极高地应力软岩隧道贯通段变形控制方案研究
——以兰渝铁路木寨岭隧道为例

2017-10-10 02:29李沿宗尤显明
隧道建设(中英文) 2017年9期
关键词:软岩锚索锚杆

李沿宗, 尤显明, 赵 爽

(1. 中铁隧道集团有限公司勘测设计研究院, 广东 广州 511458; 2. 中铁隧道局集团有限公司, 广东 广州 511458)

极高地应力软岩隧道贯通段变形控制方案研究
——以兰渝铁路木寨岭隧道为例

李沿宗1, 尤显明2, 赵 爽1

(1. 中铁隧道集团有限公司勘测设计研究院, 广东 广州 511458; 2. 中铁隧道局集团有限公司, 广东 广州 511458)

为了解决极高地应力软岩隧道越岭核心贯通段大变形控制难题,以兰渝铁路木寨岭隧道施工为例,通过现场试验和数据分析,得到如下结论: 1)确定了越岭核心贯通段的长度; 2)提出了越岭核心贯通段“4层初期支护结构+径向注浆+长锚杆+长锚索”综合变形控制方案; 3)得到了贯通段多层初期支护结构变形控制效果; 4)说明贯通段施工及变形控制方案可行。

高地应力; 软岩隧道; 贯通段; 4层初期支护结构; 径向注浆; 长锚杆; 长锚索; 变形控制

Abstract: The deformation control of the core breakthrough section of soft rock mountain-crossing tunnel with extremely high ground stress is very difficult. The field test is carried out and the data collected are analyzed by taking Muzhailing Tunnel on Lanzhou-Chongqing Railway for example. Some conclusions are drawn as follows: 1) The length of the core breakthrough section crossing mountain is determined. 2) The comprehensive deformation control scheme of “four-layer tunnel primary support structure + radial grouting + long anchor bolt + long anchor rope” for core breakthrough section crossing mountain is proposed. 3) The deformation control effect of multilayer support structure of the breakthrough section is good. 4) The construction scheme and deformation control scheme for breakthrough section are rational.

Keywords: high ground stress; soft rock tunnel; breakthrough section; four-layer tunnel primary support structure; radial grouting; long anchor bolt; long anchor rope; deformation control

0 引言

极高地应力软岩隧道施工时,大变形的有效控制是施工面临的重大难题,特别是极高地应力软岩隧道贯通段施工及大变形的控制。兰渝铁路木寨岭隧道DK(DYK)180+800~DK(DYK)181+800段位于F14-1断层破碎带,长约1 000 m,围岩极为破碎软弱,埋深为580~728 m,具有地应力高、埋深大、围岩极为软弱破碎、变形大和变形较长时间不收敛等特点。前期已施工二次衬砌部分段落出现了衬砌开裂破坏,设计上将该段称为该隧道的越岭核心段,贯通段也处于该段落,其变形控制难度极大。该隧道越岭核心段前期部分段落施工时,先进行超前导洞应力释放,然后采用“3层初期支护+径向注浆+长锚索+长锚杆+二次衬砌”方案使变形得到了较为有效的控制,但贯通段施工时,由于施工相互影响,地应力将明显调整并重新分布,变形速率可能明显增大,且极易产生突变,甚至坍塌,严重威胁施工安全。目前,国内外学者针对高地应力软岩隧道非贯通段施工变形机制、变形控制以及施工组织等方面已做了大量的研究工作。文献[1-4]就软岩大变形机制方面进行了分析; 文献[5-8]就软岩大变形隧道初期支护措施与方法等方面进行了研究; 文献[9-11]就软岩大变形隧道变形控制及施工技术进行了总结。但对极高地应力软岩隧道越岭核心贯通段施工及变形控制技术的研究则较为少见,目前仅有一些针对一般软岩隧道贯通施工技术方面的尝试和实践[12-15],这些成果对高地应力软岩隧道的安全施工进行了较好的指导,但并不能完全解决极高地应力软岩隧道贯通段的变形控制及安全施工难题,因此,有必要结合极高地应力软岩隧道越岭核心段特殊地质环境,对贯通段施工及变形控制方案进行进一步探索和研究,以期解决高地应力软岩隧道越岭核心贯通段大变形控制难题。

