冷 浩, 周晓军
(西南交通大学交通隧道工程教育部重点实验室, 四川成都 610031)
强风化千枚岩地层隧道开挖方法的数值分析
冷 浩, 周晓军
(西南交通大学交通隧道工程教育部重点实验室, 四川成都 610031)
采用有限差分法对某隧道出口段强风化千枚岩地层中拟采用的传统三台阶七步开挖法与新三台阶七步开挖法的施工过程进行了数值模拟。通过对相应施工方法下隧道围岩发生的变形和支护结构内力的对比与分析,结果表明新三台阶七步开挖法更有利于控制隧道施工期间所引起的围岩变形,可适合于强风化千枚岩地层中隧道出口段的施工。
传统的三台阶七步开挖法; 新三台阶七步开挖法; 围岩变形; 支护内力; 数值模拟
近年来传统的三台阶七步开挖法在大断面隧道施工中得到广泛应用,如兰渝铁路毛羽山隧道、雅康高速公路的前碉隧道[1]等。传统的三台阶七步开挖法针对围岩条件较好的地层具有技术成熟、施工工艺简单、施工方式灵活等特点,但是对处于软弱地层中的大断面隧道而言,采用传统的三台阶七步开挖法施工时存在拱顶和拱肩处围岩变形难以控制、施作初期支护时难度较大、风险系数较高等突出的问题。因此,需要对传统的三台阶七部开挖法进行改进。本文基于新建成兰铁路某隧道出口端处于强风化炭质千枚岩地层的工程实际,从控制隧道施工期间的围岩变形为目标,保证隧道施工过程的快速安全,提出了便于控制围岩变形的新三台阶七步开挖法[2],并建立三维数值模型就两种施工方法所引起的隧道围岩变形和支护结构内力进行对比分析。
参阅相关文献[3-15],对于绝大多数的山岭地区穿越软弱围岩的铁路和公路大断面隧道而言,为了有效地降低隧道施工安全风险,控制隧道施工而引起的围岩变形、沉降,目前的技术现状主要以台阶法和分部开挖法进行施工。鉴于该隧道出口段穿越节理极为发育的千枚岩地层,结合国内软弱围岩隧道的施工经验,经过对传统的三台阶七步开挖法施工工法的研究,为降低隧道施工期间的安全风险,控制围岩发生过大的变形,结合文献[2]中所提出的适合于黄土大断面隧道的新开挖方法,将方法拟应用于该隧道出口段大断面隧道的施工。采用有限差分法分别建立针对两种台阶法的三维数值模型,对隧道施工过程进行数值计算,以便通过隧道开挖而引起的围岩变形和支护内力的对比来确定适合于该隧道出口段的施工方法。
传统的三台阶七步开挖法是指在隧道开挖过程中,将隧道开挖轮廓线范围内的围岩划分为7个不同的开挖分部,如图1所示。而新三台阶七步法[2]是对传统三台阶七步开挖法的改进,其特点是将隧道开挖轮廓线范围内的围岩分割为7个分部,如图2所示。
图1 三台阶七步开挖法施工步骤 (单位: m)
图2 新三台阶七步开挖法施工步骤 (单位: m)
3.1 模型尺寸
根据该隧道出口段衬砌结构设计特点,其开挖断面净高为10.67 m,最大开挖跨度为9.40 m,隧道衬砌结构断面图如图3所示。据此建立了出口段隧道与地层结构共同作用的三维有限差分模型,如图4所示。
图3 隧道出口段衬砌结构断面(单位:mm)
图4 洞口段三维数值模型
隧道三维有限差分模型的上边界取至地表面,下部边界与隧道仰拱底部的距离为40 m,左右两侧边界至隧道中心线的距各为40 m,隧道纵向长度为48 m;仰坡高度为48 m,坡度45°。为便于对比和分析,两种工法的三维计算模型的边界条件、围岩岩性以及支护结构的物理力学参数在两种开挖过程的模拟计算中均保持相同。根据隧道地质勘察资料,合理的选取相关的物理力学参数,具体取值见表1。此处不考虑千枚岩的节理的影响以及地下水的影响。
表1 围岩和支护结构物理力学参数
