深埋隧道岩爆特征分析与综合防治技术--以成兰铁路平安隧道为例

李建高， 唐泽林

(中铁隧道集团三处有限公司， 广东 深圳 518000)

0 引言

随着经济的高速发展，地下资源开发、地下基础建设正以前所未有的速度向深部发展。其中，随着埋深的增加以及构造应力的影响，深埋隧道将穿越地层复杂的高地应力区。

岩爆是指在开挖或其他外界扰动下，深部或高构造应力岩体中聚积的弹性变形势能突然释放，导致围岩爆裂、弹射的动力现象[1-3]。目前，如何有效地控制岩爆的发生是地下工程施工所面临的长期性难题。国内外大量学者对岩爆的机制、特征、预警、防治等开展了深入的研究。冯夏庭等[4]综合利用微震监测技术与声发射技术，重点研究了隧道岩爆的产生机制，揭示了不同类型岩爆孕育机制和不同类型岩爆的微震演化规律。冯建军[5]对二郎山隧道建设过程中的岩爆特征进行了描述，提出岩爆声响发生特征，轻微岩爆的声响较为清脆，强烈岩爆的声响较为沉闷。李天斌等[6]采用隧道岩爆物理模型试验，对高应力区隧道的岩爆发生征兆、围岩脆性破坏、颗粒弹射、碎块剥落和裂缝扩展等岩爆破坏特征进行了阐述。马天辉等[7]采用微震监测技术作为岩爆监测预警手段，通过对比现场实际情况和微震监测结果，研究了岩爆的产生机制并提出了相应的岩爆预测方法。汪波等[8]在研究锚杆支护对苍岭隧道岩爆控制效果的基础上，对锚杆预应力、锚杆间距进行了优化，提出了岩爆段锚杆支护设计原则。陈绪文等[9]依托米仓山隧道岩爆段的施工，通过对硬岩隧道整体自稳性及岩爆特点的分析，提出以柔性支护为基础、以岩爆预测、松动圈测试和柔性网防护为保证措施的快速施工技术。张照太等[10]统计分析了TBM施工过程中的岩爆特征。谢良涛等[11]讨论了岩爆潜在发生范围与围岩力学特性的联系,并研究了岩体脆性、岩体强度特征对岩爆发生范围的影响。

综上所述，国内外学者对岩爆机制、监测、防治等进行了深入的研究，但关于施工现场岩爆发生特征的研究还不够全面和深入，而隧道岩爆发生特征是研究岩爆发生机制、预测以及防治的重要因素。本文就成兰铁路平安隧道现场发生的岩爆特征进行总结，分析不同时段、不同隧道部位、不同等级以及不同洞段的岩爆发生特征；同时，基于平安隧道的施工实践，从工艺工法、爆破参数、设备配套等方面，提出"防、治、监"相结合的岩爆综合防治技术。

1 工程概况

成兰铁路全长457.6 km,位于四川、甘肃两省境内，平安隧道是成兰铁路最重要的控制性工程，隧道全长28.428 km，位于四川省阿坝藏族羌族自治州茂县境内桃花寨沟与太平沟之间，是我国目前西南山区已贯通的最长铁路隧道。平安隧道地理位置如图1所示。隧道左线进口里程为D8K151+758，出口里程为D8K180+186，全长28.428 km；隧道右线进口里程为YD8K151+735，出口里程为YD8K180+135，全长28.40 km。隧道最低高程为1 690 m，最高高程为4 200 m，相对高差为 2 510 m，最大埋深为1 720 m，如图2所示。隧道按新奥法原理组织施工，采用光面爆破，喷锚初期支护，喷射混凝土采用湿喷工艺，隧道开挖断面及型钢钢架立面如图3所示。左右线间距为30～40 m，单线隧道Ⅱ、Ⅲ级围岩段落采用全断面法开挖；Ⅳ级围岩段采用台阶法开挖；Ⅴ级围岩段落采用台阶法加临时横撑开挖。

