邵珠山,李 希,趙南南,張 喆,喬汝佳
(1.西安建筑科技大學 土木工程學院,陜西 西安 710055;2.西安建筑科技大學 陜西省巖土與地下空間工程重點實驗室,陜西 西安 710055)
近年來,隨著我國交通事業的蓬勃發展,鐵路隧道建設已取得巨大的突破,現階段已投入運營的隧道達到17 000座[1]。在隧道的建設過程中,穿越不良地質現象已成為常態,其中直邊墻軟巖隧道因其特殊斷面形式以及圍巖較差等原因極易發生大變形,隨之而來的拱架扭曲、襯砌開裂及侵限問題的出現給隧道支護結構以及正常施工帶來極大的安全隱患,已成為工程界關注的焦點與難點問題[2]。
目前,關于隧道變形控制及支護優化的研究方法主要以理論分析、現場試驗監測以及數值模擬為主。其中劉宇鵬等[3]、李岳等[4]考慮應變軟化特性的深埋隧道彈塑性解,分析高地應力軟巖隧道錨桿支護原理,提出隧道長、短錨桿聯合支護的方法;周楊等[5]通過理論計算的方式對軟巖隧道應用自旋注漿錨管可行性進行分析,為軟巖隧道支護技術研究提供新方法;王偉等[6]通過數值模擬與現場監測方式對軟巖隧道洞口淺埋段圍巖變形特征及支護措施進行研究,提出適用于大法郎隧道的變形控制措施;王道遠等[7]、Huang等[8]通過在施工現場對4種圍巖大變形試驗性支護方案進行監測,根據監測結果對比不同方案的支護效果,得出解決中義隧道大變形的合理支護方案;鄧斌等[9]、Wang等[10]以油坊坪隧道為例通過數值模擬對原有支護方案進行弱化錨桿并增強初期支護強度,分析隧道變形以及支護受力情況,選擇合理的初期支護參數,進行現場應用驗證其有效性;李雪峰等[11]、Yan等[12]結合現場隧道變形監測與數值模擬分析,通過改變隧道支護參數,研究隧道在不同支護參數下的變形以及支護受力情況,對隧道原有的支護參數進行調整應用。雖然關于隧道的變形控制與支護優化的研究已有很多,但施工過程中支護結構的力學響應、設計參數以及施工方法的研究仍不夠深入,且變形控制措施的提出缺乏理論依據。此外營盤山隧道斷面形式與常規隧道有所不同,較多支護優化方法并不能完全適用于該隧道的變形治理。
本文以營盤山隧道為例,研究不同邊墻曲率及支護參數對隧道變形的控制效果,由此得到合理的邊墻曲率與支護參數組合,并通過圍巖-支護特征曲線對優化后的支護方案進行安全評價,結合現場監測數據驗證支護優化方案的合理性,為后期該隧道及類似工程支護優化提供參考。
營盤山隧道位于大瑞鐵路上壩站-永新站之間,呈東西向展布。隧道最大埋深約為450 m,地應力水平極高,圍巖較差,施工過程中揭露的圍巖為中~強風化白云巖夾灰巖。隧道變形段的地質剖面圖如圖1所示。
圖1 隧道變形段的地質剖面
隧道在進入大變形段施工時變形突增,在邊墻處出現較大的變形,表現為襯砌開裂、初支侵限以及拱架扭曲變形,如圖2所示。通過持續對該區段監測發現,隧道最大水平收斂達到256 mm,為控制隧道水平方向大變形,參建單位及時對支護方案進行調整,調整后隧道水平收斂減少至187.9 mm,但依然超過監測預警值。為此現場對掌子面進行暫時封閉,并施加臨時仰拱等加固處置措施,持續對該區段進行監測及試驗工作。
圖2 隧道邊墻大變形災害
隧道支護參數見表1,為進一步分析隧道水平方向大變形的原因以及對原有支護參數進行優化,在大水平變形段對圍巖變形及壓力進行監測,測點的布設方案如圖3所示。其中,A~G為圍壓變形的監測點;Z2~Z4,Y2~Y4為圍巖壓力監測點。
表1 監測斷面支護參數
根據圖3,在斷面相應測點埋設土壓力盒,并按照監測規程對監測斷面進行圍巖變形及壓力的監測,監測結果如圖4所示。
圖3 測點布設
由圖4(a)可知,隧道圍巖在剛開挖3~5 d變形發展較快,拱頂沉降最大變形速率約為11.8 mm/d;中臺階水平收斂變形速率最大約為21.4 mm/d,之后速率明顯降低;隧道在第17 d仰拱施作完畢,支護閉合成環,第20 d圍巖變形出現收斂的趨勢,并逐漸穩定;由此說明支護結構及早封閉成環可以使圍巖變形盡早收斂;第25 d左右,隧道變形逐漸穩定,此時拱頂沉降、上臺階、中臺階及下臺階收斂分別為128.8,151.2,187.9,106.8 mm,相比下臺階,上臺階變形值明顯偏大。這是因為下臺階開挖不久后仰拱施工完畢,支護結構成為1個整體,對于隧道圍巖變形約束能力增強,使得下臺階圍巖變形更易趨于收斂。
