小净距隧道爆破施工引起围岩大量损伤的研究

小净距隧道爆破施工引起围岩大量损伤的研究

1爆破损伤研究小矿距隧道是在特殊地形条件下有效解决高架道路结构的情况的一种结构形式，已广泛使用。然而小净距隧道的爆破施工在造成爆区岩体破碎、剥离的同时,不可避免地也造成近区岩体损伤、中远区岩体振动等危害。近区损伤岩体由于力学性能劣化,岩体强度降低、完整性变差,从而对岩体的安全稳定造成威胁。同样,在核电基础,水电坝基、坝肩和小净距隧道群的爆破开挖中,岩体损伤控制一直是施工过程中的关键技术之一,也是国内外爆破与岩石力学界关心的核心问题之一。岩石开挖过程中的爆破损伤控制是岩石工程中的关键技术问题,涉及到岩石力学、工程爆破、爆炸力学及损伤力学等多个科学领域,它对岩体的爆破设计理论及岩体稳定性分析方法的建立具有重要的指导意义。T.Kawmaoto等的研究表明,爆破所造成的岩体损伤、破坏机制是岩体在爆炸荷载作用下其内部大量微裂纹的形成、扩大和贯穿,从而导致岩体宏观力学性能劣化的累计损伤过程。D.Krajcinovic等在连续损伤力学的基础上,围绕岩体损伤变量的描述与定义,做了大量开拓性工作。G.Frantziskonis和C.S.Desai研究了损伤本构关系,建立了损伤演化方程。在前人工作的基础上,J.J.Xiong和R.A.Shenoi在岩体损伤机制、模拟及演化等理论研究方面取得了一定的成果。然而,通过理论分析来预测爆破对岩体的损伤程度和范围由于关系过于复杂,涉及参数过多,使用起来很不方便,实际应用中受到严格限制。实践中,作为一种定量分析方法,基于岩体动力学观点的动力损伤变量被T.M.Law等引入并广泛应用。基于此动力损伤变量,L.Liu和P.D.Katsabanis发展了相应的模型。李俊如等也将此方法应用在核电基础开挖时基岩损伤范围的研究。本文基于此动力损伤理论和围岩内部位移,对大帽山隧道群中夹岩累计损伤效应进行分析,研究大断面小净距隧道群围岩的损伤范围及程度。此研究方法及结论可为类似的工程实践提供借鉴,为今后深入的理论研究提供参考。2爆破前后岩体损伤变量的变化宏观上损伤力学理论将岩体视为具有原始缺陷的连续材料,即岩体是包括很多裂隙的连续体,损伤可以看作由于爆炸作用使原有裂隙张开、扩展,从而导致岩体力学性能如弹性模量、波速、阻尼、频率等参数的“劣化”。根据弹性模量的变化,T.Kawmaoto等给出了损伤变量D的经典定义:式中:E0为爆破前岩体的弹性模量,E为爆破后岩体等效弹性模量。根据弹性波理论,爆破前、后岩体弹性模量分别为式中:ρ0,ρ分别为爆破前、后基岩的密度;µ0,µ分别为爆破前、后基岩的泊松比;0C为爆破前在岩体中测得的声波波速;C为爆破后对应0C测试部位的声波波速。采用光面或预裂爆破等控制技术的隧道开挖,预留围岩的性质在爆破前、后不会发生质的变化。假定爆破前、后的岩体密度和泊松比近似相等,即ρ≈ρ0,µ=µ0,则由式(1)~(3)得因此,岩体的损伤变量可以通过爆破前、后岩体声波波速的变化来近似表示。工程实践中,可以根据不同的损伤控制标准确定允许的爆破前、后波速变化率,如我国规范中对岩体的爆破破坏做了如下规定:采用岩体波速在爆破前、后的变化率η来判定爆破荷载作用下岩体的破坏程度:根据规范可知,当爆破前后岩体声波波速变化率η>10%时,即判定岩体发生损伤破坏。所以,损伤变量D可以表示为依据规范,取爆破前后波速变化的10%作为岩体损伤判据,其对应的损伤变量的阈值为Dcn=0.19。3大帽山隧道概况大帽山小净距隧道群位于泉厦高速公路的厦门段,距厦门市区约8km。原有大帽山隧道分为左、右两洞,为双洞分离式隧道,两隧道行车道中线间距为50.00m。大帽山小净距隧道群即扩建后的隧道,扩建方案为在原两洞之间新建一四车道隧道,并将现有两车道的右洞扩建为四车道隧道,这样就形成了大断面小净距的隧道群,从左至右有:原有左洞(施工期间维持通车),新建四车道隧道(先行施工,建成通车后代替原有右洞),扩建四车道隧道(后施工)。隧道设计断面如图1所示。