地下洞室群稳定分析中的围岩强度及支护强度敏感性研究

邓 瞻，孙宝来，刘 超，魏忠元

(中国水电顾问集团成都勘测设计研究院，四川 成都 610072 )

1 前 言

目前，水电站地下洞室群的规模越来越大，这些洞室群的洞室密集，主洞室边墙高、跨度大，而且地质条件往往较为复杂，其开挖及支护工程量巨大。工程地质上，一般认为在以Ⅲ类及以上围岩为主的山体中才具备修建大型地下洞室群的地质条件。在四川在建和拟建的水电工程中，地下洞室群的地质条件越来越差，因此研究地下洞室群围岩强度对洞室群稳定的影响很有必要。同时，地下洞室群的支护设计直接关系到电站的安全运行和工程投资，分析洞室群的支护强度对洞室群稳定的影响同样是很有必要的。因此，需要进行地下洞室群稳定分析中的围岩强度及支护强度敏感性分析研究。本文从某工程的实例出发，通过三维有限元分析，研究围岩强度及支护强度与地下洞室群稳定性之间的相互关系。

2 计算资料及模型

某大型水电站共有6台发电机组，其地下洞室群主要由地下厂房、主变室、尾水调压室及母线洞、尾水管联系洞等构成。地下厂房、主变室、尾水调压室三大洞室主要布置于T3lh1(4)层～T3lh2(2)层砂板岩中，以Ⅲ1类围岩为主，部分Ⅲ2类，Ⅲ1类围岩计算参数E取 9 GPa、c取1.25 MPa、tanφ取1.0；Ⅲ2类围岩计算参数E取 6 GPa、c取0.8 MPa、tanφ取0.85。洞室群有f11、f26、f10、f9四条裂隙穿过。地下厂房的纵轴线为N3°E，主厂房水平埋深约350m，垂直埋深约400～450m。三大洞室布置格局及主要尺寸见图1。地下洞室群开挖施工步序为：尾水调压室先开工，主变室在厂房第一期开挖完成后开工；母线洞先于主厂房相邻部位开挖，即先形成母线洞，后形成主厂房相邻部位边墙。地下洞室群的支护措施方案见图1。

地下厂房洞室群不同屈服准则的有限元计算比较，采用反演初始地应力场，模拟实际地质条件和1～3号机组段的主厂房、主变室、尾水调压室、母线洞、尾水洞等洞体结构，进行给定支护方案下的分期开挖计算。

计算坐标与地应力计算时采用的坐标一致：y轴为N3°E，与厂房纵轴线重合，从1号机组指向3号机组为正；x轴与厂房纵轴线垂直，以指向下游为正；z轴与大地坐标重合。沿x、y、z轴三个方向的计算范围分别为687.5m、102.75m、1 071.64m。一共剖分了6 446个空间8结点单元。在以上计算范围内，考虑了f11、，f26、f10、f9四条裂隙。有限元计算模型见图2。

3 围岩强度敏感性分析

3.1 围岩强度方案的拟定

假设以计算资料中的围岩力学参数方案为基准参数方案，在此基础上，采用相同的变幅形成另外两个方案：提高参数方案，即在基准参数方案基础上，E、c和tanφ三个参数同时提高15%；降低参数方案，即在基准参数方案基础上，E、c和tanφ三个参数同时降低15%。

图1 三大洞室布置及支护方案

图2 整个有限元计算模型

3.2 不同方案的有限元分析

从总体破坏指标上看，各方案洞周围岩的破坏体积总量随开挖分期的变化规律基本相同。开挖完成后，提高参数方案的围岩总破坏量比基准参数方案降低17.2%；降低参数方案的围岩总破坏量比基准参数方案增加52.2%。采用提高参数方案后，三大洞室只在岩性较差的机组段和断层穿过或交口等薄弱部位破坏范围较大，其他部位破坏基本被限制在4～7m以内；降低参数方案，洞周的破坏区普遍大于提高参数方案，不但在岩性较差和断层穿过或交口等薄弱部位的破坏更大，而且在其它局部部位也出现较大范围的破坏。

