隧道穿越防護通道受不同鉆爆方式作用下巖體動態(tài)回應(yīng)分析

趙立財，余建星

(天津大學(xué) 建筑工程學(xué)院, 天津 300072)

隨著我國交通網(wǎng)絡(luò)的大規(guī)模鋪展，爆破在隧道開挖過程起到非常重要的作用，爆破開挖引起的振動回應(yīng)也越來越引起人們的重視，通過試驗和仿真的研究，評價爆破施工方案和爆破參數(shù)的合理性，為控制和優(yōu)化爆破施工參數(shù)提供依據(jù)，同時對開挖爆破作業(yè)對文物，既有鐵路線，鐵路邊坡振動的影響程度，以確保爆破安全，隧道爆破的振動研究也越來越重要。張志呈等[1]對逐孔起爆技術(shù)時間間隔的選取進行了研究，推薦了間隔時間的理論計算和經(jīng)驗選取的方法；劉際飛等[2-3]通過模擬爆炸應(yīng)力波與預(yù)裂縫的相互作用，研究預(yù)裂縫的傳播過程，并得出具有一定寬度，沒有填充介質(zhì)的預(yù)裂縫具有明顯的降振效果；賈磊等[4]研究得出新建隧道爆破施工時，開挖的進尺越大既有襯砌的振速就越高；既有襯砌受隧道間的距離影響顯著，隧道間距越大既有襯砌的振動速度受影響越小。龔敏等[5-6]對比瞬時能量法與EMD(Empirical Mode Decomposition)識別法識別雷管實際延時時間效果，總結(jié)出單孔藥量1.2 kg的起爆能量衰減時間為150 ms，常規(guī)藥量下雷管間微差起爆間隔大于50 ms以上時可用瞬時能量法識別起爆時刻。凌同華等[7-8]運用Anderson線性疊加模型對后行隧道爆破振動作用下先行隧道混凝土襯砌的力學(xué)特性進行研究，得出爆破振動對先行隧道混凝土襯砌產(chǎn)生的最大拉應(yīng)力、剪應(yīng)力分別出現(xiàn)在迎爆側(cè)的拱腰和拱腳。高啟棟等[9-10]采用有限元模擬方法，分析了起爆點位于不同位置時，正向起爆時，支護結(jié)構(gòu)的振動水平最小，最利于支護結(jié)構(gòu)的安全；當提高裝藥量時，爆破振動效應(yīng)就越強且趨勢變快，爆破振動頻率也越靠近建筑物固有頻率。Shin等[11-13]利用LS-DYNA 軟件分析隧道襯砌與圍巖受爆破振動速度和應(yīng)力，根據(jù)最大拉伸強度理論和數(shù)值計算結(jié)果，確定了爆破安全判據(jù)的PPV(Peak Velaity of Particle Vibration)，得到隧道襯砌與圍巖的不同位置的時序特性、振動速度以前有效應(yīng)力。在隧道鉆爆施工中，掏槽形式的研究雖已取得一定進展，但現(xiàn)有掏槽形式的質(zhì)點峰值振動速度較大，當隧道近距離下穿既有結(jié)構(gòu)物時無法保證結(jié)構(gòu)安全，沒有可參考的掏槽方案，掏槽區(qū)炮孔參數(shù)的選取具有盲目性，無法達到較高的利用率以及降振效果。本文以長安街石景山隧道下穿人防通道爆破施工為背景，采用爆破實測振動波形和質(zhì)點數(shù)值模擬振動波形疊加對比法驗證了本構(gòu)模型數(shù)值模擬的有效性，研究了直孔楔形延時、直孔楔形同時、斜孔楔形延時起爆三種爆破方法引起的防護通道兩點的振動速度、加速度振動衰減規(guī)律，根據(jù)巖石回應(yīng)變化規(guī)律，找出引起防護通道振動回應(yīng)最小的最優(yōu)掏槽爆破方式，來改善起爆順序、減輕爆破夾制作用，降低爆破振動安全允許值，具有重要的參考價值。

