爆破振动下偏压隧道洞口段边坡稳定性分析
2019-09-11郑明新伍明文
郑明新,伍明文
爆破振动下偏压隧道洞口段边坡稳定性分析
郑明新1, 2,伍明文1, 2
(1. 华东交通大学 土木建筑学院,江西 南昌 330013;2. 江西省岩土工程基础设施安全与控制重点实验室,江西 南昌 330013)
通过有限元软件建立三维双侧壁偏压隧道洞口段边坡数值模型,提出3种爆破工况;分析3种爆破工况下边坡的振速响应规律,通过边坡的位移分析坡体的变形特性,依据最小二乘法对监测数据进行回归分析得出爆破振动衰减公式,制定每个工况单段最大起爆药量安全阈值。由解析法求出不同工况在静、动态下坡体的稳定性变化规律。研究结果表明:随着爆心距的增大,坡面振速衰减呈现出近快、远慢的传播规律;工况1相比其他工况对边坡整体及坡脚的稳定性影响最大;通过对坡体测点各向振速监测数据进行回归分析,得出在安全控制标准内工况1−工况3的单段最大起爆药量分别控制在3.4,3.4及3.5 kg之内效果最好;由解析法得出,静力状态下开挖隧道时边坡均处于稳定状态。左、中导坑在爆破开挖时边坡安全系数分别为1.13和1.18均小于1.20,极有可能诱发局部坡体滑移失稳。
爆破振动;偏压隧道洞口段;边坡稳定性;安全阈值;最小二乘法
爆破振动作用下隧道洞口段边坡的稳定性及控制是隧道初始开挖过程中面临的一个急需解决的问题。通常认为,爆破振动对隧道洞口段边坡稳定性的影响主要体现在:爆破动荷载作用下产生的惯性力提高了坡体的下滑力,诱发其惯性失稳;同时,过大的动应力导致岩体结构面的扩展和增加,爆破损伤弱化了边坡岩体的力学参数,使得隧道洞口段边坡整体抗剪能力降低,导致边坡滑移失稳[1]。因此在施工中如何控制爆破尽最大可能减轻对隧道洞口段边坡稳定性的影响,以保证隧道安全施工顺利进行就显得极为迫切和重要。国内外相关学者对此进行了大量的研究,并取得了一系列成果。马冲等[2]针对含软弱夹层边坡在爆破振动作用下坡体的振速响应规律,同时根据边坡稳定性判据,制定出爆破振速安全阈值,提升了隧道洞口段坡体在爆破振动下的稳定性。吴燕开等[3]针对爆破荷载引起的岩石振动效应进行模拟研究,得到了岩质高边坡在爆破振动作用下的质点振动衰减及位移变化规律,用于今后指导施工。贾党育[4]采用数值法模拟隧道爆破开挖施工过程,分析了爆破施工对洞口段边坡稳定性的影响规律。曹兰柱等[5]为提高矿山边坡安全性,通过矿山边坡作为研究对象,量化爆破荷载对边坡损伤程度,建立边坡爆破振动损伤函数关系式,计算边坡破坏时间,确定最危险区域。何理等[6]基于量纲分析理论,分析影响边坡爆破振动速度相关物理量,推导并改进高程因素影响的爆破振动速度预测公式。王智德等[7]针对顺层岩质边坡爆破开挖,研究坡体振速的传播规律以及的损伤程度,研究取得了爆破区任意点的振动速度与损伤深度存在对应关系。以上研究主要针对矿区爆破振动对边坡的影响,然而在隧道爆破开挖对洞口段边坡的动力响应分析研究还较少,同时对地处偏压地段的隧道洞口坡体在爆破振动下的稳定性研究也较少。本文以福建漳州新建花都Ⅱ号隧道工程进口右洞作为研究对象,通过有限元数值模拟分析偏压隧道洞口段爆破施工对坡体的影响,提出相应的控制措施及边坡爆破振速安全阈值,旨在为相似工程的分析提供方法,这既是提升坡体稳定性的前提,也是优化爆破设计的基础。
1 工程地质概况
某隧道工程位于福建省漳州市,隧道右洞全长 985 m,隧道最大埋深 102 m。场区表层为少量的残坡积层(Qdl-el),下伏基岩主要为侏罗系南园组凝灰熔岩(J3n)和燕山早期侵入的花岗岩(γ52)。进口右洞边坡倾角为30°~35°呈现左底右高的形态,进口右洞隧道采用双侧壁导坑方式开挖,由于不规范的爆破开挖,导致隧道上方坡体发生局部滑移、开裂。
通过对现场地质的调查分析可知,影响坡体稳定性的内在因素主要为偏压、坡度大及丰富的地下水,同时隧道走向与边坡走向相互垂直(如图1(a));爆破振动为影响边坡稳定性的外在因素,频繁的爆破导致边坡岩层发生错动,产生爆破裂隙(图1(b))。在内外因素的反复劣化作用下,导致坡体发生局部滑移、开裂。
(a) 坡体;(b) 边坡裂缝
2 动力分析模型建立与参数选取
