考虑开挖面空间效应的隧道支护设计新方法

曾开华，韩小川，张常光

(1.南昌工程学院土木与建筑工程学院，江西南昌330099;2.长安大学建筑工程学院，陕西西安710061)

考虑开挖面空间效应的隧道支护设计新方法

曾开华1，韩小川1，张常光2

(1.南昌工程学院土木与建筑工程学院，江西南昌330099;2.长安大学建筑工程学院，陕西西安710061)

隧道开挖面的空间效应对选择合理的支护时机十分重要。本文利用位移释放系数来确定隧道前期变形，提出了考虑开挖面空间效应的隧道支护设计新方法，给出了其具体应用步骤，并得出因素影响特性。研究结果表明:中间主应力、围岩剪胀特性及不同施作距离对支护的起始作用位置及围岩稳定变形均有显著影响，但支护压力间的差异却相对较小，因而隧道支护设计既要依据支护压力，还要保证对围岩变形的有效限制作用。

开挖面空间效应 支护设计 位移释放系数 支护压力 围岩稳定变形

现有岩石隧道设计一般多根据支护压力来选择支护的类型与尺寸，以保证支护不发生屈服及隧道不发生坍塌，而很少关心支护能否对围岩变形起到有效的约束作用。同时，支护施作位置也较随意，相同类型及尺寸的支护在不同位置任意构筑，没有考虑支护压力的距离变化，由此导致的支护破坏及隧道塌方时有发生。造成这些事故的主要原因是对隧道开挖面的空间效应认识不清［1］，以致低估支护压力和围岩变形，进而错误地选择支护及施作位置。实际上只有隧道开挖面空间效应的存在，才使得在开挖面后方一定距离处实施有效的支护成为可能，但应选择合适的支护时机。在围岩平面弹塑性分析中，常采用应力释放法来描述开挖面空间效应所产生的虚拟支护力［2］，但难以建立虚拟支护力与开挖面间距离及围岩性态之间的函数关系。当前更多学者转向采用位移释放法来描述并确定隧道的前期变形，最具代表性的当属:Vlachopoulos和Diederichs［3］以无支护围岩最大塑性区半径Rmax为基础而建立的位移释放系数，简称V—D位移释放系数。鉴于此，本文借鉴已有围岩特征曲线新解，并由V—D位移释放系数确定隧道前期变形，进而利用收敛约束法确定支护压力和围岩稳定变形，提出考虑开挖面空间效应的支护设计新方法，给出其具体应用步骤，且对影响因素特性进行了分析。所得结果对支护选型及优化设计具有指导意义，工程应用前景良好。

1 收敛约束法原理

收敛约束法广泛应用于各种岩石工程，特别是由新奥法施工的深埋洞室，其力学模型为平面应变状态下的圆形隧道，在隧道洞壁处受虚拟的均匀支护力pi作用，在无穷远处受初始地应力p0作用，如图1所示。图中ri为隧道半径、R为围岩塑性区半径。围岩为均匀、连续的各向同性岩体，满足理想弹—塑性模型。

图1 隧道的力学模型

1.1 围岩特征曲线新解

围岩特征曲线是收敛约束法3条主要曲线之一，描述的是洞壁位移u0与支护力pi之间的关系，笔者在文献［4］中建立了基于统一强度理论［5］并能反映围岩剪胀特性影响的理想弹—塑性围岩特征曲线新解。其中，围岩塑性区半径R和隧道洞壁位移u0分别用下述公式(1)和公式(2)计算。

式中:C0，C1，C2，α和Y均为方程常数;c，φ为黏聚力和内摩擦角，E，ν为弹性模量和泊松比，G为剪切模量;py为临界支护力，β为剪胀特性参数;b为统一强度理论参数，0≤b≤1。

1.2 V—D位移释放系数

隧道开挖面空间效应的机理为:开挖面前方未开挖的岩体对后方已开挖围岩应力和变形发展有约束作用，其约束程度取决于围岩特性、断面形状、隧道埋深以及施工扰动等。位移释放系数u*(x)为在开挖过程中某一研究断面洞壁处的位移u0(x)与其平面应变无支护下的最大位移u0max之比，即u*(x)=u0(x)/ u0max，其中x为该断面距开挖面的距离，x＞0代表开挖面后方，x=0代表开挖面，x＜0代表开挖面前方。Vlachopoulos和Diederichs［3］利用有限差分FLAC3D数值模拟，建立了以围岩最大塑性区半径Rmax为基础的V—D位移释放系数u*(x)。其表达式为

式中:x*=x/ri为相对位置;R*=Rmax/ri为相对半径;为开挖面x=0处的位移释放系数。

2 支护设计新方法

本文提出的支护设计新方法为:利用V—D位移释放系数u*(x)及由式(2)得到的隧道洞壁最大位移u0max，来确定隧道前期变形u0a及支护起始作用位置，进而利用收敛约束特征曲线的交点，就能得到考虑开挖面空间效应的支护压力和围岩稳定变形。按此新方法所得的支护压力和围岩稳定变形，来选择合适的支护类型及尺寸，并对具体支护施作位置给予限定。

2.1 应用步骤

假定支护为由理想弹—塑性材料形成的均质圆环，施作后可立即发挥作用。该新方法的具体应用步骤如下:

1)根据地应力、围岩强度及隧道尺寸等条件，由式(1)和式(2)得到支护力pi=0时的最大塑性区半径Rmax及隧道洞壁最大位移u0max。

2)根据支护施作位置x*=x/ri，由式(3)计算对应的位移释放系数u*，结合洞壁最大位移u0max进而确定隧道前期变形u0a，如图2所示。

图2 隧道支护设计新方法示意

3)由式(2)构建围岩特征曲线(点E为弹—塑性变形的分界点)，依据前期变形u0a在图2横坐标上确定支护起始作用位置，进而由特征曲线的交点D得到支护压力和围岩稳定变形uD。

2.2 影响因素分析

主要探讨中间主应力、围岩剪胀特性及不同施作距离对支护压力和围岩稳定变形的影响特性。取文献［4］中的隧道算例，围岩参数为c=1.73 MPa，φ=30°，ν=0.3，E=1.0 GPa，初始地应力p0=10 MPa。

1)中间主应力

图3给出了剪胀特性参数β=1.5时，统一强度理论参数b取0和1情况下的收敛约束差异，图中以不同的线条及符号代表不同参数下的情况(图4和图5亦用此表示方法)，具体的应用步骤按2.1节进行。由图3知:不同参数b下的支护起始作用位置及围岩稳定变形均明显不同，参数b=0即Mohr-Coulomb准则得到的围岩稳定变形过于偏大，易造成不必要的设计与施工浪费。参数b=1时的支护压力也小于参数b=0时的，应考虑中间主应力对围岩强度提高及其对支护设计的有利作用。

2)围岩剪胀特性

图4给出了统一强度理论参数b=0时，剪胀特性参数β取1和3情况下的收敛约束差异。由图4知:参数β=3时的支护起始作用位置及围岩稳定变形均明显大于参数β=1时的，但支护压力随着参数β的增加却略有减小，应考虑剪胀特性对围岩稳定变形的不利影响。

图3 中间主应力的影响

图4 围岩剪胀的影响

3)不同施作距离

图5给出了参数b=0，β=3时，2种施作距离x= ri，x=2ri下的收敛约束差异。由图5知:不同施作距离下的支护压力及围岩稳定变形都明显不同，施作距离x=2ri时的支护压力小而围岩稳定变形大，即在距离开挖面后的较远处进行支护，以增大围岩变形为代价换来了支护压力的降低，因而按不同距离处的支护压力而设计的支护不能随意改变施作位置，否则将造成支护的强度不足或围岩发生大变形，甚至支护结构失效以致隧道坍塌。

图5 支护距离的影响

3 结论

1)本文考虑开挖面空间效应提出了隧道支护设计的新方法，并给出其具体应用步骤。该新方法的关键就是由V—D位移释放系数式(3)结合洞壁最大位移来确定隧道前期变形，即收敛约束分析中横坐标上的支护起始作用位置。

2)参数分析表明:中间主应力、围岩剪胀特性及不同施作距离对支护起始作用位置及围岩稳定变形均有显著影响，但支护压力间的差异却相对较小，应充分考虑这3种因素的综合影响，合理适时地构筑有效支护，确保支护设计的最优化。

［1］张传庆，冯夏庭，周辉，等.应力释放法在隧洞开挖模拟中若干问题的研究［J］.岩土力学，2008，29(5):1174-1180.

［2］CARRANZA-TORRES C，FAIRHURST C.Application of the Convergence-confinement Method of Tunnel Design to Rock Masses that Satisfy the Hoek-Brown Failure Criterion［J］. Tunnelling and Underground Space Technology，2000，15(2): 187-213.

［3］VLACHOPOULOS N，DIEDERICHSMS.ImprovedLongitudinal Displacement Profiles for ConvergenceConfinement Analysis of Deep Tunnels［J］.Rock Mechanics and Rock Engineering，2009，42(2):131-146.

［4］曾开华，鞠海燕，盛国君，等.巷道围岩弹塑性解析解及工程应用［J］.煤炭学报，2011，36(5):752-753.

［5］俞茂宏.岩土类材料的统一强度理论及其应用［J］.岩土工程学报，1994，16(2):1-10.

New design method of tunnel support considering spatial effect of excavation face

ZENG Kaihua1，HAN Xiaochuan1，ZHANG Changguang2
(1.Department of Civil Engineering and Architecture，Nanchang Institute of Technology，Nanchang Jiangxi 330099，China; 2.School of Civil Engineering，Chang'an University，Xi'an Shaanxi 710061，China)

T he spatial effect of tunnel excavation face is very important for choosing a reasonable support time.A new design method of tunnel support considering spatial effect of excavation face was introduced by utilizing displacement release coefficient to determine the tunnel deformation of earlier stage，specific application procedures were proposed，and factor influence characteristic was concluded in this paper.T he research results showed that the intermediate principal stress，surrounding rock dilatancy and support distance has a significant effect on initial location of support and stable deformation of the surrounding rock，and the difference among support pressures is relatively small，which means the tunnel support design should not only consider the support pressure but also ensure the effective restrict of surrounding rock deformation.

Spatial effect of excavation face;Support design;Displacement release coefficient;Supporting pressure; Stable deformation of surrounding rock

U451+.2

A

10.3969/j.issn.1003-1995.2015.05.16

1003-1995(2015)05-0062-04

(责任审编孟庆伶)

2014-08-12;

2015-02-26

国家自然科学基金项目(41202191);江西省教育厅科学技术研究项目(GJJ13753);江西省自然科学基金项目(20142BAB206001)

曾开华(1968—)，男，江西丰城人，教授，博士。