喬青青 雷勝友 楊 瑞 孫衛(wèi)濤 石 磊

(長安大學公路學院1) 西安 710064) (中鐵七局集團西安鐵路工程有限公司2) 西安 710032)

0 引 言

分岔隧道作為一種特殊的隧道結構形式，一般包含大斷面隧道、連拱隧道，以及小徑距隧道間的過渡，具有連拱隧道和小凈距隧道的特點[1-2].由于分岔隧道過渡段涉及的隧道結構形式較多，使得整個過渡段施工，工序復雜且相互干擾較大，尤其采用爆破法施工，更是對分岔隧道設計與施工提出了更高要求.

目前關于分岔隧道的研究多集中于隧道施工支護方案優(yōu)化、圍巖受力變形特征，以及爆破荷載作用下襯砌振速變化規(guī)律等方面[3-7]，而以中隔墻和中夾巖為主的研究也是多集中在位移、受力等方面，鮮有針對分岔隧道中隔墻在爆破荷載作用下振速變化規(guī)律的系統(tǒng)研究.李術才等[8]對中墻的穩(wěn)定性判據和合理厚度進行了研究.朱道建[9]提出了分岔隧道過渡時的轉變步驟和相應的計算方法.蔚立元等[10]從過渡段的位移和應力出發(fā)對分岔隧道進行了數值分析及地質力學模型試驗.中隔墻是分岔隧道連拱段的關鍵受力構件，在隧道開挖產生的多次爆破振動波的沖擊下，極易開裂破壞，從而影響隧道結構安全.因此，文中針對包灣村分岔隧道工程，采用數值模擬方法，研究分岔隧道連拱段及過渡段左、右線正洞爆破施工過程中，中隔墻及中夾巖的振動響應規(guī)律.

1 動力時程分析參數

依據道路設計規(guī)范的地基反力系數來計算曲面彈簧系數，定義彈性邊界，進行特征值分析.通過計算相應土體X，Y，Z方向上的阻尼比來定義黏性邊界，建立時程分析的邊界條件.一般耦合裝藥的爆破壓力都加載在孔壁的垂直方向上，爆破荷載采用國內外采用最多的爆破模型.各計算公式及參數的解釋為

(1)

(2)

(3)

式中：Ax，Ay，Az為X，Y，Z方向上模型的截面面積；E0為地基的彈性系數；kx，ky，kz為X、Y、Z方向上模型的地基反力系數；α為系數，取為1.

(4)

(5)

p(t)=A0f(t)

(6)

(7)

(8)

式中：p(t)為每1 kg裝藥量的動壓力；A0為在不耦合裝藥下的初始峰值應力；f(t)為指數型的時間滯后函數；db為炮孔直徑；dp為破碎區(qū)范圍，一般dp=2.5db；sb為炮孔間距；ρ0為炸藥密度；D為炸藥爆速；α為衰減指數，根據經驗取2.2；n和m為由距離決定的量綱一的量阻尼參數，根據經驗取m=0.055，n=0.035；f0為量綱一的量，使得在爆破沖擊波上升時間結束時函數f(t)達到最大值1.0.

2 工程概況

陽安二線直通線上的包灣村隧道位于陜西省安康大巴山低山區(qū).本文研究段起訖里程為左線XDzK235+788—XDzK235+868和右線XHK235+788—XHK235+868，平面圖見圖1.

圖1 包灣村隧道分岔過渡區(qū)平面圖

研究段分岔隧道全長80 m，其中連拱段隧道為IV級圍巖，共計38 m，中隔墻的寬度變化為0.89～3.6 m；小凈距隧道為IV級圍巖，共計42 m，中夾巖的寬度變化為3.6～6.95 m.

連拱隧道段正洞采用上下臺階鉆爆法開挖.根據該爆破段專項施工方案，爆破進尺為2 m，炸藥采用2號巖石乳化炸藥，炸藥密度ρ0為1.1 g/cm3，藥卷直徑dc為32 mm，炮孔直徑db為40 mm，炮孔間距sb為450 mm，炸藥爆速D為4 500 m/s，上臺階裝藥量為43.15 kg.

