隧道上覆易滑塌坡体失稳控制研究

廖声银 黄土龙 韩晓亮 王小军

(1.江西理工大学资源与环境工程学院，江西赣州341000;2.中钢集团马鞍山矿山研究院有限公司，安徽马鞍山243000;3.金属矿山安全与健康国家重点实验室，安徽马鞍山243000; 4.华唯金属矿产资源高效循环利用国家工程研究中心有限公司，安徽马鞍山243000)

隧道工程施工过程中，经常遇到各种地压显现、山体滑坡等问题，对施工人员生命安全存在极大的安全隐患。如何提前预测边坡体存在的安全隐患以及判断边坡失稳滑塌机制一直是学术界研究的重要课题。为了消除工程中安全隐患，只有深入了解隐患的诱发因素和破坏方式才能提出正确的解决方案，探究边坡失稳滑移破坏机制是提出解决方案或措施的重要理论依据。为此不少专家学者研究各种方法判别、预测及治理来解决工程中地质灾害问题［1-3］。

目前，很多学者利用数值模拟方法在岩体失稳控制方面取得了一系列重要成果。赵丽雪等采用模型模拟不同产状岩质隧道稳定性，得出节理面倾角大小对隧道围岩有重大影响［4］。刘刚等通过模型试验研究节理密度对围岩变形及破坏影响，得出断续节理密度控制着围岩稳定性［5］。此外，在隧道施工岩体失稳控制方面，相关文献也采用了数值模拟方法分析隧道动态开挖过程地表坡体变形及移动规律，利用分析结果判别了隧道开挖上覆边坡的稳定性［6-8］。本研究通过建立模型模拟隧道掘进，分析不存在支护结构坡体失稳机制及其范围，在此基础上有针对性地提出管棚预注浆“T字梁”支护结构控制坡体失稳，比较支护前后隧道掘进对上覆岩土体的稳定性影响。

1 工程概况

以某隧道施工扰动引发上覆岩土体产生山体滑坡为例，该岩土体组成主要为松散结构的燕山期花岗岩的全强风化层，结构面结合程度差，岩体极破碎，自稳性差，隧道硐口位置处于山坡中下部，坡度较陡，硐口两段地形线与硐轴线小角度相交，围岩存在地形和地层偏压，存在断裂所控制的断块差异活动，岩石中节理裂隙非常发育，极易滑塌。对施工过程中作业人员人生安全存在严重威胁，急需分析隧道掘进上覆坡体失稳变形机制并提出针对性的控制技术，保障作业安全，因此本段隧道进洞前必须先做好洞口地表排水沟，加强边、仰坡的支护，设置反压墙，硐门外墙当加厚，开挖后及时支护、衬砌，否则上覆岩土体易坍塌。

2 计算模型及参数

根据隧道地质条件建立数值模型。模型建立涉及到复杂地表形态与复杂地下空区，因此采用基于ANSYS和FLAC3D三维模型自动构建技术完成模型的建立［9-11］。模型全长224 m，宽148 m，模型划分为节点6 230个、单元35 122个，计算模型见图1，采用摩尔—库仑(Mohr－Coulomb)屈服准则，岩体物理力学参数如表1。