1 爆破荷載下隧道的動力計算模型

1.1 工程概況

長安街西延引起豐沙鐵路改建工程暗挖隧道，全長4 350.353 m，其中明挖段長3 871.353 m，暗挖段長479 m。暗挖段全長479 m，雙線隧道，線間距4.00～4.26 m，位于8 ‰的上坡。防通道底標高94.58 m，結(jié)構(gòu)尺寸約2 m(寬)×2.4 m(高)。通道底板為墊層20 cm，調(diào)平層7 cm，下有墊層，厚度20 cm。此范圍石景山隧道覆土約31 m左右，隧道與人防通道垂直相交，人工防護通道位于隧道正上方位置，凈距約2.044 m。圖1(a)為隧道與人工防護道位置圖，圖1(b)為人工防護道圖片。按照測振預(yù)警機制的原則，每炮測振，并根據(jù)測振數(shù)據(jù)，調(diào)整單次爆破的進尺、藥量，控制爆破過程中的振動是該次爆破過程中需要控制的首要因素，為了最大限度降低隧道爆破對人工防護道的爆破振動，采用直孔爆破同時起爆，直孔爆破延時起爆，斜孔爆破延時起爆等三種不同爆破方式進行研究，對比三種不同爆破方式下人工防護道同位置處的振動大小來選擇最優(yōu)掏槽爆破方式。

圖1 隧道下穿防護通道工況關(guān)系Fig.1 Tunnel across artificial protective channel mode relations

1.2 模型幾何尺寸及參數(shù)

利用Hypermesh 14.0聯(lián)合ANSYS LS-DYNA軟件建立隧道掏槽爆破以及防護通道的有限元模型，圖2為隧道爆破作用下防護通道的有限元模型，圖2(a)為包含空氣部分的有限元網(wǎng)格模型，圖2(b)為圍巖有限元網(wǎng)格模型，圖2(c)可以看出6個爆破布置的位置位于上臺階中間部分，圖2(d)為炮孔處的網(wǎng)格模型。為了研究隧道爆破對防護道最大振動位置，將6個炮孔布置于與防護道相交的正下方位置，高度方向上距離中臺階頂部距離分別0.4 m，0.8 m，1.2 m，炮眼眼口間距1.5 m，采用正向不耦合裝藥，起爆點為從外到內(nèi)，炮孔直徑42 mm，炸藥直徑為30 mm，炮孔深度為0.8 m，單個炮孔炸藥量為0.56 kg，總裝藥量為3.36 kg。

根據(jù)掏槽方式，可以分為直孔爆破以及斜孔爆破，直孔爆破掏槽為直孔，該種爆破方式產(chǎn)生的地震波大，影響周邊環(huán)境；斜孔爆破掏槽為斜孔，炮孔布置呈梯形，起爆時，先從爆區(qū)中部爆出一個梯形的空間，為后面的梯形起爆創(chuàng)造更長的方向交錯的臨空面,隨之，更大的梯形相繼起爆，這種起爆方式碰撞擠壓效果好，爆堆集中。按照炮孔爆破先后次序，起爆方式分為同時起爆和微差延時起爆，延時起爆以高強度，高精度導(dǎo)爆管毫秒雷管為起爆及傳爆元件進行起爆網(wǎng)絡(luò)鋪設(shè)，孔內(nèi)采用高段位延時毫秒雷管進行起爆，孔外采用低段位延時毫秒雷管鏈接，爆區(qū)每個炮孔在空間和時間上都按照一定順序單獨延時起爆，同時先起爆炮孔為后起爆炮孔提供自由面，通過控制起爆時間差實現(xiàn)爆破擠壓來提高爆破質(zhì)量的一種爆破技術(shù)。

本文根據(jù)不同的掏槽以及起爆次序，定義三種不同爆破方式：①直炮孔同時起爆；②直炮孔延時起爆，6個炮孔起爆時間分別為0 ms，5 ms，10 ms，15 ms，20 ms，25 ms；③斜炮孔延時起爆，該爆破方式掏槽為斜孔，6個炮孔起爆時間分別為0 ms，5 ms，10 ms，15 ms，20 ms，25 ms；斜炮孔眼口間距1.5 m，眼底間距0.3 m。直、斜炮孔布置如圖3所示。