2.1 计算模型
根据现场实际的工程地质情况,利用MIDAS- GTS数值软件建立数值计算模型,如图2(a)所示。洞口段采用双侧壁方式开挖,断面净空尺寸为 15.27 m(宽)和10.27 m(高)。隧道支护和衬砌结构参数如图2(b)所示;计算模型横截面尺寸及测点分布图见图2(c),测点以隧道拱顶为中点向两侧布设,布设在=10 m的断面上;图2(d)为坡体支护结构体系。
隧道、围岩采用 M-C 屈服准则,围岩及注浆体采用实体单元模拟,初支采用板单元模拟,锚杆与超前小导管采用植入式桁架模拟。模型计算范围横向为取20 m;向取92 m,向64 m,如图2(a)所示。模型边界若采用弹性边界条件在进行动力分析时会由于波的反射作用给计算结果带来较大误差,所以采用1972 年Lysmer和Wass 提议的黏性边界条件。岩土体及相关支护结构物理力学参数见表1。
(a)计算模型;(b) 隧道支护和衬砌结构参数;(c) 坡体横截面尺寸;(d) 坡体支护结构
2.2 爆破荷载的确定
在数值计算分析中,单响药量、加载边界、荷载加卸时间和峰值应力等是确定爆破荷载值的主要参数。通常将爆破荷载简化为一条具有加载与卸载过程的三角波型荷载。爆破荷载确定后,将爆破荷载以垂直压力方式作用在开挖隧道洞周壁上[8]。通过现场施工爆破每个导坑最大的单响药量,其爆破荷载峰值见表2。
爆破荷载峰值max的计算公式为[9]
爆破荷载达到峰值压力所需的升压时间为8至12 ms,卸荷时间为 40至120 ms[10]。本次加压时间取 10 ms,卸荷时间取 100 ms,为了最佳地分析完整的爆破过程,总计算时间取 1 000 ms。
表1 物理力学参数
表2 隧道单响药量的计算爆破荷载峰值
2.3 数值模拟方案设计
本文数值模拟主要分析各导坑在最大单响药量工况下,爆破振动对已支护偏压隧道边坡在动力响应作用下对其稳定性的影响规律进行研究,工况详情如下:
共分3种工况,工况1~工况3依次为左导坑爆破、中导坑爆破及右导坑爆破。每次爆破开挖进尺为2 m ,鉴于施工现场中导坑开挖进尺累积达到10 m(第5个爆破开挖循环)时,拱顶附近土体发生如图1所示的坡体局部开裂,所以每个工况均以第5个爆破开挖循环作为本次研究对象。
3 爆破振动作用下坡体动力响应 规律
偏压隧道洞口段边坡在爆破振动作用下,其变形特性可以通过各测点振动速度、各向位移值及应力应变增量来显示坡体在爆破振动下的变形及稳定情况。
3.1 测点振度响应规律
由图2(a)及图3可知:1) 随着爆心距的增大,测点速度峰值逐渐减小,呈现出萨道夫斯基传播规律、衰减规律远慢近快,其中和向振速峰值变化趋势相比向更大;2) 在工况2中,测点5主振速峰值在所有工况中最大,为22.16 cm/s小于一般岩质边坡质点振动安全阈值速度25 cm/s[11],右导坑岩性较佳且覆土相比其他工况更厚,所以工况3所有测点各个方向振速均小于其他2种工况在各向的振速值;3) 在所有工况中,每个工况的和向峰值振速总体上大于向峰值振动速度,所以在同类工程中可只监测向与向振动速度达到简化爆破振动监测的目的;4) 工况1在坡脚(测点1)处的合成峰值振速均大于其他工况在坡脚的合成峰值振速,可见左导坑爆破开挖对坡脚稳定性影响较大,需密切关注坡体变形情况,必要时可降低爆破药量,分多次弱爆方可提高边坡的稳定性。
3.2 边坡测点位移变化规律
爆破振动结束后,所有工况在爆源处周围岩体产生整体向坡外的变形,如图4所示。
由图5可知:1) 工况1最大总位移为5.83 mm,是工况2的1.25倍和工况3的7.29倍,在所有工况中最大;2) 工况1 在坡脚处测点1的总位移最大为2.27 mm。左导坑爆破对整个偏压隧道边坡的稳定性影响最大,对坡脚的扰动是所有工况中之最;坡脚扰动后在偏压作用下,将可能诱发整个坡体下滑最终导致边坡失稳。3) 由图5(a)及5(b)可知:中导坑爆破振动对拱顶上方土体扰动最强,导致测点7发生下沉并右移,所以中导坑爆破振动极有可能诱发坡顶发生局部滑移、开裂;4)鉴于工况3的坡体位移最小,所以其对坡体的影响最小。
综上可得,左、中导坑爆破开挖对坡体的稳定性影响较大,必要时需控制爆破药量、分多次弱爆,方可达到减振护坡的效果。
