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極高地應力軟巖隧道貫通段變形控制方案研究
——以蘭渝鐵路木寨嶺隧道為例

2017-10-10 02:29:34李沿宗尤顯明
隧道建設(中英文) 2017年9期
關鍵詞:錨桿變形施工

李沿宗, 尤顯明, 趙 爽

(1. 中鐵隧道集團有限公司勘測設計研究院, 廣東 廣州 511458; 2. 中鐵隧道局集團有限公司, 廣東 廣州 511458)

極高地應力軟巖隧道貫通段變形控制方案研究
——以蘭渝鐵路木寨嶺隧道為例

李沿宗1, 尤顯明2, 趙 爽1

(1. 中鐵隧道集團有限公司勘測設計研究院, 廣東 廣州 511458; 2. 中鐵隧道局集團有限公司, 廣東 廣州 511458)

為了解決極高地應力軟巖隧道越嶺核心貫通段大變形控制難題,以蘭渝鐵路木寨嶺隧道施工為例,通過現場試驗和數據分析,得到如下結論: 1)確定了越嶺核心貫通段的長度; 2)提出了越嶺核心貫通段“4層初期支護結構+徑向注漿+長錨桿+長錨索”綜合變形控制方案; 3)得到了貫通段多層初期支護結構變形控制效果; 4)說明貫通段施工及變形控制方案可行。

高地應力; 軟巖隧道; 貫通段; 4層初期支護結構; 徑向注漿; 長錨桿; 長錨索; 變形控制

Abstract: The deformation control of the core breakthrough section of soft rock mountain-crossing tunnel with extremely high ground stress is very difficult. The field test is carried out and the data collected are analyzed by taking Muzhailing Tunnel on Lanzhou-Chongqing Railway for example. Some conclusions are drawn as follows: 1) The length of the core breakthrough section crossing mountain is determined. 2) The comprehensive deformation control scheme of “four-layer tunnel primary support structure + radial grouting + long anchor bolt + long anchor rope” for core breakthrough section crossing mountain is proposed. 3) The deformation control effect of multilayer support structure of the breakthrough section is good. 4) The construction scheme and deformation control scheme for breakthrough section are rational.

Keywords: high ground stress; soft rock tunnel; breakthrough section; four-layer tunnel primary support structure; radial grouting; long anchor bolt; long anchor rope; deformation control

0 引言

極高地應力軟巖隧道施工時,大變形的有效控制是施工面臨的重大難題,特別是極高地應力軟巖隧道貫通段施工及大變形的控制。蘭渝鐵路木寨嶺隧道DK(DYK)180+800~DK(DYK)181+800段位于F14-1斷層破碎帶,長約1 000 m,圍巖極為破碎軟弱,埋深為580~728 m,具有地應力高、埋深大、圍巖極為軟弱破碎、變形大和變形較長時間不收斂等特點。前期已施工二次襯砌部分段落出現了襯砌開裂破壞,設計上將該段稱為該隧道的越嶺核心段,貫通段也處于該段落,其變形控制難度極大。該隧道越嶺核心段前期部分段落施工時,先進行超前導洞應力釋放,然后采用“3層初期支護+徑向注漿+長錨索+長錨桿+二次襯砌”方案使變形得到了較為有效的控制,但貫通段施工時,由于施工相互影響,地應力將明顯調整并重新分布,變形速率可能明顯增大,且極易產生突變,甚至坍塌,嚴重威脅施工安全。目前,國內外學者針對高地應力軟巖隧道非貫通段施工變形機制、變形控制以及施工組織等方面已做了大量的研究工作。文獻[1-4]就軟巖大變形機制方面進行了分析; 文獻[5-8]就軟巖大變形隧道初期支護措施與方法等方面進行了研究; 文獻[9-11]就軟巖大變形隧道變形控制及施工技術進行了總結。但對極高地應力軟巖隧道越嶺核心貫通段施工及變形控制技術的研究則較為少見,目前僅有一些針對一般軟巖隧道貫通施工技術方面的嘗試和實踐[12-15],這些成果對高地應力軟巖隧道的安全施工進行了較好的指導,但并不能完全解決極高地應力軟巖隧道貫通段的變形控制及安全施工難題,因此,有必要結合極高地應力軟巖隧道越嶺核心段特殊地質環境,對貫通段施工及變形控制方案進行進一步探索和研究,以期解決高地應力軟巖隧道越嶺核心貫通段大變形控制難題。

