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矮寨悬索桥茶洞岸构筑物围岩及山体稳定性研究

2011-06-02彭建国张奇华胡惠华龙树威

关键词:索塔悬索桥桥台

彭建国,张奇华,胡惠华,龙树威

(1.湖南省交通规划勘察设计院,湖南长沙 410008;2.长江科学院,湖北 武汉 430010)

矮寨悬索桥茶洞岸构筑物围岩及山体稳定性研究

彭建国1,张奇华2,胡惠华1,龙树威1

(1.湖南省交通规划勘察设计院,湖南长沙 410008;2.长江科学院,湖北 武汉 430010)

调查分析了矮寨特大悬索桥茶洞岸岩体施工期间所暴露的地质缺陷及稳定问题;采用三维数值分析方法,计算了在岩体开挖后、施加主缆荷载后等工况下,隧道锚、索塔基础与公路隧道围岩及山体的稳定性,及构筑物相互影响;提出了工程支护的措施。研究结果表明:岩体稳定问题主要集中在桥台边坡上,施加工程设计荷载不会对岩体稳定造成明显影响,构筑物之间相互影响不大;隧道锚因围岩挤压效应而产生强大的抗拔能力,其承载能力可能被严重低估。

矮寨特大悬索桥;隧道式锚碇;岩体稳定分析;岩体加固;地质分析

1 工程概况

西部交通建设中一些桥梁必须满足大跨度的要求。悬索桥具有跨越能力强和加劲梁高基本不随跨径增加而增高的特点,可有效避免高墩、减少大型基础工程施工、环境扰动小,是西部山区交通建设的理想桥型。与重力式锚碇相比,悬索桥的隧道式锚碇对于节约投资、避免大规模开挖、保护自然环境方面具有明显优势。目前,国内外大型悬索桥的建设经验还不多,隧道式锚碇围岩稳定及变形破坏模式的认识还不够清楚,因此可能保守地将隧道锚改成重力锚。

针对隧道锚围岩变形破坏特点及承载能力问题,文献[1~6]进行了不同比尺的隧道锚现场模型试验,讨论了锚碇围岩变形、荷载传递与破坏模式等方面的问题。文献[7~9]采用数值方法研究了锚碇围岩稳定,以及各构筑物相互影响及山体系统变形稳定等问题。

吉首—茶洞高速公路是长沙—重庆公路通道的组成部分,矮寨特大悬索桥是吉茶高速公路的控制性工程。该桥跨越湖南省吉首市矮寨镇附近的山谷,桥面设计标高与地面高差约330 m。大桥西北端为茶洞岸,采用隧道式锚碇,东南端为吉首岸,采用重力式锚碇。桥长1 009.04 m,索塔间距1 176 m,为目前国内在建的最大跨度悬索桥。锚碇荷载2×280 MN,索塔荷载2×540 MN。茶洞岸公路隧道位于锚碇和索塔下部,如图1。

图1 茶洞岸桥轴线剖面地质与设计概要Fig.1 Geology and design sketch of bridge axis section of Chadong bank

首先对施工期岩体开挖揭露的地质缺陷进行分析,然后采用三维数值分析方法,对岩体开挖后、施加主缆荷载后等工况下,隧道锚、索塔基础与公路隧道围岩及山体稳定性进行了计算,并分析了构筑物相互影响。在此基础上,对工程岩体所需的支护措施进行了设计。

2 施工开挖后地质情况

桥位区地形地质条件复杂。两岸山坡陡峭,呈峰林地貌形态。岩体为寒武系灰岩、白云岩,岩性坚硬,岩层平缓,层面较为发育且存在少量层间剪切带,岩体中普遍发育有2组陡倾角节理裂隙。在长期风化、卸荷等作用下,岩体坡面一定的范围内发育有风化卸荷带、溶蚀裂缝,且还有一些难以探明的岩溶等。这些地质缺陷破坏了岩体的完整性并降低了岩体的强度,影响边坡及山体的稳定,从而可能对锚碇、塔基和公路隧道等构筑物的稳定性带来隐患。

