控制爆破清除顺层滑坡残留山体的工程实践.docx

控制爆破一次清除顺层滑坡后缘残留山体的工程实践
房定旺
（中钢集团马鞍山矿山研究院）

摘 要 顺层滑坡后缘残留山体自身稳定性差，从爆破角度研究危岩清除，分析危岩山体每一部分的稳定性在爆破地震动作用下变化规律，从而确定一次爆区范围，采用分段微差爆破保护底板，利用爆破地震动力牵引上部及周边危岩体，一次性清除整个山体危岩，从而达到减少工程量，大大节约危岩治理成本。
关键词 牵引式滑坡 滑坡后缘危岩 稳定性分析 深孔爆破 硐室爆破 微差控制爆破
作者简介 房定旺（1962—），男，中钢集团马鞍山矿山研究院工程设计院，教授级高工，243004 安徽省马鞍山市湖北路9号

引言
某矿山为一特大型石灰石山坡露天矿山。组成边坡的岩体岩层的产状与边坡同向，岩体内存在不利于稳定的多层软弱夹层。30多年来，矿山在山坡中腰露天开采，尤其是上世纪80年代的峒室大爆破，破坏了岩层的完整性和连续性，使得软弱夹层出露，软弱夹层上覆岩体临空，失去了下部岩体支撑，因而在矿区700～860m标高范围内，造成多处大的顺层滑坡。其中，2002年3月15日矿山西采区发生了一次37.32万m3山体滑坡（简称3·15滑坡），形成高差近100m，倾向长175m，走向长220m的光面。滑坡后在其后缘残留下体积约40万m3的三角形山体，由于危岩下部软弱夹层四周出露，危岩处于不利稳定状态，必须加以处理。鉴于滑床仍是石灰石矿体，矿石今后还需回收利用，要求危岩处理采用削坡方法。根据这一要求，我院通过竞标获得了此项工程设计施工总承包合同，并由笔者担任项目总负责人。我院根据危岩特性，采用深孔微差大爆破技术，在一次性爆破抛掷危岩前半部山体的同时，通过对危岩后半部山体多次挤压，破坏其底部软弱夹层的粘聚力，并在爆破振动的附加外力作用下，将危岩后半部山体一同振滑，取得了事半功倍的效果。
1 工程地质环境
1.1 地形地貌及气候环境
矿区位于峨眉山市二峨山余脉——黄山北坡，地形南高北低，呈单斜山形态，沿NWW向展布，海拔高程500～1000m，为溶蚀、侵蚀断块山地貌。地表发育有3条较大的冲沟，纵向切割矿区斜坡，其中干溪沟、黄洞儿沟构成矿区东、西边界，中部的罗沟则将矿区分割成东、西两采场，均为山区季节性流水冲沟（见图1）。
本区阴湿多雨，雨量充沛但四季分配不均，暴雨集中且多雷暴。年最大降雨量2159.7mm，年平均降雨量1555.9mm，最长连续降雨日数16天，24小时最大降雨量524.7mm。