图1 平安隧道地理位置

平安隧道地质情况极其复杂，隧址区属剥蚀深切割高中山峡谷地貌，沟谷纵横，局部为陡壁，横穿龙塘沟、石大关等多条间溪流，并伴行岷江活动断裂，距岷江活动断裂3～4 km，受其影响隧址范围内构造发育，施工揭示围岩以砂岩、灰岩为主，天然抗压强度最高达127.7 MPa，实测最大水平主应力为31.5 MPa。隧址区内地表水主要为山间溪沟水及岷江水，均属岷江水系，地下水以孔隙水和裂隙水为主，裂隙水分为基岩裂隙水和构造裂隙水，可溶岩段落为岩溶水。经现场统计，平安隧道发生岩爆段落的岩性以砂岩、灰岩为主，多呈深灰色、灰色、青灰色，细粒结构，薄至中厚层状、局部夹厚层状，岩层倾角水平-陡倾状，岩质坚硬，围岩致密，岩体完整，干燥无水，受区域构造影响，存在高地应力。从岩爆的等级来看，大多为中等-强烈岩爆。岩爆发生时多有剥离、弹射现象，现场爆坑呈不规则形状，大多为1～3 m，不同围岩级别均有岩爆发生，平安隧道累计发生不同程度岩爆4 875 m。在穿越坚硬完整的围岩段落，受强烈复杂的构造运动、高地应力、不利结构面等因素的影响，岩爆问题十分突出，对隧道施工安全构成严重的威胁。

图2 平安隧道地质纵断面

(a) 开挖断面图(单位： cm)

(b) 型钢钢架立面图(单位： mm)

2 平安隧道岩爆发生的主要特征

2.1 岩爆发生时段特征

从发生的时间来看，岩爆分为即时型岩爆和时滞型岩爆[12]。据不完全统计，平安隧道80%左右的岩爆发生在开挖后3 h内，部分强烈岩爆持续到开挖后5 h内，局部段落支护后1～2个月内都能听到岩爆声响，具有一定的滞后效应。说明平安隧道岩爆以即时型岩爆为主，局部段落存在时滞型岩爆。

2.1.1 即时型岩爆特点

即时型岩爆是指开挖卸荷效应影响过程中，完整、坚硬围岩中发生的岩爆[13]。在施工过程中，平安隧道的即时型岩爆均在开挖卸荷后的3 h内发生，发生的地质条件为高地应力下的坚硬围岩段落。对存在硬性结构面的地段，即使是零星的硬性结构面，也会诱发高等级的岩爆。经过现场勘查发现，硬性结构面对爆坑的边界起到至关重要的控制作用，而岩爆发生位置分布在隧道掌子面、拱顶、侧墙、拱脚和隧底，说明即时型岩爆的发生取决于围岩的应力集中水平、围岩性质、地质条件及结构面状况，而与隧道位置关联度不高。

2.1.2 时滞型岩爆特点

时滞型岩爆是指深埋隧道高应力区开挖卸荷及应力调整平衡后，在外界扰动作用下发生的岩爆[10]。该类型岩爆发生的区域可以较好地预测、预报，但发生的时间具有很强的随机性，难以准确进行预测与预报。在施工过程中借助于先行洞的特征，结合隧道洞周的位移资料(支护后的变形数据有无突变)、初期支护混凝土、钢架的受力情况(受力是否陡增、突变)，对平安隧道的岩爆是否为时滞型进行判别，选取YD8K168+893断面的位移监测曲线进行时滞型岩爆分析，如图4所示。

图4 断面YD8K168+893监测曲线图

开挖卸荷后的第13天，断面YD8K168+893发生了时滞型强烈岩爆，经过现场勘查，在岩爆发生处，原生的结构面丰富，结构面类型以与洞轴线成小夹角的隐性结构面为主，节理、裂隙等走向杂乱。由图4可知，在支护初期，围岩变形速率稳定，在时滞性岩爆发生前，有一个明显的"平静期"；岩爆滞后效应发生时，围岩变形数据突变，初期支护结构局部破坏，破坏方式以拉剪混合型破坏为主；岩爆发生后，围岩再次进入稳定期。统计平安隧道不同断面时滞型岩爆发生时间及位置发现，时滞型岩爆一般发生在隧道掌子面开挖爆破扰动范围之外，80%的时滞型岩爆时间上滞后该区开挖时间的1～60 d，空间上在距离掌子面80 m的范围内。