3 模型建立

通過Midas-GTS有限元軟件建立三維模型，采用混合網格劃分，整體模型見圖2a).建立的模型由土體、大斷面、連拱段、小凈距段組成，Y方向包括部分大斷面隧道、全部連拱段隧道、部分小凈距隧道，見圖2b).模型長、寬、高為隧道開挖直徑的3倍，分別為120，100和116 m.連拱段及小凈距段采用上下臺階爆破開挖模型，爆破進尺為2 m.依次給模型兩側、前后表面、底部添加X，Y，Z方向的地基反力系數.為簡化計算，在模擬過程中將圍巖視為服從莫爾-庫倫準則的連續(xù)介質，且只考慮爆破荷載和自重荷載.

圖2 模型結構及網格劃分

3.1 模型參數

在高應變率、爆破沖擊作用下需要對模型參數進行修正，結合以往研究成果[11-12]，依據實際工程參數修正后的模型參數見表1.

表1 模型參數

洞內初期支護采用C25噴射混凝土，中隔墻采用C30混凝土.依據式(1)～(4)得到動力時程分析參數見表2.

表2 動力時程分析參數

3.2 特征值分析

模型四周及底部設定相應地基反力系數，建立彈性邊界，振動數量取10，運行后得到1階和2階振型特征周期為1.035 580和0.839 870 3 s.

3.3 時程分析

考慮在Midas-GTS中建立爆破孔單元的不易性，故在將全部爆破孔集中按照一個位置處理，爆破荷載按照一般耦合裝藥產生的爆破壓力加載在爆破孔壁的垂直方向上[13].根據式(8)和相應爆破參數，可得爆炸沖擊波峰值為32.9 MPa，孔壁動壓力隨時間的變化函數為

p(t)=230.053×(e-2 625t-e-4 125t)

(9)

模型四周及底部進行X，Y，Z方向的位移約束，并相應建立粘性邊界.爆破荷載按照一般耦合裝藥產生的爆破壓力加載在孔壁的垂直方向上.選取加載時間為1 s，分析時間步距為0.001，結果輸出時間步長為1，共計輸出1 000步計算結果，爆破荷載時程曲線見圖3.

圖3 爆破荷載時程曲線

3.4 建模工況及測點布置

在左、右線正洞各布置了4處爆源，分別為0，15，32.5和38 m，其中0 m爆源位于大斷面隧道轉連拱隧道的過渡段處，38 m爆源位于連拱隧道轉小凈距隧道的過渡段處，其余兩處爆源位于連拱段，見圖4.模型共取11個監(jiān)測斷面，其中沿中隔墻初始位置分別隔0，8，15，25，32.5，38 m取一個監(jiān)測斷面，從中夾巖開始，每4 m取一個監(jiān)測斷面.每個監(jiān)測斷面按照圖5布置測點，1號測點位于斷面的上部，2號測點位于斷面的中部，3號測點位于斷面的下部.以下分析中，規(guī)定相對距離0 m為中隔墻初始位置，相對距離38 m為中隔墻結束位置.

圖4 爆源布置示意圖(單位：m)

圖5 橫截面測點 布置圖

4 中隔墻振動特征分析

依據文獻[14]，交通隧道在振動頻率F≤10 Hz時，質點的安全允許振速為10～12 cm/s，本文選取不同方向的最大振速與最嚴格的安全允許振速(10 cm/s)進行對比分析.

4.1 左線爆破對中隔墻的振動影響分析

圖6為左線不同爆源爆破時中隔墻整體最大振速云圖.由圖6可知，沿中隔墻截面方向，各爆源處中隔墻左側(迎爆側)振速與右側(背爆側)振速的差值隨著中隔墻厚度的增大而逐漸增大，最大差值約為5 cm/s；沿洞身方向，各爆源位置振速較大，最大值分別為22.32 cm/s(0 m爆源)、7.185 cm/s(15 m爆源)、9.64 cm/s(32.5 m爆源)和8.15 cm/s(38 m爆源).當爆源距離為0 m時，中隔墻主要危險區(qū)域(振速大于10 cm/s)大概在0～15 m范圍內.當爆源距離分別為15，32.5和38 m時，中隔墻各處振速均在安全允許振速范圍內.

