富水蚀变岩大断面高速铁路隧道开挖大变形控制技术

2012-09-04 04:43陶志平周德培
铁道建筑 2012年6期
关键词:富水软化力学

聂 林,陶志平,周德培,杨 涛

(1.西南交通大学土木工程学院,四川成都 610031;2.成都城建投资管理集团有限责任公司,四川成都 610015)

富水蚀变岩大断面高速铁路隧道开挖大变形控制技术

聂 林1,2,陶志平1,周德培1,杨 涛1

(1.西南交通大学土木工程学院,四川成都 610031;2.成都城建投资管理集团有限责任公司,四川成都 610015)

以富水花岗岩侵入蚀变带区域高速铁路隧道建设为背景,对隧道开挖围岩变形控制技术进行研究。运用隧道工程理论、数值模拟和现场监测等技术与方法,提出了从全断面开挖法、台阶法、CD法到CRD法的安全度逐渐增加的隧道开挖方法,确定了避免富水花岗蚀变岩进一步应变软化和力学参数弱化的隧道开挖支护结构形式及其参数,得出了适当加大预留变形量结合衬砌紧跟的施工工艺。实践表明,按研究出的开挖方法和支护方案进行施工,可以有效控制隧道围岩大变形而使变形快速收敛,能够减少侵限处理工作量,并确保富水花岗蚀变岩隧道开挖时围岩稳定和地下工程结构安全。

隧道工程 大变形 控制技术 富水蚀变岩 高速铁路

目前正在大力进行公路、铁路、水利和其他基础工程设施建设,特别是国家重点规划的高速铁路施工,涉及的区域极广,工程地质复杂多变。如在桂东和粤西地区的花岗岩侵入蚀变带地质区域内就必须修建大量的大断面高标准的铁路隧道,这给工程进度与安全带来了极大的影响[1-2]。当在花岗岩侵入蚀变带地质条件下,尤其是富水地层中进行隧道开挖时,将不可避免地出现围岩不规律变形甚至突水突泥现象,从而导致施工过程中隧道围岩不稳定和隧道结构不安全。而对于花岗岩蚀变带特殊的岩体结构和地下水条件,目前尚无成熟的施工工艺和较为可行的支护措施,是当前高速铁路隧道工程设计和施工等单位和工程人员密切关注的重大难题。

清水隧道位于新建洛湛铁路洪塘至岑溪段安平—糯垌区间,所在区段为典型的蚀变岩工程地质区域。进口里程DK439+346,出口里程 DK442+782,全长3 436 m。开挖进洞围岩稳定性极差,其围岩为黄褐色硬塑状并夹少量砂岩质碎石角砾的粉质黏土。当隧道出口上半断面掘进至DK442+752时,支护跟进至里程DK442+752.5,其围岩变为遇水后呈黄色饱和粉砂状的砂岩夹页岩全风化带。一旦遇水,会发生初喷混凝土脱落及连续掉块现象,紧接着围岩就会出现大变形,甚至拱部出现塌方并伴随出现高约4 m宽6.4 m长5 m的塌腔。

由上可知,因工程地质条件特别是富水花岗岩侵入蚀变带会引起隧道开挖大变形甚至塌方,以至严重影响工程建设的质量、安全和进度。必须对在此地质区域范围内建造大断面铁路隧道的施工技术,尤其是大变形控制技术进行研究,以确保工程顺利进行。

1 开挖方法与作业顺序

参考隧道工程理论与技术[3-4],对蚀变岩工程地质区域隧道开挖,主要采用进出口双向掘进,上中下台阶法施工。依据实际情况,开挖方式按全断面开挖法、台阶法、CD法到CRD法的安全度逐渐增加。当遭遇破碎带时,超前5 m左右改变开挖方式。即若原来采用全断面开挖法则改为台阶法或变为CD法甚至CRD法进行施工。另外,如果遇到软弱围岩或破碎围岩,支护也适当加强,如将超前锚杆改为超前小导管。超前小导管采用外径φ42 mm,壁厚3.5 mm,长3.5 m的热轧无缝钢管,沿管壁间距100~200 mm,呈梅花形布设注浆孔,孔位互成90°,孔径6~8 mm。为防止孔洞中漏浆,孔口段留1 m不钻孔,钢管前端焊成尖锥形,尾端焊上φ6的钢筋加劲箍,具体见图1。

