隧道掘進爆破對某巨型干溶洞洞壁危巖體的擾動作用研究

王 軍 ， 邱敬格,* ， 楊 凡 ， 王清朋 ， 譚天樂

(1. 山東建筑大學土木工程學院， 山東 濟南 250101； 2. 山東建大工程鑒定加固研究院， 山東 濟南 250104)

0 引言

我國西南地區山嶺眾多且巖溶地貌分布廣泛，高鐵修建過程中往往非橋即隧，路面工程通常較少，隧道修建過程中經常遇到發展或衰退階段的大型溶洞。由于巖溶地質復雜、體量大以及溶洞坍塌形成導致的危巖分布，使溶洞對外界擾動敏感，隧道爆破開挖加劇了溶洞的不穩定性。爆破振動速度是評價爆破擾動作用的常用參數，現行GB 6722—2014《爆破安全規程》規定“交通隧道安全振動速度控制標準為10～20 cm/s”[1]，但對于大型溶洞振動允許速度沒有具體結論。

劉輝等[2]對清連高速公路白須公隧道救援通道爆破施工進行監測，探討了安全爆破振速峰值和爆破地震波的衰減規律，得到了掘進爆破對既有溶洞的安全振動速度允許值。黃靜波等[3]采用MIDAS/GTS軟件數值模擬了巖溶隧道爆破掘進對溶洞巖壁的影響，分析了爆破地震波在圍巖中的衰減規律，探討了爆破掘進時溶洞圍巖質點的安全振動速度。李波[4]運用MIDAS/GTS軟件數值模擬了隧道掘進爆破對既有溶洞的影響，分析了溶洞內部巖體應力應變關系，為現場爆破施工作業提供了實質性的指導。

對于巨型溶洞的爆破擾動效應以及爆破作用導致溶洞變形，研究文獻還比較少。

本文以鄂西南地區新建高鐵黔張常線路高山隧道工程中揭露的大型干溶洞為研究對象，對溶洞進行探測與變形監測，分析主洞爆破對溶洞的擾動作用和爆破作用下的危巖體裂縫發展。

1 巨型干溶洞探測與變形監測

溶洞于2016年8月在平導PK53+678處揭示，由主溶蝕裂隙通道、廳堂狀廊道及支洞3部分構成，如圖1所示。廳堂狀溶洞長約124 m，寬32～63 m，高46～65 m，洞內無流水或暗河，地面較為干燥，為一巨型干溶洞，其橫剖面如圖2所示。溶洞揭示后，平導在PK53+728處迂回掘進，增設PK53+595處2#橫通道至隧道主洞小里程端軸線。為便于洞內勘察與施工，增設PK53+800處一施工支洞，并繞行至溶洞底部，同時采用無人機對溶洞進行探測，采用三維激光掃描儀對溶洞進行體型測繪與變形監測。

1.1 無人機探測與三維激光掃描測繪分析

無人機全面探測發現溶洞底部塊石堆積，四壁危巖體眾多，頂部巖體形成大平層。主洞斜穿溶洞，小里程入口處有數塊大體積懸掛式危巖體，大里程入口處巖體縱橫裂縫貫通，存在多處貼壁危巖。危巖體主要分貼壁式、懸掛式和疊坐式3類。貼壁式危巖多為片狀直立狀態，緊貼母巖，同時與母巖之間又存在豎向裂縫，裂縫寬度最大值達到30 cm；懸掛式危巖下部懸空無支撐，主要受上部巖體粘結懸吊，與周圍巖體存在連接，但又存在裂縫；疊坐式危巖已與母巖分離，受下部巖體單獨支撐，穩定狀態不佳。

采用三維激光掃描儀對溶洞進行無接觸式測量測繪[5]，獲得溶洞外形如圖3所示。結合無人機探測，將溶洞分為穩定平頂區A1—A2和非穩定側壁區B1—B7。

圖1溶洞與平導、主洞、施工支洞及2#橫通道的相對位置關系圖

Fig. 1 Relative positions among karst cave, parallel heading, main tunnel, construction adit and transverse channel No. 2

圖2 PK53+678溶洞橫剖面圖Fig. 2 Cross-section drawings of PK53+678 karst cave

(a) (b)