图1 矿区地形地质图
1.2 地层岩性
矿区内地层出露有奥陶系下统大乘寺组、二叠系和第四系地层。在工程区内主要地层为二叠系下统阳新灰岩第6单元（P16）。
P16按泥质或含泥质粉砂屑生物碎屑灰岩分布分为上、下两段：
P16下段为软硬相间岩组，由灰黑色、灰褐色薄层状粉砂屑生物灰岩，含泥质粉砂屑生物灰岩、泥质粉屑生物灰岩与深灰色中—厚层状生物碎屑灰岩等互层组成，层间结合差。其中泥质粉屑生物灰岩为软质岩类，是矿区边坡中的主要软弱夹层。与下伏第5单元（P15）分层的底部软弱夹层和上部软弱夹层在西采区分布稳定，厚度较大，揭露厚度底层为2.35～4.29m，上层为3.75～8.36m，遇水易软化，构成了下伏的潜在滑面和西采区滑坡滑动面。
上段：为生物碎屑灰岩，灰、深灰色，粉晶结构，厚层状构造，岩性坚硬，构成了3.15西采区滑坡滑体危岩主体。
1.3 地质构造
矿区位于二峨山穹隆背斜北翼，以单斜构造为基本形态，地层走向近东西向，倾向由西向东渐变为20°～38°，倾角从山顶到山脚逐渐变陡，17°→20°→35°→50°→68°。
矿区北东部发育有黄山断层，在干溪沟东侧出露约100m宽的断层破碎带，向西近罗沟尖灭消失，对工程区域影响不大。
2 危岩稳定性
2.1 滑坡后缘危岩空间形态与地下水位
危岩的底部边界为含泥粉砂屑生物屑灰岩及泥砂质粉砂屑生物屑灰岩的软弱夹层。该软弱夹层上缓下陡，东陡西缓，危岩底部倾角23°～24°，其下延即为3·15滑坡而裸露的滑床。滑床平整光滑，见方解石薄膜，其形态为微弧线型，下倾24°～30°。软弱夹层上延出露于自然山坡地表，自然山坡平均坡度22.6°。软弱夹层上部岩体除在边坡前端被采矿切截外，东侧则被罗沟自然切割，西侧被溶蚀冲沟切割，由此构成孤立的三角潜在滑体（见图1）。该潜在滑体滑面面积约1.88万m2，体积约38.0万m3。危岩前端3·15滑坡形成的陡壁走向长约190m，高度15m～29m。
滑坡后缘陡崖下，降雨后见地下水沿软弱夹层顶部呈浸润状溢出，施工爆破钻孔时水位埋深均稳定在20m以下危岩地下水浸润线见图2虚线。
2.2 危岩力学特性
危岩岩性为P16上段厚层块状生物屑灰岩，天然密度26.8kN/m3，天然抗压强度54.7 MPa，天然抗拉强度1.6 MPa。

图2 危岩典型剖面及条块划分
根据现场原位大型试验，软弱夹层剪切强度指标为：
饱水抗剪断 φ=25°，c =0.02MPa；
饱水抗剪（残余强度） φ=24°，c =0.005MPa。
2.3滑坡后缘危岩边坡的稳定性
滑坡后缘残留的山体危岩陡壁大约20%~30%为新鲜的岩石断裂面，岩桥被拉断的痕迹明显，因此边坡稳定性分析应考虑条块间的岩体抗拉强度。本文取岩体抗拉强度为岩石抗拉强度的10％，即0.16MPa。
根据力的分解，单条块抗滑力、下滑力为：
P 1i = (Wi ( (1＋a v i／g) cosαi－a h i／g sinαi )
－(F v i－Fv i －1) sinαi－Ui ) tanφi＋ci Li ( 1)
P 2i = (Wi ( (1＋a v i／g) sinαi＋a h i／g cosαi )
＋(F v i－Fv i －1) cosαi ( 2 )
式中：P 1 i ——条块抗滑力，N；
P 2 i ——条块下滑力，N；
Wi ——条块重量，N；
Fi ——由岩体抗拉强度提供的条块受前一条块的水平拉力，N。前一条块安全系数＞１时，Fi = 0
L i ——条块底部滑面长度，m；
αi ——条块底部滑面倾角；24°；
φi ——软弱夹层抗剪指标内摩擦角，°；
ci ——软弱夹层抗剪指标粘聚力，MPa；
a v i ——条块受爆破影响垂直振动加速度，m/s2；
a h i ——条块受爆破影响水平振动加速度，m/s2；
g ——重量加速度，取9.8m/s2。
定义安全系数为：
Fsi =P 1i ／P 2i 　　　　　　 (3)
Fs =∑P 1i／∑P 2i 　　　　　　　 ( 4)
式中：Fsi 、Fs——条块安全系数和整体边坡安全系数；其他同前。
根据以上公式及参数，对图2剖面进行稳定性计算，爆破前各条块安全系数绘于图3。在不考虑爆破地震时，取软弱夹层抗剪断强度，危岩整体安全系数为1.08，取软弱夹层残余强度，危岩整体安全系数为0.96。结果表明，危岩具有极高的滑坡可能。