1 工程及地质概况

兰渝铁路木寨岭隧道为双洞单线,线间距为40 m,单洞跨度约为11 m,全长19.020 km,主要穿越板岩及炭质板岩软弱围岩区,在普通软岩段试验测得该隧道板岩单轴饱和抗压强度Rc平均值为13.35 MPa,实测水平地应力最大值为27.16 MPa,该隧道的强度应力比Rc/σ1=0.49,处于极高地应力状态,极易发生大变形。根据设计,该隧道越岭核心贯通段主要位于F14-1断层破碎带,埋深在600 m左右,该段地层岩性为二叠系薄层状炭质板岩,受地质构造影响严重,层间结合差,节理发育-极发育,岩层破碎-极破碎,石质较软,呈碎石、角砾状结构,偶夹中厚层砂岩,呈块石状结构,未见基岩裂隙水,综合判定为Ⅴ级软岩。越岭核心段掌子面地质情况见图1。为了控制变形,前期越岭核心段DYK181+013~+257段进行了超前导洞应力释放施工。超前导洞初期大变形情况见图2。

图1 越岭核心段掌子面地质揭示图

图2 越岭核心段超前导洞初期支护大变形

Fig. 2 Large deformation of advance pilot tunnel of core section crossing mountain

2 贯通段变形控制方案

2.1 贯通段里程范围的确定

兰渝铁路木寨岭隧道右线圆形扩挖段里程范围为DYK181+013~+257,全长为244 m,由2个掌子面同步相向施工,最后会合。对于隧道施工来说,贯通时极易发生变形突变甚至坍塌事故,严重威胁到施工安全。该隧道圆形扩挖段开挖断面直径约为16 m,一般来说,隧洞开挖的2~3倍洞径范围为开挖影响范围[5],即该隧道开挖影响范围为32~48 m,同时根据前期圆形扩挖段施工变形监测数据反应结果(施工时该隧道左右线先后进行隧道施工对彼此变形的影响较小),综合考虑施工安全和施工进度,确定贯通段长度为50 m,里程范围为DYK181+100~+150,贯通会合里程为DYK181+130。

2.2 贯通段前期超前导洞施工及变形情况

为了控制大变形,兰渝铁路木寨岭隧道右线DYK181+013~+257非贯通段采用“超前导洞+3层初期支护+径向注浆+长锚索+长锚杆+二次衬砌”变形控制方案; 贯通段前期也采用了超前导洞进行应力释放,其尺寸为7 m×6.8 m(宽×高),采用2台阶法施工,台阶长度约为5 m,开挖台阶布置如图3所示。开口段采用仰拱封闭成环,变形较大时采用套拱多次喷混凝土抑制变形发展,主要初期支护参数为: H175型钢,间距0.7 m/榀; 拱墙喷C30混凝土,厚33 cm; 仰拱采用C30混凝土,厚80 cm。

图3 超前导洞开挖台阶布置(单位: m)

超前导洞施工过程中多处围岩发生局部滑塌,多处因变形较大现场加设了横竖支撑,特别是导洞贯通面前后20 m附近,变形速率明显增大,局部存在突变现象,说明在极高地应力作用下,软岩隧道贯通时因施工扰动大,变形风险会加大。

正洞贯通段超前导洞变形统计如图4所示。由图4可知: 正洞贯通段超前导洞变形速率和累计值均较大,前7 d平均变形速率均值为63.7 mm/d,最大达到105.9 mm/d; 累计变形值均值为810.3 mm,最大为1 059 mm。

图4 贯通段超前导洞收敛变形

Fig. 4 Deformation and convergence of pilot tunnel on breakthrough section

2.3 非贯通段前期扩挖施工及变形情况

2.3.1 开挖参数

非贯通段部分段落先采用超前导洞释放,然后再进行扩挖施工。施工时先在小导洞位置回填洞渣反压,然后采用3台阶法扩挖至设计断面,台阶高度为3~5 m,长度为4~7 m,开挖进尺为0.7 m。

2.3.2 扩挖支护参数

非贯通段主要采用“3层初期支护+径向注浆+长锚索+长锚杆+二次衬砌”支护方案,支护参数如图5所示。3层初期支护参数主要为: 第1层初期支护采用H175型钢钢架,0.7 m/榀,喷33 cm厚C30混凝土,预留变形量50 cm; 第2层初期支护采用H175型钢钢架,0.7 m/榀,与第1层交错布置,喷25 cm厚C30混凝土,预留变形量60 cm; 第3层初期支护采用喷钢筋(φ22主筋)混凝土(C35)初期支护,厚40 cm,预留变形量15 cm。二次衬砌为模筑φ22钢筋C35混凝土,厚70 cm。

拱墙采用φ42小导管径向注浆,长4.0 m,环向间距1.2 m×1.2 m,边墙设4×φ15.2 mm锚索,长15 m,锚固段5 m、自由段9.5 m、张拉段0.5 m,10根/环,环距2.8 m; 边墙设R38N自进式锚杆,长8 m,每环8根,纵向间距为0.7 m,均在第2层初期支护上施作。

图5 非贯通段支护参数(单位: cm)

Fig. 5 Supporting parameters of tunnel section (non-breakthrough one)(unit: cm)