图1 超前小导管结构与布置(单位:mm)

2 围岩大变形控制技术方案

在富水蚀变岩条件下进行隧道开挖,必须结合实际情况确定支护结构形式及其参数,并根据开挖过程中围岩变形特征与规律对其进行优化。依据隧道支护技术[5-7],确定出清水隧道支护方案及其参数见表1。

表1 拟定的支护方案及其参数

另外,为了减少侵限处理,把原先设计预留变形量7 cm提高为60 cm,最大段预留100 cm变形量,同时采取衬砌紧跟施工。

3 大变形控制效果

按前面提出的开挖方法和支护方案进行施工后,为了确定隧道围岩变形能否得到有效控制,以及控制效果是否令人满意,在此对其进行数值模拟,并用现场实际监测结果进行验证。

3.1 计算模型与围岩力学参数

以较为典型断面建立计算模型,共离散为18 520个节点和13 304个单元。

对遇水后较为软弱的Ⅴ级围岩进行分析,其围岩力学参数取值为:弹性模量 E=1 GPa,泊松比 μ=0.39,初始黏聚力 c=100 kPa,内摩擦角 φ =25°。因遇水后围岩将会软化,据此确定残余状态的黏聚力和内摩擦角如表2所示。

表2 围岩残余状态力学参数

3.2 计算结果分析

参照前述计算模型及相应围岩力学参数,分别对围岩无应变软化及围岩具有应变软化特性时具有不同最终残余抗剪强度共三种典型工况进行计算和分析。据此获取富水蚀变岩条件变化时的围岩变形特征,进而分析采取合理支护措施后的大变形控制效果。

当围岩无应变软化时,岩体的力学性质符合理想弹塑性体,其Ⅴ级围岩不同支护强度时位移收敛曲线如图2所示。

图2 围岩无应变软化的隧道变形特性

由图2可知:①当Ⅴ级围岩采用Ⅳ级支护时,围岩收敛位移发展较为迅速,前期位移增长呈直线型,位移超过0.15 m后曲线斜率逐渐趋缓,但位移仍然持续发展,最终超过了警戒位移0.2 m,也即Ⅴ级围岩不适合Ⅳ级支护;②如果采用Ⅴ级支护,位移<0.15 m时,收敛曲线仍呈直线型,超过0.15 m后,位移逐渐趋缓,最终收敛且最大值没有超过0.2 m;③采用Ⅴ+和Ⅵ级支护时,围岩收敛位移更小,仅略超过0.1 m;④采用Ⅵ+(Ⅵ级加强支护),最终收敛位移仅0.025 m。

当围岩具有应变软化特性且最终残余抗剪强度参数为c=60 kPa,φ=19°时,其Ⅴ级围岩不同支护强度时位移收敛曲线如图3所示。

图3 围岩应变软化的隧道变形特性

由图3可知:①当采用Ⅴ级支护时,不足以保证围岩收敛,其位移持续发展,基本上呈等斜率的快速增长,最终收敛位移超过了0.2 m的警戒位移;②采用Ⅴ+级支护,前期位移发展呈直线型增长,后期逐渐趋缓,增长斜率变慢,最大收敛位移达到0.15 m左右;③采用Ⅵ级支护,位移发展趋势与Ⅴ+级基本相似,最终收敛位移约为0.12 m;④采用Ⅵ+级支护,则位移迅速收敛,最大收敛位移仅为0.04 m。

当围岩具有应变软化特性且最终残余抗剪强度参数为c=40 kPa,φ=15°时,其Ⅴ级围岩不同支护强度时位移收敛曲线如图4所示。

图4 围岩应变软化的隧道变形特性

由图4可知:① 当采用Ⅳ级或Ⅴ级支护均不能保证围岩位移收敛,位移呈等斜率增长,没有变缓的趋势,最后位移都会超过0.2 m的警戒值;②采用Ⅴ+支护,位移在0.1 m以下呈直线型增长,超过0.1 m后逐渐趋缓,最终收敛,最大值约为0.16 m;③采用Ⅵ级支护也有类似Ⅴ+支护的位移发展趋势,但最终收敛位移值约为0.13 m;④采用Ⅵ+级支护,则位移迅速收敛,最大收敛位移仅为0.04 m。

