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浅埋大偏压隧道洞口联合支护方案及稳定性分析

2024-11-05唐咸远吴尉靖温科浩唐瞻鹏

广西科技大学学报 2024年4期

摘 要:云盘隧道洞口段存在浅埋偏压、半明半暗、山体陡峭等不利条件,施工难度极大。为保证隧道洞口稳定,确保进洞施工安全,根据地质勘测报告及地形特点,提出抗滑桩+挡墙+锚索等联合支护方案及合理的施工方法;采用有限元软件建立三维模型,分析洞口段围岩与支护结构的位移及应力,并结合现场监测数据,验证了支护效果。结果表明:X、Z方向的位移最大值分别约为20.04、18.74 mm,均处于设计预留变形量范围内;隧道初期支护最大拉、压应力分别约为1.22、3.99 MPa,均低于C30混凝土的轴心抗拉、抗压强度设计值,表明支护受力较为合理;隧道现场监测拱顶累计沉降值为16.90 mm,断面周边收敛值为17.70 mm,与计算值相近,表明采用抗滑桩+挡墙+锚索等联合支护可有效控制隧道围岩位移和初期支护应力变化,应用效果良好。

关键词:隧道工程;浅埋偏压;洞口施工;数值分析;现场监测

中图分类号:U453.1 DOI:10.16375/j.cnki.cn45-1395/t.2024.04.006

0 引言

山区隧道洞口常处于埋深较浅、地形地质条件较差的陡峭山坡上,当拱顶两侧土层厚度存在较大差距时,会形成大偏压现象。此类隧道进洞施工过程中会打破周边围岩的稳定,极易使边坡及隧道结构变形过大而发生破坏甚至坍塌,严重危及施工人员安全并造成巨大的经济损失[1]。

由于浅埋偏压隧道的不良因素较多,对围岩及支护结构稳定性要求更高,也更容易引发施工事故[2]。为了减少此类灾害的发生,国内许多研究者对浅埋偏压隧道展开了大量研究。黄柳云等[3]结合现场监测和有限元模拟,分析4种开挖顺序下隧道的稳定性变化规律,结果表明先开挖深埋侧隧道导洞能够更加有效地抑制隧道形变量。Panji等[4]采用直接边界元法对浅埋隧道在非均匀表面牵引和对称重力荷载作用下的应力特性展开研究,得出偏心荷载显著影响隧道周围岩体的应力模式。董建华等[5]提出的洞口段浅埋偏压隧道新型防护结构能够减小施工过程中对土体的扰动和隧道偏压应力,提高隧道围岩强度。苏兴矩[6]提出半明拱进洞施工方案,并通过有限元模型分析得出本工法能够减少边仰坡开挖高度以及对隧道周围岩体的扰动,更利于隧道主体稳定。刘春等[7]采用有限元软件,对比分析了2种不同工法下隧道围岩变化情况,结果表明采用双侧壁导坑法开挖隧道浅埋偏压段时,对隧道围岩扰动程度更小,隧道主体稳定性更高。姜冰等[8]为了减少浅埋偏压地形带来的施工风险,采用联合支护方案进洞,并将数值模拟结果与现场检测结果相比较,验证了方案的合理性。武建华[9]结合实际工程,提出对于围岩稳定性较差的浅埋隧道可采用喷射混凝土加锚杆的支护手段,且采用CRD法施工对隧道安全更为有利。宋战平等[10]基于试验结果的分析表明,采用新意法施工隧道洞口段的超前管棚支护能促进应力拱的形成,改善超前核心土的受力,减少围岩的塑性区范围。

综上所述,虽有不少关于浅埋偏压隧道的结构变形规律和施工防护加固的研究,但有关浅埋偏压、半明半暗隧道洞口段的支护加固设计研究还不够充分,还需要大量工程实例进行验证。因此,本文根据云盘隧道工程复杂的地形情况,提出抗滑桩+挡土墙+锚索等联合支护的进洞方案,并采用软件模拟与工程实际监测相结合的方法,分析和验证该方案的可行性,可为类似工程设计提供参考。

1 工程概况

云盘隧道位于广西某县,为分离式小净距长隧道,左、右线长分别为14.63、14.56 km。隧道洞口所在自然斜坡坡角为35°,坡形为单面山,隧道轴线与坡向相交角度较小,此外隧道左右线均存在偏压地形和半明半暗段。

隧址位于丘陵坡脚斜坡上,所处山体较为陡峭,在流水、风化作用下总体表现为深谷、台梁式地貌,受地层岩性和地质构造的影响,泥质较多岩段易形成谷底或剥蚀槽状地形,砂岩段易形成鳍脊陡坡。隧址斜坡表面层主要为粉质黏土,在进口端见基岩大面积出露,出口端局部出露,谷地、缓坡一带垦有水田、旱地,农SGo7b/6sAxFxwvO7r/sDBlU4tdBRmnegbLcZRWG8H2Q=舍多沿谷底溪沟分布。