3.3 边坡爆破振动衰减公式的回归分析
隧道爆破后会急剧释放能量,并以波动的形式向外传播,引起坡体内岩土体介质的快速振动,然而爆破振动衰减快。依据现有的研究成果,当前国内外大多采用萨道夫斯基经验衰减公式对爆破振动数据进行回归分析。
(a) x向振速;(b) y向振速;(c) z向振速;(d) 合成振速
(a) 工况1;(b) 工况2;(c) 工况3
(a) y向位移;(b) z向位移;(c) 总位移
式中:为爆破产生的质点振动速度,cm/s;为爆源与测点的直线距离,m;为爆破单段最大起爆药量,kg;为与地质条件、围岩特性有关的系数;为爆破衰减系数。
对式(1)两边取对数得
令ln=,ln=,ln(1/3/)=,=,则将式(2)变换得到一元线性回归公式如下:
利用式(1)~式(3)对表3数据进行最小二乘法回归,得萨道夫斯基经验衰减公式(表(4))。(注:由前面研究结果可知,工况1和2对坡体的稳定性影响较大,同时在2种工况下向与向振速比向更大,所以表3仅考虑工况1和2下向和向及合成振速值。)
表3 隧道边坡爆破振动测点数据
由表4中的萨道夫斯基经验衰减公式可以推算,不同导坑在爆破中的振速峰值在安全控制标准以内的单段最大起爆药量。
表4 萨道夫斯基经验衰减公式
注:1Y向指工况1方向振速,其余等同。
由工程实际及安全控制标准可得知:min=7.8 m,max=25 cm/s,将上述公式代入表4进行计算,得工况1及工况2单段最大起爆药量均为3.4 kg,鉴于工况3采用现场设计爆破药量对坡体稳定性影响小同时也能满足施工作业需要,所以其最小爆破药量可为3.5 kg。
3.4 边坡稳定性分析
通过对坡体在不同工况下所对应静动态下的稳定性安全系数分析,可得爆破振动下的边坡相比静态下的边坡在安全性变化情况。
3.4.1 静力状态下边坡稳定性分析
通过现场局部坡体滑移动态可知;滑移体主要为表层坡积土的滑动为主,所以图6中,边坡土体的物理力学参数以坡积土为主。其他几何参数为,台阶坡脚=30°,台阶高度=29 m。
图6 边坡稳定性计算简图
依据边坡稳定性系数的定义与力的平衡条件可得静力边坡稳定性系数为:
若直接利用式(4)求的最小值相对困难,为了求解的便利,将三角函数用坡高与水平距离来表示,由图6的几何关系可得。
将式(5)代入式(4),得:
为求稳定性系数的最小值,对式(6)导数等于0,得:
化简可得:
从图6可以得出,当≦cot时,滑面不在坡内,因此,通过方程(5)可得解为:
由式(9)中的代入式(5)和式(6)可分别求得边坡在静力状态下的最小稳定系数及对应稳定性系数下的最小滑移面及水平方向的夹角分别为min=1.25,min=21.74°。
为了验证理论计算的准确性,在同等条件的基础上建立三维隧道边坡数值模型,通过强度折减法分别模拟左、中及右导坑在静力开挖下的坡体稳定性安全系数分别为:1.22,1.24及1.33,其与理论计算值相近。
3.4.2 爆破动力状态下边坡稳定性分析
上一节分析了静力作用下边坡的稳定性,其最小稳定性系数=1.22>1.20[12](一级公路边坡稳定性安全系数为1.20),所以在静力状态下边坡是稳定的。但边坡在承受爆破振动力作用时,坡体中的潜在滑体会附加一惯性力,使潜在滑体的下滑力增大,从而降低了边坡的稳定性,提高了边坡失稳坍塌的几率。
爆破振动引起的作用于边坡潜在滑体并指向爆破方向的等效静力,为:
式中:k为等效静力系数;为滑体自重;为爆破动力系数,其值通常在0.1~0.2之间,本次取0.15;为地震系数是岩体质点振动加速度与重力加速度(9.81 m/s2)的比值。
将3种工况坡脚处的加速度代入式(11)可得工况1~工况3因爆破振动引起的等效水平静力分别为滑体重力的6.92%,4.60%及2.73%,且令其为。
所以,在爆破振动下边坡的稳定性系数如下:
将不同工况的值与式(5)分别代入式(12)解得不同工况下最小稳定性系数分别为:1.13,1.18及1.26。