1 工程及地質概況

蘭渝鐵路木寨嶺隧道為雙洞單線,線間距為40 m,單洞跨度約為11 m,全長19.020 km,主要穿越板巖及炭質板巖軟弱圍巖區,在普通軟巖段試驗測得該隧道板巖單軸飽和抗壓強度Rc平均值為13.35 MPa,實測水平地應力最大值為27.16 MPa,該隧道的強度應力比Rc/σ1=0.49,處于極高地應力狀態,極易發生大變形。根據設計,該隧道越嶺核心貫通段主要位于F14-1斷層破碎帶,埋深在600 m左右,該段地層巖性為二疊系薄層狀炭質板巖,受地質構造影響嚴重,層間結合差,節理發育-極發育,巖層破碎-極破碎,石質較軟,呈碎石、角礫狀結構,偶夾中厚層砂巖,呈塊石狀結構,未見基巖裂隙水,綜合判定為Ⅴ級軟巖。越嶺核心段掌子面地質情況見圖1。為了控制變形,前期越嶺核心段DYK181+013~+257段進行了超前導洞應力釋放施工。超前導洞初期大變形情況見圖2。

圖1 越嶺核心段掌子面地質揭示圖

圖2 越嶺核心段超前導洞初期支護大變形

Fig. 2 Large deformation of advance pilot tunnel of core section crossing mountain

2 貫通段變形控制方案

2.1 貫通段里程范圍的確定

蘭渝鐵路木寨嶺隧道右線圓形擴挖段里程范圍為DYK181+013~+257,全長為244 m,由2個掌子面同步相向施工,最后會合。對于隧道施工來說,貫通時極易發生變形突變甚至坍塌事故,嚴重威脅到施工安全。該隧道圓形擴挖段開挖斷面直徑約為16 m,一般來說,隧洞開挖的2~3倍洞徑范圍為開挖影響范圍[5],即該隧道開挖影響范圍為32~48 m,同時根據前期圓形擴挖段施工變形監測數據反應結果(施工時該隧道左右線先后進行隧道施工對彼此變形的影響較小),綜合考慮施工安全和施工進度,確定貫通段長度為50 m,里程范圍為DYK181+100~+150,貫通會合里程為DYK181+130。

2.2 貫通段前期超前導洞施工及變形情況

為了控制大變形,蘭渝鐵路木寨嶺隧道右線DYK181+013~+257非貫通段采用“超前導洞+3層初期支護+徑向注漿+長錨索+長錨桿+二次襯砌”變形控制方案; 貫通段前期也采用了超前導洞進行應力釋放,其尺寸為7 m×6.8 m(寬×高),采用2臺階法施工,臺階長度約為5 m,開挖臺階布置如圖3所示。開口段采用仰拱封閉成環,變形較大時采用套拱多次噴混凝土抑制變形發展,主要初期支護參數為: H175型鋼,間距0.7 m/榀; 拱墻噴C30混凝土,厚33 cm; 仰拱采用C30混凝土,厚80 cm。

圖3 超前導洞開挖臺階布置(單位: m)

超前導洞施工過程中多處圍巖發生局部滑塌,多處因變形較大現場加設了橫豎支撐,特別是導洞貫通面前后20 m附近,變形速率明顯增大,局部存在突變現象,說明在極高地應力作用下,軟巖隧道貫通時因施工擾動大,變形風險會加大。

