浅埋偏压隧道掘进围岩压力解析*

2023-08-12赵海涛刘丙宇张彦龙张小军高文学

施工技术(中英文) 2023年12期

赵海涛,胡宇,刘丙宇,张彦龙,张小军,高文学

(1.北京建工路桥集团有限公司,北京 100123; 2.北京工业大学城市建设学部,北京 100124)

0 引言

随着我国公路工程建设的重心逐渐向山岭重丘区转移,受道路选线、地形、地质等条件限制,不可避免地出现众多浅埋、偏压隧道。在长期自然风化、雨水侵蚀等多重因素作用下,隧道洞口段围岩往往地质条件差、自稳能力弱。如果对浅埋偏压隧道施工过程中围岩压力变化认识不清、施工方法不当,极易引起隧道超欠挖甚至塌方等。

目前,众多学者通过理论分析对浅埋偏压隧道围岩受力状态进行了研究,严涛等[1]、刘翔等[2]通过拟静力法,建立了变坡面浅埋偏压隧道围岩压力计算模型;杜建明等[3]、张治国等[4]通过极限平衡法,计算了考虑黏聚力、内摩擦角和地震力的浅埋偏压隧道围岩压力解析解;李栋梁等[5]研究了地震力作用下浅埋双侧偏压隧道松动围岩压力与破裂角的关系;邱业建等[6]结合室内模型试验,研究了浅埋偏压隧道破坏模式;白哲等[7]、张治国等[8]研究了地震作用下浅埋偏压隧道围岩压力解析解,并探讨了其影响因素。还有部分学者通过数值模拟、模型试验等对浅埋偏压隧道施工力学特征进行研究。赵金鹏等[9]、陈平[10]、刘小军等[11]运用数值模拟,研究了浅埋偏压小净距隧道不同施工方法下围岩变形规律,从而提出了合理的施工顺序;董建华等[12]、莫江峰等[13]结合变形协调条件,研究了浅埋偏压隧道施工的内力和位移发展规律;雷明锋等[14]利用模型试验研究了不同偏压角度下围岩破坏机制。

上述研究表明,目前对浅埋偏压隧道的研究大多聚焦于浅埋单侧偏压隧道,而对浅埋双侧偏压隧道施工过程中力学特征研究较少。本文基于JTG 3370.1—2018《公路隧道设计规范第一册土建工程》,综合围岩压力折减及分离式隧道施工时左、右洞相互影响,对不同净距下分离式隧道施工过程中围岩压力变化进行理论解析,建立了该类隧道掘进围岩压力计算模型;结合国道109新线高速公路清水2号隧道进口段施工,验证该理论模型的正确性。

1 围岩压力计算

由于围岩是一种性质复杂的多相介质,具有非均质、非连续、非线性等特征,为简化分析、计算,假定浅埋隧道掘进时围岩破裂面是一个与水平面成β角的斜直面,如图1a中所示AB,MG,JP,UQ。

图1 浅埋双侧偏压分离式隧道受力简图

1.1 分离式隧道最小净距计算

观察图1a和图1b,分离式隧道净距a影响其整体受力分布。当a≥a1+a2(a1,a2分别为先行洞、后行洞内侧破裂面的水平距离)时,分离式掘进围岩压力互不影响,围岩受力计算时可作为单线隧道处理;当a

图2 浅埋双侧偏压分离式隧道受力分布

假设先行洞(右线隧道)地表坡度为α1,后行洞(左线隧道)地表坡度为α2,隧道净宽为Bt,净高为Ht。图1a中,a≥a1+a2。基于钟祖良等[15]计算结果,引入围岩压力折减系数μ:

(1)

式中:Qi为现场监测值;Qj为规范计算值。根据《公路隧道设计规范第一册土建工程》,则先行洞处围岩垂直压力为:

(2)

(3)

(4)

(5)

(6)

隧道水平侧压力为:

(7)

隧道拱顶垂直均布压力为:

(8)

式中:λi为水平侧压力系数(i=1,2);γ为围岩重度;β为该斜面的破裂角;φ为围岩似摩擦角;θ为围岩侧摩擦角。φ和θ可根据表1进行取值。

表1 各级围岩的φ及θ值

后行洞计算结果与先行洞类似,此处不再列出。

当M点与J点重合时,即h0=ht。

对于三角形NJP,存在:

(9)

化简得:

(10)

则有:

(11)

同理可得到:

(12)

所以,分离式隧道最小净距应为a=a1+a2,即

(13)

1.2 先行洞围岩压力计算

对于图1b,a

1)当先行洞开始掘进时,其围岩压力计算为式(2)～式(8)。

2)当先行洞掘进一定距离后,后行洞开始掘进。观察图1b中MIJK范围,由于围岩的位移趋势,在其内部竖直面KI会产生张性破裂面,忽略破裂面的法向作用力[16],后行洞滑裂面变成LIP。

后行洞外侧围岩水平侧压力不受先行洞掘进影响,该值计算方法与先行洞外侧水平压力计算方法一致:

e4i=γμh4iλ4

(14)

(15)

(16)

计算后行洞内侧围岩水平侧压力时,需对四边形LIPN进行受力分析,其受力简图如图3所示,受力平衡如图4所示。

图3 LIPN受力简图

图4 LIPN力矩

根据力的平衡原理可得到:

(17)

式中:T5,T6分别为拱顶围岩与衬砌带动NO,OP面下滑时的带动力;W4为滑动岩体重力;R3为整个岩体滑动时未扰动岩体给予的阻力。

(18)

