施工爆破地振动波传播规律的数值模拟分析.doc

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1、施工爆破地振动波传播规律的数值模拟分析1 工程概况某某隧道左右线进口最小净距23m，洞身左右线最大净距51m，出口最小净距20.8m。某某隧道采用光面爆破开挖，根据不同围岩类别采用不同的炮眼布置和不同的装药量。、类围岩采用台阶法开挖，掏槽眼3.5m，其它眼深度3.3m，预计进尺3.0m。采用非电毫秒雷管及2号岩石硝铵炸药。、类围岩采用四臂台车钻孔，孔径43mm，周边眼采用25mm药卷间隔装药。、类围岩爆破孔布置如图1所示，掏槽眼布置图如图2所示。（一）部掏槽眼采用连续装药结构，布设10个孔，平均每孔装药量2.34kg，小计装药量总合23.4kg。起爆雷管段别为1、3。图1 、类围岩开挖炮眼布置

2、图图2 掏槽眼布置图掏槽眼段采用2号岩石硝铵炸药，其爆速为3000m/s，密度为1g/cm3。计算输入参数如表1所示。完整岩石的力学参数 表1 物性参数围岩弹性模量E（GPa）泊松比（）内摩擦角（）粘聚力c（KPa）重度（KN/m）纵波速度c(m/s)类围岩1.00.3424.582116.38501450类围岩1.30.3391502025003200类围岩6.00.3397002334003800类围岩200.2450150025390046002 计算模型的建立根据某某地质剖面图，截取一定范围纵向160m，横向近500m，高度模拟一定坡度建立如图3所示计算模型图。模型共划分节点，单元95

3、158个。其中对已经施工完成的结构用板单元模拟，定义成弹性材料属性。围岩采用实体单元建模，并且定义材料属性为摩尔-库仑。边界采用曲面弹簧单元模拟。图4为隧道网格图，图5为隧道内部结构图，图6为油库位置图，图7为模型网格图。计算采用MIDAS-GTS有限元分析软件进行。对于爆破振动引起的冲击荷载，采用时程函数来模拟，并转化成作用到孔壁上的孔壁压力，图8给出了计算过程中施加在爆破面上的面压力。它是一个时程函数。其荷载衰减形式如图9所示。模型模拟情况为：沿隧道开挖方向取类围岩60m，类围岩40m，类围岩40m，类围岩20m。其中左右线二衬施作完成10m，拆除临时支撑但尚未施作二衬段30m，临时支撑尚

4、未拆除段30m，30m仅开挖了两侧壁上台阶导洞段30m，即爆破面距离临时支撑最近位置为30m。计算模拟掏槽爆破点在左线中导洞开挖 里程ZK5+940位置。计算掏槽眼一次最大装药量23.4kg爆破，分析比较对左右线已完成结构、已开挖洞室初期支护及临时支撑以及距离隧道300多米远处油库的影响。评价指标主要选取各测点速度是否满足爆破安全规程。采用有限元法分析爆破震动影响的一项关键工作是建立爆破加载模型，包括确定爆破激振力的大小、作用位置和方向、峰值时刻和持续时间等方面的内容。本报告根据计算和爆破的实际情况，在不失一般性的条件下作了以下的假设：（1） 爆破荷载以压力形式的均布荷载作用在隧道壁上，方向垂

5、直于洞壁。根据计算情况，输入爆破荷载曲线为脉冲形式。如图9所示。（2） 为了解爆破振动波在岩体中的传播规律，取计算时间为2s。类围岩类围岩类围岩类围岩图3 爆破计算模型-右线未拆除临时中隔壁段-右线拆除临时中隔壁段右线施作二衬段图4 隧道网格图临时中隔壁图5 隧道内部结构图油库图6 油库位置图图7 模型网格图图8 掏槽眼孔壁面上面压力示意图3 边界条件的定义3.1 特征值分析为了进行特征值分析通过弹性边界来定义支座的边界条件。计算通过曲面弹簧定义弹性边界，弹性系数根据道路设计规范的地基反力系数计算。竖直地基反力系数： (KN/m)水平地基反力系数： (KN/m)注：模型各方向截面积如表2所示：

6、模型各方向截面积 表2 围岩面积（m2）类围岩类围岩类围岩类围岩Ax8352609763863241.94638309230921546Ay66853.9-64501.4Az3125420836208310418计算竖直及水平地基反力系数如表3所示：竖直及水平地基反力系数 表3 围岩K(KN/m)类围岩类围岩类围岩类围岩Kx45713.8979266872.0236.3184.52756996.1679186262.73661.7074.445Ky20955.45818-.2394Kz27869.5581542180.10513.4083.2116特征值分析得到第1，2振型周期值：1.s，0.

