某岩溶隧道支护结构的处治效果分析

程　灏，胡　兴

(1.贵州高速集团有限公司,贵州 贵阳 550009;2.贵州大学,土木工程学院，贵州 贵阳 550025)



某岩溶隧道支护结构的处治效果分析

程灏1，胡兴2*

(1.贵州高速集团有限公司,贵州 贵阳 550009;2.贵州大学,土木工程学院，贵州 贵阳 550025)

结合某岩溶隧道工程，分析其岩溶发育的特征和机理，利用有限差分软件FLAC3D对侧部溶洞和底部溶洞处治前后的隧道施工过程进行数值模拟，评价其处治效果。结果表明：出露的溶洞在处治后，侧部溶洞拱顶位移减小了8.9%，拱底位移减小了4.9%，锚杆轴力减小7.7%，而拱脚压应力增大39.7%，拱腰压应力增大10.7%，隧道底部和顶部出现塑性区；底部溶洞处治后拱底位移减小了18.2%，锚杆轴力和最大主应力变化不大，而拱顶位移增大1.03%，底部塑性区范围增大。

岩溶隧道；隧道开挖； FLAC3D模拟；治理效果

岩溶普遍存在于隧道开挖建设工程中，给隧道施工和运营带来了极大的安全隐患，目前针对岩溶隧道致灾机理、稳定性评价和控制方法已经有了一定的研究。任美锷和刘振中[1]认为，岩溶隧道产生的主要危害为隧道遇到基底溶洞时底板塌陷，以及开挖至顶部溶洞并含有充填物时，造成的突水、突泥。李彪、梁富清[2]认为溶洞会弱化围岩性质，导致隧道失稳变形；且溶洞本身松散的结构和可能存在的危石，都会影响隧道正常施工并威胁人员、设备的安全。康勇[3]认为溶洞的存在会弱化隧道围岩，引起支护结构变形、开裂甚至失稳。文献[4-7]探讨了岩溶区隧道施工的工艺和方法，包括采用拱桥、人工挖孔桩和高压注浆处理大型出露溶洞；采用钢筋混凝土底板筏础、混凝土回填处理中型出露溶洞；对于小型溶洞可以采用支护、注浆的方式进行处理。

该岩溶隧道位于鄂西南褶皱山地，碳酸盐岩广泛出露，沿线岩溶地貌发育。本文利用有限差分软件FLAC3D对溶洞分布于不同部位的岩溶隧道处治施工过程进行模拟，对处治效果进行了评价。

1　隧道工程概况

该岩溶隧道是一座分离式隧道，左幅隧道起讫里程桩号为ZK1+830～ZK3+035，长1205 m，最大埋深133 m，右幅隧道起讫里程桩号为YK1+824～YK3+024，长1200 m，最大埋深134 m。

根据地质调绘及钻探、物探等勘察手段得出，隧址区出露地层主要为三叠系嘉陵江组(T1j)地层及局部薄层第四系残坡积物(Q4dl+el)，按地层的地质年代、形成机制及其物理力学性质，自地表往下各地层主要特征分述如下：(1)粉质粘土(Q4dl+el)：黄褐色、稍湿、可塑，含少量碎石。(2)中风化灰岩(T1j)：灰色、灰白色，微晶结构，中厚层状构造。

在隧道施工过程中，隧道的侧部、底部发现多处中、小型溶洞。掌子面围岩为中风化灰岩，岩体破碎，节理裂隙发育，夹泥明显，开挖后有掉块现象，给施工安全带来了严重影响(见图1)。

隧道在开挖到YK2+138时在隧道左侧发现，溶洞(1)形状极不规则，走向与隧道平行，高度约12 m，最大宽度4.8 m，进深6 m。在YK2+150处底部发现溶洞(2)，基本位于隧道底板以下位置，溶洞呈水平状，深度最大为6 m，向左延伸10 m，向右延伸约6 m，进深6 m，溶洞内基本上无填充物，没有发现地下水。

图1　现场开挖出露的溶洞

2　处治效果的数值分析

2.1处治方案

隧道是按新奥法进行的施工设计，采用锚喷支护。隧道YK2+138掌子面和YK2+150掌子面原设计支护类型采用Z3。具体支护参数见表1。

经前期变更，溶洞(1)前后段按Z4-支护类型进行施工，溶洞段采取Z5+支护类型进行施工。溶洞底部采取洞渣回填处理，分层填筑，并进行夯实，回填至上台阶开挖面后，按照Z5+进行初支封闭。拱腰采用泵送混凝土充实，保证隧道底部和边墙背后没有空洞。