2.2 岩爆部位特征

通过对平安隧道岩爆现场破坏位置的勘查统计，得出岩爆易发部位主要有以下4种：

1)当掌子面围岩完整性较好，无明显裂隙时，岩爆易发生于掌子面待循环开挖段和已开挖支护段的两侧拱腰，如图5所示。

2)当掌子面围岩节理发育、不规则时，岩爆易发生于弯曲凹陷部位，如图6所示。

3)当围岩一侧相对较破碎，另一侧围岩整体性好且岩层强度较高时，在其交接线位置易产生岩爆，如图7所示。

(a)

(b)

(c)

4)当掌子面围岩为硬质砂岩，岩层产状多样且杂乱时，岩爆发生部位不具备明显规律性。

2.3 不同等级岩爆特征

通过对平安隧道的岩爆深度、声响、弹射距离等特征进行统计分析，得出不同等级岩爆表现特征及对施工的影响如下：

1)轻微岩爆特征。围岩表层有脱落、剥离现象，内部有噼啪、撕裂声，人耳偶然可听到，无弹射现象；主要表现为洞顶的劈裂、松脱破裂和侧壁的劈裂、松胀、隆起等； 岩爆零星间断发生，影响深度小于0.5 m；对施工影响较小。

(a)

(b)

(a)

(b)

2)中等岩爆特征。围岩爆裂脱落、剥离现象较严重，有少量弹射，破坏范围明显； 有似雷管爆破的清脆爆裂声，人耳常可听到围岩内的岩石撕裂声；有一定持续时间，影响深度0.5～1 m；对施工有一定影响。

3)强烈岩爆特征。围岩大片爆裂脱落，出现强烈弹射，发生岩块的抛射及岩粉喷射现象；有似爆破的爆裂声，声响强烈；持续时间长，并向围岩深度发展，破坏范围较大，影响深度1～3 m，对施工影响大。

2.4 左右线岩爆洞段施工情况及岩爆特征

平安隧道大致沿岷江傍山而行，右线位于靠山侧，左线靠近岷江，根据纵断面及埋深统计，在同一里程左线埋深约小于右线30 m。岩爆发生工区辅助坑道均设在线路左侧，左线为先行洞，较右线提前3个月贯通，左右线岩爆发生情况见表1。

表1 平安隧道左右线岩爆发生情况统计

1)主要施工工序为： 加深炮眼注水-钻眼(含加深炮眼)-过程中再次注水软化围岩-钻眼-爆破-喷射高压水软化围岩-喷射混凝土封闭掌子面及裸露岩面-出碴-注水软化围岩、喷射高压水-支护(过程中再次注水)-下一循环。左右线工序错开，左线钻眼时，一般右线处于出碴工序，相同工序间隔时间5～8 h。后行洞右线施工时对左线有二次扰动，偶尔会引起左线再次发生轻微岩爆，导致初期支护混凝土局部脱落、剥离。为防止右线掌子面开挖时对先行洞左线二次衬砌造成影响，需要控制左右线掌子面的距离，使右线开挖支护处于左线衬砌施工前完成，根据岩爆的等级及围岩级别，一般两掌子面距离控制在30～80 m。

2)平安隧道左右线岩爆段落情况为： 左线累计发生岩爆2 315 m，右线累计发生岩爆2 560 m，右线岩爆段落情况较左线严重。轻微岩爆埋深多集中于800 m以下,中等岩爆埋深多集中于800～1 200 m,强烈岩爆埋深多集中于1 000 m以上。其中，左线累计发生轻微岩爆495 m，中等岩爆1 310 m，即时型强烈岩爆510 m；右线累计发生轻微岩爆457 m，中等岩爆1 510 m，即时型强烈岩爆476 m，时滞型强烈岩爆117 m。

3)平安隧道左右线岩爆破坏程度为： 右线岩爆破坏程度较左线严重，右线部分强烈岩爆段抛射岩块体量达到50 m3，抛射距离最远达30 m，强烈岩爆导致右线初期支护结构破坏，拱架严重扭曲变形，局部出现严重垮塌。