B1區存在較多貼壁式危巖體，危巖多貫穿溶洞頂底，側壁巖體多呈直立狀，頂部為坍落拱，尚未形成平頂，為極不穩定區，側壁如圖4所示。B2區存在數條縱向裂縫和眾多橫向裂縫，疊坐式危巖較多，側壁巖體拱形向上發展，為不穩定區，側壁如圖5所示。B3區存在較多懸掛式巖體，側壁巖體垂直垮落趨勢大，為極不穩定區，如圖6所示。B4區為廳堂與主裂隙交叉位置，側壁巖體豎向與水平節理裂隙眾多，豎向裂縫寬度大，為不穩定區，如圖7所示。B5區與B4區類似，但存在多塊貼壁或懸掛式小型危巖，掉落風險大，為不穩定區，如圖8所示。B6與B7相似，存在多塊突出懸掛危巖體，側壁中部存在多數疊坐式危巖體，為不穩定區，如圖9所示。

(a) (b)

(a) (b)

(a) (b)

圖7 B4區側壁危巖體照片Fig. 7 Photo of dangerous rock in side wall of district B4

圖8 B5區側壁危巖體照片Fig. 8 Photo of dangerous rock in side wall of district B5

(a) (b)

1.2 三維激光掃描監測溶洞變形

利用三維激光掃描軟件的3D色譜比較功能對溶洞前后2次掃描結果進行位移差值分析，形成色譜分析圖(紅色表示溶洞巖壁向內位移)。通過近3個月的不連續掃描，形成色譜圖如圖10所示。分析表明： 1)受平導繞行施工、平導通往溶洞的施工支洞開挖和主洞大里程端掘進的影響，溶洞巖體普遍向洞內位移，施工支洞入口側洞壁變形范圍大，位移大，形成紅色面域； 2)主洞2個入口處變形明顯，個別位置位移較大。經統計，溶洞揭示3個月內，溶洞頂部及側壁位移超過30 mm的危巖體共22處，最大位移超過80 mm。

(a) 三維激光掃描色譜分析大里程端視角

(b) 三維激光掃描色譜分析小里程端視角

無人機探測和三維激光掃描儀監測表明： 溶洞整體穩定條件差，隨著主洞大里程端爆破掘進掌子面不斷向溶洞靠近，同時受到平導繞行和2#施工通道爆破掘進的擾動作用，勢必增加溶洞的不穩定性，故對溶洞開展爆破振動監測。

2 爆破振動測試分析

2.1 監測系統設計

溶洞周邊共有3個爆破位置： 主洞大里程端掌子面、平導掌子面和2#施工通道掌子面。3個爆破掌子面均向小里程端方向推進，施工支洞已提前通至溶洞，其中主洞大里程端掌子面距1#測點120 m開始監測，此時平導掌子面和2#施工通道掌子面分別距3#測點133 m和142 m。為減小擾動作用，主洞大里程端掌子面掘進至溶洞壁10 m時，改為人工掘進方式。溶洞所處地層為弱風化灰巖夾頁巖，巖質堅硬，巖體較完整，局部較破碎，圍巖等級為Ⅱ級。3個爆破掌子面的掘進均采用全斷面法掘進，爆破施工參數如表1所示。

采用磁電式振動傳感器、DH5922N爆破測振儀和DHDAS動態信號測試分析軟件進行巖體爆破振動監測，在溶洞側壁選取4處巖體布設監測點，每處安裝水平向和垂直向2個拾振器，如圖11和圖12所示，主要監測溶洞側壁巖體表面質點的振動速度。

振動傳感器(即拾振器)利用環氧樹脂膠將其固定在預先植入巖壁的鋼板支座上，并使傳感器的定位方向與所測量的振動方向一致。爆破測振儀可實時捕獲拾振器的數據。

表1 隧道掘進鉆爆參數Table 1 Drilling and blasting parameters of tunneling

圖11 溶洞爆破振動測點布設Fig. 11 Layout of blasting vibration monitoring points in karst cave

(a) (b)