圖2 有限元網(wǎng)格模型Fig.2 Finite element mesh model

圖3 炮孔布置有限元模型Fig.3 Hole layout finite element model

1.3 材料模型及參數(shù)確定

模型計算域內(nèi)包括輸圍巖、空氣、炸藥。其中炸藥為2#巖石乳化炸藥，隧道圍巖為中等風(fēng)化砂巖。根據(jù)所依托工程設(shè)計資料及相關(guān)規(guī)范選取巖土體物理參數(shù)，如表1所示，結(jié)合巖體特性及其在爆炸過程中的受力狀態(tài)，數(shù)值模型中圍巖選用能反應(yīng)巖體塑性變形特征的MAT_PLASTIC_KINEMATIC材料本構(gòu)。炸藥采用JWL狀態(tài)方程來模擬炸藥爆轟過程中壓力和比容的關(guān)系，即

式中：A，B，R1，R2，ω為材料常數(shù)；P為壓力；V為相對體積；E0為初始比內(nèi)能，炸藥材料的主要輸入?yún)?shù)見表2。

表1 圍巖物理力學(xué)參數(shù)Tab.1 Physical and mechanical parameters of rock

表2 炸藥參數(shù)Tab.2 Properties of explosive

1.4 網(wǎng)格劃分及邊界設(shè)定

模型中三種材料均采用Soild164單元劃分，其中圍巖采用Lagrange單元算法，空氣和炸藥采用ale單元算法。單元總數(shù)為1 129 660，圍巖單元數(shù)為953 660，空氣單元數(shù)為175 712個，炸藥單元數(shù)為288個，節(jié)點總數(shù)為1 158 187個，單元基本尺寸為0.2 m，炸藥處的單元尺寸為0.005 m。通過*CONTROL_ALE來控制流固耦合時的相關(guān)設(shè)置，通過*CONTROL_TERNIMITION設(shè)定求解時間為0.03 s，通過*control_timestep的默認參數(shù)來設(shè)定時間步長，設(shè)定圍巖四周為無反射邊界條件，對巖層6個面定義成一個segment，并通過*boundary_non_reflection來定義圍巖為無反射邊界條件。

2 有限元計算結(jié)果分析

2.1 實測振動與模擬振動波形對比

采用六孔直孔延時起爆進行爆破試驗測試，即采用圖2(b)所示爆破模型，測量隧道正上方防護通道右側(cè)5 m處(如圖5中P2點)的三向振動速度，將垂直，水平速度傳感器用調(diào)和的石膏粉固定在測點上進行測量，爆破后到測點取回自記儀，用計算機TOPVIEW2000對信號分析處理，調(diào)整仿真與試驗坐標系為一致；圖4分別為測量點P2的X，Y，Z方向的振動速度，其中曲線A為仿真數(shù)值，曲線B為試驗數(shù)值(其中X向為沿隧道方向，Y為豎直方向振動速度，Z向為沿防護道方向)。

由圖4可以看出，P2點仿真數(shù)值與實測振動數(shù)據(jù)比較接近，數(shù)值計算得到的波形與實測掏槽段波形基本相同，僅在峰值到達時間及初始振動的形態(tài)上存在差異。前者是因?qū)崪y振動采集時需設(shè)置一定的預(yù)出發(fā)時間及地質(zhì)模型的簡化所造成的；后者是由于模擬得到波形為縱波和橫波的綜合體現(xiàn)，使得其初始振動階段不存在實測曲線所出現(xiàn)的小幅振動，對于豎直方向的振動速度吻合較好，這表明采用簡化后的隧道爆破對防護道的影響進行仿真研究是可行的，對實際爆破具有指導(dǎo)意義。從圖4數(shù)據(jù)可以看出，測點豎直方向振動速度最大，其次沿防護道方向，沿隧道方向振動速度最小。測點最大振動速度為17.5 cm/s，發(fā)生在5 ms時刻，此時振動主要是由第一個炮孔起爆所致，從波形可以看出，延時起爆波形疊加并不明顯，炮孔起爆后約5 ms時間傳至測點，可以看出振動速度曲線有6個明顯的波峰值，分別是6個炮孔延時爆破導(dǎo)致。