2.3.3 非贯通段正洞变形情况

通过现场实测,非贯通段正洞变形情况统计如表1所示。由表1可以看出: 非贯通段第1层初期支护变形很大,平均值分别为拱顶沉降233.5 mm、速率23.8 mm/d,上台阶收敛587.5 mm、速率54.8 mm/d,中台阶收敛724 mm、速率110.3 mm/d; 第2层初期支护及仰拱施作后,平均变形速率明显减小,其减小幅度达到50%以上,收敛速率大部分为15~35 mm/d,仍较大,不能抵抗围岩变形,同时因第2层施作后监测时间远比第1层长,变形累计值整体比第1层大; 第3层初期支护及长锚杆长锚索施作后变形累计值及速率均明显减小,平均变形速率大部分控制在2 mm/d左右,说明3层初期支护完成后对变形的控制效果明显。

表1 正洞非贯通段变形情况

注: 表中各层数值均为重新埋设测点后所测。

2.4 贯通段变形控制方案分析

前期正洞非贯通段施工时,采用 “3层初期支护+径向注浆+长锚索+长锚杆+二次衬砌”方案变形得到了较为有效的控制,但第1、2层初期支护变形速率仍然很大。为了保证极高地应力软岩隧道贯通段变形控制效果,保证施工安全,结合前期导洞施工变形情况和正洞非贯通段变形控制效果,经设计与施工单位共同研究确定,该隧道正洞贯通段主要采用“4层初期支护+径向注浆+长锚索+长锚杆+二次衬砌”方案,贯通面附近采用15 m长管棚纵向注浆加固,同时上中台阶施作临时仰拱,保证顺利贯通。

2.4.1 开挖参数

贯通段施工时,首先在小导洞位置回填洞渣反压,然后3台阶法扩挖至设计断面,台阶高度为3~5 m,长度4~7 m,开挖进尺0.7 m,开挖参数如图6所示。

图6 贯通段开挖参数(单位: cm)

Fig. 6 Excavation parameters of breakthrough section(unit: cm)

2.4.2 主要支护参数

为了保证该隧道越岭核心段变形控制效果和结构安全,贯通段变形控制方案主要采用“4层初期支护+径向注浆+长锚索+长锚杆+二次衬砌”方案,支护参数如图7所示。

1)4层初期支护参数。第1层初期支护采用H175型钢钢架,0.7 m/榀,喷33 cm厚C30混凝土,预留变形量50 cm; 第2层初期支护采用H175型钢钢架,0.7 m/榀,与第1层交错布置,喷25 cm厚C30混凝土; 第3层初期支护采用H175型钢钢架,0.7 m/榀,与第2层重叠布置,喷25 cm厚C30混凝土,第2、3层累计预留变形量60 cm; 第4层采用喷钢筋(φ22主筋)混凝土(C35)初期支护,厚40 cm,预留变形量15 cm。二次衬砌为模筑φ22钢筋C35混凝土,厚70 cm。

2)锚固参数。拱墙采用φ42小导管径向注浆,长4.0 m,环向间距1.2 m×1.2 m,边墙设4×φ15.2 mm锚索,长15 m,锚固段5 m、自由段9.5 m、张拉段0.5 m,10根/环,环距2.8 m; 边墙设R38N自进式锚杆,长8 m,每环8根,纵向间距为0.7 m,主要在第3层初期支护上施作。

图7 贯通段支护参数(单位: cm)

贯通面前后共计15 m段落拱部120°范围内施作φ76的超前管棚,如图8所示,管棚长11 m,环向间距0.4 m,外插角5°,稳固剩余段落上方围岩,形成安全工作面。

图8 超前管棚布置图

2.4.3 施工工序

根据实际施工条件,主要施工工序为: 洞渣回填导洞—上中台阶开挖及第1层初期支护(含超前支护及锁脚锁固锚杆施作)—上中台阶径向注浆加固—上中台阶第2层初期支护—上中台阶第3层初期支护—中台阶长锚杆—下台阶开挖及1、2、3层初期支护—下台阶径向注浆加固—下台阶2排长锚杆、长锚索施工—仰拱施工—上中台阶长锚杆、锚索施工—第4层初期支护施工—二次衬砌施工。

2.4.4 施工纵向布局

为了进行平行施工作业,提高施工效率,满足机械作业空间要求的同时利于变形控制,经过优化分析得到,上、中、下台阶长分别为5、7、4 m,仰拱步距30 m,长锚杆、长锚索施工步距39 m,第4层支护施工步距46 m,二次衬砌施工步距70 m。具体施工布局如图9所示。

