刘学增 ,罗仁立
(1.同济大学建筑设计研究院, 上海200092;2.同济大学 地下建筑与工程系, 上海200092)
围岩压力是岩体扰动产生应力重分配过程中围岩变形由支护结构的阻挡而在支护与围岩接触面上产生的压力.从根本上说围岩压力有两种:松弛压力和形变压力.隧道围岩压力的确定大致分为3 种:第1 种是直接测量法;第2 种是工程类比法, 即根据大量实际资料分析统计和总结, 按不同围岩类别提出围岩压力的经验数值;第3 种方法是在实践的基础上从理论上研究围岩压力的估算方法.由于影响围岩压力的因素很多, 企图建立一种完善和适合客观实际情况的围岩压力理论及计算方法较为困难.
1907 年俄国学者普罗托奇雅阔诺夫提出围岩分类,并给出了松散地层和破碎岩体的松弛压力公式.1922 年Hewett 和Johannesson[1]基于土压力理论来估算作用在衬砌结构上的压力大小和分布情况.1946 年泰沙基(K Terzaghi)[2]基于应力传递法提出了松散岩体的围岩压力计算公式.别尔巴乌麦尔提出涉及浅部采掘空间的围岩压力计算.《铁路隧道设计规范》(TB10003 —2001)[3]中的基于1025 个塌方资料, 建议了按概率极限状态法下以松散体考虑的围岩压力计算公式.《 公路隧道设计规范》(JTGD70 —2004)[4]中提出Ⅳ~Ⅵ级围岩浅埋隧道荷载计算公式和深埋隧道的围岩压力为松散体时的计算公式.它们是在总结以往国内外分类方法的基础上,针对中国特色的工程实际而提出来的, 基本代表了我国当前围岩压力计算的最新水平.但是我国规范是在统计的基础上建立的经验公式, 而统计样本91 .6 %都在5~10m 宽度的隧道内取得的,在指导当前三车道(15 m)、四车道(21 m)等大跨度隧道时,显得有些无能为力[5-8].针对这一情况, 本文结合广州龙头山大跨度隧道分别采用深、浅埋隧道法(公路隧道设计规范采用方法)、普氏系数法和别尔巴乌麦尔法[9]计算不同埋深和围岩级别的围岩竖向压力,并与实测值进行对比分析, 讨论大跨度隧道竖向围岩压力分布规律.
龙头山隧道按上下分离式布置, 左线长1 010 m ,右线长1 002 m ,单洞净宽18 m ,净高8 .95 m ,是上下行双向分离式八车道大断面公路隧道.隧道范围内的主要地层为:坡残积土, 全-强风化花岗岩,弱、微风化花岗岩,岩石风化裂隙发育一般.V 、IV 级围岩约占隧道总体的30 %, Ⅲ、Ⅱ级围岩约占70 %.设计参数见表1 :
表1 设计参数Tab.1 Design parameters
分别对龙头山隧道不同围岩级别的断面埋设压力盒.具体监测断面情况见表2,压力盒测点布置如图1[10]所示.
表2 监测断面Tab.2 Monitoring cross section
图1 监测断面压力盒布置Fig.1 Pressure cell distr ibution
隧道Ⅴ、Ⅳ级围岩采用双侧壁导洞施工, 围岩压力按施工步分步释放, 对拱顶竖向压力的实测值根据围岩内部位移监测进行调整.在K 5 +870 断面共埋设3 套多点位移计, 布置见图2,该断面围岩主要为全-强风化花岗岩,IV 级围岩,埋深45 m .
图2 多点位移计布置图(单位:m)Fig .2 Disp lacement gauge distribution(unit:m)
以第二套多点位移计的时间—位移曲线为例进行分析,见图3[10],存在4 处明显突变段,如图中第Ⅰ~Ⅳ段所示.这4 处突变清晰记录了洞内不同开挖工序的掌子面到达量测断面时, 由其引起的围岩松动位移.其中第Ⅰ段和第Ⅱ段均是由右导洞上台阶掌子面开挖引起的位移突变.当右导洞上台阶掌子面至k5 +873 断面附近(12 月23 日),施工停止,由此引起第Ⅰ段的位移突变;直到2006 年1 月18 日,该掌子面又开始施工,从而引起第Ⅱ段的位移突变.第Ⅲ段位移突变是由左导洞下台阶掌子面开挖引起的位移突变.第Ⅳ段位移突变是由核心土掌子面开挖引起的位移突变.