圖4 P2點實測與仿真各向振動速度對比曲線Fig.4 Vibration velocity waveform curve of P2 point measured and simulated

2.2 不同爆破方式下的P1位置振動速度對比分析

根據(jù)《爆破安全規(guī)程》(GB 6722—2014)和其他類似工程經(jīng)驗，爆破過程中產(chǎn)生的振動速度越小越安全，振動速度大于規(guī)定范圍要從爆破方式以及藥量等進行相關(guān)控制，本文主要研究不同爆破方式下對人工防護通道振動速度的影響，人工防護道距離炸藥最近的點速度最大，因此提取隧道掌子面正上方的人工防護道的點(圖5所示P1點)以及試驗測量的點，即距離P1點5 m處的點(圖5所示P2點)進行爆破振動回應(yīng)曲線對比分析。

圖6和圖7分別為P1點豎直、沿防護通道及隧道方向在三種不同爆破方式下的速度、加速度時程曲線，由時程曲線可看出直孔時起爆在5 ms左右出現(xiàn)爆破峰值之后爆破速度和加速度逐漸衰減，衰減時間約為15～20 ms左右，斜孔延時起爆分析時間為50 ms，可看出最后一個炮孔爆破后波形逐漸衰減的過程，在50 ms時振動速度和加速度基本衰減趨于0。

圖5 提取點示意圖Fig.5 Schematic diagram of extraction point

圖6 P1點各向振動速度時程曲線Fig.6 Vibration velocity time history curve of point P1 in different explosion situation

圖7 P1點各向振動加速度時程曲線Fig.7 Vibration acceleration time history curve of point P1 in each direction表3 不同爆破方式在P1點速度和加速度峰值Tab.3 PPV of velocity and acceleration at point P1 in different explosion situation

項目起爆方式隧道方向豎直方向防護道方向正值負值正值負值正值負值合直孔延時起爆23.916.833.846.19.98.7747速度/(cm·s-1)直孔同時起爆38.945.482.174.51.441.3783斜孔延時起爆18.321.6736.149.17.328.4549.5直孔延時起爆782.5940.83 183.32 767.3771.7732.33 209.3加速度/(m·s-2)直孔同時起爆1 099.7834.42 998.15 096.583.873.65 100斜孔延時起爆1 067.4989.43 157.93 224.9378.7368.43 237.8

由圖6(a)和圖7(a)可以看出，豎直方向直孔同時爆破峰值最大，直孔延時爆破和斜孔延時起爆峰值相差不大，但是斜孔引起的振動時間大于直孔；圖6(b)和圖7(b)為沿防護通道方向，直孔延時起爆振速動速度和加速度最大，直孔同時起爆振動速度和加度最小，由于炮孔沿著正上方軸線對稱布置，同時起爆沿水平方向有相互抵消的作用；圖6(c)和圖7(c)為沿隧道方向，直孔同時起爆振動速度和加速度最大，直孔延時起爆振動速度和加速度大于斜孔延時起爆，此時直孔同時起爆沿著隧道方向起到疊加增加的作用；由圖6(d)和圖7(d)可以看出，直孔同時起爆引起的振動速度和加速度最大，直孔延時起爆和斜孔延時起爆振動速度和加速度峰值相差不大，但是斜孔延時起爆引起的振動時間要長。

由表3可以看出，在隧道正上方P1點在不同爆破方式下，直孔延時起爆和斜孔延時起爆振動速度和加速度基本相同，直孔同時起爆是直孔延時起爆振動速度的1.76倍、振動加速度的1.58倍。

2.3 不同爆破方式下的P2位置振動速度對比分析

圖8和圖9分別為P2點豎直方向，沿防護通道方向，沿隧道方向以及合速度，加速度在三種不同爆破方式下的速度和加速度時程曲線，由圖可以看出，在P2點不同爆破方式振動回應(yīng)差別較大，直孔同時起爆引起的振動回應(yīng)明顯大于延時起爆，直孔延時起爆引起的速度和加速度振動回應(yīng)也要大于斜孔延時起爆。