图9 贯通段施工布局示意图

3 贯通段变形监测及管理方案

3.1 变形测点布置及监测

根据测试需要和工序要求,贯通段纵向每5 m布设一个变形监测断面,第1层初期支护在上、中台阶布设5个测点,第3、4层支护在上、中、下台阶分别布置7个测点,如图10所示。采用全站仪对变形测点进行监测,正常情况每日监测1次,异常情况根据需要加大监测频率。

3.2 变形管理方案

为了保证兰渝铁路木寨岭隧道越岭核心贯通段施工安全,根据施工进度对该段贯通施工时变形速率和各层剩余预留变形量采用双重三级预警管理方案,根据预警级别分别采取相应措施,具体如表2和表3所示。

图10 贯通段变形测点布置示意图

Fig. 10 Layout of deformation monitoring points of breakthrough section

表2 变形速率预警管理

4 变形控制效果分析

根据现场实测数据,各段平均变形统计如表4所示。该表中变形为各阶段变形值,变形速率为各阶段平均变形速率。

表4 贯通段(DYK181+100~+150)变形统计

注: 表中各层数值均为重新埋设测点后所测。

由表4可以看出: 贯通段采取本文所述变形控制方案后,变形并未产生突变,第3层初期支护后因进行仰拱、长锚杆和长锚索施工,测试时间较长,累计变形值最大,变形速率随着支护的加强不断减小。以上台阶收敛变形为例,第1、3、4层初期支护平均变形速率分别为54.6、15.0、0.7 mm/d,4层初期支护施作完成后,变形得到了有效控制,保障了贯通段的安全顺利贯通(见图11),说明贯通段施工及变形控制方案可行。

图11 贯通段顺利贯通

5 结论及建议

5.1 结论

极高应力区越岭核心段由于地应力高、围岩极为软弱和地质条件复杂,隧道贯通段的变形控制是施工时面临的最大难题,本文根据兰渝铁路木寨岭隧道越岭核心段现场地质及施工环境,结合前期非贯通段施工及变形控制情况,对贯通段变形控制方案进行了分析和研究,得出如下主要结论:

1)根据该隧道越岭核心段施工及地质环境,结合前期超前导洞及非贯通段施工变形情况,确定了贯通段长度及采用“4层初期支护结构+径向注浆+长锚杆+长锚索+二次衬砌”的变形控制方案,优化了施工工序和纵向施工布局,保证了变形控制效果。

2)该隧道贯通段随着初期支护的加强,变形速率不断减小,第4层初期支护施作后,平均变形速率大部分控制在1 mm/d以下,基本达到设计施作二次衬砌条件。

3)通过变形速率和剩余预留变形量双重预警管理,确保了该隧道贯通段变形控制效果并顺利贯通。

4)极高地应力软岩隧道贯通段采取超前导洞释放、多层支护、长锚杆与锚索和固结灌浆等综合措施控制变形,其施工工序繁多、组织难度极高,在该领域极为少见,其成果可为后续类似工程的设计和施工提供借鉴。

5.2 建议

1)极高地应力软岩隧道越岭核心段贯通施工时,由于施工相互影响,变形速率可能明显增大,且极易产生突变,甚至坍塌,严重威胁施工安全,建议极高地应力软岩隧道贯通施工时,应采取“预留足够变形量、支护宁强勿弱、精细组织、快速施工、分级预警”的原则,保证贯通施工安全。

2)由于二次衬砌施作前变形并未完全收敛稳定,在极高地应力软岩环境下,二次衬砌结构难免会承受通过初期支护传递过来的部分围岩压力,且随着时间的推移,结构受力可能会出现增长,结构受力增长多久才能稳定目前尚无有效方法进行预测,这对二次衬砌结构的长期安全性构成一定挑战,下一步可针对极高地应力软岩环境下围岩—初期支护—二次衬砌结构地应力传递机制展开研究,掌握其传递规律,评估二次衬砌结构受力长期增长规律,为彻底解决极高地应力软岩环境下结构长期安全性问题提供理论参考。

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StudyofDeformationControlSchemeofBreakthroughSectionofSoftRockMuzhailingTunnelonLanzhou-ChongqingRailwaywithExtremelyHighGroundStress

LI Yanzong1, YOU Xianming2, ZHAO Shuang1

(1.Survey,DesignandResearchInstituteofChinaRailwayTunnelGroupCo.,Ltd.,Guangzhou511458,Guangdong,China; 2.ChinaRailwayTunnelGroupCo.,Ltd.,Guangzhou511458,Guangdong,China)

U 455.4

A

1672-741X(2017)09-1146-07

2017-02-10;

2017-05-25

李沿宗(1982 —),男,贵州瓮安人,2010年毕业于中南大学,防灾减灾及防护工程专业,硕士,高级工程师,现从事隧道及地下工程方面的技术研究及管理工作。E-mail: dakai909@126.com。

10.3973/j.issn.1672-741X.2017.09.013

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