根据地质报告结合钻探结果,隧道所处区域地层由第四系覆盖层残积粉质黏土、震旦系南沱组下段粉砂岩及其风化层组成。现根据钻孔资料,将地层岩性分述如下:

1)第四系覆盖层

耕植土(Qpd):灰褐色,松散状,稍湿,含少量砾石及植物根系。局部分布,厚度为0.60 m。

粉质黏土(Qdl):红褐色,稍湿,呈可塑状,局部夹少量碎石及细砂。局部分布,厚度为1.20~3.70 m。

2)粉砂岩

强风化粉砂岩(Zan):黄褐色、红褐色、浅灰色,粉砂质结构,中厚层构造,节理裂隙极发育-发育,裂隙面有铁锰质浸染,岩芯极破碎,岩芯多呈块状、碎石状,块径为2.0~10.0 cm,少量短柱状,岩质软。局部夹中风化岩块,厚度为5.00~41.00 m。

中风化粉砂岩(Zan):青灰色、蓝灰色,粉砂质结构,中厚层构造,岩质硬,岩体破碎,节理裂隙发育-较发育,裂隙面有铁锰质浸染。其中54.0~59.2 m 岩芯呈短柱状、碎块状,采取率约为70%;59.2~69.9 m岩芯呈碎块状,采取率约为40%;69.9~72.7 m岩芯呈短柱状,少量碎块状,采取率约为60%,节长大于10 cm 的岩芯约占20%。局部分布,厚度为13.20~82.70 m。

隧道进口段斜坡坡面分布连续的薄层第四系坡积(Qdl)粉质黏土,下伏残积粉质黏土(Qel)为硬塑状,该层厚度为0.30~1.60 m。下伏基岩为震旦系南沱组下段粉砂岩。根据地质报告,隧道洞口附近地层产状倾向89°,倾角18°,相对洞口右侧边坡为顺向坡。碎屑岩层岩土体风化层强度较弱,遇水易软化崩解,形成软弱夹层,容易导致坡体表层发生滑移崩塌。在地质勘探期间自然坡体仍然处于稳定状态。

云盘隧道进口段浅埋偏压特征明显,并存在半明半暗段;洞口围岩均为Ⅴ级围岩且山体陡峭,洞口开挖施工必定会影响周围岩体的稳定,若处理不当极易导致边坡或隧道主体坍塌。云盘隧道地貌如图1所示。

2 进洞方案设计

云盘隧道进口段围岩较差,坡体开挖后易发生楔形体破坏导致崩塌。为了保证洞口边坡稳定,开挖前要进行刷坡处理,采用长3.5 mΦ42 mm注浆小导管+Φ8 mm间距20 cm@20 cm钢筋网+喷射10 cm厚C20砼防护,要尽量减少边坡暴露时间。

因进口位于山坡坡脚处,为了减少偏压地形带来的影响,进洞前在洞口左侧设置3根长18 m、直径2.2 m的旋挖钻孔抗滑桩,并用钢筋混凝土冠梁进行联接。考虑到右侧地形陡峭,特别设置了高20.5 m、C30混凝土偏压挡墙,墙体浇筑进行分段、分层施工。为了进一步加强稳定性,在偏压挡墙底部增设3根长20 m单排I类锚索,其纵向间距为2 m,单索抗拔力设计值为300 kN[11]。具体的洞口设计方案与进洞施工顺序如图2、图3所示。

3 隧道工程数值分析

为了探究该方案下云盘隧道施工过程中围岩的稳定性,采用有限元数值分析软件来模拟隧道施工过程,分析围岩与支护结构的位移、应力,以验证方案的可行性。

3.1 数值模拟模型

1)模型尺寸

有限元模型根据云盘隧道施工设计图和地址勘探报告建立,计算将考虑自重,边界条件选用自动约束条件。根据圣维南原理,隧道开挖施工只会对隧道主体一定范围内岩体产生影响,对远离隧道主体的围岩几乎无影响,因此为了减少边界效应给计算结果带来的影响,将模型边界选为隧道断面尺寸的数倍,设置边界宽为80 m,高为70 m,长为12 m。

2)参数取值

隧道的覆盖土层均采用摩尔-库仑本构模型,挡墙、锚索、抗滑桩等材料的选用依据弹性准则[12],隧道围岩计算参数和支护结构具体参数(表1)是根据设计规范JTG 3370.1—2018[13]以及隧道设计方案书中的建议值选取。