由根據(jù)表4可以看出P2點位置的直孔同時起爆振動最大，斜孔延時起爆振動最小，直孔延時起爆是斜孔延時起爆振動速度的2.64倍，振動加速度的4.7倍，直孔同時起爆是斜孔延時起爆振動速度的4.55倍、振動加速度的7.2倍。

圖8 P2點各向振動速度時程曲線Fig.8 Velocity time history curves of point P2

圖9 P2點各向振動加速度時程曲線Fig.8 Vibration acceleration time history curve of point P2 in each direction表4 不同爆破方式在P2點速度和加速度峰值Tab.4 PPV of velocity and acceleration at point P2 in different explosion situation

項目起爆方式隧道方向豎直方向防護道方向正值負值正值負值正值負值合直孔延時起爆117.8211.817.912.117.724.79速度/(cm·s-1)直孔同時起爆15.916.324.228.923.631.742.77斜孔延時起爆4.623.944.666.75.176.529.4直孔延時起爆235.8295987.9907.8884.7862.61 274加速度/(m·s-2)直孔同時起爆3202681 3811 3071 488.71 243.71 955斜孔延時起爆77102193202.6180.9208270.5

3 新型起爆方式與爆破參數(shù)優(yōu)化

綜上所述，對于三種不同爆破方式，斜孔延時起爆在三種爆破方式下優(yōu)勢較為明顯，特別對于非正上方處的位置的振動速度和振動加速度要明顯小于其他兩種方式，滿足《爆破安全規(guī)程》6722-2014要求的10 cm/s的安全允許振速。針對石景山鐵路隧道近距離下穿人防通道的工程實際，取消了常規(guī)的多段位微差同時起爆的爆破方案，優(yōu)化了起爆方式和爆破參數(shù)，得出最優(yōu)的爆破方式是在距離人防通道水平5 m以外位置處隧道上臺階爆破掏槽孔采用逐孔直孔延時起爆方式進行開挖施工，5 m以內(nèi)上臺階掏槽孔采用逐孔斜孔延時起爆方式進行開挖，這樣會有效控制爆破產(chǎn)生動力響應(yīng)值。掏槽孔優(yōu)化后爆破參數(shù)如表5所示，優(yōu)化前常規(guī)多段位微差同時掏槽方式如圖10所示，優(yōu)化后新型逐孔延時掏槽爆破技術(shù)圖，如圖11所示。

表5 硬巖掏槽孔優(yōu)化前后爆破試驗參數(shù)Tab.5 Hard rock cuthole before and after the optimization of blasting parameters

圖10 常規(guī)三級斜眼多段位同時掏槽技術(shù)Fig.10 Traditional three-degree simultaneous cutting technique of more fragments

圖11 優(yōu)化后新型逐孔延時掏槽技術(shù)Fig.11 Optimized of a new type of cuthole technology

由表5試驗結(jié)果可知，下穿隧道循環(huán)進尺都在3.0～3.1 m，在這種情況下應(yīng)用新型逐孔延時引爆方式，其裝藥量、炸藥單耗量較常規(guī)期間減少了三分之二，上臺階掏槽炮孔數(shù)由常規(guī)的18個減少至試驗時的14個，而且一次起爆基本沒有出現(xiàn)拉炮現(xiàn)象，取得了較好的爆破效果。由于新型逐孔延時引爆方式各炮孔先后延時起爆，在防護通道底板面引起的彈性應(yīng)力波相互干擾而抵消，再則延時引爆方式引起的巖體振動速度和振動加速度最小，從而使爆破振動回應(yīng)危害大大降低。應(yīng)用新型逐孔延時掏槽方式后，安全系數(shù)大大增加，加快了施工進度，同時節(jié)省了大量時間和材料成本。較常規(guī)斜眼多段位同時引爆方式的循環(huán)進尺有明顯減振及節(jié)能優(yōu)勢。由圖10與圖11對比可知，常規(guī)掏槽孔爆破方式分三級微差單段位同時進行引爆，經(jīng)歷3次起爆過程，起爆所需炸藥量較大，炸藥產(chǎn)生的應(yīng)力波迅速釋放，每個炮孔的能量無法得到充分發(fā)揮，對巖體產(chǎn)生的爆速瞬間較大。而新型逐孔延時掏槽方式的每個炮孔是相互獨立，先后經(jīng)過9次起爆，炮孔的延時間隔均為2.27 ms,起爆所需炸藥量較小，先爆炸孔為后爆破孔創(chuàng)造更多的自由面，后爆炮孔在巖石中產(chǎn)生應(yīng)力與先爆炮孔的殘余應(yīng)力相互疊加而抵消，增加了巖體的拉伸破壞次數(shù)，可避免爆破應(yīng)力波迅速衰減，減振效果較好，從而充分發(fā)揮每個孔的炸藥能量強化對巖體的破壞效果。圖11中設(shè)計了4個φ102大空孔和1個φ90裝藥孔，將4大空孔呈正方形排列，大空孔設(shè)計可為爆破的破碎巖體提供更充分的擴容體積，使掏槽方案炮孔利用率仍然保持90%以上，單面積炮眼數(shù)比常規(guī)減少了4個，但爆破效果優(yōu)于圖10中的常規(guī)引爆方式，取得了令人滿意的效果。