溶洞(2)经讨论变更支护类型不变，溶洞采取洞渣回填方式对溶洞进行分层填筑进行夯实，并将仰拱调平层厚度调整为60 cm，同时增加钢筋。

2.2数值模型

实际的岩溶形状很不规则，因此在建模过程中对模型进行了适当简化，溶洞(1)简化成形状为与隧道相交的圆柱，溶洞(2)简化为形状为一横向的圆柱，如图2(b)所示。对于隧道工程，数值计算模型的范围一般取开挖断面3～5倍最大洞径[8]。隧道的埋深为104 m，跨径12.4 m，高度9.75 m。故取整个模型边界尺寸取为宽度60 m，高度60 m，纵向取18 m。整个模型左右两侧施加水平方向约束边界条件；底部施加竖直方向约束边界条件；顶部为自由边界[9]。

表1　隧道衬砌支护参数

(a)隧道溶洞段模型(溶洞1)　　　　　　　　(b)隧道溶洞段模型(溶洞2)图2　溶洞分布的计算模型

2.3本构模型及参数选取

本模型围岩采用摩尔-库伦模型，开挖模拟采用Null模型，初期支护中喷射混凝土与钢拱架等效采用shell结构单元，锚杆采用cable结构单元，土石渣采用摩尔-库伦模型，混凝土填充采用弹性模型。本次计算没有考虑2次衬砌。岩体的初始地应力场只考虑自重应力的影响。

通过室内土工试验，得出围岩物理力学参数和支护结构物理力学参数如表2所示。

表2　围岩及支护结构物理力学参数

3　模拟结果分析

3.1围岩位移分析

本文选取了4个分析断面，分别为y=3 m，y=6 m，y=12 m和y=15 m处的断面。每个断面选取拱顶和拱底这2个特征点进行分析。

(1)拱顶

各分析断面溶洞处治前后的拱顶位移值见表3。可知溶洞一情况下的最终沉降值在-5.228 mm～-5.32 mm之间，拱顶沉降最大值出现在y=6断面。溶洞(1)处治后拱顶位移在溶洞范围内最大减少了0.475 mm，同比减少了8.9%，溶洞前后范围内最小减少了0.27 mm，同比减少了5.1%。溶洞(2)的拱顶最终沉降值在-4.458 mm～-4.544 mm之间，溶洞(2)处治后拱顶位移在溶洞范围内增大的幅度不大，最大增加0.046 mm，同比增大1.03%。

表3　拱顶位移(单位:mm)

(2)拱底

各分析断面溶洞处治前后的拱底位移值见表4。可知溶洞(1)情况下的拱底位移最终值在4.537 mm～4.671 mm之间。溶洞(1)处治后拱底位移在溶洞范围内最大减少了0.228 mm，同比减少了4.9%，溶洞前后范围内最小减少0.176 mm，同比减少了3.8%。溶洞(2)情况下的拱底位移值在4.848 mm～5.536 mm之间，溶洞(2)处治后拱底位移在溶洞范围内最大减小0.991 mm，同比减小18.2%，溶洞前后范围内，最小减少了0.144 mm，同比减小了2.90%。

表4　拱底位移(单位:mm)

3.2围岩最大主应力特征

选取y=6 m断面进行分析，溶洞处治前后的最大主应力值见表5。可知溶洞(1)情况下拱脚的最大主应力值为-5.44 MPa，拱腰的最大主应力值为-4.86 MPa，溶洞(1)处治后拱脚最大主应力值为-7.60 MPa，比处治前增大39.7%，拱腰最大主应力值为-5.38 MPa，比处治前增大10.7%。溶洞(2)情况下拱脚的最大主应力值为-6.44 MPa，溶洞(2)处治后拱脚最大主应力值为-6.47 MPa，拱腰最大主应力值为-4.54 MPa，变化不大。

表5　最大主应力值(单位: MPa)

