软弱围岩隧道支护方法对比与效果分析

2016-06-05汪正宏

工程与建设 2016年5期

关键词：洞室岩体锚杆

汪正宏

(安徽省黄山市公路管理局黄山分局，安徽黄山 245700)

软弱围岩隧道支护方法对比与效果分析

汪正宏

(安徽省黄山市公路管理局黄山分局，安徽黄山 245700)

文章结合深埋隧道软弱围岩支护要求，具体阐述了常规喷锚支护与锚注联合这两种支护方式下的围岩水平位移、边墙水平位移、拱顶及隧底竖向位移、沉降等方面的对比，并提出适合大埋深、软弱破碎围岩隧道的支护技术，为同类工程提供参考。

隧道围岩；支护设计；计算分析

0 引言

随着我国社会经济的高速发展，基础设施建设得到了迅猛发展，一大批公路、铁路和地下轨道交通工程及水利水电工程建设项目纷纷开工建设。通常，这些工程建设项目大多面临不良地质条件，如软弱围岩、高地应力等。

软弱围岩处治不当将造成结构开裂、变形以及初期支护侵入二次衬砌、甚至坍方的病害[1]，给工程建设及运行安全带来。为此，软弱围岩的支护研究一直是地下工程领域的研究热点，国内外学者在这一方面取得丰硕的成果。文献[2]研究了隧道软弱围岩变形特征与控制方法，文献[3]研究了公路隧道穿越软弱围岩的变形与控制方法、文献[4]研究软弱围岩大断面隧道径向注浆变形的控制技术。尽管这些研究已取得一定成果，在软弱围岩地段，通常会采用喷锚+拱架支护进行施工，虽然支护质量有保证，但仍会出现变形过大、坍塌，甚至大的安全事故等；加上我国地质条件复杂多变，因此应加强软弱围岩不同支护方法的研究。

1 大埋深软弱围岩隧道支护要求分析

目前有关深埋洞室开挖后应力状态的弹塑性解析分析多建立在洞室为圆形、侧压系数λ=1、只考虑地层自重产生的初始应力场的条件。按照弹塑性力学的基本原理[5],侧压系数λ=1、圆形洞室(如图1所示)的围岩塑性区半径rp和洞壁周边径向位移u按下列各式计算。

图1 隧道力学模型

(1)

(2)

由Coulomb-Mohr强度破坏准则可得

(3)

(4)

(5)

按照文献[6]的相关规定,Ⅴ级围岩的力学参数为:φ<27°,c<0.2 MPa,E<1.3 GPa,μ>0.35。参照Ⅴ级围岩的力学参数μ=0.35,φ=20°,σc/E=0.65/1 300=0.000 5,将(5)式变换后可得支护抗力比(Pi/P0)、围岩强度比(σc/P0)与洞壁径向相对位移(μ/r0)的关系式如下:

以σc/P0为横轴,u/r0为纵轴作出Pi/P0=0.05,0.1,0.15,0.20时μ/r0与σc/P0的关系,如图2所示。

图2 u/r0与σc/P0关系曲线

由图2可看出:① 洞壁径向相对位移(u/r0)随围岩强度比(σc/P0)降低明显增大;围岩强度比越低,洞壁径向相对位移随围岩强度比降低而增长的幅度越大。② 当σc/P0<0.1时,洞壁径向相对位移随围岩强度比的降低急剧增大,支护强度比(Pi/P0)越小,上述趋势越明显。③ 在σc/P0<0.1条件下,当Pi/P0<0.1时洞壁径向相对位移随支护强度比的增大急剧减小;Pi/P0>0.1时,洞壁径向相对位移随支护强度比增加而降低的幅度明显减小。

按照Ⅴ级围岩的力学参数:φ<27°,c<0.2 MPa,由Coulomb-Mohr强度破坏准则可得其单轴抗压强度σc<0.65 MPa。当隧道埋深大于290 m时按自重应力计算的初始地应力P0≥6.5 MPa(围岩平均容重按23 kN/m3计算),则σc/P0≤0.1。

随着隧道埋深的增加,初始地应力P0逐渐增大,大埋深条件下初始地应力P0往往很大,可达十几至几十兆帕,而支护结构提供的支护力Pi一般都在1 MPa以下,故图2中Pi/P0的值一般不超过0.1。

上述分析表明:对隧道埋深大于290 m的Ⅴ级围岩而言,提高围岩强度对控制洞室变形有十分显著的效果,在Pi/P0<0.1条件下,适当提高支护力对控制洞室变形也有较明显的作用;大埋深条件下,仅靠提高支护力Pi来控制软弱、破碎围岩的洞室变形,作用非常有限且不经济。在此条件下,软弱、破碎围岩的洞室支护宜选择以提高围岩强度为主并适当提高支护力的方法,通过提高围岩的“自承”能力来达到控制围岩变形、保证洞室稳定的目的。

2 锚注联合支护技术

锚注联合支护是从工艺上把锚杆支护和围岩注浆加固有机结合起来，充分利用锚杆与注浆加固的优点，利用管式锚杆兼作注浆管，通过注浆提高围岩强度和锚杆锚固力，锚杆锚固力提高后支护力也得到相应提高，从而全面调动围岩自身的承载能力。锚注联合支护从技术和工艺上可实现大埋深条件下，软弱、破碎围岩洞室以提高围岩强度为主、适当提高支护力为辅的支护思想，是目前解决大埋深条件下软弱、破碎围岩支护难题的最有效手段[7-8]。文献[9-11]对锚注联合支护进行研究，均认为锚注支护是将锚喷支护与注浆加固有机结合的一种主动支护方法，锚注支护对维护软弱、破碎围岩的稳定具有显著效果。