7、s。3.2 时程分析对于动力分析建立一般的边界条件会由于波的反射作用而产生很大的误差，因此我们采用1972年Lysmer和Wass提议的粘性边界（viscous Boundary）。为了定义粘性边界需要计算相应的土体x,y,z方向上的阻尼比。计算阻尼的公式如下：P波 （1）S波 （2）注: ：体积弹性系数（KN/m2）G：剪切弹性系数（KN/ m2）E：弹性模量（KPa）：泊松比A：截面积（m2）表4计算给出了类围岩的压缩波阻尼常数c、剪切波阻尼常数csKN.Sec/mKN.Sec/m）值。阻尼常数 表4类围岩类围岩类围岩类围岩c1633.1888.4351.7750.cs804.1009.2

8、326.0463564533.计算爆破荷载，对于一般的爆破弹性分析爆破压力都是作用在孔壁的垂直方向上，此时作用的荷载采用国际上大多采用的爆破荷载模型：P（t）=Pmax.f(t) （3）式中 Pmax脉冲峰值；f(t)通常取为指数型的时间滞后函数，表示成 （4）其中n和m是与距离有关的无量纲阻尼参数，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C和爆孔直径a的函数： （5）是当时，使()成为列量纲最大值1.0的常数，通常称做爆炸脉冲的起始时间，它是、和的函数： （6） （7） 炸药爆炸时的最大爆炸压力值与炸药的爆速、密度及装药结构特征有关，在耦合装药的情况下，最大爆炸压力Pb各

9、种表达式如下：1956年Brown给出的最大爆炸压力表达式： （8）1971年Sassa给出的表达式为： （9）（CGS单位制）Pb计算值 表5名称表达式（8）表达式（9）Pb值（GPa）2.253.78在不耦合装药的情况下，Pb值小于耦合装药情况下的Pb值，他们之间的关系为： （10）其中：PbN 为不耦合装药情况下的Pb值，PbC为耦合装药情况下的Pb值,Re为装药的半径，Rb为药室的半径，n为系数，对于柱状装药，n=2,对于集中装药和球状装药，n=3,v为绝热指数（又称气体多方指数），突变前取3，突变后取1.4。根据以上各式可得、类围岩爆破荷载的时间历程为：掏槽眼1、3号段的爆破荷载时间

10、历程如图10所示：图9 、类围岩时间历程（横坐标：10-3s 纵坐标：MPa）4 爆破振动速度和安全系数估算爆破振动与天然地震相比，具有频率高的特点，因此把振动速度换算成加速度值时，会达到很大的数值，用振动加速度来推断结构物的受害限界显然是不可行的。因此，在爆破振动控制时，多以振动速度为基准。我国爆破安全规程规定沿用M、A萨道夫斯基公式： （11）其中：Q炸药量，kg R炸源至测点间距离，m M药量指数， K、与爆破点地形、地质条件有关的系数和衰减指数。在此计算中m取1/3，取1.51.8，K取50150。根据爆破安全规程（GB 6722-86）规定爆破震动安全允许标准交通隧道在1020cm/

11、s。5 主要计算结果计算监测部分节点在不同时刻的速度时程变化，各测点布置平面和截面位置如图9、10所示：图10 测点平面位置布置图距离爆破面相同距离截面上不同位置节点号。 （a）右（左）线二衬完成段- （b）右（左）线拆除临时支撑段截面测点布置图 -截面测点布置图 （c）右（左）线临时支撑未拆除段 （d） 油库测点布置图-截面测点布置图图11 测点截面位置布置图其中右线上测点132、488、1210在迎爆面上，89、390、1323在背爆面上。各截面空间位置可参考图4所示。图1119给出了典型测点的振动速度时间历程曲线图。表6给出了各测点的峰值振动速度。图11 右线二衬段测点速度时程曲线图图1

12、2 油库测点速度时程曲线图图13 右线初衬段测点速度时程曲线图图14 右线临时中隔壁未拆除段测点速度时程曲线图图15 右线临时中隔壁上测点速度时程曲线图图16 左线二衬段测点速度时程曲线图图17 左线初衬段测点速度时程曲线图图18 左线未拆除临时支撑段测点速度时程曲线图图19 左线临时中隔壁上测点速度时程曲线图观察测点最大振速（cm/s） 表6 点号89132142106416390488523距爆破面距离（m）10898.510310378857272速度（cm/s）0.50.640.510.451.591.552.151.7 点号12101399108913232888281828482862距爆破面距离（m）5058.358.36790909090速度（cm/s）4.53.12.42.50.870.760.840.66 点号31963134330032313911410641174023距爆破面距离（m）6060606030303030速度（cm/s）2.62.762.752.639.669.39.219.63点号