3.3塑性区分布特征

溶洞处治前后围岩塑性区分布特征如图3所示。可知溶洞(1)情况下，除左右侧部分布外，沿溶洞边界塑性区展布，顶部也出现塑性区。溶洞(1)处治后塑性区范围明显增大，原溶洞范围的底部和顶部出现塑性区，其他区域变化不大。溶洞(2)情况下，底部沿溶洞范围出现塑性区，拱脚处也出现部分塑性区。溶洞(2)处治后隧道底部的塑性区范围出现了明显的增大，隧道侧部和顶部的塑性区无明显变化。

3.4锚杆受力分析

溶洞处治前后锚杆轴力最大值见表6。可知溶洞(1)时锚杆轴力最大值为48.13 kN，溶洞附近的锚杆轴力大于其他同样高度的锚杆轴力。溶洞(1)处治后锚杆的最大轴力值为44.4 kN，相比处治前出现明显的减小，同比减小7.7%。溶洞(2)时的锚杆轴力最值为36.22 kN，溶洞(2)处治后锚杆的最大轴力值为35.96 kN，相比处治前减小了0.7%，减小的幅度不大。

表6　锚杆轴力最大值(单位:kN)

图3　围岩塑性区

4　结论

溶洞经过处治后，通过数值分析发现：

(1)侧部溶洞的拱顶位移最大减小8.9%，拱底位移最大减小4.9%，锚杆轴力减小7.7%，拱脚压应力增大39.7%，拱腰压应力增大10.7%，隧道底部和顶部出现塑性区，因此在施工过程中应注意拱脚和拱腰处的施工质量。

(2)底部溶洞的拱底位移减小18.2%，锚杆轴力和最大主应力变化不大，拱顶位移增大1.03%，底部塑性区范围增大，因此在拱底回填过程中要保证回填压实质量。

[1] 任美锷,刘振中. 岩溶工程物探勘察的主要进展和方法技术优化组合[J].广东地质，1983(6)：14-16.

[2] 李彪,梁富清. 京珠高速公路隧道岩溶处理浅析. 公路隧道论文集[C]. 北京:人民交通出版社,2000.

[3] 康勇,杨春和,张朋. 浅埋岩溶隧道灾变机制及其防治[J]. 岩石力学与工程学报,2010(01):149-154.

[4] 马栋. 金洞隧道超前地质预报技术[J]. 西部探矿工程,2003(09):86-88.

[5] 何发亮,李苍松. 隧道施工期地质超前预报技术的发展[J]. 现代隧道技术,2001(03):12-15.

[6] 赵永贵,刘浩,孙宇,等. 隧道地质超前预报研究进展[J]. 地球物理学进展,2003(03):460-464.

[7] 钟宏伟,赵凌. 我国隧道工程超前预报技术现状分析[J]. 人民长江,2004(09):15-17.

[8] 谷兆祺,彭守拙,李仲奎.地下洞室工程[M].北京:清华大学出版社,2007.

[9] 夏永旭,王永东.隧道结构力学计算[M].北京:人民交通出版社,2004.

(责任编辑：王先桃)

Analysis of treating effect of supporting structure of a karst tunnel

CHENG Hao1，HU Xing2*

(1. Guizhou Expreeway Development Corporation, Guiyang ,550009, 2. College of Civil Engineering Guizhou University,Guiyang,550025)

In combination with the construction process of a karst tunnel, the characteristics and mechanisms of the karst development are analyzed. Construction processes as karst cave in lateral part and karst cave in bottom before and after treatment are simulated by using the finite difference software FLAC3D. And treatment effects are evaluated. After treatment, vault displacement of karst cave in lateral part reduces 8.9%, arch bottom displacement reduces 4.9%, anchor stress reduces 7.7%. But arch foot compressive stress increases 39.7%, arch haunch compressive stress increases 10.7% and the top and bottom of tunnel grows plastic zone. After treatment, arch bottom displacement of karst cave in bottom reduces 18.2%. Anchor stress and the maximum principal stress change a little. But vault displacement increases 1.03% and plastic zone in bottom increases a lot.

karst tunnel; tunnel excavation; FLAC3Dsimulation; treating effects

B

1000-5269(2016)03-0126-05

10.15958/j.cnki.gdxbzrb.2016.03.29

2016-04-30

国家自然科学基金项目批准号(11562005).

程灏(1971-)，男，高级工程师，从事高速公路工程建设管理工作，Email：049602021@qq.com.

胡兴，Email：728346748.qq.com.

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