1#測點1#拾振器在掘進爆破時間段內自動采集的3次爆破振動垂直向速度如圖13(a)所示。第1次爆破振動發生在主洞大里程掌子面，該次爆破產生振動速度最大；第2次爆破振動發生在2#施工通道掌子面，該次爆破產生振動速度最小；第3次爆破振動發生在平導掌子面，該次爆破產生振動速度居中。調整記錄儀標尺放大至第1次主洞爆破位置處，如圖13(b)所示，可清晰觀測到主洞掌子面爆破對1#測點的擾動狀態及其振動速度變化。曲線顯示31 206.054～31 206.108 s速度幅值為1.56 cm/s，第2和第3次振動速度小于1 cm/s。

(a) 爆破振動速度

(b) 第1次爆破振動速度曲線

Fig. 13 Velocity curve of channel AI5-01 collected in gathering time

2.2 爆破振動監測成果分析

將監測數據進行匯總，結果如表2—4和圖14所示。分析表明： 1)平導爆破掘進遠離溶洞方向，爆破擾動作用逐漸減小； 2)2#施工通道距離溶洞相對較遠并且裝藥量小，擾動影響較小； 3)主洞爆破裝藥量大，并逐漸靠近溶洞，對溶洞擾動作用最大，爆破擾動作用最大的測點為1#點。

表2 1#測點受主洞爆破影響的振動監測數據

Table 2 Monitoring data of blasting vibration of monitoring point No. 1 induced by main tunnel blasting

測試日期爆心距R/m最大一段藥量Q/kg1#傳感器振速vv/(cm/s)2#傳感器振速vh/(cm/s)2016-12-21120210．470．392016-12-22117190．460．392016-12-23114200．490．412016-12-24111180．460．432016-12-25108210．500．472016-12-26105180．490．482016-12-27102200．540．502016-12-2899170．520．522016-12-2996190．550．542016-12-3093210．610．602016-12-3190180．600．632017-01-0187190．640．672017-01-0284210．690．722017-01-0381200．770．742017-01-0478180．760．782017-01-0575210．830．872017-01-0672180．810．892017-01-0769190．890．952017-01-0866180．940．992017-01-0963210．991．072017-01-1060201．151．242017-01-1157211．281．392017-01-1254191．321．452017-01-1351201．491．642017-01-1448211．681．872017-01-1545201．712．042017-01-1642202．192．07

表3 1#測點受平導爆破影響的振動監測數據

Table 3 Monitoring data of blasting vibration of monitoring point No. 1 induced by parallel heading blasting

測試日期爆心距R/m最大一段藥量Q/kg1#傳感器振速vv/(cm/s)2#傳感器振速vh/(cm/s)2016-12-21208110．1630．1622016-12-2221090．1560．1552016-12-23212100．1490．1462016-12-2421480．1230．1202016-12-25216110．1070．1082016-12-2621880．0810．0832016-12-27220100．0560．0582016-12-2822270．0310．0372016-12-2922490．0150．0182016-12-30226110．0090．013

表4 1#測點受2#施工通道爆破影響的振動監測數據

Table 4 Monitoring data of blasting vibration of monitoring point No. 1 induced by construction passage No. 2 blasting

測試日期爆心距R/m最大一段藥量Q/kg1#傳感器振速vv/(cm/s)2#傳感器振速vh/(cm/s)2016-12-2122050．1230．1192016-12-22221．540．1120．0962016-12-2322340．1030．0902016-12-24224．550．0790．0822016-12-2522660．0560．0622016-12-26227．540．0330．0352016-12-2722940．0190．0182016-12-28230．550．0070．0092016-12-2923250．0030．0072016-12-30233．540．0010．002

2.3 爆破振動速度回歸分析

為探討爆破振動波在該大型干溶洞巖壁中的傳播規律，根據Q/CR 9218—2015《鐵路隧道監測量控技術規程》[6]中提供的薩道夫斯基公式，建立了比例藥量和爆破質點振動峰值速度之間的關系，以此得出的經驗公式進行振動速度的預測與評價：

v=K(Q1/3/R)α。

式中：v為爆破振動速度，cm/s；Q為最大一段藥量，kg；R為爆破掌子面中心到測試點的距離(簡稱爆心距)，m；K、α為巖性參數，與爆破掌子面中心至測試對象地形、地質條件有關的系數和衰減指數。