大帽山小净距隧道群为直洞,隧道起止里程为ZK459+600~ZK460+120,全长600m,最大开挖宽度为22m,高度为13.1m,左、右净距分别为5.89,8.83m,隧道开挖断面总面积为189.19m2;大帽山隧道区属构造剥蚀微丘地貌,地处大帽山体与石掘山体鞍部,山包呈浑圆状,中部最大埋深147m,洞口段浅埋;隧道穿越的地层为强~弱风化的花岗岩和凝灰熔岩,隧道围岩从洞口向里依次为V,IV,III和II级;场区地质构造条件相对稳定,除洞口段外,节理裂隙均不发育,岩体较完整,裂隙块状结构,洞口V级围岩段节理裂隙较发育,岩体强~微风化;隧道场区地下水不发育,主要为孔隙裂隙水和基岩裂隙水,富水性及导水性弱,主要接受大气降水补给,向沟谷排泄,流量随季节变化较大。新建四车道隧道采用新奥法设计和施工,钻爆开挖采用光面爆破技术,以减少爆破振动对中夹岩的损伤和原有隧道支护结构的动态响应,浅埋、地质条件差的洞口V级围岩段采用双侧壁导坑法开挖。开挖步序是I,II导洞交错开挖若干米后,III,IV导洞再跟进,V,VI导洞最后开挖,开挖步序如图2所示。初期支护是在开挖后及时湿喷8cm厚钢纤维混凝土,再挂φ8mm单层钢筋网,架设工22b钢支撑,安设φ25mm中空锚杆,然后分层复喷37cm厚钢纤维混凝土。系统锚杆为φ25mm中空锚杆,长5m,环向间距0.7m,纵向间距0.7m,呈梅花型布置;钢支撑纵向间距均为0.6m。二次衬砌采用C30模铸钢筋混凝土,厚55cm。各导洞爆破掘进过程中始终保持爆破参数不变,单循环开挖进尺均为1.2m。其中I导洞的爆破参数及爆孔布置分别如表1及图3所示。II,IV导洞的爆破参数分别与I,III导洞相同。原有隧道在开挖时,同样采用新奥法设计、施工及光面爆破技术,全断面开挖,单循环开挖进尺2.0m。4爆破振动监测根据隧道的空间布局和隧道施工组织方案,针对中夹岩累计损伤开展的监测项目有:爆破振动监测、声波波速监测和围岩内部位移监测。选取V级围岩段左侧中夹岩上里程为ZK459+635的断面为监测断面,在此断面上埋设多点位移计和声波监测孔,具体为:1个声波监测孔S1;2个围岩内部位移监测孔D1,D2;1个爆破振动监测点Z1。其在监测断面ZK459+635的具体布置如图4所示。声波监测孔S1由原有左洞的拱肩向下倾斜打向新建隧道,钻孔深度为6.7m,孔径50mm,该部位两隧洞之间的净距是7.1m,本文约定以新建隧道的开挖轮廓线为计量基准,因此,声波监测孔的孔底在0.5m处,孔口在7.1m处。围岩内部位移监测采用3点式位移计。监测孔D1,D2平行于声波监测孔S1,监测孔D1,D2处两隧洞间的净距分别为6.8,6.4m,同样约定以新建隧道的开挖轮廓线为计量基准,因此,围岩内部位移监测孔D1中的3个位移计埋设位置分别是0.5,1.5和3.5m;D2中的3个位移计埋设位置分别是1.0,2.4和4.0m。爆破振动监测点Z1布设在既有左洞的中夹岩墙上,监测新建隧道左上II导洞、左下IV导洞爆破掘进过程中造成此断面处的振动。新建隧道II,IV导洞的掘进掌子面、单循环开挖进尺与监测断面ZK459+635的位置关系如图5所示,其中,掌子面编号是根据爆破的先后次序依次编号,开挖进尺则是每次爆破掘进距离。本文主要研究II,IV导洞在爆破通过区间ZK459+625~ZK459+645时由爆破振动造成的监测断面ZK459+635处的中夹岩损伤情况。在此监测区间内,第一次爆破前和每一次爆破后均实施监测。其中,声波波速监测每10cm采样一次,每次监测采样位置严格保持一致。围岩内部位移的监测频率是每次爆破后监测2次,第一次监测则是爆破后立即进行,第二次是在下一次爆破前进行。5监控结果和分析5.1开挖掌子面距zk459+335里程ZK459+625~ZK459+645的II,IV导洞爆破掘进过程中,原有左洞内振动监测点Z1监测到的爆破振动速度曲线如图6所示。振动监测结果表明,虽然爆破设计单循环进尺是1.2m,但在实际爆破时,由于受围岩条件和装药结构等因素的影响,实际进尺为1.1~1.4m;开挖掌子面距监测断面ZK459+635越近,爆破振动速度越大,越远越小;当监测断面在开挖掌子面前方时,爆破振动速度总体上大于其落后于开挖掌子面时的速度,且随着两者距离的减小,振动速度平缓上升;而当开挖掌子面在监测断面前方时,随着两者距离的增大,振动速度迅速下降。同时,单从爆破振动速度方面来考虑,在爆破参数基本一致的情况下,上、下导洞分别爆破掘进时,监测断面处岩体的振动速度差异不大,变化趋势也基本一致,由此可见,监测断面所承受的爆破动荷载也基本一致。