贵州普安县蜂子岩组危岩稳定性分析

2024-01-18王宏青

云南地质 2023年4期

王宏青

(贵州省有色金属和核工业地质勘查局五总队，贵州安顺 561000)

危岩指被结构面切割，在陡崖或陡坡上稳定性较差的岩石块体，是山丘地区主要的地质灾害之一[1]。危岩其存在位置隐蔽，破坏具有突发性，致灾后果严重，引起众多学者关注，并从多种角度和多个学科分析[2-8]。分别运用断裂力学，通过现场试验建立崩塌地质灾害评判模型，应用灰色系统理论提出危岩块体稳定性的灰色聚类评价方法等多种手段，从不同方面研究边坡中拉应力和岩洞发育深度对不同风化危岩形成和破坏的影响，滚石质量、形状及斜坡长度等多个因素对滚石运动特征影响等。

贵州普安县兴中镇小山坡村蜂子岩组危岩。近年该隐患点经常发生零星掉块，对陡崖下方蜂子岩组居民生命财产安全构成严重威胁。本文分析了危岩特征和地质环境等，重点对危岩体稳定性分析，提出相应的防治措施建议。

1 危岩区地质环境条件

小山坡村蜂子岩组危岩分布于蜂子岩山体中部及顶部，坡度大于45°，植被发育较差，基岩裸露。崩塌、掉块形成古崩塌堆积体使坡面凹凸不平。受地形和块石本身薄板形状控制，块石崩落后沿坡体滑落，运移距离短，大部分停滞于陡崖下方农户房屋上方缓坡处，为0.2m3～6m3块石。区内陡崖地段危岩体发育，偶尔发生崩塌；陡斜坡地段，由于坡度大，崩塌不良地质现象发育。

危岩区年平均降雨量1443.0mm，年最大和最小降雨量分别1841.3mm、995.6mm，日最大降雨量146.7mm，时最大降雨量38.7mm，降雨主要集中于6月至8月，占全年降雨量82%，常出现大暴雨和特大暴雨，并伴有冰雹和大风；河流切割深，河道低，落差大，暴涨暴落具山区雨源河流特点。

危岩区主要出露石炭系中统黄龙组(C2h)灰色、深灰色厚层状灰岩。微风化-中风化，岩溶裂隙、风化裂隙发育，易形成陡崖，陡壁在自重应力和地震作用下，底部强度较低的岩石压碎，顶部形成张拉裂缝，遭受雨水冲刷和掏蚀后，陡壁底部发展成岩腔，加大了上部岩体临空面，在风化应力、暴雨、地震及植物根劈作用下常发生小型崩塌、掉块。

2 危岩体基本特征

蜂子岩组危岩带平面呈现条带状分布。后缘高程1771m，前缘高程1731m，相对高差40m，地形坡度大于45°，局部近于直立，坡度较陡。危岩母体为石炭系中统黄龙组(C2h)灰岩，产状210°∠48°，斜交坡；危岩带主崩方向81°，相对崖底高度约83m，属小型高位危岩。危岩群共2处危岩带，包含4个危岩单体及零星危岩单体组成，见图1。

图1 研究区全景Fig 1. Panoramic View of The Research Area

(1)WY1危岩体：长约1.9m，宽约1.8m，厚约0.8m，分布高程1718m～1722m。主崩方向85°，主要裂隙2组：①组：307°∠81°，裂隙贯通长1.0m～2.0m，裂隙间距0.2m～0.5m，碎石或泥质充填；②组：40°∠32°，裂隙贯通长4.0m～6.0m，裂隙间距约2.0m～3.0m，块碎石或泥质充填(卸荷裂隙)，前缘无临空。

(2)WY2危岩体：长约1.7m，宽约1.5m，厚约1.3m，分布高程1742m～1756m，相对高差10m，地形坡度陡，局部近于直立。主崩方向87°，危岩体节理发育，节理及层面切割岩体，将危岩体切割成菱形碎块状，见两组裂缝，①组：96°∠42°，宽5cm～15cm，长约13m，贯通危岩体后缘，延深10m，为卸荷裂缝；②组：197°∠89°，网状裂缝，宽1cm～5cm，控制块体大小，危岩体所处地段地形坡度90°，为陡崖，最大崩落高度72m，该危岩体崩塌方式为零星掉块，部分前缘临空。

(3)WY3危岩体：长约2.1m，宽约1.5m，厚约1.0m，分布高程为1738m～1750m，主崩方向89°，危岩体节理发育，节理及层面切割岩体，将危岩体切割成菱形碎块状，见两组裂缝，①组：63°∠37O，裂隙宽度1cm～5cm；②组：168°∠60O，裂隙宽度3cm～6cm。

(4)WY4危岩体：长约2.7m，宽约1.2m，厚约0.9m，分布高程为1726m～1738m，主崩方向89°，危岩体节理发育，见三组裂缝，①组：47°∠72°，裂隙宽度2cm～4cm，泥质充填，2条～4条/m，延伸长度3m～7m；②组：292°∠77°，裂隙宽度5cm～8cm，泥质充填，2条～5条/m，延伸长度15m～20m；③组：168°∠70°，裂隙宽度2cm～6cm。该危岩体崩塌方式为零星掉块。