图1 计算模型Fig.1 Calculation model

表1 岩体物理力学参数Table1 Rock mass physical and mechanical parameters

3 上覆坡体失稳机制

3.1 坡体失稳模拟

通过数值计算可分别得到自重场及隧道开挖作用下上覆岩土体的位移变化和塑性区。分析图2可知，隧道掘进过程中，在自重作用下，距离隧道口50 m处上方覆盖岩体发生往隧道口方向的圆弧滑坡，从分析结果可知，较大位移主要体现在2个方向，垂直向下沉降和沿坡面向隧道入口滑移。其中垂直沉降位移出现在对到入口段上覆坡体，从垂直位沉降移剖面图可以看出隧道掘进上覆岩体位移最大处为地表，达到28.2 cm，隧道顶板下沉为20.1 cm;由上覆坡体X轴方向(沿坡面向隧道入口方向)位移如图1(a)可知，沿坡面向隧道入口滑移区域也主要集中在隧道入口段，最大值达到26.3 cm图1(c)所示，Y方向(沿坡面垂直于隧道走向)位移较小，如图1(d)，最大值仅为3.0 cm。从隧道开挖上覆坡体塑性区分布可知图上覆坡体出现了大量的剪切和拉伸破坏区域，局部已贯通，如图1(e)所示，其破坏形式为拉伸破坏和剪切破坏2种同时存在。

3.2 失稳机制

从隧道掘进上覆坡体变形破坏模拟结果分析可知，隧道掘进上覆坡体的主要滑塌区域集中在隧道入口段，主要滑塌的方式为垂直方向塌陷和沿坡面向隧道入口滑动，见图3。整个上覆坡体的滑塌主要由这2个方向的位移组合而成。在其影响下，隧道入口段上覆坡体出现拉伸和剪切2种主要破坏方式。

4 失稳控制技术及分析

4.1 失稳控制技术

隧道进口处上覆坡体滑塌由地质因素和力学因素组合形成，坡体的不良地质条件难以做出实质性改变，而力学因素可以通过有效的力学分解结构进行转移与分解，因此隧道开挖失稳控制主要考虑有效的支护体系与结构，从力学角度出发，结合不良岩体的治理来综合防治隧道上覆坡体进一步滑塌。

上覆岩体滑塌主因是下部隧道开挖致使坡体下沉，如以一定的力学结构阻断隧道入口处上覆不良岩体的下沉即可发挥主要的控制作用，为此首先将塌陷区全部填实，在隧道入口处上方坡体内采用管棚预注浆技术，地表注浆止浆层前缘增加双排108注浆管棚，间距1.5 m梅花型布置，管棚平均长度60 m(见图4)，另一方面，管棚施工之前施工0.8 m厚、2.0 m高横向通长C25钢筋混凝土导向支撑墙(见图5)。通过注浆使得周边松散破碎土体固结，形成具有一定承载能力的混凝土层。该混凝土层一方面将坡体上下不良地质岩体隔离，使得坡体的压应力无法直接传入隧道顶板，另一方面，在混凝土支撑墙端部支撑应力作用下，预注浆产生的60 m混凝土隔离层发挥了承载上部松散坡体重力的作用。

图2 易塌陷范围Fig.2 Subsidence area

图3 滑坡示意Fig.3 Landslide schematic

图4 超前管棚预注浆混凝土层Fig.4 Lead pipe shed pre-grouting concrete layer

图5 导向墙管棚布置Fig.5 Guide wall pipe roof layout

60 m长的管棚混凝土预注浆层能抵抗上部不良地质岩体的压力作用而不向下传递，主要由于其与端部混凝土导向墙采用钢筋混凝土连接，因此必须有一定测承载结构与导向墙和超前注浆混凝土层连接，形成连续结构控制隧道上覆土体的移动。隧道入口处距离地表浅，岩体风化极其严重，隧道口开挖必然引发上覆岩体下沉，综合考虑上述2种因素，为了预防该类塌陷再次发生，现场在隧道入口上部岩体采用地表垂直管棚预注浆技术，注浆之前在地表注浆范围设置80 cm厚C20混凝土止浆层，利用止浆层布置60mm×5mm注浆管棚，按2m间距梅花型布置，注浆管长度10 m(见图6)。通过布置好的注浆管注浆后，松散不良地质土层进行黏聚组合，形成稳定层。

隧道入口距离地表较近，上覆不良地质岩体(全风化花岗岩)移动范围较大，不仅发生在隧道顶板，在隧道侧帮依然有土体移动存在，为此，在入口处利用地表80 cm厚的混凝土止浆层面，沿着隧道轴线方向，在隧道轮廓面两侧分别增设8根108 mm注浆管棚按照一定角度打入，其端部深入隧道开挖轮廓线60 cm(见图7)。