3)模型建立

数值模拟分析采用三维计算模型,土层、抗滑桩、挡墙等均采用3D实体单元,初期支护和锚索则分别采用2D板单元和1D植入式桁架单元,建立三维计算模型如图4所示。

4)施工阶段分析控制

在施工阶段管理设置中,采用激活网格组来模拟抗滑桩、挡墙、锚索的施作,反之通过钝化网格组来模拟隧道主体的开挖,二衬和管棚则利用改变属性的功能进行模拟。

联合支护方案进洞施工顺序为:①边坡开挖以及防护;②抗滑桩施作;③偏压挡墙施作;④回填土并打入锚索;⑤施工管棚及套拱;⑥采用三台阶七步开挖工法开挖进洞;⑦初期支护;⑧完成二次衬砌浇筑。

在施工阶段分析中,之前阶段施加的荷载或者应力不会影响任何阶段激活的单元,而岩土单元在被钝化之前会受到力的作用。故模拟开挖的关键是要完全释放开挖面上的应力,使其成为应力自由面。当钝化n个单元时,可通过式(1)来计算开挖释放荷载(P)[14],

[P=i=1nviBTδ0dv-i=1nviNTfdv+siNTpds][ ,] (1)

式中:B为单元应变矩阵;[δ0]为开挖区域初始地应力;[v]为开挖体积;[N]为单元形状函数;[f、p分别]为引起初应力场单元内体力和应力边界上的面力;[s]为开挖面积。

荷载释放率能够较好地反映出隧道施工过程中地层损失等各种因素的变化,其大小可根据测试资料加以确定,一般可近似取为本阶段隧道控制测点的变形值与施工完成、变形趋于稳定后该控制测点的总变形值的比值[15]。

3.2 隧道围岩位移场分析

对模型计算分析,得出最终施工阶段的隧道主体围岩位移云图如图5所示。

分析图5可知,受浅埋偏压地形的影响,隧道结构两侧压力为非对称分布;在埋深较深处,拱顶至左拱腰处围岩变形量大于隧道周边其他部位。当隧道开挖完成,围岩趋于稳定状态时,沿着X方向,围岩最大形变量位于拱腰和拱肩处,其数值分别约为20.04、17.06 mm;沿着Z方向,围岩最大形变量位于拱顶和拱脚处,其数值分别约为18.74、14.22 mm。隧道施工开挖时,围岩稳定遭到破坏,围岩势必会朝着临空的断面发生形变,而上述隧道围岩形变量完全符合施工设计书中要求的预留变形量120.00 mm,表明了采用抗滑桩+挡墙+锚索等联合支护的进洞方案在控制隧道围岩形变上起到良好的效果。

3.3 初期支护受力分析

计算得到初期支护受力分析结果如图6所示。

由图6可知:由于受到浅埋偏压、半明半暗等不良地质的影响,隧道初期支护第一主应力(拉应力)最大值位于深埋侧左边拱肩处,数值约为1.22 MPa,低于C30混凝土轴心抗拉强度设计值(1.43 MPa);而第三主应力(压应力)最大值位于支护左边拱脚处,数值约为3.99 MPa,数值低于C30混凝土轴心抗压强度设计值(14.30 MPa);初期支护其余部分的应力大小也均满足设计要求。当隧道断面开挖完成并施作支护后,为了控制围岩应力的释放,必将会造成初期支护出现新的应力平衡状态,这个过程中,围岩应力会重新分布并作用于初期支护结构上。在采取抗滑桩+挡墙+锚索等联合支护的进洞方案下,隧道主体结构混凝土材料的抗拉、抗压强度值均小于容许值,满足规范要求,表明隧道初期支护结构受力较为合理[16]。

4 隧道监控测量

隧道周边收敛、拱顶下沉是隧道围岩状态变化的最直接表现,故基于周边收敛和拱顶沉降的变形状况,对隧道围岩展开周期性检测,以确保隧道的施工过程安全。

为了验证该联合支护方案的可行性,根据规范JTG/T 3660—2020[17]进行现场监测。选取隧道左线进口ZK2+529断面的拱顶下沉和周边收敛数据并进行拟合计算,拱顶下沉、周边收敛数据拟合曲线如图7、图8所示。

由图7、图8可知,隧道断面开挖完成后,围岩位移发展主要分为3个阶段:第1阶段,0~30 d内,围岩处于急剧变形阶段,该段曲线较陡,围岩位移快速增长,当日拱顶沉降速率和周边收敛速率分别处于-0.6~2.0 mm/d和-0.5~2.6 mm/d区间内,隧道开挖完成后下围岩处于临空状态时,围岩变形加剧,故此时要加强观测,并做好加固准备。第2阶段,30[<] ~50 d为缓慢增长阶段,该段曲线增长较为平缓,当日围岩位移量增长速率均处于