图3 无爆破振动条件下危岩稳定性分析
图3显示，在无爆破地震振动情况下，取软弱夹层抗剪断强度计算，危岩各条块的安全系数均在1.03以上，表明危岩暂时处于相对稳定状态。当软弱夹层强度取残余强度时，危岩第10～28条块的安全系数均将下降至1.00以下，危岩处于失稳状态。
3 爆破设计
3.1 爆破环境与爆破方案选择
爆区北部为3·15滑坡拉裂形成的陡崖，高28～32m，倾角为81°～85°，崖脚与滑坡滑床交界，滑床倾向长175m，高差近100米。滑床坡脚为720m平台和700m平台，平台上堆积有部分3·15滑坡散体约8万m3，可作为承接爆破岩体和缓冲爆破岩体对下方的冲击。爆区下方1000米内有矿山各开采台段及矿山分厂办公室、空压机房，西破碎站；爆区东部紧临罗沟累子槽滑坡，爆区以东1100米内有老鹰嘴边坡体、东矿区破碎站、新堰村采石场；爆区西部紧临磨环凼滑坡区，在1000米范围内有矿山山顶工休房、车队、矿山炸药库。
爆区地表为原始地貌，较为平缓，可采用深孔爆破。为利于穿孔作业，在前端50m范围内修建860m和870m两个钻机作业平台。爆区东部由于罗沟自然切割，危岩东部三角地带地形较陡，没有穿孔作业条件，故在罗沟一侧利用原位剪切试验平硐采用小型峒室爆破。
3.2小峒室爆破参数设计
由于小峒室地形复杂，北东两个方向均为爆破飞石方向，故在峒室北部分作五个块段，在东部分3个块段，共分5个药室。小峒室药室布置见图4，爆破参数见表1。小硐室作为一个爆段，一次起爆。

图4 小硐室、深孔布置图
表1 小峒室爆破参数计算表
编号
段高
抵抗线(m)
W/H
(m)
药包间距
(m)
岩量
(m3)
药量
Kg/(m3)
装药量(kg)
实际
设计
设计
实装
1
16
8.5
6.4
0.4
4
410
0.5
205
180
2
19

7.6
0.4
4
578
0.5
289
270
3
17
7
6.8
0.4
4
462
0.5
231
225
4
15
9.5
7.5
0.5
4
450
0.5
225
225
5
20

8
0.4
4
640
0.5
320
315
6
18

7.2
0.4
4
518
0.5
259
270
7
14

8.4
0.6
3
353
0.5
176
165
8
13

7.8
0.6
7
710
0.5
355
360
9
10
8
6
0.6
4
200
0.5
120
120
10
15

9
0.6
5
675
0.5
338
330
11
8

4.8
0.6
5
192
0.5
96
120
12
10
9
6
0.6
6.5
390
0.5
195
195
13
5
5
3
0.6
3
45
0.5
22.5
30
14
5
5
3
0.6
3
45
0.5
22.5
30
15
6
6.5
3.6
0.6
3
64.8
0.5
32.4
30
合计