经过上述三种典型力学特性围岩在不同支护下的收敛位移对比可见,由于围岩的力学特性不一样,其在不同支护强度下的围岩收敛曲线也不一致。因此,在施工中应根据围岩收敛曲线的特征和工程中对围岩收敛位移的控制要求,选择合理强度的支护结构形式及参数。尽量一次性支护到位,以保证围岩安全,从而避免围岩进一步应变软化和力学参数弱化。

3.3 实际监测结果

为验证计算结果的准确性,对现场支护加强的I20b工字钢拱架后进行围岩变形监测,数据列于表3。表3监测结果及现场其他测试数据表明,在采取较强的支护参数后,开挖后围岩初始变形较大,往后逐渐减小并最终趋于收敛,与计算分析结论基本相符。

4 结论

1)在富水花岗岩侵入蚀变带区域进行隧道开挖,容易出现大变形甚至塌方,严重影响工程建设质量、安全和进度。工程施工中必须采取合理的大变形控制技术,以确保工程顺利进行。

2)按本文研究出的开挖方法和支护方案进行施工,可以有效地控制隧道围岩大变形。为了减少侵限处理工作量,采取适当加大预留变形量加衬砌紧跟施工的方法能够获得较好的效果。

3)因富水花岗蚀变岩的力学特性较为复杂,在施工中应选择合理强度的支护结构形式及参数,尽量一次性支护到位,以保证围岩安全,从而避免围岩进一步应变软化和力学参数弱化。

表3 清水隧道围岩收敛变形特征值

4)鉴于富水蚀度花岗岩变形软化较为复杂,对其隧道施工技术、支护结构及其参数和支护时机还应大力研究。

[1]聂林,陶志平,周德培,等.富水蚀变岩隧道开挖大变形特征分析[J].铁道建筑,2012(5):1-5.

[2]易萍丽.现代隧道设计与施工[M].北京:中国铁道出版社,1997.

[3]郭陕云.论我国隧道和地下工程技术的研究和发展[J].隧道建设,2004,24(5):1-5.

[4]关宝树.隧道工程的理论与实践[M].成都:西南交通大学出版社,1990.

[5]陈豪雄,殷杰.隧道工程[M].北京:人民交通出版社,1995.

[6]张志强,关宝树.软弱围岩隧道在高地应力条件下的变形规律研究[J].岩土工程学报,2000,22(6):696-700.

[7]关宝树.隧道工程施工要点集[M].北京:人民交通出版社,2003.

Control Technology of Large Deformation in Tunnel Excavation in Water-rich Contact Altered Rock on High Speed Railway

NIE Lin1,2,TAO Zhiping1,ZHOU Depei1,YANG Tao1
(1.School of Civil Engineering,Southwest Jiaotong University,Chengdu Sichuan 610031,China;2.Chengdu City Construction Investment Management Group Co.,Ltd,Chengdu Sichuan 610015,China)

Taking the high-speed railways tunnel construction with water-rich rock intruding into alteration zone as background,this paper studied the control method for tunnel excavation rock-mass deformation.This paper put forward the tunnelling method with increasing safety degree from full section excavation,benching tunnelling method,CD tunnelling method and CRD tunnelling method by using the tunnel construction theory,numerical simulation and on-site monitoring technology,confirmed the forms and parameters of tunnel excavation support structures that can avoid water-rich rock strain softening and mechanical parameters weakening further,and concluded the construction technology of appropriate increasing reserved deformation with close-following lining.The practice shows that the methods of excavation and supporting scheme for construction that is introduced in this paper can effectively control the surrounding rock large deformation of tunnel and make them fast convergence,reduce the boundaries treatment workload of intrusion,and ensure the surrounding rock stability and underground engineering structure safety in the water-rich altered rock tunnel excavation.

Tunnel engineering;Large deformation;Control technology;Water-rich altered rock;High speed railway

U445.49

A

1003-1995(2012)06-0050-04

2011-12-25;

2012-03-11

聂林(1972— ),男,四川遂宁人,高级工程师,博士研究生。

(责任审编 赵其文)

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