隧道超前地质加固采用大管棚注浆,间距0.4 m;初期支护采用钢筋网和喷射混凝土:喷射混凝土强度等级为C25,钢筋网作用体现在Shell单元参数提高上,二衬采用C30模筑钢筋混凝土。在三维数值模拟计算中,千枚岩地层采用实体单元加以模拟,不考虑锚杆的作用。对于衬砌的参数,由于钢拱架与喷射混凝土实际上是共同受力、共同变形,所以钢拱架可以根据钢筋混凝土计算原理采用等效截面计算,即将钢拱架弹性模量折算给喷射混凝土,同样二次衬砌也据此计算,采用面积和转动惯量不变,将钢拱架(钢筋)和混凝土的弹性模量综合统一的转化方法,其转换公式为[16]:
(1)
式中:En为混凝土和钢拱架换算后的弹性模量;An为混凝土和钢拱架总面积;Ec为混凝土的弹性模量;Ac为混凝土的面积;Es为钢拱架的弹性模量;As为钢拱架的面积。
3.2 施工工序
对传统三台阶七步开挖法施工过程的模拟,从图1中所示的第1步开始,按照先后顺序依次模拟隧道的施工过程,直至整个隧道二次衬砌浇筑完毕,共模拟计算有41个步骤,且每个步骤内模拟的岩体开挖进尺均为2 m,具体模拟计算的开挖步骤如下:
(1)第1步,进行1部内岩体的开挖,开挖进尺为2 m,并施做初期支护。
(2)第2步对1部继续开挖2~4 m,施做初期支护。
(3)第3步对1部继续开挖4~6 m,施做初期支护。
(4)第4步对1部继续开挖6~8 m,然后将2部开挖进尺2 m,将6-1部开挖进尺2 m,同时在1部以及2部内施做初期支护。
以此类推,根据上述施工步骤直到开挖进尺到48 m。然后当1部岩体开挖进尺至38 m时,在洞口段开始从洞口以4 m为一个循环开始施做二衬。
对于新三台阶七步开挖法的三维模型而言,仍然将每个分部内岩体被挖除的进尺设为2 m,从1部开挖直至整个隧道二次衬砌浇筑完毕,共模拟计算了39个步骤, 具体模拟开挖的计算步骤如下:
(1)第1步中进行1部岩体的开挖,进尺为2 m,并施做初期支护。
(2)第2步中对1部继续开挖,进尺为2~4 m,施做初期支护。
(3)第3步中对1部岩体继续开挖,进尺为4~6 m,施做初期支护。
(4)第4步中对1部岩体的开挖进尺为6~8 m,对2部内的岩体开挖进尺为2 m,并施做1部和2部的初期支护。
以此类推,按照上述施工步骤直到开挖进尺达到48 m。至此,当1部开挖进尺达到34 m时,在洞口段开始从洞口以4 m为一个循环开始施做二衬。
3.3 计算结果分析
通过对两种施工方法开挖过程的数值模拟,主要从开挖所引起的围岩拱顶沉降、断面水平位移和初期支护的受力状况进行比对与分析。
3.3.1 监测断面关键点位移对比分析
根据数值模拟计算的结果,为分析两种施工方法所引起的围岩变形,选取埋深最小处作为围岩变形的监测断面,因为埋深最小处不利于形成有效的承载拱,围岩稳定性较差,该断面里程距离隧道洞口2 m里程,其中监测断面内包括6个关键点如图5所示;通过对数值模拟计算结果的分析,在隧道开挖过程中不同步骤下各个关键点上的位移结果分析如图6~图13所示。
图5 隧道周边特征关键点位置
图6 不同工法下拱顶沉降与开挖步骤的关系曲线
图7 不同工法下左侧拱肩沉降与开挖步关系曲线
图8 不同工法下右侧拱肩沉降与开挖步关系曲线
图9 不同工法下左侧拱肩水平位移与开挖步关系曲线
图10 不同工法下右侧拱肩水平位移与开挖步关系曲线
图11 不同工法左侧拱脚水平位移与开挖步关系曲线
图12 不同工法下右侧拱脚水平位移与开挖步关系曲线
图13 不同工法下拱底竖向位移与开挖步关系曲线
通过对两种施工方法下监测断面各监测点的位移状况对比,其结果如表2所示。从表2和图6~图13可以看出,与传统的三台阶七步开挖法相比,在相同条件下采用新三台阶七步开挖法进行施工时,后者所引起的隧道拱顶下沉量减少了20.05 %,拱肩水平收敛减少了23.19 %,拱底鼓底减少20.1 %,但隧道底部拱脚处的水平位移却增大了35.74 %,导致这种情况的其原因可能是由于仰拱部位分部开挖,支护结构不能及时闭合,整个支护结构拱脚处受力较大,导致位移值增大。
表2 监测点的位移