圖6 左線不同爆源爆破時中隔墻最大振速云圖

表4為各爆源所對應中隔墻斷面處3個測點不同方向的振速.由表4可知，各測點Z向(中隔墻豎向)振速最大，且中隔墻同一豎截面上部(1號測點)振速最大，中部(2號測點)振速最小，其中38 m爆源處上部和中部測點振速差值最大，為2.187 cm/s，15 m爆源處差值最小，為0.043 cm/s，差值沿整體中隔墻表現為兩側大中間小；X，Y向(中隔墻切向和徑向)振速在中隔墻下部測點最大，X向在上部測點振速最小，Y向在上部和中部測點振速較小，X向最大振速與最小振速的差值平均為3.708 cm/s，Y向最大振速與最小振速的差值平均為0.912 cm/s.

表4 各爆源所對應中隔墻斷面處3個測點不同方向的振速

結合表4數據研究規(guī)律，分別取X向、Y向和Z向振速為最大值的測點，即3號測點的X向和Y向振速，1號測點的Z向振速，進一步總結不同爆破里程下，中隔墻各向振速整體變化情況.圖7為左線不同爆破里程中隔墻不同方向的振速對比圖.

圖7 左線不同爆源點爆破時中隔墻振速對比

由圖7可知，當左線0 m處爆破開挖時，中隔墻各測點振速明顯高于其他爆源處的振速，且有部分測點Z向振速超出了最大安全允許振速，主要原因是中隔墻初始位置墻壁厚度最薄，最容易發(fā)生破壞.從整體上看，會發(fā)現連拱段正洞爆破初始施工后，Z向振動速度明顯大于X向和Y向振動速度，因此在整個隧道施工中，可以將中隔墻Z向振速作為主導振速，重點監(jiān)測，同時做好中隔墻頂部和底部破壞控制薄弱部位的加固及監(jiān)測工作.

連拱段中隔墻到小凈距段中夾巖是分岔隧道的重要過渡段之一，為更好研究此處爆破施工時，中隔墻到中夾巖的振速變化規(guī)律，圖8為不同測點Z向振速隨中墻厚度變化圖.觀察發(fā)現該過渡段爆破時，中隔墻段測點的振速曲線斜率的絕對值明顯大于中夾巖段，中夾巖段振速下降較中隔墻段緩慢，以中隔墻結束斷面為分割線，左右相同距離處，中夾巖斷面處的振速是中隔墻斷面處振速的3倍，同時中隔墻各測點振速相差不大，厚度為3.6～4.6 m范圍內的中夾巖段各測點振速有明顯差異，其中上部振速最大，下部振速最小，兩者差值最大為2.7 cm/s.

圖8 過渡段不同測點的Z向振速隨中墻厚度變化關系

4.2 左右線爆破對比分析

左側正洞開挖及初期支護完成40 m之后對右線不同里程進行爆破模擬，并對各爆破里程的相同測點振速進行對比，圖9為左右線不同爆破里程的中隔墻Z向振速對比圖.

圖9 左右線不同爆破里程Z向振速對比

由圖9可知，在右線施工過程中，相同里程爆源爆破荷載作用下的中隔墻整體振速變化趨勢相同；當爆源在0和15 m時，右線爆破施工相較左線爆破施工，測點振速有小幅度增加，平均增加1 cm/s，左右線爆破振速值在中隔墻后13 m基本不變，可能是右線爆破模擬時中導洞的左側初期支護已經拆除，而導致右線爆破時相同測點振速有所增加；當爆源在32.5和38 m時，右線爆破施工相較左線爆破施工，測點振速反而呈現回落趨勢，減小量最大為1.5 cm/s左右，左右線爆破振速值在中隔墻前15 m范圍內基本相同，主要原因是隨著中墻厚度的增加，右線爆破對中隔墻的影響范圍變小.

