路基爆破开挖对采空区稳定性影响研究.pdf
第 31 卷 第 3 期 2014 年 9 月 爆 破 BLASTING Vol. 31 No. 3 Sep. 2014 doi 10. 3963/ j. issn. 1001 -487X. 2014. 03. 002 路基爆破开挖对采空区稳定性影响研究 张远博, 高文学, 朱旭阳, 陈 贵, 尧少敏 (北京工业大学 建工学院, 北京 100124) 摘 要 为研究路基爆破开挖产生的振动将对地下采空区稳定性的影响, 通过运用有限元软件 MIDAS/ GTS 建立二维数值模型, 分析采空区在爆破荷载作用下的位移、 速度和应力变化。在建立模型的过程中, 注 意选择合适的采空区上覆岩层力学参数、 爆破荷载的施加方法以及模型边界。数值模拟结果表明 路基爆破 开挖引起围岩应力的重分布, 将加剧采空区上覆岩层中裂缝、 离层及断裂的形成进程, 导致采空区地表发生 沉陷变形。因此在采空区上方地表进行路基爆破开挖时, 应通过采取控制最大单响药量和最佳的起爆顺序 等措施来减小爆破荷载对采空区稳定性的影响。 关键词 路基工程;采空区;爆破开挖;稳定性;数值模拟 中图分类号 TD235 文献标识码 A 文章编号 1001 -487X (2014) 03 -0006 -04 Study of Blasting Excavation Influence on Gob Stability ZHANG Yuan-bo, GAO Wen-xue, ZHU Xu-yang, CHEN Gui, YAO Shao-min (College of Architecture and Civil Engineering, Beijing University of Technology, Beijing 100124, China) Abstract In order to study the influence of blasting vibration on the stability of underground gob, the finite ele- ment software MIDAS/ GTS was used to establish two-dimensional numerical model to discuss the changes of dis- placement, velocity and stress. In the process of establishing the model, the selection of rock mechanics parameters, the applied of blasting load and rock blasting load boundary were paid to great attention. The results showed that roadbed blasting excavation caused the redistribution of rock stress and aggravated the ing process of the mined strata crack, separating and breaking, finally led to surface subsidence. Therefore, the maximum tolerant explo- sive quantity of single shot and the best detonation sequence was controlled to reduce the influence of blasting vibra- tion on the gob stability. Key words roadbed engineering;gob area;blasting excavation;stability;numerical simulation 收稿日期 2014 -04 -20 作者简介 张远博 (1989 - ) , 男, 硕士研究生, 从事路基工程方向的 研究,(E-mail) zhangyuanbo emails. bjut. edu. cn。 通讯作者 高文学 (1962 - ) , 男, 博士、 教授、 博士生导师, 主要从事 爆破工程、 路基与隧道工程方面的教学与研究工作,(E- mail) wxgao bjut. edu. cn。 基金项目 国家自然科学基金项目 (51038009) 随着我国公路建设的迅速发展, 公路路网越来 越密集, 公路建设不可避免的穿越一些不良地质, 特 别是在我国矿产资源埋藏丰富地区, 采空区的稳定 性问题作为公路建设的不良地质已越来越突出。目 前国内关于采空区的研究成果主要是针对地表剩余 移动和工程治理技术, 对新建公路下伏采空区的路 基石方爆破开挖技术研究很少。