌子面和2#施工通道掌子面。3个爆破掌子面均向小里程端方向推进，施工支洞已提前通至溶洞，其中主洞大里程端掌子面距1#测点120 m开始监测，此时平导掌子面和2#施工通道掌子面分别距3#测点133 m和142 m。为减小扰动作用，主洞大里程端掌子面掘进至溶洞壁10 m时，改为人工掘进方式。溶洞所处地层为弱风化灰岩夹页岩，岩质坚硬，岩体较完整，局部较破碎，围岩等级为Ⅱ级。3个爆破掌子面的掘进均采用全断面法掘进，爆破施工参数如表1所示。

采用磁电式振动传感器、DH5922N爆破测振仪和DHDAS动态信号测试分析软件进行岩体爆破振动监测，在溶洞侧壁选取4处岩体布设监测点，每处安装水平向和垂直向2个拾振器，如图11和图12所示，主要监测溶洞侧壁岩体表面质点的振动速度。

振动传感器(即拾振器)利用环氧树脂胶将其固定在预先植入岩壁的钢板支座上，并使传感器的定位方向与所测量的振动方向一致。爆破测振仪可实时捕获拾振器的数据。

表1 隧道掘进钻爆参数Table 1 Drilling and blasting parameters of tunneling

图11 溶洞爆破振动测点布设Fig. 11 Layout of blasting vibration monitoring points in karst cave

(a) (b)

1#测点1#拾振器在掘进爆破时间段内自动采集的3次爆破振动垂直向速度如图13(a)所示。第1次爆破振动发生在主洞大里程掌子面，该次爆破产生振动速度最大；第2次爆破振动发生在2#施工通道掌子面，该次爆破产生振动速度最小；第3次爆破振动发生在平导掌子面，该次爆破产生振动速度居中。调整记录仪标尺放大至第1次主洞爆破位置处，如图13(b)所示，可清晰观测到主洞掌子面爆破对1#测点的扰动状态及其振动速度变化。曲线显示31 206.054～31 206.108 s速度幅值为1.56 cm/s，第2和第3次振动速度小于1 cm/s。

(a) 爆破振动速度

(b) 第1次爆破振动速度曲线

Fig. 13 Velocity curve of channel AI5-01 collected in gathering time

2.2 爆破振动监测成果分析

将监测数据进行汇总，结果如表2—4和图14所示。分析表明： 1)平导爆破掘进远离溶洞方向，爆破扰动作用逐渐减小； 2)2#施工通道距离溶洞相对较远并且装药量小，扰动影响较小； 3)主洞爆破装药量大，并逐渐靠近溶洞，对溶洞扰动作用最大，爆破扰动作用最大的测点为1#点。

表2 1#测点受主洞爆破影响的振动监测数据

Table 2 Monitoring data of blasting vibration of monitoring point No. 1 induced by main tunnel blasting

测试日期爆心距R/m最大一段药量Q/kg1#传感器振速vv/(cm/s)2#传感器振速vh/(cm/s)2016-12-21120210．470．392016-12-22117190．460．392016-12-23114200．490．412016-12-24111180．460．432016-12-25108210．500．472016-12-26105180．490．482016-12-27102200．540．502016-12-2899170．520．522016-12-2996190．550．542016-12-3093210．610．602016-12-3190180．600．632017-01-0187190．640．672017-01-0284210．690．722017-01-0381200．770．742017-01-0478180．760．782017-01-0575210．830．872017-01-0672180．810．892017-01-0769190．890．952017-01-0866180．940．992017-01-0963210．991．072017-01-1060201．151．242017-01-1157211．281．392017-01-1254191．321．452017-01-1351201．491．642017-01-1448211．681．872017-01-1545201．712．042017-01-1642202．192．07

表3 1#测点受平导爆破影响的振动监测数据

Table 3 Monitoring data of blasting vibration of monitoring point No. 1 induced by parallel heading blasting

测试日期爆心距R/m最大一段药量Q/kg1#传感器振速vv/(cm/s)2#传感器振速vh/(cm/s)2016-12-21208110．1630．1622016-12-2221090．1560．1552016-12-23212100．1490．1462016-12-2421480．1230．1202016-12-25216110．1070．1082016-12-2621880．0810．0832016-12-27220100．0560．0582016-12-2822270．0310．0372016-12-2922490．0150．0182016-12-30226110．0090．013