正洞貫通段超前導洞變形統計如圖4所示。由圖4可知: 正洞貫通段超前導洞變形速率和累計值均較大,前7 d平均變形速率均值為63.7 mm/d,最大達到105.9 mm/d; 累計變形值均值為810.3 mm,最大為1 059 mm。

圖4 貫通段超前導洞收斂變形

Fig. 4 Deformation and convergence of pilot tunnel on breakthrough section

2.3 非貫通段前期擴挖施工及變形情況

2.3.1 開挖參數

非貫通段部分段落先采用超前導洞釋放,然后再進行擴挖施工。施工時先在小導洞位置回填洞渣反壓,然后采用3臺階法擴挖至設計斷面,臺階高度為3~5 m,長度為4~7 m,開挖進尺為0.7 m。

2.3.2 擴挖支護參數

非貫通段主要采用“3層初期支護+徑向注漿+長錨索+長錨桿+二次襯砌”支護方案,支護參數如圖5所示。3層初期支護參數主要為: 第1層初期支護采用H175型鋼鋼架,0.7 m/榀,噴33 cm厚C30混凝土,預留變形量50 cm; 第2層初期支護采用H175型鋼鋼架,0.7 m/榀,與第1層交錯布置,噴25 cm厚C30混凝土,預留變形量60 cm; 第3層初期支護采用噴鋼筋(φ22主筋)混凝土(C35)初期支護,厚40 cm,預留變形量15 cm。二次襯砌為模筑φ22鋼筋C35混凝土,厚70 cm。

拱墻采用φ42小導管徑向注漿,長4.0 m,環向間距1.2 m×1.2 m,邊墻設4×φ15.2 mm錨索,長15 m,錨固段5 m、自由段9.5 m、張拉段0.5 m,10根/環,環距2.8 m; 邊墻設R38N自進式錨桿,長8 m,每環8根,縱向間距為0.7 m,均在第2層初期支護上施作。

圖5 非貫通段支護參數(單位: cm)

Fig. 5 Supporting parameters of tunnel section (non-breakthrough one)(unit: cm)

2.3.3 非貫通段正洞變形情況

通過現場實測,非貫通段正洞變形情況統計如表1所示。由表1可以看出: 非貫通段第1層初期支護變形很大,平均值分別為拱頂沉降233.5 mm、速率23.8 mm/d,上臺階收斂587.5 mm、速率54.8 mm/d,中臺階收斂724 mm、速率110.3 mm/d; 第2層初期支護及仰拱施作后,平均變形速率明顯減小,其減小幅度達到50%以上,收斂速率大部分為15~35 mm/d,仍較大,不能抵抗圍巖變形,同時因第2層施作后監測時間遠比第1層長,變形累計值整體比第1層大; 第3層初期支護及長錨桿長錨索施作后變形累計值及速率均明顯減小,平均變形速率大部分控制在2 mm/d左右,說明3層初期支護完成后對變形的控制效果明顯。

表1 正洞非貫通段變形情況

注: 表中各層數值均為重新埋設測點后所測。

2.4 貫通段變形控制方案分析

前期正洞非貫通段施工時,采用 “3層初期支護+徑向注漿+長錨索+長錨桿+二次襯砌”方案變形得到了較為有效的控制,但第1、2層初期支護變形速率仍然很大。為了保證極高地應力軟巖隧道貫通段變形控制效果,保證施工安全,結合前期導洞施工變形情況和正洞非貫通段變形控制效果,經設計與施工單位共同研究確定,該隧道正洞貫通段主要采用“4層初期支護+徑向注漿+長錨索+長錨桿+二次襯砌”方案,貫通面附近采用15 m長管棚縱向注漿加固,同時上中臺階施作臨時仰拱,保證順利貫通。

2.4.1 開挖參數

貫通段施工時,首先在小導洞位置回填洞渣反壓,然后3臺階法擴挖至設計斷面,臺階高度為3~5 m,長度4~7 m,開挖進尺0.7 m,開挖參數如圖6所示。

圖6 貫通段開挖參數(單位: cm)