在采空区上方进行 路基石方爆破开挖过程中, 炸药爆炸瞬间产生的能 量, 除一部分用于破碎开挖岩体外, 另一部分将以地 震波的形式从炮源位置向周围介质中传播 [1-3], 地震 波将引起采空区顶底板的震动, 严重的会导致采空 区的塌陷 [4]。 结合河北某公路工程, 利用 MIDAS-GTS 建立数 值模型, 通过动态模拟路基石方爆破开挖过程, 研究 下伏采空区的工程稳定性, 以及在此基础上提出控 制路基石方爆破破岩效果, 同时控制爆破振动对下 伏采空区和周边复杂环境影响的有效途径和方法, 对同类工程具有一定的指导作用。 1 数值模型的建立 1. 1 工程概况 河北一公路工程, 路线设计通过大量铁矿采空 区或采矿区, 矿区地质构造复杂, 主要以北东-南西 向压扭性断裂为主, 单斜地层, 走向近南北, 倾向东; 地层主要由石炭纪早期灰色中厚层状砂质泥岩夹薄 层状泥岩组成, 中部为鸡窝状山西式铁矿和铝土矿 层, 下部为中硬石灰岩。采用 LTD-2100 地质雷达探 测仪探测采空区在地层中的空间位置分布 [5, 6]。矿 岩的物理参数如表 1 所示。 表 1 各结构层力学参数 Table 1 Mechanical parameters of each structure layer 岩石种类 密度/ (kgm -3) 弹性模量/ GPa 泊松比 粘聚力/ kPa 摩擦角/ () 抗拉强度/ kPa 砂质泥岩2500140. 26850029. 613000 铁矿层3850320. 30170049. 201680 石灰岩2600500. 101200038. 007000 根据现场岩体情况以及路基开挖设计, 拟采用 深孔爆破施工方案, 其中钻孔直径 115 mm, 设计抵 抗线 W 2. 5 耀3. 0 m, 孔距 a 取 3. 5 耀5 m, 排距 b 取 2. 5 耀 3. 5 m; 炸药单耗 0. 35 耀 0. 45 g/ cm3, 选用 非电毫秒延期导爆管雷管组成的起爆网路, 起爆顺 序为由中间向两侧逐排起爆, 即首先起爆中间炮孔, 以便为后续炮孔的起爆创造新的自由面和岩石碎胀 空间 [3], 路基横断面炮孔布置如图 1 所示。 图 1 典型炮孔横断面布置图 (单位 m) Fig. 1 Typical hole section arrangement (unit m) 1. 2 爆破等效荷载 在本次数值模拟中, 爆破荷载的施加采用等效 荷载施加方法, 即对爆破荷载进行等效后, 直接将等 效爆破荷载时程曲线值施加在同排炮孔连线所确定 的平面上, 忽略炮孔的影响 [7-10]。为了简化分析过 程, 在数值模拟过程中作如下假设 (1) 假设爆破荷载为三角形。爆炸压力主要由 爆炸产生的气体膨胀压力产生, 对于耦合装药条件, 可由以下公式确定 [8] Ph ρ0D2 2 (k 1) (1) 式中 Ph为孔壁压应力, 即炸药爆轰压力; ρ0为炸药 密度, 现场使用本次爆破采用2 号岩石膨化炸药, ρ0 0.45 g/ cm3; D 为炸药的爆轰速度, 取4500 m/ s; k 为炸 药的等熵指数, 与装药密度有关, ρ0 1. 2 g/ cm 3时, k 2. 1, 当 ρ0≥1. 2 g/ cm 3时, k 3。 对于不耦合装药的情况, 由于炸药产生的气体 将在炮孔内自由膨胀, 孔壁压力可根据下式进行调 整计算 [8] Ph ρ0D2 2 (k 1) de d h 2k (2) 式中 de、 dh分别装药直径和炮孔直径, 这里装药直 径为 70 mm, 炮孔直径 115 mm。 模型中将等效爆炸荷载施加在炮孔中心的连接 线上, 故爆破荷载的计算压应力可通过下式计算 [8] Pe dk a Ph(3) 式中 Pe为爆炸荷载等效峰值压应力; a 为相邻炮孔 间距, a 3. 5 耀5 m。 根据上述假设和公式, 经计算本次爆破的等效 荷载峰值取平均值 5. 23 MPa。 (2) 对爆破荷载的升压时间与降压作用时间的 确定, 很难从实际出发, 一般根据以往的参数选取, 至今尚没有一套完善的方法和理论。采用三角形脉 冲荷载进行爆破震动数值模拟时, 爆破荷载的持续 时间大多为毫秒量级 [7-10]。本文假定爆炸压力的加 载时间为 0 耀0. 02 s, 卸载时间为 0. 02 耀0. 08 s。 1. 3 本构与计算模型 本次数值模型构建过程中可将岩体视为弹塑性 体, 计算采用在岩体分析中被广泛使用的摩尔-库伦 准则。为了避免一般的边界条件由于波的反射作用 而产生的误差, 此次计算采用 Lysmer 和 Wass 提议 7第 31 卷 第 3 期 张远博, 高文学, 朱旭阳, 等 路基爆破开挖对采空区稳定性影响研究 的粘性边界 (viscous Boundary) [11, 12]。 计算模型 X 方向范围为 - 75 m 耀 75 m, Y 方向 范围为 0 耀100 m, 由于边坡在 Z 轴方向对称, 为平 面应变问题, 故采用二维有限元模型, 共划分 1412 个单元。计算模型如图 2 所示。