胡麻嶺隧道大變形力學行為及控制技術研究

2011-05-04 08:07:26付迎春

鐵道建筑 2011年5期

付迎春

(石家莊鐵路職業技術學院，石家莊 050041)

隨著我國客運專線建設和西部大開發快速發展，隧道擠壓大變形問題越來越引起人們重視，成為隧道施工中危害極大的地質災害問題，不可預見性較大，目前尚無成熟控制技術體系［1-4］。

自20世紀初首例嚴重的軟弱圍巖隧道(普倫I線隧道)大變形發生以來，國內外隧道工程發生大變形災害的事例層出不窮，是困擾地下工程的重要問題。如國外的奧地利陶恩(Tauern)隧道、阿爾貝格(Arlberg)隧道、日本惠那山(Enasan)公路隧道;國內如寶中線大寨嶺隧道和堡子梁隧道、青藏線烏鞘嶺隧道、國道317線鷓鴣山公路隧道、南昆線穿越煤系地層的家竹箐隧道等工程均出現了不同形式和程度的圍巖大變形事件，給隧道設計、施工和運營帶來了一系列風險和隱患。如4 km長的家竹菁隧道噴射混凝土和鋼拱架嚴重變形，拱頂下沉達80～100 cm，底板隆起達50～80 cm，兩側邊墻向內位移50～60 cm，鋼架因圍巖擠壓產生扭曲、噴層開裂，最終隧道縱向大變形范圍長達390 m，延誤工期四個半月。

從總體上看，目前國內對頻頻發生大變形災害的研究顯得較為貧乏，在治理上消極被動，辦法不多。因此，本文依托我國蘭渝鐵路胡麻嶺隧道工程實踐，展開研究，具有十分重要的理論價值和實踐意義。

1 工程概況

胡麻嶺隧道位于蘭渝客運專線蘭州東至廣元段，進口里程 DK68+626，出口里程 DK82+234，總長13 608 m，是蘭渝鐵路控制性關鍵工程之一。地質條件復雜，軟弱圍巖比重大，其中碳質頁巖開挖后易產生較大變形，為Ⅰ級風險隧道。隧道范圍內覆土主要有第四系全新統地層，洞身穿過奧陶系、寒武系地層，以砂巖、頁巖為主，且洞身段穿越四條區域性大斷層，地下水發育，砂巖儲水性較好，裂隙發育，含水帶范圍廣闊。

2 三維數值模擬

2.1 計算模型的建立

采用FLAC3D三維快速拉格朗日差分軟件，根據地下結構的計算原理，隧道開挖影響范圍為洞徑的3～5倍，且由工程實際情況取值。計算范圍:縱向方向取120 m，水平方向長度取120 m;垂直方向隧道底部以下35 m，模型上表面取至拱頂70 m，見圖1。

圖1 三維數值計算模型

2.2 計算參數

圍巖參數根據地質勘察和設計院提供的參數分析報告，結合現行《鐵路隧道設計規范》(TB10003—2005)［10］，具體計算參數如表1所示，巖體本構模型選用Mohr-Coulomb彈塑性模型。

錨桿單元充分考慮其徑向和法向的摩擦效果，主要是控制隧道壁面徑向位移和圍巖內部相對位移，具體參數根據室內試驗確定，如表2所示。

表1 圍巖物理力學參數

表2 錨桿力學參數

按抗彎剛度等效的原則，將初期支護的網噴混凝土和鋼拱架作為一個等效體，并采用彈性三維實體單元進行模擬。每開挖一步及時施加模擬鋼拱架加網噴混凝土單元，但剛度取實際剛度的30%來模擬施工過程中強度發展的時間效應，在下一計算步中，初支剛度發展到100%，初期支護具體計算參數見表3。掌子面預加固有效長度為20 m，兩次超前加固搭接長度不小于3 m。

表3 初期支護力學計算參數

2.3 初始高地應力場

根據可研階段初步地應力反演結果表明，最不利地應力里程隧道中心地應力狀態:σx=6.86 MPa(垂直隧道軸線水平方向)、σy=10.24 MPa(平行軸線水平方向)、σz=9.02 MPa(豎直方向)。左、右邊界及下邊界法向約束，上邊界施加均布力約束條件。

3 數值模擬結果與分析

深部巖體處于復雜地質環境中，一方面承受復雜構造地應力作用，另一方面開挖強卸荷引起應力集中，最終導致一定范圍巖體破壞，形成松動圈，不利于隧道整體穩定性。

3.1 圍巖變形特性分析

在評價隧道穩定性時，變形是重要數據之一。一般認為巖石地下工程整體失穩破壞是一種與隧道圍巖某種物理力學性質改變或消失所對應的力學狀態，其表現形式是洞壁圍巖某一特征曲線由線性等速變化階段向非線性的加速變化階段發展。