从耗散能指标上看，各方案洞周围岩破坏的耗散能随开挖分期的变化规律基本相同。只是从第五期开始，降低参数方案的耗散能增长开始显著快于其他两种参数方案的增长速度，表明自第五期开始，主厂房高边墙逐渐形成，降低围岩参数对开挖过程中的洞周能量耗散的影响逐渐显现。至开挖完毕，提高参数方案的耗散能比基准参数方案降低33.2%，降低参数方案比基准参数方案增加66.8%。不同围岩力学参数条件下总破坏量和耗散能随开挖的变化分别见图3、4。

图3 不同方案洞周总破坏量随开挖的变化

图4 不同方案塑性耗散能随开挖的变化

从围岩应力分布规律上看，各方案各机组段洞周的应力集中部位和特征基本相同，都是在洞室交口和拱座等边界突变处，第一主应力出现了较大的应力集中现象，说明在参数提高或降低的情况下洞周应力分布规律变化不大。各方案主厂房和主变室洞周的应力扰动范围多在5～10m，尾调室洞周的应力扰动范围大约在5m。提高参数方案的主厂房顶拱切向应力分布在-28.7～-30.1MPa之间；降低参数方案的切向应力分布在-28.8～-31.6MPa之间。提高参数方案边墙切向应力分布在-22.55～-32.66MPa，断层穿过的部位和交口处切向应力较大，达到-40.23～-60.75MPa；边墙的径向应力分布在-0.64～0.60MPa，断层穿过和交口部位达到1.21MPa。降低参数方案的边墙切向应力分布在-18.88～-27.16MPa，断层和交口部位达到-36.13～-68.96MPa，出现了较为明显的压裂破坏；边墙的径向应力分布在-0.60～0.66MPa，断层和交口局部达到0.78～1.17MPa。

从洞周位移分布规律上看，各参数方案洞周的位移矢量都趋向洞内，在拱座和洞室交口处位移梯度变化较大，断层穿过部位及洞室交叉口、主厂房和尾调室边墙中下部位移矢量较大。提高参数方案下，主厂房和尾调室的边墙位移较小，主厂房各机组段和尾调的边墙位移大部分都控制在80mm以内，但在2、3号机组段被断层穿过和洞室交口部位位移较大，边墙的位移达到了91.1～106.4mm。降低参数后，洞周位移有所增大，其中2、3号机组的边墙位移最大值达到了126.7～154.1mm，其他各机组边墙交口处最大值都基本在90～120mm之间。

从锚杆锚索应力分布规律上看，提高参数方案下，顶拱锚杆应力分布在38.4～100.5MPa，三大洞室边墙的锚杆应力大部分都在180MPa以下，但局部锚杆应力偏大。降低参数方案条件下，顶拱锚杆应力为46.1～181.9MPa，洞室边墙的锚杆应力值增加，锚杆应力屈服范围加大。整体来看，降低围岩参数后，边墙部位的锚杆应力比提高围岩参数的锚杆应力增大50～100MPa，而屈服的锚杆范围和根数也比提高参数方案的锚杆进一步扩大。提高参数方案下，各机组段的锚索应力一般分布在1 020～1 300MPa之间；1、2号机组的岩体质量相对较弱，在洞室下部锚索应力较大，达到1 362.3～1 434.0MPa。降低参数方案下，各机组段的锚索应力一般分布在1 040～1 400MPa之间；在1、2号岩性较弱的机组段，局部锚索应力达到1 578.4～1 742.9MPa。

3.3 成果分析

三维有限元围岩稳定性参数敏感性分析表明，围岩力学参数(E、c、tanφ)上、下浮动15%，对洞周围岩的破坏区、洞周位移、围岩应力和锚杆、锚索应力都有不同程度的影响。相对而言，岩体力学参数降低15%对围岩稳定的各种指标影响更为敏感，进而说明围岩强度指标差对围岩整体稳定性的影响要大。

4 支护强度敏感性分析

4.1 支护强度方案的拟定

假设第2节计算资料中的支护方案为中间支护方案(方案二)，在该方案基础上，形成弱支护方案(方案一)和强支护方案(方案三)。这强、中、弱三个支护方案的系统锚杆、挂钢筋网、喷混凝土等支护参数基本相同，其差别主要体现在预应力锚索(锚杆)的布置和型式上。三个支护方案锚索工程量及总锚固量对比见表1。三个支护方案的特点如下：