采空区的位置根据 LTD-2100 地质雷达探测仪探测结果确定。从左到 右将采空区定义为 1 耀4 号采空区, 1 号采空区大小 14 (长) m 2. 5 (高) m, 埋深 33 m; 2 号采空区大小 15 (长) m 1. 6 (高) m, 埋深 42 m; 3 号采空区大小 10 (长) m 4 (高) m, 埋深 35 m; 4 号采空区大小 8. 5 (长) m 4. 2 (高) m, 埋深 45 m。 图 2 计算模型平面图 Fig. 2 Plan of computational model 2 数值模拟结果分析 2. 1 位移分析 位移分布数值模拟结果如图 3、 图 4。开挖前水 平位移分布如图 3 所示, 从图中可以看出采空区周 边围岩形成等值位移线拱。最大位移出现在采空区 顶板及 1 号采空区地表处, 最大位移为 5. 42 cm。 在正上方地表沉降量较周围偏大, 说明可能在地表 形成塌陷坑, 可使地面构筑物产生严重损坏。 图 3 开挖前水平位移分布图 Fig. 3 Horizontal displacement distribution before excavation 爆破开挖之后的位移分布如图 4 所示, 从图中 可以看出经过路基爆破开挖之后的移动变形量比未 开挖之前变大, 原有的等值位移线拱消失, 2 号采空 区顶板变形量达到 10 cm, 并延伸至地表。采空区 与上方岩层变形量趋于一致, 极有可能产生自采空 区延伸至地表的裂缝, 存在较大的安全隐患。 图 4 爆破开挖位移分布图 Fig. 4 Displacement distribution after blasting excavation 2. 2 质点振动速度分析 目前各国对地下洞室围岩通常以振动速度作为 爆破振动安全评判指标, 我国亦是如此 [13]。 爆破 安全规程(GB67222003) 规定 [14] 地面建筑物的 爆破振动判据, 采用保护对象所在地质点峰值振动 速度和主振频率; 水工隧道、 交通隧道、 矿山巷道、 电 站 (厂) 中心控制设备、 新浇大体积混凝土的爆破振 动判据, 采用保护对象所在地峰值振动速度。研究 质点振动速度对采空区的影响, 就要掌握采空区在 爆炸荷载作用下的振动速度变化 [5]。根据我国 爆 破安全规程(GB67222003) 的规定, 矿山巷道的 安全振速为 15 耀30 m/ s, 爆破开挖的最大速度分布 如图 5 所示, 左边三个采空区的峰值速度均大于 30 m/ s, 其中1 号采空区的最大峰值速度为35 m/ s, 2 号采空区顶板的最大峰值速度达到 53 m/ s, 3 号 采空区顶板的最大峰值速度达到 40 m/ s, 4 号采空 区振速为 20 m/ s, 初步判断 1 耀 3 号采空区覆岩有 冒落的危险。 图 5 最大速度分布图 Fig. 5 Profile of the maximum velocity 2. 3 应力分析 采空区形成后, 上覆岩体失去支撑, 受爆炸荷载 的影响将受到较大的拉应力。这种拉应力的存在将 导致顶板覆岩产生裂缝, 一旦拉应力的强度大于岩 8爆 破 2014 年 9 月 体的最大抗拉强度, 采空区上覆岩体便有冒落的危 险。爆破开挖的最大剪应力分布如图 6 所示, 可以 看出在采空区顶板中央出现拉应力集中现象, 最大、 最小主应力主要集中区域是采空区的四个端部, 1 耀 4 号采空区的最大应力值均大于岩层的最大抗拉强 度, 采空区顶板最大应力值出现在 1 号采空区左上 角, 大小为 22. 9 MPa, 初步判断在本次爆破荷载作 用下采空区覆岩有冒落的危险。 图 6 最大剪应力分布 Fig. 6 Distribution of the maximum shear stress 3 结论与建议 本文利用 MIDAS-GTS 对采空区上方路基的爆 破开挖进行数值模拟, 通过分析采空区在爆破振动 的影响下的位移、 速度及应力的响应规律, 得出以下 结论及建议 (1) 路基爆破开挖引发的围岩应力重分布会增 大采空区周围的围岩变形和围岩应力, 使采空区顶 板覆岩有冒落的危险。 (2) 爆破荷载导致的岩体损伤, 将加剧采空区 上覆岩层中裂缝、 离层及断裂的形成进程, 对采空区 的稳定性具有重大影响。 (3) 对下伏采空区的进行路基爆破开挖时, 尽 量采用毫秒延期控制爆破技术、 限制单段爆破的最 大用药量、 最佳的起爆顺序和合理的装药结构等措 施来控制爆破振动对顶板的影响。 (4) 对进行路基爆破开挖的采空区地区, 应在 爆破开挖之后及时对地基采用注浆法、 干砌支撑法 和强夯法等加固措施进行处理, 以消除或减小地表 沉降变形。 参考文献 (References) [1] 陈建平, 高文学, 陶连金. 爆破工程地质控制论 [J] . 工 程地质学报, 2006, 15 (5) 616-619. 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