将式(18)代入式(17),整理得:

(19)

分析式(17),T5+T6为NP面的带动下滑力,则有:

λ3=

(20)

λ3为NP面上的侧压力系数,而拱顶围岩下沉时受到两侧的摩阻力为T5。因此,T5可根据上述概念直接写出:

(21)

欲求T5必须先求λ3,结合式(19),可得λ3为β3,φ,θ的函数,而φ,θ为已知,β3为PI滑动面与地面的夹角,而PI滑动面并非极限状态下的自然破裂面,它是假定与围岩NORS下滑带动力有关,而其最有可能的滑动面位置必然为T5+T6最大值时带动围岩LIPN的位置,基于此,应当利用极值求β3。

(22)

由式(22)知,在极值条件下,β3仅与φ,θ有关,而φ,θ是随围岩级别而定的已知值,在求得β3后,T5也可求得。考虑围岩压力折减系数μ,后行洞内侧围岩水平侧压力e3i为:

e3i=γμh3iλ3

(23)

计算后行洞拱顶围岩垂直压力,需对后行洞拱顶围岩NORS进行受力分析,其计算简图如图5所示。

图5 后行洞拱顶围岩受力简图

W5=Q2Bt+(T5+T7)sinθ

(24)

式中:Q2为隧道衬砌支撑拱顶围岩的均布荷载。

与式(20)计算同理,得到:

(25)

将式(21)、式(24)代入式(25),考虑围岩压力折减系数μ,得到:

(26)

设拱顶荷载分布与地表坡度一致,考虑围岩压力折减系数μ,则后行洞拱顶围岩垂直均布荷载为:

(27)

3)当后行洞掘进后,先行洞内侧围岩水平压力和拱顶垂直压力发生改变,外侧围岩水平压力未发生改变。取围岩EGILK进行受力分析(见图6,7)。

图6 EGILK受力

图7 EGILK力矩

计算原理与式(17)～式(20)相同,忽略围岩KEL的面积,得到:

(28)

(29)

(30)

考虑围岩压力折减系数μ,则此时先行洞内侧水平侧压力e2i为:

e2i=γμh2iλ′2

(31)

同理可计算先行洞处拱顶垂直压力为:

(32)

(33)

2 工程案例分析

由上述计算原理可得到浅埋双侧偏压分离式隧道掘进过程中围岩压力变化规律。基于国道109新线高速公路清水2号隧道现场监测试验,将理论值与现场监测值进行对比,验证上述理论正确性。

2.1 工程概况

清水2号隧道净空15.8m×10.8m(宽×高),双洞净距19.8m,先行洞(右线)隧道平均埋深8.9m,地面坡角α1为35°,后行洞(左线)隧道平均埋深7.8m,地面坡角α2为29°,重度γ为20kN/m3,围岩等级综合评定为V级,坡顶与隧道拱顶高差为19.3m。根据表1,围岩似摩擦角φ取40°,摩擦角θ取20°。

根据前述理论,由式(13)计算分离式隧道最小净距a。其中,h2=13.3m,h3=11.2m,可得a=32.6m>19.8m,因此清水隧道为小净距隧道,分析围岩压力时需考虑双洞掘进过程中相互扰动(见图8)。

图8 清水2号隧道现场

2.2 监测分析

为了研究清水2号隧道掘进过程中围岩压力变化,在先行洞隧道(A1K40+200)断面安装多个振弦式频率仪。考虑到该隧道埋深浅,周围环境对围岩压力变化敏感,结合位移监测站对隧道双侧地表坡面位移进行监测,力求从多方面验证上述理论的正确性。监测仪器及测点布置如图9所示。

图9 现场监测点布置

根据上述公式,分别计算先行洞与后行洞掘进时先行洞处隧道围岩的垂直压力与水平侧压力,同时记录对应阶段的监测值,将监测值与理论值绘制成表2进行对比。

表2 不同施工阶段下先行洞处围岩压力理论值与监测值

由表2可知,先行洞掘进时的围岩压力理论值αi来自规范,βi来源于现场监测,根据围岩压力折减系数定义,得:

(34)

计算得μ=0.44,结合前述理论,可得到此阶段先行洞围岩压力理论值α′i。基于现场监测得到的后行洞掘进时先行洞围岩的压力值β′i,利用下式计算推导值ηi:

(35)

然后计算推导值ηi与理论值α′i的相对误差δ:

(36)

得到δ=9.0%,误差较小,验证了该计算模型的正确性。

监测的该断面地表位移变化如图10所示。圆形曲线为先行洞掘进围岩稳定后地表位移曲线,倒三角形曲线为后行洞掘进围岩稳定后地表位移曲线。由图可知,随着先行洞掘进,洞顶地表沉降值稳定在4.1mm,坡顶沉降值稳定在2.1mm;随着后行洞掘进对围岩再次扰动,后行洞洞顶地表沉降值稳定在3mm,坡顶沉降最终稳定在2.3mm,地表整体沉降趋势由“V”形向“W”形变化,但先行洞、后行洞处外侧地表位移无影响,表明后行洞掘进时不会对先行洞外侧围岩压力产生影响,但先行洞拱顶地表至坡顶沉降曲线从AB发展成A′B,沉降值增大,表明后行洞掘进时,先行洞内侧围岩压力重分布,其围岩压力和沉降值增加,不利于两洞内侧围岩和衬砌结构的稳定,验证了前述计算模型的正确性。