王 盼 王怀正 宋战平 甘浪菊 梅舒杰
(1.中国水利水电第七工程局有限公司, 成都 611130; 2.西安建筑科技大学土木工程学院, 西安 710055; 3.陕西省岩土与地下空间工程重点实验室, 西安 710055)
隧道在选线时通常会根据实际情况避开老滑坡、断层、不稳定岩体等地段,采取改线绕避、深埋隧道等方式加以解决。但随着城市隧道的增加,施工区域周边环境愈加复杂,隧道不可避免地要穿过滑坡地带,为保证隧道的正常施工及运营,通常采用先整治滑坡再修建隧道等技术手段。由于隧道所处岩土体水文地质环境的变化,洞周围岩在长期地应力、地下水及降雨作用下,自身强度不断降低,产生沿节理裂隙等软弱面产生土体滑动。因而在滑坡地段,隧道支护结构通常呈偏压状态,隧道衬砌易产生开裂、仰拱隆起,严重影响行车安全。[1-3]因此,对滑坡地段隧道受力变形问题进行深入研究,是一项十分必要而又紧迫的工作。
近年来,许多学者对不同隧道施工环境下,隧道支护结构的受力及变形特征进行了一系列的研究。范志远对大断面土质隧道支护结构内力展开研究,建议施工过程中应及时将衬砌结构封闭成环以改善结构整体应力及位移状态。[4]张艺腾等研究膨胀性黄土局部遇水发生膨胀作用对隧道支护安全性的影响,认为支护结构拱部及仰拱处受膨胀作用影响较大。[5]文献[6-7]针对下穿岩堆段隧道衬砌开裂等问题,提出带有竖向支撑的中隔壁法或双侧壁导坑法更能保证隧道变形稳定。为保证隧道运营期间的稳定性,田鹏研究了高地应力条件下软岩隧道二衬的受力特征,得到了初支与二衬接触压力随时间发展的变化规律。[8]杨军平等得出围岩在干湿循环条件下的围岩应力及衬砌应变-时间关系曲线。[9]冯文文等研究了衬砌厚度变化对衬砌安全系数和结构稳定性的影响规律。[10]对监测结果进行分析不仅可以反映衬砌特征,还能对施工过程中的薄弱部位进行及时补强。为此,张德华等利用现场监测手段明确了双层支护结构受力变形规律。[11]赵勇等提出采用刚度较大的初期支护钢拱架较格栅钢架可分担更多的围岩压力,能够显著改善支护体系内力分布状态。[12]丁祖德等对超前支护力学模型进行改进,引入空间效应,对管棚施工参数的合理性进行分析。[13]
就目前而言,国内外学者对不同地质条件、不同工况下隧道支护结构受力及位移特征进行了大量分析,如软弱地层、滑坡地带、大断面隧道等。但在昔格达地质隧道-边坡体系下,剪断原有抗滑桩工况的隧道支护结构受力及位移特征还尚未研究,对穿越既有抗滑桩隧道支护结构受力及变形特征的研究具有一定的科学意义和工程价值。因此。以阳光隧道为工程背景,采用数值模拟分析隧道支护结构受力及变形特征,并预测支护结构薄弱环节。
攀枝花市具有南亚热带—北温带的多种气候类型。四季不分明,夏季长,年平均气温高,昼夜温差大,市内年平均气温为19.2~20.3 ℃。
项目位于攀西科技城规划区内,主要建设规模及内容包括阳光大道金家沟至炳三区道路,里程长度约3.57 km(城市主干路),设计速度为60 km/h,双向四车道,道路宽度为20~40.5 m,项目包括跨线立交1处(桥长为227 m),超小净距隧道2座(K2+830~K3+324),总长988 m;分离式单洞隧道2座(左线K4+232~K5+895,右线K4+235~ K6+240),总长3 668 m。其中,阳光隧道位于阳光大道北部,左线起止里程为K4+232~K5+895,全长1 663 m。
图1 阳光隧道地理位置
隧洞出口段所穿越的地层主要由昔格达泥岩(极软岩)、粉砂岩组成,隧道上部覆盖层为人工填土。昔格达组地层是一种分布于我国西南地区的河湖相沉积半成岩,水稳性差,遇水易泥化、崩解,强度大幅度降低。在隧道开挖过程中易产生围岩大变形,初期支护结构开裂、掉块、坍塌冒顶等灾害事故,因此隧道施工难度较大、风险高。