从以上失稳控制结构的组成来看，整个结构包括3个主要部分，①沿隧道轴线方向60 m长的超前预注浆管棚支护结构;②隧道入口上方10 m厚方形垂直预注浆管棚支护结构;③隧道侧壁倾斜方向管棚预注浆支护结构。3部分结构利用管棚钢筋连接，形成稳定性的整体结构，注浆后，结构②和结构③高压注浆体的渗透黏聚作用下，形成类似T字梁结构。因此，该整体支护结构称为“T字梁”结构超前管棚支护系统。

图6 隧道入口洞顶管棚布设Fig.6 Shed roof tube tunnel entrance schematic layout

图7 隧道侧帮管棚布设Fig.7 Tube tunnel side help shed schematic layout

4.2 控制结构力学承载机理

“T字梁”结构超前管棚支护系统主要由3部分结构组成，每部分结构分别发挥独立的承载作用，三部分组合体共同承担组合承载作用。具体分析如下。

(1)沿隧道轴线方向60 m长的超前预注浆管棚支护结构。该部分结构主要通过管棚预注浆形成混凝土板梁，该梁将隧道前段上覆岩层隔开，形成上下两部分，混凝土板梁的主要力学机理在应力与变形隔离，由于上部为不良地质岩体，其自重直接施加到混凝土板梁上，二者弹性模型不同，发生不协调变形。混凝土板梁变形远小于上部不良地质岩体。致使变形无法传递至隧道顶板土体。在很大程度上预防了上覆岩体下沉而导致的隧道顶板塌方。

(2)隧道入口上方18 m厚方形垂直预注浆管棚支护结构。在隧道入口上方进行18 m长的管棚注浆，浆体渗透流动将不良土体黏结在一起，形成厚约18 m的黏聚层，该黏聚层弹性模量远大于原来的全分化花岗岩，因此，隧道开挖后，上覆岩层的变形量将大大缩小，同时，上覆18m厚的混凝土黏聚层中间以2 m的间距布满了注浆管，刚性的注浆管对周围黏聚层发挥了拉伸作用，进一步提高了黏聚层的稳定性。因此，该支护结构保障了隧道入口的安全施工。

(3)隧道侧壁倾斜方向管棚预注浆支护结构。倾斜方向管棚预注浆支护结构将隧道侧帮外围岩体与隧道侧壁隔离开，通过注浆形成混凝土隔离层，该隔离层变形量远小于侧帮不良地质岩体，因此，阻止了侧壁的进一步变形，保障了隧道开挖侧帮的安全。

5 数值分析

通过对隧道上覆坡体存在与不存在管棚预注浆“T字梁”支护结构对易滑塌区域岩体变化状况进行比较，主要有2种情况下分析:①隧道施工过程对易滑坡体失稳机理分析②加管棚预注浆“T字梁”支护结构对坡体稳定性分析。

5.1 位移分析

(1)坡体位移分析。通过数值计算可得到存在与不存在“T字梁”支护掘进对易滑塌区域的影响。分析图8可知，在未支护前进行隧道掘进，在岩体自重应力作用下隧道口不远处上覆岩土体位移变化较大并产生滑坡，滑坡体沿坡面向隧道入口处滑移28.2 cm，图8(a)所示，沉降25.3 cm，如图8(c)所示，正下方隧道顶板也产生25.0 cm下沉，如图8 (c)。当施工管棚预注浆“T字梁”支护后掘进隧道，原先产生滑塌区域位移明显减小，沿坡面向隧道入口处最大位移为1.7 cm，最大沉降仅2.5 cm，易滑塌区域并未产生局部滑坡，其中隧道顶板沉降位移为1.0 cm，如图8(b)、图8(d)。比较存在与不存在“T字梁”支护隧道上覆坡体位移变化，表明该支护系统能有效预防隧道掘进过程中上覆岩体产生滑坡和隧道顶板冒落隐患。