茶洞岸桥台边坡(图1)开挖深度达46 m,开挖边坡正面坡高度约62 m,两侧边坡高10~62 m,分两级边坡,开挖坡比为 1∶0.3,按照 JTG D 70—2004《公路隧道设计规范》,该坡比已超出了设计要求,且桥台边坡顶离塔基边缘较近(约60 m)。开挖岩体均为弱~微风化灰岩,按隧道围岩分级一般为Ⅲ级。边坡岩体主要地质缺陷(图2)有:①层面(少量层间剪切带);②2组陡倾角节理裂隙;③风化卸荷带;④多个溶洞;⑤基本平行坡面的卸荷溶蚀裂缝(L19、L20、T38等);⑥5条纵向溶蚀裂缝。边坡岩体完整性相对较差。

图2 桥台边坡岩体纵向裂缝发育情况Fig.2 Longitudinal fractures appearance of the abutment slope

塔基开挖后,基坑周边岩体,以及塔基与桥台边坡之间一定范围内,未见较明显的溶蚀现象(图3),这样对塔基稳定是有利的,溶蚀缺陷主要发育于距边坡坡面一定范围内。

图3 左塔基坑岩体性状Fig.3 Rock mass characteristics of left caber tower foundation

隧道锚锚洞开挖后,洞壁未发现明显溶蚀现象。右锚洞锚塞体前端沿溶蚀裂缝L21发育有落水洞4,但该落水洞往下延伸至锚塞体内时基本已消失,L21延伸至锚塞体内后呈闭合状。

公路隧道左洞左侧壁发育有溶洞17,溶洞沿走向长约20 m,中间溶腔直径达5.0 m,主要呈溶缝状发育,宽度一般小于1.5 m,从隧道底板往地面延伸在10 m以上。

3 稳定分析研究的关键问题

初设阶段及施工图设计阶段,采用三维数值分析、块体理论等方法进行了多次计算分析,为桥位线的比选、锚碇围岩稳定性及设计优化、各构筑物围岩稳定及相互作用,以及边坡山体稳定性论证等提供了依据。主要工作有以下几方面:

1)锚碇围岩稳定性,锚碇承载能力及安全度;

2)索塔基础稳定性,尤其是索塔荷载对下部公路隧道稳定的影响;

3)公路隧道围岩稳定性及所需的支护措施;

4)锚碇、索塔设计荷载对岩体稳定性的影响;

5)桥台边坡稳定性,所需加固措施;

6)山体稳定性评价。

4 茶洞岸数值模拟分析

4.1 地质概化与数值分析模型

根据地质资料及施工期现场勘查情况,对工程地质条件进行概化,并建立数值分析模型,采用三维FLAC进行模拟计算。

岩体中划分了微新岩体与风化卸荷带。针对岩体中广泛存在的层面,ubiquitous-joint plasticity模型模拟岩层在不同方向上力学性能的差异性(正交各向异性),即垂直层面与平行层面上,岩体的抗剪强度不同,沿层面破坏时,取为层面强度参数,垂直层面破坏时,取岩体综合强度参数。

岩体中存在两组陡倾角节理,其影响通过工程岩体分级和现场岩体力学试验等方法,以宏观岩体力学等效参数进行概化。

在桥台开挖边坡中部考虑了层间剪切带,剪切带通过了锚塞体中部,可以模拟层间剪切带对锚碇抗拔能力的影响。

桥台边坡一侧平行坡面的溶蚀性裂缝(L19、L20、T38等)在边坡坡顶及向坡内的延伸情况难以确切调查清楚,而这些裂缝作为边坡相对不稳定区的切割边界,其发育性状对边坡稳定及支护量具有较大影响。在稳定分析中,为安全起见,考虑平行坡面的3条裂缝对边坡岩体完全切割,并作为有一定连通率的溶蚀裂缝(具有一定的宏观抗剪强度,视溶蚀导致裂缝张开情况而不同,但由于溶蚀情况和连通率难以准确勘察,需根据经验进行估计),裂缝延伸至公路隧道上方。

根据边坡开挖揭露的5条纵向溶缝情况确定其延伸范围的宽度,这样,可以较全面模拟桥头边坡受溶蚀裂缝多次切割后的稳定性。

锚碇围岩模拟了L21的影响;公路隧道处模拟了左侧溶洞17的影响。

模型中模拟了两个锚碇(包括散索鞍)、塔基及公路隧洞。隧道锚洞开挖后,在围岩一定深度范围内可以形成松动圈,计算模型(图4)考虑了松动圈的力学强度有一定程度的降低。

由于隧道锚和塔基位于山体浅表部位,因而计算时岩体的初始应力场按自重场考虑。

图4 数值计算模型(左锚碇中心线剖面)Fig.4 Numerical calculation model(left anchorage center line section)