采用冪函數對爆破振動速度進行回歸分析[7]，分析中選取離散型較小的1#測點受主洞影響的表2數據，得到該大型干溶洞表面巖體的薩道夫斯基公式如下:

豎直向速度vv=97.454(Q1/3/R)1.452 8；

水平向速度vh=202.14(Q1/3/R)1.647 7。

爆破振動速度衰減規律如圖15所示。通過回歸后的薩道夫斯基公式可以得出如下結論。

1)爆破地震波在溶洞巖壁表面的衰減速率αv(1.452 8)小于αh(1.647 7)，即隨著比例藥量的減小，質點振動速度的衰減沿水平方向多于豎直方向，同時大里程端危巖體多為貼壁式，垂直側壁的水平向振動相比豎向(垂直向)振動對危巖影響更大，故將水平向振動速度作為該巨型溶洞爆破振害的控制標準[8-9]。

2)當隧道主洞爆心距進入63 m后，溶洞內出現落石，此時溶洞巖體表面振動速度大于1 cm/s； 當爆心距進入51 m后，溶洞內落石頻發，落石體積增大，此時溶洞巖體表面振動速度大于1.5 cm/s。

綜上可知，由薩道夫斯基公式建立掘進爆破擾動(裝藥量與爆心距)、溶洞表面振動速度與溶洞落石風險評價三者關系是可行的。

(a) 1#測點垂向和水平向振動速度曲線

(b) 其他測點垂直向振動速度曲線

(c) 其他測點水平向振動速度曲線

Fig. 14 Summary of vibration monitoring results of different blasting locations and monitoring points

3 爆破擾動導致溶洞危巖體的不穩定分析

3.1 爆破導致溶洞落石風險分析

隨著主洞大里程掌子面爆破位置不斷靠近溶洞，溶洞側壁巖體變形量逐漸增大，最大位移量超過80 mm。溶洞內不斷出現落石，第1次落石出現在PK53+678平導口右側，處在一塊貼壁式危巖的頂部位置，如圖16所示。

(a) 豎直方向

(b) 水平方向

(a) (b)

Fig. 16 Location of first rockfall accident and rockfall photo

落石發生和爆破振動監測相關分析如圖17所示。當1#測點距主洞掘進掌子面63 m時，爆破振動速度超過1 cm/s時，溶洞內開始出現落石；當1#測點爆破振動速度超過1.5 cm/s時，溶洞內落石范圍擴大，落石數量增加。2016年12月21日至2017年1月16日，溶洞共發生16處落石，落石長度為0.2～1.78 m，質量為50～600 kg。溶洞落石照片如圖18所示。

3.2 爆破對危巖體裂縫寬度擾動分析

采用全站儀對一處貼壁式危巖和一處懸掛式危巖的豎向裂縫寬度變化進行監測，每處危巖選取3個測點，如圖19(a)所示。貼壁式危巖靠近主線大里程端平導口，在其裂縫寬度發展顯著位置選取測點1#—3#；懸掛式危巖自下而上選取測點4#—6#。通過對危巖體裂縫受爆破擾動作用的分析，繪制裂縫寬度與爆破振動速度相關曲線，如圖19(b)所示。

圖17 落石發生和爆破振動速度相關分析

Fig. 17 Correlation analysis of rockfall and blasting vibration velocity

(a) (b)

(a) 危巖體裂縫監測點

(b) 裂縫寬度發展曲線

Fig. 19 Relationships between crack widths and blasting vibration velocities

1)2處危巖體裂縫一直處于增長階段，爆破振動速度超過0.5 cm/s后裂縫寬度呈快速上漲趨勢。

2)貼壁式危巖體裂縫發展速度快，與爆破振動波速存在近似線性關系。實際觀測中貼壁式危巖體掉落較多，說明貼壁式危巖受爆破擾動作用大。

3)懸掛式危巖豎向裂縫隨爆破振動速度增長較慢，但并不能說明其受爆破擾動作用不顯著，因觀測中發現巖體垂向位移有較大發展，其體積較大，一旦掉落危險極大，更應該加強防護。