-0.5~1.0 mm/d之内。第3阶段,50 d之后基本为稳定阶段,围岩位移量增长速率逐渐降低,拟合曲线也以接近水平的趋势收敛。在监测期间断面拱顶处的60 d累计沉降值、周边累计收敛值分别为16.90、17.70 mm,与采用有限元模拟分析的结果(Z、X方向位移分别约为18.74、20.04 mm)相近,考虑数值模拟材料受到参数、边界条件的限制,误差处于一个可接受的范围内。计算分析表明,本文采用多种支护方式联合支护的方案应用效果良好,能够有效控制隧道主体围岩的变形,可保障隧道进洞安全。

5 结论

1)本文提出的抗滑桩+挡墙+锚索等联合支护方案在云盘隧道洞口段应用效果良好,抗滑桩、偏压挡墙和锚索的施作能够有效地抵抗偏压地形和半明半暗段带来的不利影响,保证浅埋偏压隧道洞口段施工期间隧道主体的稳定。

2)根据有限元软件模拟结果可知,随着隧道开挖不断深入,拱顶沉降和周边收敛变形逐渐扩大。由于地形偏压的影响,深埋侧位移大于浅埋侧位移,因此最大形变量出现在了左边拱顶和左边拱腰处,数值大小分别约为18.74 、20.04 mm,与预测拱顶和周边最大位移值16.90、21.90 mm相接近,远低于预留变形量值120.00 mm,表明围岩位移控制较为合理。此外支护拉、压应力均低于混凝土轴心抗拉、抗压强度设计值,结构受力较为合理。

3)通过现场监测可知,隧道断面开挖完成初期,围岩处于急剧变形阶段,形变速率达到了最大值,隧道主体处于极不稳定状态,此时应加强防护和现场监控;30~60 d内,围岩变形速率逐渐降低并趋于平稳,在监测期间隧道拱顶沉降值、周边累计收敛值分别为16.90、17.70 mm,远小于设计的预留变形量120.00 mm,表明控制围岩形变效果良好。

4)通过对比数值模拟与现场监测结果,实测隧道的拱顶沉降、周边累计收敛值与数值模拟计算值相差不大,处于合理的误差范围内,表明采用有限元数值模拟的方法在一定程度上也能反映围岩的变形情况,可对实际工程起到参考与辅助作用。

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Joint support scheme of shallow-buried tunnel entrance with large bias pressure and its stability analysis

TANG Xianyuan1, WU Weijing1, WEN Kehao2, TANG Zhanpeng2

(1. School of Architecture and Traffic Engineering, Guilin University of Electronic Technology, Guilin 541004, China; 2. Guangxi Guitong Engineering Management Group Co., Ltd., Nanning 530029, China)

Abstract: There were adverse conditions such as shallow-buried tunnel entrance with large bias pressure, semi-dark and semi-light, steep mountains in Yunpan Tunnel. So the construction was extremely difficult. To ensure the stability of the tunnel entrance and the safety of the construction, a joint support scheme and construction methods of anti-slide pile + retaining wall + anchor cable were proposed according to the geological survey report and terrain characteristics. Then, the thr83e9da0febb40164658a2075af3095696c68bfa6929f2c8587b913744585312eee-dimensional model was established by using finite element software. And the displacement and stress of surrounding rock and supporting structure of the entrance section were analyzed. Finally, the supporting effect was verified combining field monitoring data. The results show that the maximum displacement values of X direction and Z direction were about 20.04 mm and 18.74 mm respectively, which were both within the range of reserved deformation; The maximum tensile and compressive stresses of the initial support of the tunnel were about 1.22 MPa and 3.99 MPa respectively, which were lower than the design values of the axial tensile and compressive strength of C30 concrete, indicating that the support force is reasonable. The cumulative settlement value of the arch roof monitored on site was 16.90 mm; The convergence value around the section was 17.70 mm, which were in agreement with the calculated values, indicating that the proposed joint support scheme can effectively control the displacement of tunnel surrounding rock and the change of initial support stress, and the application effect is good.

Keywords:tunnel engineering; shallow burial bias pressure; entrance construction; numerical analysis; on-site monitoring

(责任编辑:罗小芬)

收稿日期:2023-09-30;修回日期:2023-12-08

基金项目:国家自然科学基金项目(42067044);广西研究生教育创新计划项目(YCSW2021171)资助

第一作者:唐咸远,博士,正高级工程师,研究方向:桥梁与隧道工程、高性能混凝土材料,E-mail:Thy1188@126.com