由表5与图7可知:工况1和2的边坡稳定性安全系数均小于1.20,所以左、中导坑爆破开挖极易诱发局部坡体滑移;其中工况1的安全系数相比工况2小4.24%;在边坡稳定性损失系数中,工况1稳定性损失值在所有工况中最高,分别是工况2的1.52倍和工况3的1.40倍。综上可得,左导坑爆破开挖对坡体稳定性影响最大,在必要时可降低爆破药量、分多次弱爆方可提高坡体的稳定性。
表5 边坡静/动态安全系数值
图7 不同工况系下边坡安全系数曲线
3.5 边坡振速监测数据分析
采用爆破测振仪对各导坑爆破振动对上方边坡振速进行监测,每个测点安装一个振速传感器,测点分布见图2(c)所示。各导坑爆破振动时对上方边坡测点的各向振速如表6所示。
由表3与表6可知:边坡测点的实测振速略小于数值计算的振速,出现偏差说明现场地质及岩层分布复杂性等相关因素所致,但二者在数值上较为相近,并且各向振速的大小及分布位置相接近;最后对不同工况的各向振速监测数据进行了回归分析可知:工况1和2的单段最大起爆药量均为3.4 kg,其结果与数值仿真结果相近。
表6 边坡振速监测数据
注:为便于与表3对比,因此表6中的监测数据为工况1和2下的向和向及合成振速。
4 结论
1) 隧道边坡爆破振速衰减规律为,随着爆心距增大,振速随之减小,越靠近爆心衰减幅度越大;左导坑爆破对坡脚的动力响应最大,中导坑合成振速最大为22.18 cm/s。
2) 工况1对偏压隧道洞口段边坡位移变形影响最大同时其也对坡脚的稳定性影响最强,总位移值达2.27 mm;工况2对拱顶上方土体扰动最大,致使测点7发生下沉并右移,极有可能诱发坡顶处发生局部滑移失稳。
3) 根据最小二乘法对坡体测点各向振速数据与进行回归分析,得出向、向及矢量合成的萨道夫斯基经验衰减公式,得出在安全控制标准内工况1(左导坑)、工况2(中导坑)及工况3(右导坑)的单段最大起爆药量分别控制在 3.4,3.4及3.5 kg 之内效果较好,为后期爆破开挖提供了参考与借鉴。
4) 由解析法分析可知,在静力作用下开挖左、中及右导坑时所对应的边坡稳定性系数均大于1.20,故隧道在静力开挖状态下坡体是稳定的;但在爆破振动作用下开挖左及中导坑时,边坡稳定性系数分别为1.13和1.18均小于1.20极易诱发边坡局部滑移失稳,同时左导坑在爆破作用下稳定性损失系数最大为7.37%。
5) 通过对坡体测点振速监测值与数值仿真值对比与回归分析可知:两者数值结果、振速大小与分布位置、各导坑单段最大起爆药量大体相近可为后期同类工程的分析提供参考。
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Stability analysis of slope at biased tunnel portal section under blasting vibration
ZHENG Mingxin1, 2, WU Mingwen1, 2
(1. School of Civil and Architectural Engineering, East China Jiaotong University, Nanchang 330013, China; 2. Key Laboratory of Geotechnical Engineering Infrastructure and Security Control, East China Jiaotong University, Nanchang 330013, China)
A 3D numerical model of the slope at biased tunnel portal Section with double side drift method was established by using finite element software. Firstly, the vibration velocity response law of slope under three blasting conditions was analyzed, secondly the deformation characteristics were analyzed by the displacement of the