3 危岩体稳定性评价

3.1 危岩稳定性定性分析

通过现场调查及结合崩塌区工程地质条件，对其稳定条件逐项分析：(1)岩层倾向与斜坡倾向153°斜交，大角度相交，为斜交坡，整体稳定性较好；(2)卸荷带深度3m～5m，在坡体外凸部位卸荷强烈，卸荷裂隙虽在坡体局部凸出部位贯通性较好，张开度较大，但整体贯通性较差，整体稳定性较好；(3)构造裂隙发育弱，间距较大，延伸短，贯通性较差，缺乏控制边坡整体稳定性的大断层及软弱面，整体稳定性较好；(4)岩层为中厚层状灰岩，表层风化裂隙发育，较破碎，主要表现为零星掉块，大规模整体失稳的可能性小。

通过赤平投影对4个危岩体进行分析：WY1属岩质滑移，前缘陡立，岩性为灰岩。从图2看，危岩带处于基本稳定-欠稳定状态。坡面、岩层、裂隙①、裂隙②相交形成欠稳定区1个，基本稳定区1个，稳定区4个。对边坡稳定性最不利的因素是裂隙②结构面，其与坡向夹角较小，倾角较大且小于坡面角，危岩带处于欠稳定状态，裂隙②为危岩体的危险主控结构面，在地震及降雨作用下，危岩体较易向40°方向发生滑动；WY2属岩质崩塌，前缘陡立，岩性为灰岩。从图3看，危岩带处于欠稳定-不稳定状态。坡面、岩层、裂隙①、裂隙②相交形成欠稳定区1个，不稳定区1个，稳定区4个。对边坡稳定性最不利的因素是裂隙②结构面，其与坡向夹角小，倾角较大且小于坡面角，危岩带处于不稳定状态，裂隙②为危岩体的危险主控结构面，在地震及降雨作用下，危岩体较易向96°方向发生滑动；WY3属岩质崩塌，前缘陡立，岩性为灰岩。从图4看，危岩带处于欠稳定状态。坡面、岩层、裂隙①、裂隙②相交形成欠稳定区2个，稳定区4个。对边坡稳定性最不利的因素是裂隙①、裂隙②切割体，其与坡向夹角小，倾角较大且小于坡面角，切割体下滑力较大，危岩带处于不稳定状态，裂隙①与裂隙②为危岩体的危险主控结构面，在地震及降雨作用下，危岩体较易向92°方向发生崩塌；WY4属岩质滑移，前缘陡立，岩性为灰岩。从图5看，危岩带处于不稳定状态。坡面、岩层、裂隙①、裂隙②、裂隙③相交形成不稳定区1个，稳定区9个。对边坡稳定性最不利的因素是裂隙①、裂隙③切割体，其与坡向夹角小，倾角较大且小于坡面角，危岩带处于不稳定状态，裂隙①与裂隙③为危岩体的危险主控结构面，在地震及降雨作用下，危岩体较易向109°方向发生崩塌。

3.2 危岩稳定性定量分析

岩体及结构面抗压、抗剪强度参数选取结合野外岩石试验成果，并参考《岩石力学参数手册》[9]等标准和相关经验值取值，对于灰岩各项参数结合类比法修正后取值；各结构面根据地质构造，岩土体结构类型，节理裂隙与裂隙及结构面组合关系，张闭程度、延展性及贯通情况等，按各自特征选取代表性断面进行稳定性计算，选取最不利结构面计算，对可能发生崩塌类型，途径及危害程度预测。

根据区内地质环境条件，天然工况按勘察期间状态计算，计算时考虑自重和现状裂隙水压力；暴雨工况按20年一遇暴雨，并考虑危岩自重和暴雨时岩体饱和重度。根据周围地区勘察结果及经验和规范综合确定危岩物理力学参数(表1)。

表1 危岩体稳定性计算参数一览表Tab 1. List of Stability Calculation Parameters for Dangerous Rock Mass

3.2.1 计算模型确定

危岩体稳定性计算及评价采用《岩土工程勘察设计手册》[10]相关计算方法，分别对各危岩体按最不利单体(平均体积)计算。

(1)滑移式危岩体计算(WY1、WY4)图6、图7。

1)计算模型

2)计算公式

①后缘无陡倾裂隙(滑面较缓)时按下式计算：

式中：V-裂隙水压力(kN/m)，根据不同工况按第12.1.10条规定计算；Q-地震力(kN/m)；F-危岩稳定性系数；c-后缘裂隙粘聚力标准值(kPB)；当裂隙未贯通时，取贯通段和未贯通段粘聚力标准值按长度加权的加权平均值，未贯通段粘聚力标准值取岩石粘聚力标准值的0.4倍；φ-后缘裂隙内摩擦角标准值(°)；当裂隙未贯通时，取贯通段和未贯通段内摩擦角标准值按长度加权的加权平均值，未贯通段内摩擦角标准值取岩石内摩擦角标准值0.95倍；α-滑面倾角(°)；W-危岩体自重(kN/m)；

