五峰山隧道洞口段施工優化及受力特性分析

范城域， 李之達， 劉子航

(1.武漢理工大學 交通學院,湖北 武漢 430063;2.中鐵七局集團武漢工程有限公司，湖北 武漢 430074)

0 引 言

目前我國在山區公路、鐵路建設中多采取隧道的形式穿越山嶺。山嶺隧道洞口段通常地質條件很差,存在偏壓狀況,很容易造成邊坡滑坡、拱頂塌落等突發災害[1],因此在隧道進洞時盡可能減弱偏壓對圍巖的擾動,通過減小開挖面積、增強襯砌結構的支撐能力來提高圍巖的穩定性。本文依托五峰山隧道項目來研究洞口偏壓段在施工過程中的力學特性,并結合隧道工程等專業知識及相關規范來對五峰山隧道進口偏壓段現有開挖及支護方案進行優化改善。

1 工程背景

1.1 工程概況

五峰山隧道位于湖北省竹溪縣,隧道進口段里程為K6+955～K7+025,長為70m。隧道整體圍巖以強風化炭質頁巖為主,部分圍巖為中風化灰巖,圍巖等級整體以Ⅴ級為主。由于進口段位于坡度30°～40°的斜坡附近,故會造成洞室存在偏壓。根據前期地質勘查結果,在隧道進口附近存在斷裂帶,斷裂構造發育,斷裂走向主要為北西向,其區域地質情況詳見構造綱要圖1。

圖1 五峰山隧道構造綱要示意圖

1.2 五峰山隧道進洞施工方案

五峰山隧道洞口段開挖至K6+985斷面后,現場觀測掌子面圍巖穩定性較差,并且距離掌子面最近的監控斷面K6+980產生較大沉降,根據超前地質預報顯示K6+985掌子面前40m圍巖地質情況較差,圍巖發育比較破碎,原開挖方案風險較大,于是重新選取K6+985～K7+025段開挖方案。根據《公路隧道設計規范》(JTG D07-2004)[2]對隧道洞口工程施工原則,結合現場情況對開挖及支護方法進行優化。

圖2 巖體比速度參數成果圖

目前偏壓隧道開挖方法應用較多的是三臺階分步開挖法(表1)、中隔墻法等(表2)[3]。結合五峰山隧道實際情況,選取設置臨時仰拱的三臺階法和中隔墻法來進行方法比選,開挖步長均設置為2m;開挖順序上“優先開挖深埋側再開挖淺埋側”對地表的擾動更小[4],在采用中隔墻法時先開挖左側埋深較厚的一側。三臺階臨時仰拱法及中隔墻法的具體施工步驟見表1及表2。

表1 三臺階臨時仰拱施工工序

表2 中隔墻法施工工序

洞口段施工也應當增強支護強度。超前支護方面在K6+985～K7+025選用超前小導管對圍巖注漿,搭接長度4 m,設置密度8 m2/根,共設置7根。在進行初次支護時,打算比選以下2種支護方案:

方法①:

初次襯砌厚度增加至0.4 m。

各初襯參數:φ25早強中空注漿錨桿(L=3.5 m,布置間距為1.0 m×0.6 m,其中環形間距為1.0 m),φ8鋼筋網雙層,20 cm×20 cm,HK180a型鋼拱架,縱向間距0.6 m,C25早強混凝土0.4 m厚。

方法②:

初期支護采用非對稱方法[5]來抵抗偏壓影響。相關研究表明:錨桿長度在3～4.5 m增加錨桿長度會提高錨固作用;錨桿環向間距過大會導致隧道整體沉降偏大,過小會產生次生節理裂隙[6]。

各初襯參數:φ25早強中空注漿錨桿(布置間距為1 m×0.4 m,其中環形間距為1 m),φ8鋼筋網雙層,20 cm×20 cm,HK180a型鋼拱架,縱向間距0.6 m,C25早強混凝土。在埋深較大的一側將錨桿長度設置為4.5 m、縱向間距0.4 m,初噴混凝土厚度為0.28 m;在埋深較淺的一側將錨桿長度設置為3.5 m、縱向間距0.6 m, 初噴混凝土厚度為0.25 m。