图3 多点位移计的时间—位移曲线Fig.3 Time-displacement curve of displacement gauge
测点A累计位移17 .4 mm ,核心土开挖后产生位移5 .92 mm,占累计位移34 %;测点B累计位移7 .9 mm,核心土开挖产生位移3 .02 mm, 占累计位移38.2 %,测点A、B平均得36 .1 %.隧道开挖后围岩变形量与围岩压力的释放成正比关系, 在核心土开挖后,埋设压力盒测得拱顶围岩竖向压力是在拱顶围岩竖向总压力释放63 .9 %后测得的,即拱顶压力盒测得的竖向围岩压力占拱顶总竖向围岩压力的36 .1 %.
调整后竖向压力实测值为
式中:F为调整后竖向压力实测值, kPa, 即为总的围岩压力值;f为压力盒实测值, kPa.对于Ⅱ、Ⅲ、Ⅴ级围岩也参照Ⅳ级围岩处理.
本文中讨论的竖向围岩压力实测值均为式(1)调整后的围岩压力实测值.
普氏理论考虑毛洞跨度、内摩擦角和毛洞高度,广泛应用于欧美等国家的隧道设计中.根据公路、铁路隧道设计规范中,岩石坚硬强度对应的岩石单轴饱和抗压强度Rc的数值, 采用其推荐的计算公式f=0 .1Rc,求得对应各级围岩下的f值.普氏理论的计算公式为[2]:
式中:q为垂直均布压力,kN ·m-2;γ为围岩重度,kN ·m-3;B为隧道宽度,m ;hs为隧洞高度,m ;f为坚固系数;φ为围岩内摩擦角.
别尔巴乌麦尔理论计算公式为[9]:
式中:h为埋深, m .
当埋深大于25 m 时写成以下形式:
分别采用公路隧道规范中采用方法即深、浅埋隧道法、普氏系数法和别尔巴乌麦尔法计算各监测断面竖向围岩压力, 并与竖向围岩压力实测值进行比较, 见表3 .
表3 围岩竖向压力值比较Tab.3 Comparison of surrounding rocks pressure calculated by different computing methods
深埋和浅埋隧道分界,按荷载等效高度值, 并结合地质条件、施工方法等因素综合判定.荷载等效高度的判定公式为[4]:
式中:Hp为浅埋隧道分界深度,m ;hq为荷载等效高度,m ,计算如下:
式中:q为由矿山法算出的围岩垂向压力kN ·m-2,γ为围岩重度,kN ·m-3.
在龙头山隧道工程中, Ⅴ级围岩hq=18 m ,Hp=45 m ;对于Ⅳ级围岩hq=9 m ,Hp=22 .5 m .
由图4 看出,浅埋段中,由于普氏系数法不考虑埋深, 认为作用在洞顶围岩压力仅为压力拱内部岩体自重,故在埋深小于hq时计算值较实测值偏大,而在埋深大于hq而小于Hp时计算值偏小;别尔巴乌麦尔法和深、浅埋隧道法对隧道浅埋段普遍偏大,但基本符合实测值趋势,即埋深大于hq时随埋深增加而增大, 埋深大于hq而小于Hp时随埋深增加而减少.在深埋段中, 普氏系数法计算值偏小, 别尔巴乌麦尔法和深、浅埋隧道法计算值普遍大于实测值.
图4 围岩压力与埋深的关系Fig .4 Su rrounding rocks pressure buried dep th relationship
由图5 可以看出, 在隧道埋深较浅时(30 m 以下),竖向围岩压力随埋深增加而增长;当埋深较深时(40~60 m),竖向围岩压力波动较大, 与围岩等级在Ⅳ级与Ⅲ级间变动有关, 当埋深很深时(6 0 m以上),围岩压力趋于平缓.说明竖向围岩压力实测值与埋深并没有明显的关系.
图5 竖向围岩压力实测值与埋深关系Fig .5 Measured va lue-depth relationship
竖向围岩压力与围岩级别的关系见图6 .
图6 竖向围岩压力与围岩级别关系Fig .6 Pressure-rock level relationship
对各方法的计算值和实测值与围岩级别关系进行指数拟合.
竖向围岩压力实测值与围岩级别的关系如下:
式中:y为竖向压力值,KPa,x为围岩级别.
深、浅埋隧道法(规范法)计算围岩压力值与围岩级别的关系如下:
普氏系数法计算围岩压力值与围岩级别的关系:
别尔巴乌麦尔法计算围岩压力值与围岩级别的关系如下:
从以上的统计分析可以看出竖向围岩压力实测值, 随围岩级别提高而平缓增大.对于高级别围岩Ⅳ、Ⅴ,普氏系数法计算结果和实测值较为吻合, 而深、浅埋隧道法和别尔巴乌麦尔法计算结果比较一致,但是均大于实测值;对于Ⅱ、Ⅲ级围岩, 深、浅埋隧道法与实测值较为吻合, 普氏系数法要小于实测值,而别尔巴乌麦尔法则大于实测值.普氏系数法计算值在Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ级围岩中相对实测值偏小,在V 级围岩中较实测值大,总体来说偏不安全.深、浅埋隧道法和别尔巴乌麦尔法在大多数情况下均大于实测值,该两种方法偏保守.