3.3.2 监测断面支护结构受力状态对比与分析
为了分析隧道支护结构受力的最不利位置,选取距离隧道洞口里程为2 m处的断面为研究断面。针对所选取的断面,分析其断面处初期支护的受力特征。根据数值模拟计算中所确定的监测断面各个监测点的位移状况,当模拟开挖的施工步骤达到第20步即1部的开挖进尺达到40 m时,监测断面内各个关键点的位移趋于稳定并达到峰值,此时初期支护处于最不利的受力状态,其应力状态如表3所示。
表3 初期支护结构应力
通过对该隧道出口段采用传统三台阶七步开挖法和新三台阶七步开挖法施工过程的数值模拟,结果表明:与传统三台阶法相比,采用新三台阶七步开挖法施工时所引起的隧道拱顶沉降、拱肩下沉、拱脚水平收敛以及初期支护的应力均较小。
数值模拟结果表明两种工法均是可行的,但新台阶七步法更有利于控制围岩发生的过大变形,而且隧道拱顶、拱肩部位初期支护的应力也小;针对新三台阶七步法开挖,由于开挖断面更大,工序更为简便易行,可以有效降低工程造价;对围岩变形的控制也更加理想,因此建议采用新三台阶七步法进行施工作业。
[1] 兰宇,赵玉东. 三台阶七步开挖法在雅康高速前碉隧道中的应用[J]. 山西建筑,2015(9):161-162.
[2] 周晓军,王晓峰,胡鸿运.一种适用于大断面黄土隧道的开挖方法: ZL201310024356.4[P].2013.
[3] 陈立保. 三台阶法在客运专线山岭隧道软弱围岩中的推广应用[J]. 铁道工程学报,2008(12):72-74.
[4] 李东平. 大断面黄土隧道施工技术探讨[J]. 山西建筑,2008(5):329-330.x.
[5] 夏润禾. 三台阶六部短距法在铁路隧道施工中的应用研究[J]. 铁道工程学报,2012(3):58-63.
[6] 丁维利.大断面黄土隧道二台阶四步开挖施工技术[J].铁道标准设计, 2007(S1): 109-111.
[7] 席俊杰,李德武. 纸坊隧道三台阶与两台阶开挖数值模拟对比分析[J]. 隧道建设,2010(2):147-150.
[8] 原小帅,张庆松,李术才,等. 超大断面炭质千枚岩隧道新型支护结构长期稳定性研究[J]. 岩土力学,2011(S2):556-561.
[9] 邓成语. 高地应力炭质千枚岩隧道支护及衬砌结构形式研究[D].石家庄铁道大学,2014.
[10] G.swobodu Numerical modeling of tunnels,Numerical methods and constitutive modeling in geomechanics,Vdine,Eds.C.S.Desai and G.Gioda Springer Verlag,Wien:277-318.
[11] E.A.Hanafy and J.J.Emery. Advancing Face Simulation of Tunnel Excavations and Lining Placement,Underground Rock Engineering,CIM Special,vol.22:P119-125.
[12] G.Swoboda and A.Abu-Krisha,Three-Dimensional Numerical modeling for TBM Tunnellingin Consolidated clay,Tunnelling and underground space technology,1999,vol.14 No.3.
[13] 刘小军,张永兴.浅埋偏压隧道洞口段合理开挖工序及受力特征分析[J].岩石力学与工程学报,2011(S1):3066-3073.
冷浩(1990~),男,硕士研究生,研究方向为山岭隧道施工力学。
U455.41+1
B
[定稿日期]2016-06-28