將本節所選擇的開挖及支護方法互相組合,得出四種施工方案(表3)。

表3 進洞方法比選表

2 洞口段施工模擬

2.1 建立數值計算模型

本章利用FLAC3D建立五峰山隧道K6+985～K7+025段三維模型,模型如圖3所示,尺寸選擇如下:地表采用五峰山隧道實際地形狀況,水平方向左(右)邊界距離隧道左(右)邊緣40 m;豎直方向下邊界距離隧道底部40 m,上邊界取至地表;隧道縱向長度為40 m。模型的前后側、左右側均施加法向位移約束,地表面設置為自由邊界。圖4、5為部分施工方案的施工過程。圍巖及支護的物理參數見表4。支護方法① 及支護方法② 中錨桿支護的等效作用結果見表5。鋼拱架及鋼筋網的支護作用根據等效原則增加到初期支護以及臨時支護的力學參數中。鋼拱架及鋼筋網的等效方法按照公式1進行計算:

(1)

式中:E為折算后的結構彈性模量;E0為噴射混凝土的彈性模量;Eg為工字鋼的彈性模量;Sg為鋼拱架的橫截面積;Sc為噴射混凝土的橫截面積。

圖3 五峰山隧道三維模型

圖4 方案一施工過程

圖5 方案三施工過程

表4 圍巖及結構單元力學參數

表5 不同支護方法的等效參數

數值計算過程中所作假設如下:

(1)模型在遵從摩爾-庫侖屈服準則前提下按照大變形模式計算。

(2)巖體強度假定為各項同性。

(3)在模擬初始地應力時僅考慮巖體的自重應力。

(4)超前加固和圍巖注漿加固作用按照等效原則通過提高巖體的物理參數來實現;初期支護中鋼拱架、鋼筋網的支護作用及臨時支護中鋼架的支護作用按照等效原則通過提高混凝土的物理參數來實現[7]。

2.2 數值模擬結果分析

2.2.1 圍巖應力分析

隧道施工完成后,K6+990斷面圍巖整體性較差。該斷面在不同方案下的最大主應力分布如圖6所示,不同方案下圍巖整體最大主應力均以壓應力為主,隧道開挖導致局部區域出現拉應力,拉應力主要分布在拱頂至左拱腰附近、拱底、邊坡較高處。不同施工方案的最大拉應力在0.039～0.058 MPa,具體數值見表6所示,其中方案三最大拉應力僅為0.039 MPa。

圖6 施工方案一～四最大主應力分布

偏壓隧道施工過程中,左右兩側拱腰至拱腳區域容易產生壓應力集中現象。模擬四種施工方案后,K6+990斷面最小主應力云圖應力集中區域分布不多,在隧道左側區域仍有應力集中現象存在,其具體分布如圖7所示。方案三和方案四的應力集中區域明顯小于方案一和方案二,可見當采用中隔墻法減小開挖面積后,采取加厚襯砌以及非對稱的支護方法都可以明顯消除應力集中現象。

表6 不同方案洞周圍巖最大主應力

圖7 施工方案一～四最小主應力分布

K6+990斷面洞周圍巖在施工后的塑性區分布如圖8所示。采用方案一時,主要在埋深側拱腰及拱腳區域出現了一定范圍的塑性區域,另外在拱頂以及淺埋側的拱腳附近分布有少量塑性區域;采用方案二施工時,塑性區域主要集中在埋深側拱腰及拱腳之間,塑性區域分布較大;采用方案三施工時,由于減少了開挖面積,埋深側拱腰及拱腳間的塑性區進一步減小;方案四施工時塑性區主要集中分布于埋深側拱腰及拱腳附近。相比于方案一及方案二,采用方案三及方案四所產生的塑性區更少,對隧道結構更加安全。

圖8 施工方案一～四洞周塑性區分布

2.2.2 圍巖位移分析

本節選取K6+990斷面來分析不同施工方案下的圍巖位移情況,不同方案施工完成后的位移統計見表7。

表7 K6+990斷面位移統計(單位:mm)

(1)豎直沉降分析：

施工完成后,隧道最大沉降出現在拱頂至左拱腰附近,這是受偏壓作用產生的結果;同時隧道右側拱腰至拱腳附近圍巖出現向上移動的情況,這是由于該側圍巖埋深較淺,偏壓所產生側向應力作用所致。不同方案施工完成后的豎向位移云圖如圖9～圖12所示。結合表7分析可知,四種施工方案下豎向最大沉降都位于拱頂與左拱腰之間的區域,最大值為16 mm,最小值為5.7 mm。為了更好地分析不同施工方案的優劣性,根據數值計算的結果繪制K6+990斷面最大豎向沉降隨施工步的關系曲線圖，如圖13、圖14所示。

圖9 方案一豎向位移云圖

圖10 方案二豎向位移云圖

圖11 方案三豎向位移云圖

圖12 方案四豎向位移云圖

圖13 不同方案下最大沉降-施工步關系

圖14 不同方案下沉降速率-施工步關系

通過分析圖13、14可以得知:

①方案一與方案二均采取三臺階臨時橫撐法開挖,其最終沉降數值較大。在方案一施工過程中,該斷面完成第2施工步后最大沉降值為6.24mm,約占施工完成后沉降值的40%;在第5步后的沉降數值為10.62mm;K6+990斷面開始施工到完成中臺階開挖期間,隧道的沉降速率較大,當完成中臺階支護后,沉降速率降至0.89mm/步,當該斷面完成下臺階支護后,沉降速率進一步減緩,當掌子面遠離該斷面8m后沉降速率穩定在0.15mm/步以下,該斷面附近圍巖進入穩定狀態?？梢姵醮我r砌以及臨時支撐的施加明顯減輕了該斷面附近圍巖的擾動。采用方案二非對稱支護設計后,該斷面的整體沉降數值比方案一減少了22%,并且完成主要關鍵施工步(上臺階開挖、中臺階開挖、下臺階開挖)后,圍巖的沉降速率進一步減小,非對稱支護設計明顯弱化了偏壓對施工造成的危害,減輕了圍巖的擾動。

②方案三與方案四最終沉降進一步減小。在方案三施工過程中,該斷面完成左上臺階開挖及支護后產生沉降2.48 mm,約占最終沉降的38%;在完成左下臺階開挖及支護后產生沉降3.25 mm;在完成右上臺階開挖及支護后產生最終沉降3.8 mm;在完成全段面開挖后產生沉降4.8 mm,約占施工完成后沉降的75%。該斷面開挖時沉降速率達到0.92 mm/步,隨著初襯的施加,沉降速率逐漸降低,當掌子面遠離該斷面8 m后沉降速率穩定在0.12 mm/s,該斷面附近圍巖逐漸趨于穩定。采用方案四施工,圍巖的沉降情況及速率變化趨勢與方案三基本吻合,可見當減小開挖面積后,采用增加襯砌厚度和非對稱支護都可以提高圍巖的穩定性。

(2)水平位移分析：

偏壓隧道開挖后左右側受力不均勻,拱頂處水平位移可以反映出隧道結構受偏壓影響的嚴重程度。不同方案施工完成后的水平位移云圖,如圖15～圖18所示。結合表7分析可知,四種施工方案隧道拱頂處水平位移最大值為2.2mm,最小值為1.5mm。為了更好地對四種施工方案進行比選,根據數值計算的結果繪制K6+990斷面拱頂水平位移隨施工步的關系曲線圖，如圖19、圖20所示。

圖15 方案一水平位移云圖

圖16 方案二水平位移云圖

圖17 方案三水平位移云圖

圖18 方案四水平位移云圖

圖19 不同方案下拱頂水平沉降-施工步關系

圖20 不同方案下拱頂水平沉降速率-施工步關系

通過分析圖19、圖20可以得知:各施工方案拱頂水平位移收斂曲線變化基本一致,當掌子面遠離監測斷面8 m后,拱頂水平移動速率基本穩定于0.05 mm/步。采用方案一產生的水平位移最大,方案四產生的水平位移最小(表9)。四種施工方案均能有效地降低偏壓所致的隧道水平位移。

表8 部分施工步下不同方案沉降情況(單位:mm)

表9 部分施工步下不同方案水平移動情況

2.2.3 不同施工方案工程量分析

現將不同方案每延米的工程量進行計算,具體信息見表10～13。方案一和方案三每延米造價都在32 000元以上,;方案三和方案四每延米造價分別在27 500元和27 800元左右,通過非對稱設計來增強支護強度,即采用方案二或方案四可以降低工程造價。

表10 方案一工程量計算

表11方案二工程量計算

表12 方案三工程量計算

表13 方案四工程量計算

3 結 論

本文利用FLAC3D模擬五峰山隧道K6+985～K7+025段4種優化方案的施工過程,通過對不同方案下圍巖的應力、位移分析可以得知采用方案3和方案4時圍巖出現拉應力的區域明顯減少,壓應力集中現象得到抑制,塑性區的分布面積減少,并且有效降低了隧道周邊的圍巖豎向沉降及水平位移,對圍巖的擾動更小,施工過程更為安全;通過對不同施工方案工程量的分析可以得知采用方案二和方案四進行施工每延米的造價更低;綜合分析可知,采用方案四,即中隔墻法開挖、非對稱支護設計可以保證隧道既安全又經濟的前提下進行施工。