圖4 監測斷面隧道變形與圍巖壓力時程曲線
由圖4(b)可知,圍巖壓力在監測初期增長十分迅速,期間監測數據雖有波動但仍具有上升的趨勢,在第25 d左右時隧道圍巖壓力逐漸趨于穩定。從圍巖壓力穩定后的分布來看,隧道左拱腰與右拱腰處圍巖壓力最大,但與其他部位差值較小,并且隧道斷面左右兩側圍巖壓力相差也較小,說明隧道并無偏壓現象。
隧道軟巖變形區段斷面洞高9.43 m,跨長6.86 m,邊墻的曲率較小,支護結構對于圍巖水平方向的變形與壓力抵抗能力較弱,當圍巖變形與壓力水平增大時,其支護結構抵抗變形能力減弱,極易發生破壞失穩。
根據營盤山隧道的工程地質特征,建立有限元模型,尺寸為100 m×100 m,縱向埋深為1.2 m(2個施工循環進尺),通過在隧道頂部作用8.45 MPa的等效荷載來實現隧道400 m的實際埋深。隧道網格劃分如圖5所示。
圖5 隧道網格劃分
隧道開挖方式采取三臺階法,圍巖采用Mohr-Coulomb彈塑性單元,襯砌采用殼單元,錨桿采用桿單元。
模型材料參數見表2,拱架與噴射混凝土按式(1)進行等效考慮[13]。
表2 隧道模型參數
(1)
式中:E為等效后的彈性模量,GPa;Ec為噴射混凝土的彈性模量,GPa;Es為鋼拱架彈性模量,GPa;Ac為噴射混凝土的橫截面積,m2;As為鋼拱架的橫截面積,m2;A為襯砌橫截面積,m2。
對隧道原有支護條件進行建模計算,結果如圖6所示。由圖6可知,隧道開挖支護完成后,拱頂處豎向變形為110.3 mm,水平方向最大變形發生在中臺階邊墻處,變形值為166.2 mm。
圖6 監測斷面圍巖位移云圖
數值模擬與現場實測結果對比曲線如圖7所示。由圖7可知,二者總體趨勢相近,隧道變形有所差異,這是因為隧道實際地質情況復雜多變且現場測量誤差而導致存在偏差。但是偏差較小,且總體變化趨勢相近,因此所建模型可用于支護參數敏感性分析。
圖7 拱頂沉降實測與模擬曲線對比
營盤山隧道水平大變形段支護結構邊墻矢跨比僅為0.04。為探究邊墻矢跨比對于直邊墻大變形隧道水平方向變形的影響,在既有支護條件基礎上保持斷面高度不變,增加邊墻矢跨比,結果如圖8所示。
圖8 最大水平收斂與邊墻曲率關系曲線
由圖8可知,隧道的最大水平收斂在邊墻矢跨比較小時,隨著邊墻矢跨比增大而減小,當邊墻矢跨比達到0.12時,隧道的最大水平收斂為129.8 mm,較原斷面形式減少22.1%。對試驗值進行擬合后發現當邊墻矢跨比為0.133時,最大水平收斂為127.3 mm,減少23.4%,當矢跨比超過0.133時,隧道水平變形不降反升,說明0.133為最優邊墻曲率。考慮到邊墻矢跨比越大,斷面面積就越大,所需耗材增多,故綜合考慮取邊墻矢跨比為0.12。
錨桿是常用隧道支護結構措施之一,為分析錨桿參數對于隧道圍巖變形的影響,通過在既有支護條件基礎上改變錨桿長度與間距分析不同工況下隧道變形的情況,結果如圖9所示。
圖9 錨桿參數-隧道變形關系曲線
由圖9可知,隧道變形與錨桿長度呈非線性負相關,與錨桿間距呈非線性正相關,曲線整體趨勢較為平緩。當錨桿長度增長至5.0 m時,原邊墻矢跨比下隧道水平變形減少1.7%,拱頂沉降減少3.5%,邊墻矢跨比為0.12時水平變形減少2.8%;當錨桿間距加密至0.6 m時,原邊墻矢跨比下水平變形減少2.1%,拱頂沉降減少3.9%,邊墻矢跨比為0.12時水平變形減少4.1%。上述結果表明,邊墻矢跨比為0.12時錨桿參數的效能增強,錨桿長度增長至3.5 m,間距加密至0.8 m,曲線變化幅度變小。整體而言,增強錨桿參數隧道的變形改變幅度較小。因此在進行錨桿參數優化時,可將錨桿長度設置為3.5 m,間距設置為0.8 m即可。