5733

2886
2865
3.3深孔爆破参数设计
整个爆区除一个小硐室外，其余采用深孔爆破。由于需要保护危岩底板以及下部采场设备设施，需控制单段药量，故采用深孔微差分段控制爆破技术。原则上每排孔作为一个爆段。排距b=4～6米，孔距a=3～6米，前后排孔基本呈三角布置，垂直孔钻进，采用潜孔钻机钻孔，孔径150mm。根据稳定性分析（见本文3.4节），确定钻机穿孔面积50米×50米，共布置10排炮孔，钻孔112个，分成９个爆段。西部被保护围岩距爆区50～60米，南部被保护围岩距爆区50～90米（见图4）。受爆区底板岩层由北向南逐渐升高的控制，每排孔深亦逐渐变浅，孔底距底板保护距离为2～5m。由于北部岩体临空高度达28～32米，爆区第一排孔属崩塌爆破。
单孔爆破炸药量按下式计算。
Q=H·a·b·k·q (5)
式中：H——爆破段高，m；
a——孔间距，m；
b——排间距，m；
k——炸药单耗，kg/m3；
q——考虑受前面各排孔矿岩阻力作用的增加系数。第一排不增加，从第二排开始增加，增加系数1.1～1.2。
经计算深孔爆破各段炸药量见表2，最大段药量5400kg。
表2 深孔爆破各段炸药量统计表
段序
单段体积(m3)
平均药耗(kg/m3)
实际药量(kg)
二段
10368
0.36
3690
三段
10003
0.54
5400
四段
7540
0.53
3990
五段
10816
0.47
5025
六段
7475
0.56
4155
七段
6996
0.54
3810
八段
6169
0.58
3585
九段
5753
0.59
3375
十段
6014
0.586
3525
总计
71134
0.51
36555
3.4危岩在爆破地震振动条件下的稳定性分析
3.4.1 爆破地震波衰减的基本规律
爆破地震的质点振动加速度随距离的衰减规律应用萨道夫斯基公式描述，爆破振动试验测得参数如下：
垂直向 (6)
水平向 (7)
式中： — 测点处的质点振动加速度，kcm/s2（相当于重力加速度g）；
— 最大段装药量，kg；
— 测点至爆破中心距离，m。
上述两式参数在地表测得，实际岩体内部振动加速度要比地表小得多，本文在稳定性分析实际应用中对各条块加速度分别折减至10%。
3.4.2 振动条件下的危岩稳定性分析
每段爆破都对上部边坡产生地震振动，从而降低各条块的稳定性。如图2典型剖面所示，对于各段爆破状态下的上部各条块的安全系数计算结果列于表3。从表中不难看出，从第28条块（即第二爆段）至第22条块（即第八爆段）逐次爆破产生的地震振动不能足以让第1条块至第7条块失稳下滑。当第21条块（即第九爆段）起爆时，第7条块的安全系数恰好为1.00，处于极限平衡。当第20条块（即第十爆段）起爆时，第7条块的安全系数为0.98，其上部第6条块至第1条块在下部条块牵引（岩体具有一定的抗拉强度）作用下，条块安全系数突然下降，表明危岩将整体下滑。可见，爆破面积在倾向方向选50m便能清除整体危岩（同理，通过多剖面稳定性分析，亦可确定爆区在走向上的范围。限于篇幅，本文不作介绍）。
4 爆破实施及爆破效果
4.1 爆破网络
小峒室采用主峒敷设电爆网络为主线，各支峒药室敷设复式导爆管，各药室由单独起爆药包引爆炸药。
深孔爆破在各爆破段敷设电爆网络为主线，孔内敷设复式导爆管，各孔炸药由单独起爆药包引爆。
4.2 起爆方案
采用小峒室外、深孔地表雷管微差控制起爆。起爆网络采用并串联，段微差为17~50毫秒，共分10段；地表网络采用1~7段电雷管和奥瑞凯公司地表延期管组成，总延期时间为265毫秒；孔内采用奥瑞凯公司高精度400毫秒延期18米长的导爆管。起爆顺序为：小峒室→二段→三段，如此按序，直至十段。
表3 分段爆破条件下各条块稳定性计算统计表
条块
条块在各分段爆破地震振动条件下安全系数
1
3.61
3.59
3.60
3.57
3.58
3.57
3.57
0.23
0.23
2
1.72
1.71
1.71
1.70
1.70
1.70
1.70
0.38
0.38
3
1.36
1.35
1.35
1.34
1.35
1.34
1.34
0.43
0.43
4
1.24
1.22
1.23
1.22
1.22
1.22
1.21
0.61
0.60
5
1.19
1.17
1.18
1.17
1.17
1.17
1.16
0.73
0.72
6
1.16
1.14
1.15
1.14
1.14
1.13
1.13
0.77
0.77
7
1.03
1.02
1.03
1.02
1.02
1.01
1.01
1.00
0.98
8
0.81
0.80
0.80
0.79
0.79
0.79
0.79
0.79
0.78
9
0.95
0.94
0.94
0.93
0.93
0.93
0.92
0.91
0.90
10
0.95
0.94
0.94
0.93
0.93
0.92
0.91
0.90
0.88
11
0.92
0.91
0.91
0.89
0.89
0.89
0.88
0.86
0.84
12
0.88
0.87
0.87
0.85
0.85
0.84
0.83
0.82
0.79
13
0.87
0.85
0.86
0.84
0.83
0.82
0.81
0.79
0.75
14
0.86
0.84
0.84
0.82
0.81
0.80
0.78
0.75
0.71
15
0.88
0.85
0.86
0.82
0.81
0.79
0.77
0.73
0.68
16
0.91
0.87
0.87
0.83
0.81
0.78
0.74
0.70
0.64
17
0.94
0.89
0.88
0.83
0.80
0.76
0.71
0.66
0.61
18
0.95
0.88
0.87
0.80
0.77
0.72
0.66
0.62
0.61
19
0.89
0.82
0.81
0.73
0.70
0.65
0.61
0.60
0.70
20
0.80
0.73
0.72
0.65
0.62
0.59
0.60
0.70
爆破
21
0.76
0.68
0.66
0.61
0.59
0.60
0.70
爆破