slope, Then based on the least squares method analysis was carried out on the monitoring data, it was concluded that blasting vibration attenuation formula for working condition of each single dose period of maximum detonating safety threshold. Finally, the stability change law of the static and dynamic slope body under different working conditions was obtained by analytical method. the study indicates that with the increase of blaster center distance value, velocity attenuation slope presents a fast, nearly far slow propagation law, elevation amplification effect; Compared with other working conditions, condition 1 has the greatest influence on the stability of the whole slope and the slope foot. By means of the regression analysis of the monitoring data of the velocity of each direction vibration of the slope to get attenuation formula under different working conditions, the formula is concluded thatin safety control standard condition 1-conditions 3 single segment of initiation largest doses respectively control within 3.4 kg, 3.4 kg and 3.5 kg effect is best, Finally, it can be obtained by analytic method that the slope is in a stable state when the tunnel is excavated in the static state, while the safety coefficient of the slope stability is 1.13 and 1.18, respectively, which are less than 1.20 in the blasting excavation of the left and middle pilot tunnel, which may induce local slope sliding instability.
blasting vibration; biased tunnel portal section; slope stability; safety threshold; least squares method
U455
A
1672 − 7029(2019)08− 2018 − 10
10.19713/j.cnki.43−1423/u.2019.08.019
2018−10−22
国家自然科学基金资助项目(51568022);江西省自然科学基金资助项目(20171BAB206056)
郑明新(1966−),男,江西南昌人,教授,博士,从事滑坡与路基、隧道工程的教学和研究工作;E−mail:zhmx@ecjtu.jx.cn
(编辑 蒋学东)