Fig. 6 Excavation parameters of breakthrough section(unit: cm)

2.4.2 主要支護參數

為了保證該隧道越嶺核心段變形控制效果和結構安全,貫通段變形控制方案主要采用“4層初期支護+徑向注漿+長錨索+長錨桿+二次襯砌”方案,支護參數如圖7所示。

1)4層初期支護參數。第1層初期支護采用H175型鋼鋼架,0.7 m/榀,噴33 cm厚C30混凝土,預留變形量50 cm; 第2層初期支護采用H175型鋼鋼架,0.7 m/榀,與第1層交錯布置,噴25 cm厚C30混凝土; 第3層初期支護采用H175型鋼鋼架,0.7 m/榀,與第2層重疊布置,噴25 cm厚C30混凝土,第2、3層累計預留變形量60 cm; 第4層采用噴鋼筋(φ22主筋)混凝土(C35)初期支護,厚40 cm,預留變形量15 cm。二次襯砌為模筑φ22鋼筋C35混凝土,厚70 cm。

2)錨固參數。拱墻采用φ42小導管徑向注漿,長4.0 m,環向間距1.2 m×1.2 m,邊墻設4×φ15.2 mm錨索,長15 m,錨固段5 m、自由段9.5 m、張拉段0.5 m,10根/環,環距2.8 m; 邊墻設R38N自進式錨桿,長8 m,每環8根,縱向間距為0.7 m,主要在第3層初期支護上施作。

圖7 貫通段支護參數(單位: cm)

貫通面前后共計15 m段落拱部120°范圍內施作φ76的超前管棚,如圖8所示,管棚長11 m,環向間距0.4 m,外插角5°,穩固剩余段落上方圍巖,形成安全工作面。

圖8 超前管棚布置圖

2.4.3 施工工序

根據實際施工條件,主要施工工序為: 洞渣回填導洞—上中臺階開挖及第1層初期支護(含超前支護及鎖腳鎖固錨桿施作)—上中臺階徑向注漿加固—上中臺階第2層初期支護—上中臺階第3層初期支護—中臺階長錨桿—下臺階開挖及1、2、3層初期支護—下臺階徑向注漿加固—下臺階2排長錨桿、長錨索施工—仰拱施工—上中臺階長錨桿、錨索施工—第4層初期支護施工—二次襯砌施工。

2.4.4 施工縱向布局

為了進行平行施工作業,提高施工效率,滿足機械作業空間要求的同時利于變形控制,經過優化分析得到,上、中、下臺階長分別為5、7、4 m,仰拱步距30 m,長錨桿、長錨索施工步距39 m,第4層支護施工步距46 m,二次襯砌施工步距70 m。具體施工布局如圖9所示。

圖9 貫通段施工布局示意圖

3 貫通段變形監測及管理方案

3.1 變形測點布置及監測

根據測試需要和工序要求,貫通段縱向每5 m布設一個變形監測斷面,第1層初期支護在上、中臺階布設5個測點,第3、4層支護在上、中、下臺階分別布置7個測點,如圖10所示。采用全站儀對變形測點進行監測,正常情況每日監測1次,異常情況根據需要加大監測頻率。

3.2 變形管理方案

為了保證蘭渝鐵路木寨嶺隧道越嶺核心貫通段施工安全,根據施工進度對該段貫通施工時變形速率和各層剩余預留變形量采用雙重三級預警管理方案,根據預警級別分別采取相應措施,具體如表2和表3所示。