爆破振動監測與分析表明： 1)當爆破振動速度大于1 cm/s時，溶洞開始發生落石，同時裂縫寬度發展持續增大，故將1 cm/s作為本巨型干溶洞周邊巖體爆破振動速度安全允許值； 2)爆破振動速度超過1.5 cm/s后，落石大范圍密集出現，將該振動速度作為停止爆破的限值，超出該值后需改變爆破方式。遵循“短推進、弱藥量、微擾動”[10-11]的理念，具體減振技術措施如下： 1)減小單循環的進尺，控制在1 m以內； 2)減小單孔的裝藥量、總裝藥量及掏槽孔的深度； 3)改變裝藥結構，周邊眼采用空氣間隔裝藥，大約留出20%深度不裝藥，并裝填不少于40 cm長的炮泥，其他眼采用連續裝藥； 4)采取適當的安全防護措施，保證溶洞內作業人員的安全。

4 溶洞作業安全防護體系設計

鑒于溶洞極差的穩定狀態和隨時可能發生落石危險，為保證作業人員和設備的安全，需要對洞內作業區頂板和側壁進行安全防護[12-13]。

設計采用整體滿堂支架防護體系，滿堂支架由鋼管柱和H型鋼梁組合而成。將溶洞分為5個防護區，第1和第2防護區沿施工支洞方向布設滿堂支架，每個防護區設3榀框架；第3—5防護區沿主洞方向布設滿堂支架，其中第3防護區設4榀框架，其他防護區設3榀框架，如圖20所示。

先對溶洞底部進行臺階式回填[14]，整體坡度為12%，回填后澆筑臺階式筏板基礎，以筏板臺階作為分區邊界設防護區。筏板基礎施工在移動式防護棚架下進行，一個防護區基礎完成后采用頂升技術對同區內鋼管柱統一抬升至框架觸頂，基礎分區完成，滿堂框架也是分區完成，直到形成整體滿堂支架。

對側壁危巖體，采用布魯克網+錨噴主動防護體系，先在危巖體周邊打錨索，然后覆蓋布魯克網，形成初步主動防護層，然后在網兜保護下對危巖進行錨噴支護，形成整體防護。

5 結論與討論

1)溶洞體量大，為國內罕見巨型干溶洞。洞內危巖體數量多，危巖體主要分為貼壁式、懸掛式和疊坐式3類。受施工擾動作用，溶洞內多處危巖向洞內位移，三維掃描監測位移量較大，導致溶洞表面巖體穩定性變差。

(a) 平面圖

(b) 立體圖

2)主洞爆破掘進對溶洞擾動作用較大。隨著主洞爆破掘進位置的靠近，溶洞表面巖體水平向振動速度不斷增大。當速度超過1 cm/s時，溶洞內出現落石; 當速度超過1.5 cm/s時，溶洞出現多范圍大體積落石，給溶洞施工帶來極大危險。

3)采用冪函數回歸分析了本溶洞巖體表面質點振動速度，得到：

豎直向速度vv=97.454(Q1/3/R)1.452 8;

水平向速度vh=202.14(Q1/3/R)1.647 7。

4)為保證溶洞作業安全，采用整體滿堂支架建立溶洞作業安全防護體系，滿堂支架由鋼管柱和H型鋼梁組合而成；采用布魯克網+錨噴主動防護體系對危巖體進行加固。

5)本文僅研究了溶洞巖體表面質點的允許振動速度，尚未對爆破振動波在巖體內傳播的衰減規律進行研究。后續工作將結合溶洞整體穩定的數值模擬進一步探討，為隧道掘進爆破提供更加詳細的技術參考。

[1] 爆破安全規程： GB 6722—2014[S].北京： 中國建筑工業出版社， 2014.

Technical code for blasting safety: GB 6722—2014[S].Beijing: China Archittecture & Building Press, 2014.

[2] 劉輝， 李波， 吳從師， 等.巖溶隧道掘進爆破震動效應分析[J].長安大學學報(自然科學版)， 2010, 30(4)： 56.

LIU Hui, LI Bo, WU Congshi, et al. Analysis of effects of vibration resulted from driving blasting in karst tunnel[J]. Journal of Chang′an University (Natural Science Edition), 2010, 30(4)： 56.