22
0.76
0.67
0.64
0.60
0.61
0.70
爆破

23
0.67
0.61
0.59
0.61
0.70
爆破

24
0.62
0.59
0.60
0.70
爆破

25
0.60
0.61
0.70
爆破

26
0.60
0.71
爆破

27
0.70
爆破

28
爆破

地表起爆延期网络呈全部点燃阵面，即地表起爆网络全部爆破后，将爆轰波传递至起爆药包内的雷管，雷管将在400毫秒后引爆孔内的炸药。
地表延期网络中，每发电雷管电阻r为6欧姆，共分44组，每组并联2发电雷管，导线电阻为80欧姆。通过每发电雷管的电流i为：i=v/(mR线+nr)=1800/(2×80+44×6)=4.24安，大于2.5安培，符合准爆条件。式中m为并联组内电雷管数，n为串联的并联组数。
起爆电源采用GM-2000型高能脉冲起爆器。
4.3 爆破效果
图5为爆破后实测地形图。爆破后基本沿软弱夹层下滑，滑床光整，未受爆破破坏，周边边界与设计吻合，爆渣90%以上堆积在原滑坡堆积的720m平台。
经过研究爆破过程录像资料，发现爆破中途（大约4~5爆段）出现“冲天”现象，可能是因为前几个爆段爆破后在此处坡面形成了较大的开裂所致。因此次爆破自由面开阔，且被爆岩体处于顺坡向软弱夹层之上，爆破能量大多被危岩吸收，爆破引起的地震动较采场生产爆破感觉要小，爆破声低沉。爆区上部的危岩是在爆破接近结束时突然整体下滑，同时形成巨大的响声，坡面泛起滚滚烟尘。总之，爆破结果基本在预测范围之内。

图5 大爆破后实测地形图
5 结语
山体顺层滑坡后往往在其后缘留下陡峭的危岩，由于危岩的底部存在与下部滑体相同的软弱结构滑面，如不及时处理，当稳定性条件变差时就有可能再次发生崩塌、滑坡。对于危岩的处理从大的方面讲通常有三种方式，即：被动支挡（如在危岩前部加抗滑桩或在滑面内施加抗滑键）、主动加固（如在危岩体上加锚预应力锚索）和清除部分或全部危岩体（削坡减载）。对于陡峭危岩的削坡，需进行钻孔爆破。但因残留的危岩体积大，若在危岩山体上进行多次爆破，必须考虑危岩自身稳定性差的特点，需预测爆破地震动是否可能造成危岩坍塌在滑床上，给后续工程造成新的困难。对于类似工程，建议采用大爆破将整个危岩山体一次性清除，彻底消除后患。鉴于大爆破可能破坏滑床，形成新的危害源，建议采用微差控制爆破技术。爆破前需仔细分析爆区的范围，在给定每段药量的条件下，通过稳定性分析弄清爆破对周边危岩每个位置的影响程度，充分利用爆破地震振动引起的附加作用力，促进危岩下滑，达到减少工程量、节约工程成本的目的。
参考文献
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