4.2 计算参数

在参考试验资料的基础上,结合对开挖岩体实际性状的现场认识,并类比相似工程岩体的参数取值,确定出计算采用的岩体力学参数,如表1。

表1 计算采用的岩体力学参数Table 1 Rock mechanical parameters used in calculation

对比 GB 50218—94《工程岩体分级标准》[10],并类比相似工程岩体的分级结果,表1给出的微新岩体为Ⅲ级,卸荷风化带岩体为Ⅳ级;层间剪切带高参时为Ⅲ级下,低参为Ⅳ级;T38、L19裂缝为Ⅱ级~Ⅲ级;L20、L21、边坡外侧裂缝作为有一定连通率的溶蚀裂缝考虑,强度为Ⅲ级结构面,由于裂缝在宏观上并非完全脱空而有一定的介质相连,因此宏观上考虑为模量很低的连续介质。根据目前在现场对岩体及地质缺陷的认识,可以认为参数的取值和地质缺陷的分析处理是较为合理安全的。

4.3 计算模拟步骤

1)原始山体应力模拟;

2)锚洞、公路隧道和索塔基础的施工开挖;

3)桥台边坡锚索支护模拟及优化分析;

4)锚碇混凝土建造;

5)锚碇、主塔施加设计荷载;

6)锚碇超载模拟试验,按3P(设计荷载的3倍)、5P逐步施加超载。

4.4 数值计算成果分析及支护建议

4.4.1 岩体开挖后

锚洞、塔基和公路隧道施工开挖后的变形情况见图5、图6。桥台边坡开挖后岩体卸荷回弹,最大变形约4.5 mm。公路隧道底板回弹变形约为2~3 mm。受平行坡面的陡倾角溶蚀裂缝及纵向溶缝的共同影响,L20内外侧、以及纵向溶缝两侧岩体变形呈现一定的不连续特征。从图5、图6可以看出,锚洞、塔基和公路隧道开挖引起的变形之间的联系不太明显。

锚洞开挖引起围岩的塑性区分布较为连续,延伸深度一般为4~6 m(图7),而洞口上方岩体的塑性区分布广泛且深度较大,因此锚洞洞周岩体宜进行喷锚支护,洞口上方岩体宜采用钢拱架等加强支护。

图5 岩体开挖后位移矢量(左锚碇中心线剖面)Fig.5 Displacement vector after rock mass excavation(left anchorage center line section)

图6 岩体开挖后位移等色区(右锚碇中心线剖面)Fig.6 Displacement cloudscape after rock mass excavation(right anchorage center line section)

公路隧道开挖引起围岩应力状态发生明显的改变,出现一定的压应力集中及拉应力区。围岩塑性区分布较连续,延伸深度一般为4~8 m(图7),因此需适当支护,并在溶洞17与隧道交汇处宜采用钢拱架等进行局部加强支护。

桥台边坡开挖后L 20外侧岩体及隧道顶拱出现较大范围的塑性区(图7),岩体稳定性相对较差,因此边坡及公路隧道入口处应加强支护。

图7 岩体开挖后塑性区分布(左锚碇中心线剖面)Fig.7 Plastic zone distribution after rock mass excavation(left anchorg r i si)

在边坡加固设计方案的数值模拟基础上,结合有关设计及科研经验,边坡采用的支护设计方案为:采用500~1 000 kN预应力锚索结合框架梁进行加固,锚索间距为3×3 m,下倾30°布置;锚索长度视不同高程而变。溶缝进行清理回填。隧道出口处长约60 m范围,采用钢拱架结合系统锚杆进行支护。

4.4.2 施加工程设计荷载

施加设计荷载后,锚碇围岩最大变形约1.1 mm,散索鞍处的变形最大值约1.0 mm,索塔基岩的最大变形量约1.8 mm。

锚碇在主缆拉拔力作用下挤压洞周围岩,引起锚碇后端面外侧的围岩压应力有所增大,锚碇底部围岩有少量新增的塑性区,因此锚碇设计荷载未引起围岩稳定性发生明显改变。索塔基岩基本未见新增塑性区。