4 結(jié) 論

(1)利用Hypermesh14.0聯(lián)合ANSYS LS-DYNA軟件建立隧道掏槽爆破以及防護通道的有限元模型，采用流固耦合的方法進行模擬，并對比三種不同炸藥布置方式；通過對直孔延時起爆進行試驗驗證，通過試驗和仿真結(jié)果對比可以看出，試驗與仿真數(shù)值趨勢基本一致，且豎直方向最大振動速度誤差小于10%，表明仿真結(jié)果的可靠性；

(2)不同爆破方式波形衰減時間均在15～20 ms左右，在隧道正上方位置直孔同時起爆可以抵消在對稱中心沿防護道方向的振動回應(yīng)，但是其在其他方向的疊加效應(yīng)要遠遠大于其他兩種爆破方式。

(3)通過研究三種不同爆破方式在P1點峰值發(fā)現(xiàn)直孔延時起爆和斜孔延時起爆振動速度和加速度基本相同；在P2點的峰值可以發(fā)現(xiàn)，斜孔延時起爆可以大大降低非對稱中心的振動回應(yīng)，直孔延時起爆較同時起爆峰值也要降低不少，因此在施工過程中建議采用斜孔延時起爆來降低隧道爆破對防護道的振動回應(yīng)，為鐵路隧道下穿既有結(jié)構(gòu)物的支護結(jié)構(gòu)設(shè)計、爆破參數(shù)及開挖方法設(shè)計、隧道規(guī)范的修訂、提供了有利依據(jù)。

(4)筆者針對工程的實際設(shè)計了逐孔直孔(斜孔)延時起爆方式，并依據(jù)數(shù)值模擬及掏槽孔爆破試驗得出，鐵路隧道近距離下穿人防通道最優(yōu)的爆破方式是在距離人防通道水平5 m以外位置處隧道上臺階爆破掏槽孔采用逐孔直孔延時起爆方式進行開挖施工，5 m以內(nèi)上臺階掏槽孔采用逐孔斜孔延時起爆方式進行開挖，其裝藥量、炸藥單耗量較常規(guī)期間減少了三分之二，上臺階炮孔數(shù)較常規(guī)的掏槽孔減少了4個，但安全系數(shù)大大增加，加快了施工進度，掏槽孔爆破產(chǎn)生動力響應(yīng)值降低至最小，取得了較好的爆破效果。

(5)建議起爆的中心φ90炮孔應(yīng)比其他φ45炮孔超深10～15 cm，這樣會對槽底部的巖體有一定加強作用，更重要的是它對槽腔內(nèi)的破碎巖體被快速拋出有極大的幫助，并為下一段爆破創(chuàng)造更好的臨空面。掏槽孔起爆雷管選用LP高精度非電導(dǎo)爆管雷管，一律改裝高爆速、高威力水膠炸藥，乳化炸藥只用于周邊炮眼光面爆破。掏槽眼偏斜過大甚至打穿時，爆破進尺將會顯著減小，掏槽眼的鉆鑿精度應(yīng)嚴格控制。