5.2爆破次数对围岩损伤的影响大帽山小净距隧道群的埋深较浅,原岩应力较低,所以隧道开挖所致应力释放引起的围岩损伤与爆破所致围岩损伤相比可以忽略不计。1号掌子面爆破前测得的声波波速为爆前波速,选取爆前波速和监测区间内每一次爆破后有代表性的监测结果来分析,生成的声波波速–深度曲线如图7所示。声波监测结果表明,爆前新建隧道的开挖轮廓线至5.3m范围内声波波速在4000m/s以上,波速较高,说明此段围岩相对较完整,且强度较高。5.4~6.1m范围内围岩波速从4000m/s迅速下降到2000m/s以下,表明此段围岩变得越来越差,且围岩声波波速是越靠近原有隧道越低,究其原因是原有隧道爆破开挖时造成此段围岩的损伤破坏。6.2~6.7m范围内没有采集到声波波速,这是由于此段围岩紧靠原有隧道的开挖轮廓线,受原有隧道爆破影响最大,围岩损伤程度大,已呈破坏状,声波衰减过快以至于无法采集到声波。由此可见,原有隧道全断面爆破开挖所造成的围岩损伤范围大约为1.3m。6.8~7.1m范围内为原有隧道的混凝土二次衬砌。声波监测结果同时表明,新建隧道开挖轮廓线附近3.6m范围内围岩的声波波速随着爆破次数的增加而显著下降,表明岩体发生明显的损伤,且距离开挖轮廓线越近波速下降幅度越大,下降的速度也越快,累计损伤效应也越显著。说明新建隧道爆破开挖所造成的围岩损伤范围约为3.6m,此数值接近原有隧道损伤范围的3倍。由此可见,推进式往复爆破作业的双侧壁导坑法开挖比全断面开挖所引起的围岩损伤大得多。由式(6)可得到不同爆破次数后围岩的累计损伤,如图8所示。由图7,8可以看出,上导洞爆破掘进过程中,随着开挖掌子面逐渐接近监测断面,爆破导致岩体损伤的程度和范围都越来越大。6号掌子面爆破后0.5~1.1m范围内围岩的损伤变量已经大于0.19,表明此段围岩已经破坏;7号掌子面爆破后损伤范围扩展到了1.7m,且损伤程度比上一次爆破大得多,最大的损伤变量已经达到了0.67;当开挖掌子面齐平于监测断面时,损伤范围已扩展到了2.5m,损伤程度变得更大,1.8m以内围岩的损伤变量已经超过了0.8;当开挖掌子面超前于监测断面时,1.7m范围内围岩采集不到声波,表明此段围岩已经破碎;此后的爆破过程中,2.1~2.5和3.3~3.6m范围内围岩的损伤变量稳定增加,可以看出此段围岩的爆前波速较周围岩体相对低,可能是岩体本身含有微裂纹,前边的爆破振动已将微裂纹激活,所以后续爆破中被激活的裂纹持续扩展。下导洞爆破掘进过程中,岩体的损伤仍有所发展,其基本规律与上导洞爆破掘进相同,但较上导洞相应断面爆破导致的损伤量要小,并且岩体累计损伤的范围并没有再扩大,损伤基本上是沿着原有的损伤区域发展,这是由于下导洞爆破时,中夹岩墙主要发生类墙体的振动,整体振动导致中夹岩墙变松散,使原有的和被激活的裂纹发生了一定程度的扩展。5.3围岩内部位移II,IV导洞爆破掘进过程中围岩内部位移监测结果如图9所示。其中,位移量负值表示围岩向新建隧道净空方向移动,爆破次数则与图5中掌子面编号一致。图9表明,越靠近开挖轮廓线位移量越大,越远位移量越小,如深度4.0m处的位移量很小,整个爆破过程中此处基本没有发生位移,而深度0.5m处的位移达到了10.64mm。声波监测结果是II导洞爆破导致声波变化率明显大于IV导洞爆破,与此相反,围岩内部位移监测结果是II导洞1~16号掌子面爆破引起的围岩内部位移小于IV导洞17~30号掌子面爆破产生的位移。如图9所示,位移曲线在16号掌子面之前较平缓,之后陡然下降,位移量明显变大。究其原因,上导洞爆破时波速下降较快,是由于爆破刚好激活岩体内的裂纹,岩体内的微裂纹被激活但并没有破坏滑动,所以围岩内部基本没有发生移动。当下导洞爆破时,中夹岩墙整体产生类墙体的振动,正是这种类墙体的振动导致中夹岩墙沿着被激活的裂纹发生了一定的滑移或扩展,所以围岩内部位移显著增大,致围岩变松散、滑动。而此时位移量较大部位由于岩体破碎、声波衰减过快已采集不到。由图9可以看出,当位移量显著变大时,曲线呈现阶梯状下降,即爆破后第一次监测时位移量变化大,而下一次爆破之前进行的第二次监测位移基本没有发展,由此可见,围岩的内部位移都是爆破时发生的,两次爆破之间岩体基本没有发生位移,这进一步说明位移主要是中夹岩墙整体发生类墙体的振动所致。监测区间内后几次爆破时,围岩内部位移已经呈现明显的收敛趋势,进一步的监测表明,施作初期支护后围岩内部位移没有再发展,而变得稳定。在现