4.3 同側隧道前后爆破對比分析

為更好地觀察同側隧道已開挖段與未開挖段的中隔墻振速變化情況，以爆源所對應中隔墻斷面為分界面，取中隔墻前后等距離位置處的振速進行對比.圖10為15和32.5 m爆源處Z向振速的細節(jié)對比圖，由圖10可知，對比爆源前后5 m位置處的振速，左線15 m、右線15 m、左線32.5 m及右線32.5 m的同側未開挖處的振速相比已開挖處的振速擴大了1.1，1.35，1.4，1.5倍，即同側先開挖段的測點振速相比未開挖段的測點振速約增大1.3倍，且擴大效應在右線開挖時更加明顯.

圖10 左右線振速的擴大效應

4.4 不同過渡段爆破對比分析

本文研究的包灣村分岔隧道工程，施工過程中的重要節(jié)點為兩個過渡段：①由大斷面隧道轉連拱隧道(過渡段I)；②由連拱隧道轉小凈距隧道(過渡段II).多種隧道形式的轉換使得過渡處的穩(wěn)定性十分復雜，因此有必要重點分析兩個過渡段處中隔墻的振動變化規(guī)律.

由表4可知，左線正洞爆破開挖時，中隔墻在過渡段I的最大振速是1號測點的Z向振速，為22 cm/s，在過渡段II的最大振速是1號測點的Z向振速，為8.7 cm/s.兩處過渡段的最大振速均位于中隔墻的上部，且均為Z向振速.從振速數值上看，大斷面向連拱段的過渡施工對中隔墻的影響更大.主要由于過渡段I的爆破臨空面更大，且此時的中隔墻厚度最小.在實際爆破過程中要嚴格控制裝藥量，周邊眼采用不耦合間隔裝藥結構，其余炮眼采用連續(xù)裝藥，注意監(jiān)測此段中墻測點的振速變化情況及爆破效果，及時調整鉆爆設計參數.

選取左右線各爆源處中墻Z向最大振速，分別得到左、右線不同爆源處中墻Z向最大振速與厚度的擬合關系曲線見圖11.由圖11a)可知，中墻Z向最大振速與中墻厚度呈負指數關系，當振速為10 cm/s時，中墻厚度為1.1 m，即在中隔墻的前6.5 m，Z向振速大于安全允許振速.右線的擬合關系類似于左線.由圖12b)可知，當振速為10 cm/s時，中墻厚度為1.65 m，即在中隔墻的前10 m，Z向振速大于安全允許振速.將左右線的危險區(qū)域對比來看，右線的危險區(qū)域比左線的要略大一點，主要原因是因為左線爆破時中導洞的左側初期支護已經拆除，而導致右線爆破時測點振速有所增加.綜上所述，在左右線的危險區(qū)域范圍內，為減小對中隔墻的影響，需要考慮通過控制單段裝藥量、炮孔進尺深度及采用預裂爆破等措施控制爆破.

圖11 Z向最大振速隨中墻厚度的衰減關系曲線

5 結 論

1) 沿中隔墻橫截面方向，各爆源處中隔墻迎爆側振速與背爆側振速的差值與中隔墻厚度成正比；中隔墻的豎向振速明顯比切向振速和徑向振速要大，中部振速最?。辉谑┕けO(jiān)測時，應將中隔墻豎向振速作為主導振速，并確保中隔墻頂部和底部部位的施工質量.

2) 對比同側隧道前后段的爆破作用，同側隧道未開挖段中隔墻振速比開挖段中隔墻振速會有一個放大效應，放大倍數約1.3倍，且擴大效應在后行隧道開挖時更加明顯.對比左右線隧道的爆破作用，后行隧道爆破施工對中墻的破壞作用更大；對比兩個過渡段的爆破作用，大斷面向連拱段的過渡施工比連拱段向小凈距段的施工對中隔墻的影響更大.

3) 兩過渡段間的左、右線不同爆源處中隔墻豎向最大振速與厚度呈負指數關系，以最嚴格的安全允許振速為分界線可得到本工程中分岔隧道連拱段爆破時左右線的最危險區(qū)域為前6.5和10 m.在危險區(qū)域內，施工時可以通過嚴格控制單段裝藥量、炮孔進尺深度，從而有效減小爆破對中隔墻的影響.