隧道左线出口横穿仰坡下部桩板墙结构,必须首先剪断既有仰坡抗滑桩,才能进行隧道施工,并且阳光隧道出口及浅埋段为下穿既有建筑物施工。隧道施工扰动四周地层,使隧道支护结构受力更加复杂。为探究在该工况下隧道施工稳定性,将利用Midas GTS NX模拟隧道开挖,对隧道支护结构变形及受力进行分析,并结合现场监测数据验证。
因隧道施工须斜穿既有抗滑桩,为保障隧道明挖洞口段边坡的稳定,采用扶壁式挡土墙+旋挖钻孔灌注桩结构替换原有边坡既有抗滑桩结构,根据隧道线路和边坡位置布置旋挖钻孔灌注桩,在灌注桩上施工扶壁式挡土墙,在挡土墙墙面板与原抗滑桩之间植筋,形成共同受力体以保障隧道洞口段施工安全。随后隧道采用交叉中隔墙法(CRD法)掘进,掘进至抗滑桩处采用机械切割原有抗滑桩混凝土内钢筋,凿断抗滑桩。
现场采用扶壁式挡墙+桩基础置换的方式提高边坡整体安全稳定。模拟分析采用Midas GTS NX对阳光隧道左线K5+807~K5+907段进行。分析隧道在掘进过程中支护结构的动态稳定性。预测隧道支护结构的破坏方式及薄弱部位。
为充分考虑模型的边坡、隧道开挖及支护体系的边界效应,确定模型尺寸为100 m×90 m×70 m(宽×长×高),如图2所示。模型中土体、转换体系的桩+板+肋、既有抗滑桩采用三维实体单元,新建隧道衬砌结构、边坡格构梁(等效后)采用壳单元模拟,既有边坡锚杆则采用植入式桁架单元模拟,管棚刚性等效为三维单元加固区。模型中土体采用理想弹塑性本构模型,遵循Mohr-Coulomb屈服准则,因洞口段施工期为攀枝花旱季,忽略降雨影响,仅考虑隧道施工对洞口段边坡的扰动效应及隧道支护结构安全性。根据地质勘察报告,相关材料参数如表1所示。
表1 模型材料参数
图2 三维有限元模型 m
在初始阶段激活土层和置换桩等边坡支护结构,并进行位移清零,开挖顺序为左上导洞Ⅰ、左下导洞Ⅱ、右上导洞Ⅲ、右下导洞Ⅳ,如图3所示。支护结构滞后一个施工步后激活。右下导洞初期支护完成10 m后开始拆除临时钢支撑。重复以上步骤至施工完成,CRD法开挖共包含79个施工步。在模型中选取两个破桩区断面X1、公路浅埋段断标面X2进行分析计算,每个断面设置拱顶、左拱腰、右拱腰、左边墙、右边墙等5个监测点,各监测点布置如图4所示。
图3 施工顺序 m
图4 测点布置
由于隧道洞口段施工环境复杂,为探讨阳光隧道施工对边坡稳定性的影响,分析隧道开挖完毕后地表位移。由图5a可知:地表变形最大值位于抗滑桩破桩区,变形值为26.72 mm。根据地表变形最大值分布特征,选取破桩区断面(特征线X1)分析隧道开挖对该特征线地表沉降的影响,如图5b。由图5b可知:剪桩施工对破桩区地表沉降影响较大,由于右侧土层较厚且隧道处于偏压状态,右侧地表沉降相对于左侧地表沉降较大,其沉降影响范围也较大。
a—地表变形,mm; b—破桩断面X1地表沉降。
图6为断面超前支护随隧道开挖时的变形趋势。由于边坡与隧道呈斜交状态,管棚沿坡体斜向注浆,X1断面管棚左侧为C20混凝土回填。X1断面在边坡土体移动的影响下,管棚呈不对称变形,随着隧道开挖管棚产生向左侧的整体位移。X1断面左侧管棚挤出隧洞轮廓线外,右侧挤入隧洞轮廓线内。位移最大值位于管棚左侧,为35.35 mm,拱顶处位移值为31.78 mm。
a—X1断面; b—X2断面。
X2断面产生向下的整体位移。拱顶处挤入隧道轮廓线内,两侧挤出隧道轮廓线外。拱顶处位移值为36.31 mm,左、右两侧位移值分别为22.65,26.07 mm。