方案一仅在主厂房高边墙和尾水调压室高边墙的中部一定范围内布置非对穿锚索，大小吨位锚索交错布置，锚索在主厂房上下游边墙各布置7排，间距4.5m；长廊型调压室边墙中部一定范围内沿洞周也布置7排，间距4.5m；主厂房顶拱、尾水调压室顶拱和主变室顶拱及边墙均布置普通锚杆。

方案二在方案一的基础上加强了对主厂房、主变室和尾水调压室边墙的支护，在主厂房下游墙和主变室边墙之间的岩柱，以及尾水调压室上游墙和主变室边墙之间的岩柱均布置了3排大吨位对穿锚索，主厂房中部锚索间距由4.5m变为3m，主厂房下游墙机窝中间加了1排锚索，因此，锚索在主厂房上游边墙共布置8排，下游主边墙共布置9排，主变室上下游边墙各布置3排，尾水调压室上下游边墙各布置7排。

方案三的支护参数与方案二相比，主厂房、主变室和尾水调压室中上部锚索均加密，间距全部变为3m，对穿锚索部位均增加1排，变成4排，在主厂房上游边墙共布置9排锚索，下游主边墙共布置11排，主变室上下游边墙各布置4排，尾水调压室上下游边墙各布置9排；主厂房顶拱由普通锚杆变成普通锚杆与预应力锚杆相间布置，其它部位锚杆支护与方案二相同。

表1 三个支护方案锚索的总锚固量对比

4.2 不同方案的有限元分析

从分期开挖洞周围岩破坏区的分布看，在第一期开挖完成后，方案一、二、三的塑性区和开裂区并没有明显差别，采用预应力锚杆效果不明显。方案二的塑性耗散能和破坏体积比方案一减小了34%、5.7%，围岩应力扰动明显减小，说明采用对穿锚索，洞室的围岩稳定状态明显改善，围岩应力扰动明显减小。从主厂房上游边墙的破坏范围看，方案三破坏区最小，而方案一最大，方案一的塑性区范围达8m，方案三仅3m左右；方案二、三的破坏区范围明显小于方案一。从主厂房下游边墙的破坏情况看，三个方案的破坏区基本相同。从尾调室上游边墙的破坏范围看，三个方案的破坏范围基本都在3 m以内，且方案一、二尾调室上游边墙的破坏区基本相同。从尾调室下游边墙的破坏范围看，方案一、二、三的破坏范围也基本相同。从主变室的上游边墙和下游边墙的破坏范围看，方案二、三施加了对穿锚索，所以破坏相对少一些，尤其是下游边墙，方案一的开裂范围为3m，方案三仅1m。

三个支护方案的总锚固量与开挖完毕后围岩总破坏量的关系曲线见图5，与塑性耗散能量的关系曲线见图6。

从洞周位移分布看，开挖完毕后，支护方案二的主厂房顶拱位移分布在0.17～2.48cm之间，方案三的主厂房顶拱位移分布在0.21～2.4cm之间，比方案一减小了16%。由此看出，方案二、三在增强了边墙的锚索支护后，顶拱位移有明显减小。尽管方案三在主厂房顶拱采用了一些预应力锚杆，但对顶拱位移状态的改善作用不大。采用支护方案二洞室开挖完毕后，主厂房上游边墙的最大位移达到8.81cm，比方案一减小了0.47cm，下游边墙位移达到6.95cm，比方案一减小了0.15cm。采用支护方案三，洞室开挖完毕后，主厂房上游边墙的最大位移比方案二减小了0.28cm，下游边墙最大位移比方案二减小了1.03cm。可见方案二、三采用了对穿锚索，有效地减小了边墙的位移，对边墙的支护效果十分明显；由于方案三的支护强度较大，位移相对小一些。方案二、三主变室上游边墙的位移比方案一减小约0.8cm，下游边墙差别不大。方案一、二、三的尾调室位移没有太大的差别。