本文结合广州龙头山大跨度隧道围岩压力实测值, 考虑了大跨度隧道双侧壁导洞工法对竖向围岩压力的释放, 对竖向围岩压力采用了不同计算方法进行计算比较, 得出以下结论:
(1)在围岩压力与埋深的关系上,深、浅埋隧道法、别尔巴乌麦尔法与实测值的变化趋势基本一致,但比实测值偏大, 普氏系数法则比较接近于实测压力的平均值.
(2)在高级别围岩Ⅳ、Ⅴ上,普氏系数法计算结果和实测值较为吻合,而深、浅埋隧道法和别尔巴乌麦尔法计算结果比较一致, 但是均大于实测值;在Ⅱ、Ⅲ级围岩级别上, 深、浅埋隧道法与实测值较为吻合,普氏系数法要小于实测值, 而别尔巴乌麦尔法则大于实测值.
(3)普氏系数法偏不安全,别尔巴乌麦尔法相对深、浅埋隧道法、普氏系数法计算结果较为合理,深、浅埋隧道法结果偏大,偏安全.
[1] 曲海锋, 杨重存, 朱合华, 等.公路隧道围岩压力研究与发展.[J] .地下空间与工程学报, 2007, 3(3):536.Q U Haifeng,YANG Zhongcun, ZH U Hehua,et al.Research and development on surrounding rock pressure of road tunnel.chinese[J] .Journal of Underground Space and Engineering ,2007, 3(3):536.
[2] 沈明荣.岩体力学[M] .上海:同济大学出版社, 1991.SHE NG Mingrong .Rockmass mechanics [M] .Shanghai :Tongji University P ress, 1991.
[3] 中华人民共和国行业标准.T B 10003—2001 铁路隧道设计规范[S] .北京:中国铁道出版社, 2001.Professional Standard of the People' s Republic of China .TB10003—2001 Code for design of railway tunnel[S] .Beijing :China Railway Press, 2001.
[4] 中华人民共和国行业标准.JTG D70—2004 公路隧道设计规范[S] .北京:人民交通出版社, 2004.Professional Standard of the People' s Republic of China .JTG D70—2004 Code for design of road tunnel[S] .Beijing :China Communications Press,2004.
[5] 姜德义, 刘春, 李光扬, 等.大跨度隧道围岩竖直压力计算值的对比分析.[J] .中国矿业, 2005, 14(11):63.JIANG Deyi,LIU Chun, LI Guangyang,et al.Correlation and analysis of calculation values of vertical pressure of wall rocks of large-span tunnel[J] .China Mining Magazine,2005, 14(11):63.
[6] 刘继国, 郭小红.深埋小净距隧道围岩压力计算方法研究[J] .公路, 2009, 3:200 LI UJiguo, G UO Xiaohong .A study on calculation method of surrounding rock pressure about deep-buried tunnel with small spacing[J] .Highway,2009, 3:200.
[7] 赵占厂, 谢永利, 杨晓华, 等.黄土公路隧道衬砌受力特性测试研究[J] .中国公路学报, 2004, 17(1):66.ZH AO Zhanchang,XIE Yongli,YANG Xiaohua, et al .Observation research on the mechanical characteristic of highway tunnel linginginloess[J] .China Journal of Highway and Transport, 2004, 17(1):66.
[8] Bhasin R ,Grimstad E .The use of stress-streng th relationship in the assessment of tunne1 stability [C] ∥P roc Recent Advances in Tunneling Technology .New Delhi:[s.n .],1996:93-98.
[9] M.鲍莱茨基, M.胡戴克.矿山岩体力学[M] .北京:煤炭工业出版社, 1985.29-38.Boreek M, Chudek M.Mining rock mass mechanics [M] .Beijing :China Coal Industry Publishing House, 1985.29-38.
[10] 同济大学隧道及地下工程研究所.围岩变形规律研究与科研监测总报告[R] .上海:同济大学隧道及地下工程研究所.2007.Tunnel Research Institute of Tong ji University .Study on the deformation law of surrounding rocks and scientific monitoring report[R] .Shanghai:Tunnel Research Institute of Tongji University,2007.