表4 1#测点受2#施工通道爆破影响的振动监测数据

Table 4 Monitoring data of blasting vibration of monitoring point No. 1 induced by construction passage No. 2 blasting

测试日期爆心距R/m最大一段药量Q/kg1#传感器振速vv/(cm/s)2#传感器振速vh/(cm/s)2016-12-2122050．1230．1192016-12-22221．540．1120．0962016-12-2322340．1030．0902016-12-24224．550．0790．0822016-12-2522660．0560．0622016-12-26227．540．0330．0352016-12-2722940．0190．0182016-12-28230．550．0070．0092016-12-2923250．0030．0072016-12-30233．540．0010．002

2.3 爆破振动速度回归分析

为探讨爆破振动波在该大型干溶洞岩壁中的传播规律，根据Q/CR 9218—2015《铁路隧道监测量控技术规程》[6]中提供的萨道夫斯基公式，建立了比例药量和爆破质点振动峰值速度之间的关系，以此得出的经验公式进行振动速度的预测与评价：

v=K(Q1/3/R)α。

式中：v为爆破振动速度，cm/s；Q为最大一段药量，kg；R为爆破掌子面中心到测试点的距离(简称爆心距)，m；K、α为岩性参数，与爆破掌子面中心至测试对象地形、地质条件有关的系数和衰减指数。

采用幂函数对爆破振动速度进行回归分析[7]，分析中选取离散型较小的1#测点受主洞影响的表2数据，得到该大型干溶洞表面岩体的萨道夫斯基公式如下:

竖直向速度vv=97.454(Q1/3/R)1.452 8；

水平向速度vh=202.14(Q1/3/R)1.647 7。

爆破振动速度衰减规律如图15所示。通过回归后的萨道夫斯基公式可以得出如下结论。

1)爆破地震波在溶洞岩壁表面的衰减速率αv(1.452 8)小于αh(1.647 7)，即随着比例药量的减小，质点振动速度的衰减沿水平方向多于竖直方向，同时大里程端危岩体多为贴壁式，垂直侧壁的水平向振动相比竖向(垂直向)振动对危岩影响更大，故将水平向振动速度作为该巨型溶洞爆破振害的控制标准[8-9]。

2)当隧道主洞爆心距进入63 m后，溶洞内出现落石，此时溶洞岩体表面振动速度大于1 cm/s； 当爆心距进入51 m后，溶洞内落石频发，落石体积增大，此时溶洞岩体表面振动速度大于1.5 cm/s。

综上可知，由萨道夫斯基公式建立掘进爆破扰动(装药量与爆心距)、溶洞表面振动速度与溶洞落石风险评价三者关系是可行的。

(a) 1#测点垂向和水平向振动速度曲线

(b) 其他测点垂直向振动速度曲线

(c) 其他测点水平向振动速度曲线

Fig. 14 Summary of vibration monitoring results of different blasting locations and monitoring points

3 爆破扰动导致溶洞危岩体的不稳定分析

3.1 爆破导致溶洞落石风险分析

随着主洞大里程掌子面爆破位置不断靠近溶洞，溶洞侧壁岩体变形量逐渐增大，最大位移量超过80 mm。溶洞内不断出现落石，第1次落石出现在PK53+678平导口右侧，处在一块贴壁式危岩的顶部位置，如图16所示。

(a) 竖直方向

(b) 水平方向

(a) (b)

Fig. 16 Location of first rockfall accident and rockfall photo

落石发生和爆破振动监测相关分析如图17所示。当1#测点距主洞掘进掌子面63 m时，爆破振动速度超过1 cm/s时，溶洞内开始出现落石；当1#测点爆破振动速度超过1.5 cm/s时，溶洞内落石范围扩大，落石数量增加。2016年12月21日至2017年1月16日，溶洞共发生16处落石，落石长度为0.2～1.78 m，质量为50～600 kg。溶洞落石照片如图18所示。

3.2 爆破对危岩体裂缝宽度扰动分析

采用全站仪对一处贴壁式危岩和一处悬挂式危岩的竖向裂缝宽度变化进行监测，每处危岩选取3个测点，如图19(a)所示。贴壁式危岩靠近主线大里程端平导口，在其裂缝宽度发展显著位置选取测点1#—3#；悬挂式危岩自下而上选取测点4#—6#。通过对危岩体裂缝受爆破扰动作用的分析，绘制裂缝宽度与爆破振动速度相关曲线，如图19(b)所示。