图5 总锚固量与开挖完毕后总破坏量的关系

图6 总锚固量与开挖完毕后塑性耗散能的关系

从洞周围岩应力分布看，洞室开挖完成后，方案一主厂房下游和主变室上游的应力偏张量分别为30.18MPa、27.24MPa，方案二比方案一分别减小了0.4MPa、0.7MPa，说明采用对穿锚索支护使洞周的应力分布更均匀。方案二在主厂房顶拱、下游边墙、主变室顶拱、主变室上游边墙、尾调室上游边墙的应力偏张量都最小，洞周应力状态均匀。方案三在主厂房上游、尾调室顶拱、尾调室下游的应力偏张量最小，洞周应力状态与方案二差别不大。可见，尽管方案三的支护强度加大了很多，但对改善洞周应力状态不是十分明显。三个支护方案洞周的应力矢量分布规律基本相同，应力分布均匀，应力集中都出现在主厂房拱座和洞室交口处，应力扰动深度基本在6～7m左右，说明三个锚固支护方案的应力分布规律没有质的区别，只是量值略有变化，应力集中程度有所不同。

从锚杆、锚索和喷层应力分布看，三个支护方案的锚杆受力规律基本相同，只是量值不同。在相同位置，方案一的锚杆应力比方案二大，方案二的锚杆应力比方案三大。这与方案二、三采用对穿锚索而且方案三支护强度增大相符合。在洞室交口、调压室底部、主厂房下游边墙底部，部分锚杆达到屈服。在相同位置，方案一的锚索应力比方案二大，方案二的锚索应力比方案三大。这与锚杆应力的规律相同。方案二的锚索应力分布在1 043～1 309MPa之间，约为锚索极限抗拉强度的56%～70%，说明各种支护方案的锚索受力都是合理的。

4.3 成果分析

从支护强度和工程量看，方案一最小，共布置锚索约1 580根，总锚固量约501.325万t·m；方案二居中，预应力锚索数量较方案一增加约600根，总锚固量约385.444万 t·m；方案三最大，较方案二增加预应力锚索约400根，总锚固量约567.074万t·m。

从总体上看，三个支护方案条件下，洞周围岩破坏指标、洞周位移及应力分布均比无支护时有较大改善，支护效果明显。相比较而言，方案一支护强度较弱，围岩的压裂破坏体积较大，耗散能也较大，主厂房和主变室的位移明显偏大，而且洞周的应力偏张量最大。方案二和方案三的围岩稳定性较方案一有所提高，较明显地限制了洞周位移，减少了围岩应力扰动，洞室围岩的应力分布状态良好。方案三支护强度最大，破坏范围和破坏体积也最小，预应力锚杆对主厂房顶拱位移的改善作用不明显，只是略优于方案二；方案三支护强度比方案二增大了很多，但对洞周应力状态的改善效果并不明显。

5 结 语

通过对地下洞室群围岩强度的敏感性分析表明，地下洞室的围岩强度参数降低对洞室群的稳定影响更大，各项指标比基准参数情况下差较多；而当提高围岩强度参数时，洞室群稳定的各项指标有所改善，但不明显。可见，在参数相同的变幅情况下，参数的降低比提高对稳定计算的影响更大，说明地质条件差了很影响洞室群的稳定性。

通过对地下洞室群支护强度的敏感性分析表明，当采取支护措施后，洞室群稳定的各项指标大幅提高，而且随着支护强度的提高，洞室群稳定的各项指标也越来越好；但是支护强度达到一定的程度时，围岩的各项指标均控制在合理的允许范围内后，再提高支护强度对洞室群围岩稳定的各项指标改善并不太大，而支护量却增加不少，并不可取。

综上分析，在实际工程中，地下洞室群应多进行地质勘探，尽量选择地质条件较好的地方，以减少洞室群的支护量达到减少投资的目的。有时地质条件太差，虽然经过了大量的支护而洞室的稳定性依然存在问题，既不安全又不经济。在进行支护设计时，要通过合理的计算和工程经验类比分析，采用合理的支护强度，既能保证洞室群的稳定又能减少对电站的投资。

[1] 李晓静，朱维申，陈卫忠，武科.层次分析法确定影响地下洞室围岩稳定性各因素的权值[J].岩石力学与工程学报，2004(2).

[2] 卢书强，巨能攀，许模，邓辉.岩体质量对地下洞室围岩稳定性的影响[J].地球与环境，2005(S1).

[3] 张玉军，刘谊平.锚固正交各向异性岩体的三维弹塑性有限元分析[J].岩石力学与工程学报，2002(8).