4)在右线贯通前50 m形成中岩柱，由于应力集中和能量集聚，发生强烈岩爆，如图8所示。

3 岩爆综合防治技术

在前期施工过程中，由于岩爆预判、预防、治理措施均处于试验探索阶段，无有效的防治措施，导致该岩爆段施工过程中出现初期支护结构破坏和岩爆安全事故。在后期施工中遵循"先放后抗,抗放结合,锚固加强"的变形控制理念[14]和以防为主、防治结合、优化工法、加强监测的综合防治原则，采取了多项岩爆防治措施、支护形式优化手段(见表2)，应用效果显著，再无结构破坏及大的岩爆安全事故发生。

3.1 提前采取措施释放能量，减缓、减轻岩爆

1)掌子面打应力释放孔，释放开挖卸荷聚集的围岩应变能。为释放开挖卸荷导致的围岩应变能聚集，在掌子面处施作长短结合的超前应力释放孔，应力释放孔孔径为90～110 mm，一般为5～10孔，具体孔数根据岩爆等级不同而适当调整。应力释放孔沿开挖外轮廓线内1.5 m范围均匀布设，外插角为8°～12°，根据现场经验，每3 m施作1次，单次施作长度为35 m。

(a) D8K168+295强烈岩爆

(b) YD8K168+805强烈岩爆

2)灌注高压水，软化围岩，释放原岩应力。为释放原岩应力，利用超前应力释放孔和加深炮眼向深部岩体注水，单孔单次注水量以孔内大量高压水反向溢出为准，在开挖前、开挖过程中、支护前、支护过程中分别注水1次；爆破后向裸露岩面及碴堆喷洒高压水，重点是裸露的基岩面，以岩面充分湿润为准，每间隔10～15 min喷洒1次，整个出碴工序可喷洒3～5次。该方法能达到降低岩石强度和弹性模量的效果，提高岩体的塑性变形能力，能较好地减缓、减轻岩爆的效果。

3)在强烈岩爆位置，采用松动爆破法、超前钻孔预爆法等加强能量的释放。

3.2 优化爆破参数，提高开挖断面圆顺度，降低岩爆的强度

3.2.1 加深炮孔，达到释放应力的效果

为释放围岩应力，对炮孔进行加深处理，加深炮孔按10～15孔布设。同时动态调整爆破参数，提升光爆效果，避免隧洞表面凹凸不平而引起的应力集中和能量集聚。针对爆破设计，现场做了多次试验，对爆破参数进行多次优化，将周边眼间距从55 cm调整到35 cm；周边眼最小抵抗线由75 cm调整到50～55 cm；对周边眼的装药方式进行调整，将整节炸药分为2段，并进行间隔装药；中部分段起爆，以尽可能减少爆破对围岩的影响，同时严格控制开挖进尺和装药量(降低扰动)，通过对爆破参数的调整，使开挖断面圆顺，减少了应力的集中。具体爆破参数设计见表3-5。与原常规爆破参数相比，调整爆破参数后岩爆发生时抛射的岩块粒径和距离明显减小，岩体抛射现象降低约10%，有效降低了岩爆的强度。

表2 平安隧道岩爆综合防治措施统计

3.2.2 采用短进尺带仰拱的隧道机械化开挖与全环支护施工工法，减少对围岩的扰动

通过对隧道全环开挖时不同进尺的施工进行模拟计算和现场试验，中等岩爆进尺选用2.0～2.5 m，强烈岩爆进尺选用1.5～2.0 m。在隧道开挖工作面钻孔测量放线完成后，利用凿岩台车对隧道全断面(含仰拱)一次钻孔并爆破开挖成型，拱墙初期支护与仰拱初期支护同时施作，仰拱初期支护施工完成后，仰拱用洞碴回填至掌子面附近，预留凿岩台车推进梁钻眼位置等作业平台。后期将回填的洞碴运走，再施工仰拱衬砌及填充，依次循环作业。实现隧道全断面一次开挖成型、初期支护快速封闭成环、避免多次爆破对围岩的频繁扰动。