图17 落石发生和爆破振动速度相关分析

Fig. 17 Correlation analysis of rockfall and blasting vibration velocity

(a) (b)

(a) 危岩体裂缝监测点

(b) 裂缝宽度发展曲线

Fig. 19 Relationships between crack widths and blasting vibration velocities

1)2处危岩体裂缝一直处于增长阶段，爆破振动速度超过0.5 cm/s后裂缝宽度呈快速上涨趋势。

2)贴壁式危岩体裂缝发展速度快，与爆破振动波速存在近似线性关系。实际观测中贴壁式危岩体掉落较多，说明贴壁式危岩受爆破扰动作用大。

3)悬挂式危岩竖向裂缝随爆破振动速度增长较慢，但并不能说明其受爆破扰动作用不显著，因观测中发现岩体垂向位移有较大发展，其体积较大，一旦掉落危险极大，更应该加强防护。

爆破振动监测与分析表明： 1)当爆破振动速度大于1 cm/s时，溶洞开始发生落石，同时裂缝宽度发展持续增大，故将1 cm/s作为本巨型干溶洞周边岩体爆破振动速度安全允许值； 2)爆破振动速度超过1.5 cm/s后，落石大范围密集出现，将该振动速度作为停止爆破的限值，超出该值后需改变爆破方式。遵循“短推进、弱药量、微扰动”[10-11]的理念，具体减振技术措施如下： 1)减小单循环的进尺，控制在1 m以内； 2)减小单孔的装药量、总装药量及掏槽孔的深度； 3)改变装药结构，周边眼采用空气间隔装药，大约留出20%深度不装药，并装填不少于40 cm长的炮泥，其他眼采用连续装药； 4)采取适当的安全防护措施，保证溶洞内作业人员的安全。

4 溶洞作业安全防护体系设计

鉴于溶洞极差的稳定状态和随时可能发生落石危险，为保证作业人员和设备的安全，需要对洞内作业区顶板和侧壁进行安全防护[12-13]。

设计采用整体满堂支架防护体系，满堂支架由钢管柱和H型钢梁组合而成。将溶洞分为5个防护区，第1和第2防护区沿施工支洞方向布设满堂支架，每个防护区设3榀框架；第3—5防护区沿主洞方向布设满堂支架，其中第3防护区设4榀框架，其他防护区设3榀框架，如图20所示。

先对溶洞底部进行台阶式回填[14]，整体坡度为12%，回填后浇筑台阶式筏板基础，以筏板台阶作为分区边界设防护区。筏板基础施工在移动式防护棚架下进行，一个防护区基础完成后采用顶升技术对同区内钢管柱统一抬升至框架触顶，基础分区完成，满堂框架也是分区完成，直到形成整体满堂支架。

对侧壁危岩体，采用布鲁克网+锚喷主动防护体系，先在危岩体周边打锚索，然后覆盖布鲁克网，形成初步主动防护层，然后在网兜保护下对危岩进行锚喷支护，形成整体防护。

5 结论与讨论

1)溶洞体量大，为国内罕见巨型干溶洞。洞内危岩体数量多，危岩体主要分为贴壁式、悬挂式和叠坐式3类。受施工扰动作用，溶洞内多处危岩向洞内位移，三维扫描监测位移量较大，导致溶洞表面岩体稳定性变差。

(a) 平面图

(b) 立体图

2)主洞爆破掘进对溶洞扰动作用较大。随着主洞爆破掘进位置的靠近，溶洞表面岩体水平向振动速度不断增大。当速度超过1 cm/s时，溶洞内出现落石; 当速度超过1.5 cm/s时，溶洞出现多范围大体积落石，给溶洞施工带来极大危险。

3)采用幂函数回归分析了本溶洞岩体表面质点振动速度，得到：

竖直向速度vv=97.454(Q1/3/R)1.452 8;

水平向速度vh=202.14(Q1/3/R)1.647 7。

4)为保证溶洞作业安全，采用整体满堂支架建立溶洞作业安全防护体系，满堂支架由钢管柱和H型钢梁组合而成；采用布鲁克网+锚喷主动防护体系对危岩体进行加固。

5)本文仅研究了溶洞岩体表面质点的允许振动速度，尚未对爆破振动波在岩体内传播的衰减规律进行研究。后续工作将结合溶洞整体稳定的数值模拟进一步探讨，为隧道掘进爆破提供更加详细的技术参考。

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