襯砌結構的強度不足是導致隧道水平方向大變形的另一主要因素,通過在既有支護條件基礎上改變不同襯砌參數進行模擬計算,研究其變形特征,結果如圖10所示。
圖10 襯砌參數-隧道變形曲線
由圖10可知,隧道變形與襯砌厚度及彈性模量均呈非線性負相關,較之改變錨桿參數,改變襯砌參數后曲線變化趨勢較為明顯,圍巖變形控制效果更顯著。但當襯砌厚度與彈性模量增加至一定范圍后,曲線變化漸緩,襯砌對于變形約束效果降低,符合文獻[14]中支護抗力與隧道洞壁位移的關系及變化趨勢的結果。當襯砌厚度增加至0.4 m時,原邊墻矢跨比下水平變形減少28.7%,拱頂沉降減少23.5%,邊墻矢跨比為0.12時水平變形減少30.1%;當襯砌組合彈性模量增加至38 GPa時,原邊墻矢跨比下水平變形減少21.9%,拱頂沉降減少22.6%,邊墻矢跨比為0.12時水平變形減少25.6%。上述結果表明,墻矢跨比為0.12時襯砌參數效能增強,當襯砌厚度0.3 m、彈性模量增加至34 GPa時曲線逐漸變緩,繼續增強襯砌,對隧道變形的約束效果不再顯著。故綜合考慮經濟性與實用性,可將襯噴射混凝土調整至0.3~0.35 m,不同鋼拱架以及噴射混凝土層組合后剛度調整至34~36 GPa即可。
綜合考慮邊墻矢跨比、錨桿參數以及襯砌參數對于隧道變形的影響,最終選擇的支護優化方案見表3。
表3 支護參數優化方案
為預防隧道支護結構病害以及定量分析上述支護方案的安全性能,從允許位移的角度定義支護結構的安全系數,具體計算如式(2)所示[15]:
(2)
式中:Fs為安全系數;umax為最大支護阻力對應位移;ueq為地層-支護特征曲線平衡時的位移;u0為先期位移。
根據數值模擬的結果繪制相應支護方案的圍巖-支護特征曲線進行支護方案安全系數的計算,如圖11所示。其中,P1max為優化方案的最大支護阻力,MPa;P2max為原方案的最大支護阻力,MPa;P1eq為優化方案平衡點的支護阻力,MPa;P2eq為原方案平衡點的支護阻力,MPa;u1max為優化方案的最大位移,mm;u2max為原方案的最大位移,mm;u1eq為優化方案的平衡點位移,mm;u2eq為原方案的平衡點位移,mm。
圖11 拱頂處地層-支護特征曲線
由圖11可知,先期位移為25 mm,方案優化前后的最大位移為110.3,73.2 mm,平衡時位移分別為104.0,53.5 mm。根據式(4)可計算出支護優化方案前后的安全系數為1.07,1.93。上述數據表明,優化后的支護方案的安全性能較之前顯著增強,能夠滿足支護結構的安全需求,由此方法可計算出支護結構其他部位的安全系數,如圖12所示。
圖12 初期支護安全系數
由圖12可知,支護優化方案的安全性能較之前顯著提高,能夠滿足隧道施工以及運營安全要求,故將優化后的支護方案應用于施工現場。
支護優化方案應用區段均未再次發生開裂、鼓出等現象,說明方案的安全性能滿足要求,隧道變形監測數據如圖13所示。
圖13 支護優化后隧道變形時程曲線
由圖13可知,隧道變形穩定后拱頂沉降最大達到57.9 mm,上、中及下臺階收斂達到52.1,67.4,46.3 mm,變形較之前明顯降低,說明優化后的支護設計參數對圍巖變形約束效果顯著。總之,增加隧道邊墻矢跨比及增強初期支護參數可以有效解決高地應力直邊墻軟巖隧道大變形問題。
1)現場監測發現原有“馬蹄形”斷面形式下隧道拱腰與邊墻處的變形及受力較大,邊墻矢跨比調整為0.12時隧道水平方向的變形得到有效控制。
2)通過數值模擬分析不同支護參數作用下隧道變形情況,發現較之錨桿加固,增強襯砌結構的強度可以有效提高初期支護對于該隧道大變形的抵抗能力。但是支護參數增強至一定范圍后,變形約束效果并未明顯提高。
3)通過數值分析原有邊墻矢跨比以及邊墻矢跨比為0.12時支護參數的變形控制效果,發現邊墻矢跨比為0.12時錨桿以及襯砌參數作用效能更高。
4)基于圍巖-支護特征曲線理論對隧道支護方案進行安全評價,發現支護優化方案的安全性能較之前顯著增強,經后期現場應用監測后發現隧道的變形大幅減少,支護結構并未發生破壞失穩的現象,為同類工程施工提供參考。