爆破荷载作用下隧道围岩稳定性分析

爆破荷载作用下隧道围岩稳定性分析

郑际汪1,陈理真2

(1.交通第一总队,四川成都610041;󰀁2.重庆市交通规划勘察设计院,重庆400067)

摘󰀁要:本文采用国际上常用的爆破荷载的计算模式,计算了某隧道爆破时的爆炸荷载,采用Ansys大型有限元程序模拟了有支护隧道围岩在爆破荷载应力波传播情况,分析结果认为:有支护隧道围岩在爆破荷载作用下振速随距离变化具有明显的衰减特性,锚杆应力分布并不是对称的,故选用支护参数时,不一定选用对称布置。

关键词:爆破荷载;应力波;隧道围岩中图分类号:U451.2󰀁󰀁󰀁文献标识码:A

1󰀁前言

钻孔爆破开挖施工法在隧道工程中被广泛应用,但这种施工法存在着爆破引起的波传播和由此引起的振动对围岩危害。随着高速公路建设的发展,在山岭地区修建公路隧道越来越多,特别是在西部山区高速公路、铁路建设中,本文通过计算某隧道爆破时爆炸荷载,采用Ansys大型有限元程序分析在爆炸荷载作用下有支护隧道围岩中应力波传播规律,为隧道支护参数的选取起重要作用。2󰀁爆破荷载的计算2.1󰀁爆破荷载模型

目前国际上大多采用的爆破荷载模型为[1]

P(t)=Pbf(t)

的时间滞后函数,表示成

f(t)=p0(e-nwt2它是n、m和w的函数:

tR=

2ln(n/m)(n-m)w

(4)

󰀁󰀁对于每个具体工程,先给出m、n一个初值,应用现场量测结果与理论计算对比,逐步修正参数n、m,使由上面的模型计算得到的脉冲波形和实测结果足够接近。

2.2󰀁某隧道爆破时爆炸荷载计算

图1为󰀂类围岩半断面开挖的炮眼布置。由于爆破采用的是微差爆破,计算时分别计算2、4、6、10、12、14号、底板的爆破荷载情况。本文只计算14号段爆破荷载。

(1)

󰀁󰀁式中󰀁Pb为脉冲峰值;f(t)通常取为指数型

-e-nw2)(2)

图1󰀁󰀂类围岩全断面开挖的炮眼布置

󰀁󰀁其中n和m是无量纲的与距离有关的阻尼参数;它们的值决定爆炸脉冲的起始位置和脉冲波形;w是介质的纵波波速cp和爆孔直径a的函数,即

w=

22cp

3a

(3)

14号段:使用2号炸药,其爆速为3000m/s,密度为1g/cm3,根据式(1)~(4)可得爆破荷载的时间历程为:

P(t)=P maxP0(e

-nwt/23

-e

-mwt/2)󰀁󰀁󰀁󰀁󰀁

-2333.686t

󰀁󰀁P0是当t=tR时,使f(tR)成为列量纲的最大值1.0的常数,tR通常称作爆炸脉冲的起始时间,

收稿日期:2004-06-13

作者简介:郑际汪(1971-),福建大田县人,研究方向为公路工程。

=11.9!10!(e-e)MPa

󰀁󰀁14号段的爆破荷载的时间历程如图2。

-3677.22t

矿山压力与顶板管理󰀁2004.#4󰀁∀53∀图4~6是%、󰀂类围岩有支护情况下在爆破荷载作用下的位移波形图。

图2󰀁14号段的爆破荷载的时间历程

3󰀁爆炸荷载作用下有支护隧道围岩中应力波传播

分析3.1󰀁隧道围岩计算模型及计算参数

数值分析中可采用简单的概化模型,二维分析模型按照隧道的实际尺寸取值,分析中围岩岩体材料采用Drucker-Prager模型,利用Ansys软件中动力分析来模拟爆炸荷载。

图4󰀁点(-8.4,-4.8)处波形图

(a)x方向;󰀁(b)y方向

图3󰀁数值模拟的计算模型及分析点位图

数值分析采用的力学参数以某隧道为背景,根据某隧道地质勘察报告提出的󰀂类围岩岩石力学实验指标及裂隙、地下水、地应力等因数分别采用RMR分类、岩体质量分级、超声波分类等方法对隧道围岩进行分类,并结合Hoek-Brown准则求得围岩岩体力学参数根据各种方法求得的力学参数的平均值,由勘查报告知有限元分析计算的力学参数,如表2所示。

表2󰀁有限元计算力学参数

容重/kN∀m-3

24泊松比0.2

抗拉强度/MPa抗压强度/MPa变形模量/GPa

1.03内聚力/MPa

0.25

13.5内摩擦角/(∃)

36.5

14.8图5󰀁点(-19.3,-18.7)处波形图

(a)x方向;󰀁(b)y方向

󰀁󰀁图7为有支护模型在爆破荷载作用下振速随距离变化关系图(点为左下角点),具有明显的衰减特性,其关系可用指数函数来拟合:y=ae-图中a=224.59,b=0.1106。3.2.2󰀁锚杆应力变化分析

图8是锚杆A1,A12的轴向应力随时间变化图(拉力为正,压力为负)。

bx

,本

3.2󰀁爆破荷载作用下隧道围岩应力波传播3.2.1󰀁应力波传播的速度衰减分析

∀∀󰀁2004.#4󰀁矿山压力与顶板管理图6󰀁点(-31.8,-31.7)处波形图

(a)x方向;󰀁(b)y方向

󰀁󰀁通过分析可得出:

(1)锚杆轴向应力开始阶段上下波动,各锚杆的图形类似。当A1锚杆到0.0075s,A12到0.012s,A23到0.01s左右时,压力增大均将近7000kN,此时应力远远超过了锚杆强度,锚杆发生变形,当A1到了0.0125s,A12到0.0225s,A23到0.025s左右时,压应力慢慢减小,随着时间的推移会进一步的减小。

图7󰀁%、󰀂类围岩在爆破荷载作用下

振速随距离变化关系图

图8󰀁锚杆A12轴向应力随时间变化关系图

(a)A1;󰀁(b)A12

󰀁󰀁(2)应力集中主要发生在锚杆区,在SX应力图中最大应力发生在A1锚杆附近,最小应力具有不确定性,在SY应力图中最大应力发生在A12锚杆附近,最小应力具有不确定性。

(3)计算模型的边界条件、加载条件以及模型本身都是对称的,但是锚杆应力分布并不是对称的。3󰀁结论

(1)有支护隧道围岩在爆破荷载作用下振速随距离变化具有明显的衰减特性,其关系可用指数函数来拟合:y=ae-bx

图中最大应力发生在A1锚杆附近,最小应力具有不确定性,在SY应力图中最大应力发生在A12锚杆

附近,最小应力具有不确定性。

(3)计算模型的边界条件、加载条件以及模型本身都是对称的,但是锚杆应力分布并不是对称的。故选用支护参数时,不一定选用对称布置,对于本例来说,在A1及A12附近可加密,其它部位可以适当减小支护强度。

参考文献:

[1]󰀁DowdingC.H,AimoneC.T.Multipleblast-holestressesandmea󰀁

suredfragmentation[J].RockMechanicandRockEngineering,1985,(18):17-36.

[2]󰀁李彪.高速公路隧道施工中的岩溶研究[J].工程力学,2000,

(增刊):7-768.

矿山压力与顶板管理󰀁2004.#4󰀁∀55∀,本图中为224.59,b=

0.1106,其中a、b和爆破荷载、围岩类型等有关。

(2)应力集中主要发生在锚杆区,在SX应力