[3] 黃靜波， 范潔. 巖溶隧道爆破安全振速的數值模擬研究[J].中外公路， 2010, 30(3): 218.

HUANG Jingbo, FAN Jie. Study of numerical simulation of karst tunnel blasting safety vibration velocity [J]. Chinese and Foreign Highway, 2010, 30(3)： 218.

[4] 李波.巖溶隧道開挖爆破對圍巖及溶洞的影響研究[D].長沙： 長沙理工大學， 2009.

LI Bo. A study of the influence of surrounding rocks and the karst cave by karst tunnel excavation blasting [D]. Changsha: Changsha University of Science and Technology, 2009.

[5] 侯海民.三維激光掃描儀在青島膠州灣海底隧道的應用[J].隧道建設， 2010, 30(6): 693.

HOU Haimin.Application of 3-D laser scanner in Jiaozhou Bay Undersea Tunnel in Qingdao [J].Tunnel Construction， 2010, 30(6): 693.

[6] 鐵路隧道監控測量技術規程： Q/CR 9218—2015[S].北京： 中國鐵道出版社， 2015.

Technical specification for monitoring and controlling of railway tunnel： Q/CR 9218—2015[S]. Beijing: China Railway Publishing House， 2015.

[7] 盛驟， 謝式千, 潘承毅. 概率論與數理統計[M].北京： 高等教育出版社， 1979： 246.

SHENG Zhou, XIE Shiqian, PAN Chengyi. Probability theory and mathematical statistics [M]. Beijing: Higher Education Press， 1979: 246.

[8] 孫放， 李文， 程紅超， 等. 隧道救援通道爆破對特大溶洞壁的振動影響監測分析[J].采礦技術， 2009, 9(5): 120.

SUN Fang,LI Wen,CHENG Hongchao,et al. Monitoring and analysis of the influence of rescue tunnel blasting on the vibration of super large cavern wall [J]. Mining Technology, 2009, 9(5): 120.

[9] 陽生權， 周健， 李雪健. 小凈距公路隧道爆破震動觀測與分析[J].工程爆破， 2005, 11(3): 120.

YANG Shengquan,ZHOU Jian,LI Xuejian. Blasting vibration analysis of little-space road tunnel[J]. Engineering Blasting, 2005, 11(3): 120.

[10] 唐紅梅， 周云濤， 陳洪凱， 等. 地下工程爆破對危巖穩定性的影響 [J].爆破與沖擊， 2015, 35(2): 278.

TANG Hongmei, ZHOU Yuntao, CHEN Hongkai, et al. Impact study of stability of unstable rock under underground construction blasting[J]. Explosion and Shock Waves, 2015, 35(2): 278.

[11] 張平松， 劉盛東. 工作面爆破振動對硐室穩定性的影響[J].采礦與安全工程學報， 2007, 24(2): 208.

ZHANG Pingsong,LIU Shengdong. Effect of explosive quake in working face on stability of laneway in coal mine [J]. Journal of Mining and Safety Engineering, 2007, 24(2): 208.

[12] 劉國良， 李治國， 方俊波， 等. 圓梁山隧道穿越粉細砂層注漿加固體的減震爆破技術[J].鐵道建筑， 2004(9): 22.

LIU Guoliang, LI Zhiguo, FANG Junbo, et al. Shock-reducing blasting technique applied to Yuanliangshan Tunnel through grouting-reinforced silty fine sand stratum[J]. Railway Engineering, 2004(9): 22.

[13] 林本濤， 鞏江峰. 朱砂堡二號隧道特大型巖溶空腔處理技術[J].高速鐵路技術， 2016, 7(3): 91.

LIN Bentao, GONG Jiangfeng. Treatment technology of super large larst cavity in Zhushabao No. 2 Tunnel [J]. High Speed Railway Technology, 2016, 7(3): 91.

[14] 謝居應.羊橋壩隧道溶洞治理方案研究[D].重慶： 重慶交通大學， 2013.

XIE Juying. The study of the treatment for Yangqiaoba Tunnel water-eroded cave [D].Chongqing: Chongqing Jiaotong University, 2013.