图8 滑坡位移Fig.8 Landslide Displacement

(2)监测点位移分析。本研究在模型中设置11个位移监测点，其中1～6号布置在隧道顶板围岩处，7～11号布置在隧道上覆岩体地表，如图8(c)所示。在未支护进行掘进时，隧道顶板位移变化最大在1号监测点，由于该测点正处于滑坡体正下方，滑坡体的覆盖导致顶板围岩应力增大，从而导致顶板围岩剪切破坏，该测点沉降了16.0 cm，横向位移为8.0 cm;在易滑塌区域地表产生位移变化较大是在8、9号测点，沉降了25.0 cm，沿坡面向隧道入口处滑移了18.0 cm。在施工管棚预注浆“T字梁”支护系统后，相较于未支护时测点位移有显著变化，滑坡体沿坡面向隧道口滑移仅为1.0 cm，沉降位移也明显减小，其中出现最大沉降量是在隧道顶板5号测点，沉降量仅为4.9 cm，如图9所示。由此说明隧道上覆岩体加入“T字梁”支护，原先预测易滑塌区域位移无明显变化，在隧道掘进完成后不会产生滑坡，隧道顶板较为稳固，其支护效果明显。

图9 监测点位移Fig.9 Disp lacem entmonitoring points

5.2 应力分析

(1)最大主应力。分析图10可知，岩体边坡在未支护条件下隧道掘进，在自重应力作用下隧道上覆岩体地表发生滑坡，沉重的滑塌体覆盖在新地表上导致其正下方隧道围岩出现压应力集中现象，最大压应力为2 MPa，主要分布在于隧道两侧围岩处，见图10 (a)。当施工管棚预注浆T字梁支护结构后再掘进隧道，遂道压应力集中区域与压应力极值均出现了明显减小，并且无明显应力集中现象，最大压力减小至1.2 MPa，见图10(b)。

图10 最大主应力Fig.1 0 Themaximum principal stress

5.3 塑性区分析

根据塑性区模拟分析支护存在与不存在2种情况下易产生滑坡区域塑性区范围变化。隧道上覆坡体在未支护条件下隧道掘进，隧道入口处坡体区域出现塑性区，对不同梯度应力下隧道掘进顶板塑性区等色图比较分析，如图11(a)所示，发现隧道底板与顶板面积较大，两侧围岩较少，说明隧道受上覆滑坡体影响，隧道顶底板会出现局部破坏现象。当施工“T字梁”支护结构后进行掘进，隧道上覆易滑塌区域与顶板塑性区面积明显减小，其两侧围岩面积也大幅减小，塑性区并未大面积出现，破坏区域也没有贯通，顶板依然稳定，见图11(b)。综合分析结果可知，该支护系统能保证隧道开挖初始阶段顶板岩体的稳定性，有效地预防了隧道滑塌。

图11 塑性区分布Fig.1 1 The Plastic zone

6 结论

(1)隧道开挖上覆坡体易滑塌区域主要位于隧道入口段，位移较为明显的区域集中在垂直方向沉降位移和沿坡面向隧道入口的滑动位移，其破坏方式为拉伸破坏和剪切破坏同时存在。

(2)针对上覆坡体滑塌失稳机理，提出隧道开挖前施工管棚注浆“T字梁”支护结构，通过超前管棚注浆层和“T字梁”衔接支撑墙形成组合支护结构，控制上覆岩体变形滑塌。

(3)数值分析结果表明，超前管棚注浆形成混凝土隔离层，阻止上覆岩体垂直位移，减小了隧道顶板的压应力。“T字梁”衔接支撑墙限制了坡体向隧道入口处滑移。整个失稳控制结构减小了隧道开挖上覆坡体拉伸和剪切破坏，有效防治了上覆坡体的滑塌。

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