1)洞周深部圍巖變形

從圖2、圖3看出:兩種施工工法隧道拱頂沉降規律基本相同，分為預收斂變形、急速變形、穩定變形三個階段。對比發現，掌子面預加固時，拱頂沉降較小，曲線變化趨勢更平緩，更有利于洞室結構長期穩定。由此可見，掌子面預加固工法有利于控制掌子面前方圍巖變形(豎向沉降、水平收斂)，從而控制最終的變形，有利于隧道整體穩定(見圖4)。

2)掌子面核心土體擠出變形

圖2 豎向位移云圖(單位:m)

圖3 水平位移云圖(單位:m)

圖4 掌子面前后洞周變形對比曲線

由圖5看出:高地應力條件下，隧道空間擠出效應相當明顯。且基本上以掌子面中部偏下方變形值最大，在垂向上下基本呈對稱分布。噴錨支護后的最終位移、掌子面預變形均大于掌子面預加固工法，說明掌子面預加固工法控制掌子面擠壓變形效果相當明顯。因此，從變形的角度出發，應該首先選擇掌子面預加固工法。

隨著與掌子面距離逐漸增大，掌子面前方核心土體擠出變形減小，如圖6所示。主要影響范圍是掌子面前方15 m，即掌子面前方預加固長度不得小于15 m。掌子面預加固下，掌子面前方核心土體擠出變形曲線斜率逐漸變小，有變緩趨勢，說明掌子面預加固有利于控制掌子面擠出變形，從而更有利于洞室結構穩定。

3.2 能量密度分布特征分析

損傷程度與圍巖中儲存能量密切相關，軟巖高地應力隧道穩定性與開挖后巖體儲存應變能大小有直接關系，應變能密度公式為

圖5 隧道軸線方向的擠出云圖

其中，υ 為巖體泊松比;σ1，σ2，σ3分別為第一、第二、第三主應力;E為彈性模量。

1)洞周深部巖體能量密度

各種條件下圍巖能量密度分布如圖7、圖8所示，切向應力超過巖體強度處于屈服狀態時，圍巖屈服以后強度下降，切向應力水平也降低，能量密度最大值向深部巖體移動，其位置均位于距洞壁(2～3 m)深部圍巖處，邊墻能量密度最大值為107 664 kJ/m3，較拱頂(55 031 kJ/m3)大，說明邊墻能量聚集區單元數目更多，因此儲存能量也越大，出現能量增高帶，圍巖的不穩定性也更加突出。在開挖時耗散能量使巖石破壞屈服，要保證邊墻支護(錨桿+噴射混凝土)的質量，從而降低能量集中程度。

圖7 洞身圍巖能量密度比較(單位:kJ/m3)

圖8 深部圍巖能量密度分布曲線

2)掌子面核心土體前方圍巖能量密度

隧道的開挖必然引起周圍圍巖松弛及塑性化，根據隧道穩定性能量理論，在高地應力下能否穩定與圍巖中儲存能量密切相關。能量轉化與耗散、能量密集程度分析，對應的是圍巖破壞程度。

圖9 隧道軸線方向能量密度分布云圖(單位:kJ/m3)

從圖9、圖10看出:能量密度出現先增大再減小，再增大趨勢。第一次峰值位于掌子面前方5 m左右圍巖處，出現一個能量增高帶，成為掌子面穩定的關鍵部位。噴錨支護和掌子面預加固對掌子面前方10 m范圍內的能量有影響，對掌子面10 m以外幾乎沒有什么影響，其影響范圍與擠出變形基本一致。

3.3 塑性區分布特征分析

從力學觀點來看，巖體喪失穩定性就是其中應力達到或超過巖體強度，經歷從彈性到塑性的過程。圍巖塑性化反映連續介質宏觀塑性流動力學動態，當圍巖進入塑性以后，其承載能力將大幅下降，甚至導致整體失穩。塑性區主要分布于隧道拱部和底部，由于處于高地應力狀態，塑性區基本沿洞周均勻分布。在超前加固條件下，掌子面圍巖塑化分布范圍相對縮小。洞周關鍵部位塑性區最大深度匯總如表4所示。掌子面超前加固下，最大塑性區深度均明顯減小，掌子面預加固更有利于控制隧道塑性區的擴展。