与开挖后相比,锚碇、塔基等设计荷载未引起岩体的稳定性发生明显变化。因此开挖后,只要通过加固措施充分保证开挖后的岩体稳定性,在工程荷载作用下,岩体的稳定仍可以满足设计要求。

索塔荷载引起公路隧道顶拱向下变形,最大变形量约0.6 mm;索塔荷载对下部公路隧道围岩的应力状态影响很小,对桥头边坡稳定性的影响不太明显。锚碇施加荷载引起公路隧道的最大变形约为0.2 mm,而对公路隧道周边围岩应力分布影响很小。

图8 施加设计荷载后位移(左锚碇中心剖面)Fig.8 Displacement cloudscape after design load exerted(left anchorage center line section)

4.4.3 锚碇施加模拟超载

隧道锚碇超载至3P、5P后,最大变形分别为4.6 mm和10.4 mm。通过超载后锚碇围岩的变形分析可知,锚碇围岩作为整体性受力体,能够提供强大的抗拉拔能力,若地质缺陷没有连接成完整的破坏面,锚碇围岩仍将通过“整体效应”而联合受力,使得较大范围岩体均能够提供“抗力”。

随着超载力的增大,锚碇围岩的应力状态改变也越明显。锚体后部附近围岩的最大主应力由压应力状态变化为拉应力状态(锚洞围岩的拉应力区范围明显增大)。总体上,锚碇超载5P后没有引起围岩应力状态发生较大改变,显示了围岩作为整体性受力体,能够提供较大的富余抗拉拔能力。

与设计荷载条件下相比,随着超载力的增大,锚体与围岩接触带以及附近围岩的塑性区范围也相应增加;当超载至5~7P时,接触带及松动圈塑性区基本贯通。但随着超载增加,围岩并未出现明显的大变形或塑性区大面积贯通,显示了隧道锚因围岩“挤压效应”(“夹持效应”)而产生强大的抗拔能力,隧道锚承载能力在目前设计中可能被严重低估。

5 结语

1)茶洞岸隧道锚碇围岩、索塔基岩的稳定性较好,在设计荷载作用下的稳定条件仍较好。工程岩体稳定问题主要集中在桥台边坡上。通过适当的加固措施,可以保证岩体稳定。

2)设计荷载不会对岩体稳定造成明显影响,因此只要保证开挖后岩体稳定,设计荷载作用下岩体稳定性可以得到保证。

3)除公路隧道进口与桥台边坡之间,各构筑物之间相互影响不明显,有利于岩体稳定。

4)超载数值模拟试验表明,随着超载增加,隧道锚围岩并未出现明显的大变形或塑性区大面积贯通,显示了隧道锚因围岩“挤压效应”(“夹持效应”)可以提供强大的抗拔能力。

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Surrounding Rock Structures and Mountain Stability of Chadong Bank of the Aizhai Suspension Bridge

PENG Jian-guo1,ZHANG Qi-hua2,HU Hui-hua1,LONG Shu-wei1
(1.Hunan Provincial Communications Planning,Survey& Design Institute,Changsha 410008,Hunan,China;
2.Yangtze River Scientific Research Institute,Wuhan 430010,Hubei,China)

Geological defects and stability problems of Chadong bank of Aizhai Super Suspension Bridge exposed in the excavation are investigated and analyzed.Based on these,by means of three-dimensional numerical analysis,surrounding rock stability of tunnel-type anchorage,caber tower and highway tunnel,as well as mountain stability are analyzed in different construction stages,including the condition stage after the rock mass excavation and the exertion of design load.Rock mass reinforcement is designed based on the results of numerical analysis.Analysis results show that stability problems focus on the stability of abutment slope,the influence of the design load on stability of rock mass is very limited,and mutual effects between structures are also limited.Tunnel-type anchorage can generate very huge pull-resistance force,which is caused by surrounding rock mass’‘squeezing effect’and the bearing capacity of tunnel-type anchorage may be underestimated severely.

Aizhai Super Suspension Bridge;tunnel-type anchorage;rock mass stability analysis;rock mass reinforcement;geological analysis

TU 45

A

1674-0696(2011)06-1298-05

10.3969/j.issn.1674-0696.2011.06.09

2011-03-02;

2011-07-25

交通运输部西部交通建设科技项目(200631879846)

彭建国(1964-),男,湖南长沙人,高级工程师,硕士,主要从事公路桥梁勘察设计方面的研究。E-mail:pengjianguo@hnjtsjy.com。

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