图7为断面超前支护随隧道开挖时的变形趋势。由于隧道开挖产生临空面造成周围岩土体变形,初期支护在围岩挤压下产生挤压变形。在X1断面下,初期支护变形也呈不对称分布,右拱腰处由于抗滑桩剪断,抗滑力下降造成土体向隧洞内挤压,该处初期支护向隧洞内部变形,变形值为30.43 mm,拱顶及左侧支护向隧洞外变形,拱顶、左拱腰、左边墙处变形值分别为27.17,34.36,17.97 mm。
a—X1断面; b—X2断面。
由图7b可知:X2断面下,初期支护变形呈对称分布,这表明该断面边坡土体滑动对隧道影响较小,隧道已逐渐进入公路浅埋段。拱顶及仰拱处支护结构向隧道内部变形,边墙处向隧道外部变形。拱顶、左拱腰、右拱腰、左边墙、右边墙处支护结构变形分别为37.56,20.47,27.58,32.04,37.32 mm。
为分析隧道穿越既有抗滑桩下,边坡岩土体滑动对隧道支护结构的受力影响,对破桩区断面支护结构内力进行分析,初期支护内力如图8所示。
a—X1断面弯矩,kN·m; b—X1断面剪力,kN; c—X1断面轴力,kN。
由图8a所示:初期支护弯矩在深埋侧较大,右拱腰及右边墙处弯矩分别为-394.84,333.43 kN·m;左侧拱腰处弯矩值较大,为801.92 kN·m,这是由于该处为C20混凝土回填与管棚交界处形成应力集中。左边墙处弯矩较小,为86.18 kN·m,拱顶处弯矩值为155.00 kN·m。由图8b可知:支护结构相应左拱腰处剪力、轴力值远远大于其他监测点,该处剪力值为-1 038.24 kN。拱顶、左边墙、右拱腰、右边墙处剪力值较小,剪力值分别为78.96,47.20,2.01,-106.27 kN。由图8c可知:左拱腰处轴力值出现变号,除初期支护左拱腰呈受拉状态外,其余各点均呈受压状态。轴力最大值位于左拱腰处,为-1 609.47 kN。
图9为X2断面初期支护内力云。可知:X2断面初期支护内力呈对称分布,表明隧道逐渐开挖至公路浅埋段,施工稳定性主要影响由边坡滑动转移至隧道开挖。由图9a可知:拱部弯矩呈负值,拱顶处弯矩值为-182.78 kN·m,左、右拱腰处弯矩值分别为-175.17,-264.10 kN·m。边墙处弯矩值较大,呈正值,左、右边墙处弯矩值分别为625.33,563.68 kN·m。由图9b可知:支护结构在边墙角处形状发生急剧变化,产生应力集中造成初期支护边墙角处剪力较大。其中,左、右边墙处剪力值分别为119.02,-133.98 kN;左、右拱腰处剪力值分别为161.61,-89.22 kN;拱顶处剪力值为-9.56 kN。由图9c可知:初期支护轴力值由上到下呈增加趋势,拱顶处轴力值最小,为-992.23 kN;左、右边墙处轴力值最大,分别为-2 263.69,-2 228.87 kN。左、右拱腰处轴力值分别为-1 622.84,-1 589.33 kN。
a—X2断面弯矩,kN·m; b—X2断面剪力,kN; c—X2断面轴力,kN。
由于临时支护拆除后,初期支护产生应力重分布,为探究临时支护拆除对支护结构稳定性的影响,对支护结构临时支护拆除前、后应力分布进行分析,如图10、图11所示。
a—临时支护拆除前; b—临时支护拆除后。
a—临时支护拆除前; b—临时支护拆除后。
图10为X1断面临时支护拆除前、后支护结构最大主应力受力分布。可知:临时支护拆除前最大拉应力位于拱顶处,为37.472 MPa,这与支护结构内力相对应。最大压应力位于左侧边墙处,为-1.719 MPa。随着临时支护拆除,初期支护应力分布发生转变,拉应力最大值增大,压应力最大值减小。最大拉应力转移至仰拱处,为70.123 MPa。最大压应力转移至左拱脚处,为-1.054 MPa。可见,支护结构拱部与仰拱处为薄弱点。