表3 轻微岩爆爆破参数设计

表4 中等岩爆爆破参数设计

表5 强烈岩爆段爆破参数设计

3.3 分级治理、动态调整支护形式防治岩爆

平安隧道首次岩爆段落为D8K169+000～D8K168+950，现场进行了3次支护结构的调整，主要调整情况如下。

1)2015年1月12日，首次岩爆措施： 常规锚网支护+拱墙格栅拱架支护。

2)2015年1月23日，第2次岩爆措施调整： 加强型锚网支护(5 m长锚杆)+全环格栅拱架支护。

3)2015年2月5日，第3次岩爆措施调整： 加强型锚网支护(5 m长锚杆)+全环I18型钢拱架支护。

通过3次措施的及时调整，岩爆得到了初步防治。后期在支护措施上，根据不同等级岩爆类型采取分级治理、动态调整的防治理念，提出岩爆灾害控制的动静组合支护原理,相应提出预留锚固方式、动静组合锚杆等关键技术[15]，主要为轻微岩爆采用锚网支护；中等岩爆采用锚网支护+I16型钢钢架(钢架间距1.2 m)；即时型强烈岩爆采用锚网支护+I18型钢钢架(钢架间距1.0 m)；时滞性强烈岩爆采用锚网支护+I18型钢钢架(钢架间距1.0 m)+钢筋混凝土衬砌。同时，通过对岩爆段初期支护后洞周位移、围岩压力、初期支护混凝土应力、拱架应力进行监测，根据监测结果对支护参数进行动态调整，合理优化。

3.4 加强岩爆段支护结构动态监测

岩爆段施工监测项目见表6。

表6 岩爆段落监测项目

隧道洞周围岩位移是隧道施工力学变化的直接反映，直观地反映初期支护结构的稳定性，同时可作为时滞型岩爆判识的重要依据。围岩压力、初期支护混凝土应力监测可掌握施工过程中施加于初期支护结构上的围岩荷载大小，分析评估初期支护的安全度。

拱架应力监测可掌握初期支护钢架在施工过程中的受应力状态，并对比型钢的极限承载，评估初期支护的安全性及稳定性。岩爆段初期支护完成后，通过对洞周位移、围岩压力、初期支护混凝土应力、拱架应力进行监测，根据监测结果可以对支护参数进行动态调整，并作为二次衬砌施作时机的依据，确保衬砌结构的安全性。

4 结论与建议

本文依托成兰铁路平安隧道，总结分析了不同时段、不同隧道部位、不同等级、不同洞段的岩爆发生特征，提出"防、治、监"相结合的岩爆综合防治处理技术是可行的、有效的。主要结论如下：

1)岩爆的发生取决于围岩的应力集中水平、围岩性质、地质条件及结构面状况，硬性结构面对诱发高等级的岩爆起到至关重要的作用。

2)当无明显裂隙时，岩爆易发生于掌子面待循环开挖段及开挖支护段的两侧拱部；当掌子面围岩节理发育、不规则时，岩爆易发生于弯曲凹陷部位；当围岩一侧相对较破碎另一侧围岩整体性完整时，在其交接线位置易产生岩爆。通过对隧道全环开挖不同进尺的施工试验，中等岩爆进尺选用2.0～2.5 m，强烈岩爆进尺选用1.5～2.0 m为宜。

3)根据岩爆的等级及围岩级别，采用左右线隧道掌子面距离控制在30～80 m、工序错开5～8 h的施工措施，能有效降低人为引发岩爆的数量和程度，防止后行洞开挖对先行洞二次衬砌造成影响。

4)岩爆段施工中，通过采取措施释放围岩能量、优化爆破参数、分级治理、动态调整支护形式、加强岩爆动态监测等"防、治、监"相结合的岩爆综合防治技术体系，有效减少了岩爆的次数，降低了岩爆的强度，减小了岩爆的危害，综合成效显著，实现了岩爆段的安全快速施工。

本文对于现场岩爆特征进行了详尽的研究与分析，而岩爆理论部分有所欠缺，后续应结合正在建设的大型隧道工程，开展工程试验，进行高地应力环境下岩爆的室内力学试验和数值试验，在试验的基础上，推导总结出考虑结构面、温度场等硬岩岩爆的理论模型，便于现场总结、分析，提升岩爆等级的判识精度。同时，岩爆段的支护参数应采取宁强勿弱的原则，避免出现初期支护结构破坏导致钢架拆除等安全质量隐患。