注浆对提高软弱围岩自身承载力能力的作用主要体现在以下几个方面[12]：① 围岩注浆后，力学参数C，φ与未注浆条件下相比有明显提高。岩体注浆后，其粘聚力较原来增加40%～70%。由于浆液更易于在岩体结构面中渗透，浆液凝结后对结构面进行充填，将被结构面切割的小块岩石“包裹”和胶结起来，提高了结构面的粘结力和内摩擦角，从而提高了岩体强度。岩体强度提高后，被其包裹的锚杆因为有可靠的着力基础，锚固力也得到相应提高。② 注浆加固降低了岩体的宏观孔隙率，提高了岩体的致密性，改善了岩体的宏观力学性质。③ 注浆改善了围岩的赋存环境，浆液固结体封闭裂隙，阻止水气对围岩的水解风化，改善围岩长期力学性质。

3 深埋软弱围岩隧道锚注支护效果

3.1 数值计算结果分析

数值计算断面隧道埋深310 m,该断面围岩级别为Ⅴ级,以弱风化泥质粉砂岩为主,岩体破碎、节理发育,岩体点荷载强度0.8 MPa,属典型的软弱、破碎围岩。锚注联合支护的效果通过与普通喷锚支护的对比分析来实现。为便于支护效果的对比分析,普通喷锚支护与锚注联合支护的支护参数相同,即:锚杆直径均为22,间距1.0 m(环向)×1.0 m(纵向),长5.0 m;喷射混凝土强度等级C25,厚20 cm,钢拱架(Ⅰ20a)间距80 cm。锚注联合支护注浆加固圈厚度按与管式锚杆的长度相等考虑。常规喷锚支护、锚注联合支护下围岩水平、竖向位移如图3、图4所示。

图3 两种支护方式下围岩水平位移云图

由图3可看出:锚注联合支护下围岩的水平位移明显比常规喷锚支护的小。两种支护方式下隧道边墙的水平位移见表1所列。

表1 两种支护方式下边墙水平位移对比

由表1可看出:锚注联合支护下的边墙水平位移明显比常规喷锚支护的小,锚注联合支护与常规喷锚支护相比边墙收敛变形可减少60%以上。

图4 两种支护方式下围岩竖向位移云图

由图4可看出:锚注联合支护下的洞室竖向位移明显比常规喷锚支护的小。两种支护方式下拱顶、隧底的竖向位移见表2所列。

表2 两种支护方式下拱顶、隧底竖向位移对比

由表2可看出:锚注联合支护下洞室的竖向位移及净空收敛明显比常规喷锚支护的小,与常规喷锚支护相比,锚注联合支护的竖向收敛位移可减少40%以上。

3.2 现场实测资料分析

为检验锚注联合支护在大埋深隧道软弱、破碎围岩段的支护效果,在该隧道上述埋深300～320 m的Ⅴ级围岩段选取10 m试验段施作锚注联合支护并与邻近的采用常规喷锚支护地段的洞室位移进行对比。

根据现场实测数据,作出锚注联合支护、常规喷锚支护典型断面的边墙收敛、拱顶下沉历时曲线,如图5、图6所示。

由图5可以看出:在开始的前5天,锚注联合支护断面与常规喷锚支护断面的边墙收敛数值及变化趋势大致相同;5 d以后,二者出现明显差异,锚注联合支护断面在11 d后变形达到稳定,最大收敛变形为60 mm,常规喷锚支护断面在35 d后变形才达到基本稳定,最大收敛变形达122 mm。由图6可看出:在开始的前4天,锚注联合支护断面与常规喷锚支护断面的拱顶下沉数值及变化趋势大致相同;4 d以后,二者出现明显差异,锚注联合支护断面在15 d后变形达到稳定,拱顶下沉最大值为31 mm,常规喷锚支护断面在35 d后才变形达到基本稳定,拱顶下沉最大值达63 mm。

图5 两种支护方式边墙收敛历时曲线

图6 不同支护方式拱顶下沉降历时曲线

现场监测结果表明,锚注联合支护与常规喷锚支护相比,洞室变形明显减小,变形达到稳定的时间明显缩短;锚注联合支护对大埋深隧道软弱、破碎围岩变形有很好的控制效果。数值计算结果、现场实测资料均表明:锚注联合支护对大埋深、软弱破碎围岩隧道有较好的支护效果,适宜于大埋深条件下软弱、破碎围岩隧道的支护。

4 结束语

解析分析表明,在大埋深条件下,软弱、破碎围岩隧道支护宜选择以提高围岩强度为主、适当提高支护力为辅的支护方法,通过提高围岩的“自承”能力来达到控制围岩变形、保证洞室稳定的目的。数值计算、现场实测资料表明,利用管式锚杆兼作注浆管,通过注浆加固提高围岩强度和锚杆锚固力的锚注联合支护技术对大埋深条件下软弱、破碎围岩隧道有较好的支护效果,适宜于大埋深条件下软弱、破碎围岩隧道的支护。

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