图11为X2断面临时支护拆除前后,支护结构最大主应力受力分布。可知:临时支护拆除前最大拉应力位于拱顶处,为26.929 MPa,最大压应力位于左侧边墙处,为-3.589 MPa,与X1断面一致。临时支护拆除后,初期支护最大主应力均呈正值,最大值转移至仰拱处,为106.131 MPa。
为研究在扶壁式挡墙+桩基础置换加固下隧道施工过程中的围岩压力演化特征以及支护结构的安全程度,在隧道出口段选择K5+830断面监控围岩变形规律及初支围岩压力。每个断面设置5个监测点,分别为拱顶、左拱腰、右拱腰、左边墙、右边墙。隧道施工开挖至二衬施作完毕时监测频率为1次/d,二衬施作完毕后监测频率为1次/3 d。
由图12可知:由于围岩呈偏压状态,两侧变形呈非对称性,拱顶处沉降值为15.84 mm,左、右拱腰及左、右边墙处净空收敛值分别为14.83,13.81,12.40,3.55 mm,左拱腰处变形值最大,围岩变形值均满足施工设计控制值(50 mm)。由监测数据和模拟结果对比可知:监测结果小于模拟数据,这是由于监测结果为监测点横向或竖向位移,数值结果为监测点横向及竖向的合位移。但围岩变形规律与数值模拟一致,表明模拟结果符合实际,数值模拟仍然是评价施工方法可行性的有效途径。
初期支护和围岩压力时程曲线如图13所示。可知:各监测点压力值分布不均。其中,拱顶处接触压力最大,支护结构右侧压力大于左侧,左边墙处压力最小。分析监测数据可知:拱顶处接触压力稳定时间长,在扶壁式挡墙+桩基础置换施工开始后的30 d内呈持续增长趋势,随着后续仰拱开挖压力逐渐稳定,断面最终稳定值为268.60 kPa。K5+830断面左拱腰围岩压力在第1~12天内为负值,造成这种现象的主要原因是初期支护与围岩之间存在较大的空腔,导致监测压力小于初始设定压力。随着深埋侧土体开挖,左拱腰初支后部空腔逐渐致密,接触压力增大形成正值。在第35天后完成围岩压力释放,最终稳定值为92.58 kPa。
左边墙压力值在扶壁式挡墙+桩基础置换施工开始后的第1天跨越式增大,随后呈线性增大,在第35 天时达到稳定,稳定值为64.44 kPa。右拱腰压力值出现波动,这是由于后续施工造成围岩松动。右拱腰最大围岩压力为119.86 kPa。右边墙围岩压力在第21天后达到稳定,稳定值为134.37 kPa。
依托攀枝花市阳光隧道滑坡-隧道体系实体工程,采用数值模拟和现场监测的方法对抗滑桩剪断导致滑坡影响下隧道支护结构变形和受力特性进行了分析,得出如下结论:
1)隧道在开挖过程中,超前支护管棚产生整体位移,在偏压状态下,管棚向浅埋侧移动,最大位移值为35.35 mm。在公路浅埋段,管棚产生整体向下移动,最大变形值为36.31 mm。
2)初期支护产生挤压变形,X1断面右侧向隧洞内部挤压,左侧向隧洞外部挤压。最大变形位于左拱腰处,最大值为34.36 mm。
3)支护结构左拱腰处受应力集中影响,弯矩、剪力值均较大,最大值分别为801.92 kN·m、-1 038.24 kN。轴力值在该处出现变号。
4)临时支护拆除对拱顶及仰拱处最大主应力变化影响较大,在隧道临时支护拆除时应加大拱顶及仰拱处的监测密度。就初期支护接触压力监测结果而言,各监测点压力值分布不均。其中,拱顶处接触压力最大,支护结构右侧压力大于左侧,左边墙处压力最小。拱顶处接触压力在扶壁式挡墙+桩基础置换施工开始后的30 d内呈持续增长趋势,稳定时间较长,后续施工应加强拱顶处监测密度。