圖10 貫通段變形測點布置示意圖

Fig. 10 Layout of deformation monitoring points of breakthrough section

表2 變形速率預警管理

4 變形控制效果分析

根據現場實測數據,各段平均變形統計如表4所示。該表中變形為各階段變形值,變形速率為各階段平均變形速率。

表4 貫通段(DYK181+100~+150)變形統計

注: 表中各層數值均為重新埋設測點后所測。

由表4可以看出: 貫通段采取本文所述變形控制方案后,變形并未產生突變,第3層初期支護后因進行仰拱、長錨桿和長錨索施工,測試時間較長,累計變形值最大,變形速率隨著支護的加強不斷減小。以上臺階收斂變形為例,第1、3、4層初期支護平均變形速率分別為54.6、15.0、0.7 mm/d,4層初期支護施作完成后,變形得到了有效控制,保障了貫通段的安全順利貫通(見圖11),說明貫通段施工及變形控制方案可行。

圖11 貫通段順利貫通

5 結論及建議

5.1 結論

極高應力區越嶺核心段由于地應力高、圍巖極為軟弱和地質條件復雜,隧道貫通段的變形控制是施工時面臨的最大難題,本文根據蘭渝鐵路木寨嶺隧道越嶺核心段現場地質及施工環境,結合前期非貫通段施工及變形控制情況,對貫通段變形控制方案進行了分析和研究,得出如下主要結論:

1)根據該隧道越嶺核心段施工及地質環境,結合前期超前導洞及非貫通段施工變形情況,確定了貫通段長度及采用“4層初期支護結構+徑向注漿+長錨桿+長錨索+二次襯砌”的變形控制方案,優化了施工工序和縱向施工布局,保證了變形控制效果。

2)該隧道貫通段隨著初期支護的加強,變形速率不斷減小,第4層初期支護施作后,平均變形速率大部分控制在1 mm/d以下,基本達到設計施作二次襯砌條件。

3)通過變形速率和剩余預留變形量雙重預警管理,確保了該隧道貫通段變形控制效果并順利貫通。

4)極高地應力軟巖隧道貫通段采取超前導洞釋放、多層支護、長錨桿與錨索和固結灌漿等綜合措施控制變形,其施工工序繁多、組織難度極高,在該領域極為少見,其成果可為后續類似工程的設計和施工提供借鑒。

5.2 建議

1)極高地應力軟巖隧道越嶺核心段貫通施工時,由于施工相互影響,變形速率可能明顯增大,且極易產生突變,甚至坍塌,嚴重威脅施工安全,建議極高地應力軟巖隧道貫通施工時,應采取“預留足夠變形量、支護寧強勿弱、精細組織、快速施工、分級預警”的原則,保證貫通施工安全。

2)由于二次襯砌施作前變形并未完全收斂穩定,在極高地應力軟巖環境下,二次襯砌結構難免會承受通過初期支護傳遞過來的部分圍巖壓力,且隨著時間的推移,結構受力可能會出現增長,結構受力增長多久才能穩定目前尚無有效方法進行預測,這對二次襯砌結構的長期安全性構成一定挑戰,下一步可針對極高地應力軟巖環境下圍巖—初期支護—二次襯砌結構地應力傳遞機制展開研究,掌握其傳遞規律,評估二次襯砌結構受力長期增長規律,為徹底解決極高地應力軟巖環境下結構長期安全性問題提供理論參考。

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StudyofDeformationControlSchemeofBreakthroughSectionofSoftRockMuzhailingTunnelonLanzhou-ChongqingRailwaywithExtremelyHighGroundStress

LI Yanzong1, YOU Xianming2, ZHAO Shuang1

(1.Survey,DesignandResearchInstituteofChinaRailwayTunnelGroupCo.,Ltd.,Guangzhou511458,Guangdong,China; 2.ChinaRailwayTunnelGroupCo.,Ltd.,Guangzhou511458,Guangdong,China)

U 455.4

A

1672-741X(2017)09-1146-07

2017-02-10;

2017-05-25

李沿宗(1982 —),男,貴州甕安人,2010年畢業于中南大學,防災減災及防護工程專業,碩士,高級工程師,現從事隧道及地下工程方面的技術研究及管理工作。E-mail: dakai909@126.com。

10.3973/j.issn.1672-741X.2017.09.013

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