②后缘有陡倾裂隙、滑面缓倾时，滑移式危岩稳定性按下式计算，式中符号同前。

(2)倾倒式危岩体计算(WY3)图8、图9。

1)计算模型

2)计算公式

①危岩破坏由后缘岩体抗拉强度控制时，按下式计算：

危岩体重心在倾覆点之外时：

危岩体重心在倾覆点之内时：

式中：h-后缘裂隙深度(m)；hw-后缘裂隙充水高度(m)；H-后缘裂隙上端到未贯通段下端的垂直距离(m)；α-危岩体重心到倾覆点的水平距离(m)；b-后缘裂隙未贯通段下端到倾覆点之间的水平距离(m)；h0-危岩体重心到倾覆点的垂直距离(m)；flk-危岩体抗拉强度标准值(kPa)，根据岩石抗拉强度标准值乘以0.4的折减系数确定：θ-危岩体与基座接触面倾角(°)，外倾时取正值，内倾时取负值；β-后缘裂隙倾角(°)。其它符号意义同前。

②当危岩的破坏由底部岩体抗拉强度控制时，按下式计算，式中各符号意义同前。

③对于孤立具有缓倾软弱结构面的危岩体，后缘无裂隙水压力，其计算时要考虑风力作用，稳定性按下式计算：

式中：F为风力，F=ρS(Vsinω)2，ρ为空气密度，标准状态下ρ=1.293kg/m3，S为迎风面积，ν为风速，计算时取ν=10m/s，ω为风向与迎风面积间的夹角。

(3)坠落式危岩计算(WY2)图10、图11。

1)计算模型

2)计算公式

①后缘有陡倾裂隙的悬挑式危岩按以下二式计算，稳定性系数取两种计算结果中的较小值：

式中：ζ-危岩抗弯力矩计算系数，依据潜在破坏面形态取值，一般取1/12～1/6，当潜在破坏面为矩形时可取1/6；a0-危岩体重心到潜在破坏面的水平距离(m)；b0-危岩体重心到过潜在破坏面形心的铅垂距离(m)；flk-危岩体抗拉强度标准值(kPB)，根据岩石抗拉强度标准值乘以0.20的折减系数确定；c-危岩体粘聚力标准值(kPB)；φ-危岩体内摩擦角标准值(°)。其它符号意义同前。

②对后缘无陡倾裂隙的悬挑式危岩按以下二式计算，稳定性系数取两种计算结果的较小值：

式中：H0-危岩体后缘潜在破坏面高度〔m〕；flk-危岩体抗拉强度标准值(kPB)，根据岩石抗拉强度标准值乘以0.30的折减系数确定；其它符号意义同前。

3.2.2 稳定性计算结果与分析

根据《地质灾害防治工程勘察规范》(DB50/143-2019)[11]12.2.14表14，区内各危岩体稳定性评价标准见表2。各危岩稳定系数计算结果及稳定性评价统计见表3。

表2 危岩稳定状态评价标准Tab 2. Evaluation Criteria for Stable State of Dangerous Rocks

表3 危岩体稳定系数计算结果及稳定性评价Tab 3. Calculation Results and Stability Evaluation of The Stability Coefficient of Dangerous Rock Mass

3.3 崩塌危岩破坏模式及运动计算

根据R·M·Spang(1978)研究成果，崩落体只有坡度角小于一定临界值(约27°)时，才停积于崖脚，随坡度角增大，可分别表现为滑动、滚动、跳跃和自由崩落等方式，大部分或全部堆积于坡脚。区内危石崩落、运动的斜坡坡度区间值30°～70°，因此岩体在产生变形破坏后，其运动方式表现为滚动、跳跃方式向坡脚运动，最后堆积于坡脚缓坡地带，直接影响坡下居民住房及行人的安全。

根据运动学原理、能量守恒定律和苏联尼.米.罗依尼什维里教授提出的落石运动速度计算方法，分别以各危岩体剖面建立计算模型，采用RocFall软件对岩石块体逐次计算在任意一条剖面上落石运动轨迹及能量、弹跳高度、速度模拟，结果如表4所示。

表4 落石模拟弹跳计算结果统计表Tab 4. Statistics of Simulation Bounce Calculation Results for Falling Rocks

3.4 危岩稳定性综合评价

通过对4处危岩体定性分析和定量计算，危岩体现状处于稳定-基本稳定状态，在暴雨工况下大部分灾害体处于欠稳定状态，稳定性会加剧下降，发生崩塌落石现象。各危岩体具有较大的不确定性和不可预知性，将来在各种诱发因素影响下，发生崩塌掉块可能性较大。建议尽快对危岩体进行治理，针对其整体失稳可能性不大，主要为零星掉块的方式，结合崩塌危岩破坏模式及运动计算结果，最大冲击能量为1025.2KJ，最大腾跃高度为3.15m，从技术、经济上比选，推荐采用RXI-150型被动防护网工程治理，网高4m。