富水蝕變巖大斷面高速鐵路隧道開挖大變形控制技術

聶 林，陶志平，周德培，楊 濤

(1.西南交通大學土木工程學院，四川成都 610031;2.成都城建投資管理集團有限責任公司，四川成都 610015)

富水蝕變巖大斷面高速鐵路隧道開挖大變形控制技術

聶 林1，2，陶志平1，周德培1，楊 濤1

(1.西南交通大學土木工程學院，四川成都 610031;2.成都城建投資管理集團有限責任公司，四川成都 610015)

以富水花崗巖侵入蝕變帶區域高速鐵路隧道建設為背景，對隧道開挖圍巖變形控制技術進行研究。運用隧道工程理論、數值模擬和現場監測等技術與方法，提出了從全斷面開挖法、臺階法、CD法到CRD法的安全度逐漸增加的隧道開挖方法，確定了避免富水花崗蝕變巖進一步應變軟化和力學參數弱化的隧道開挖支護結構形式及其參數，得出了適當加大預留變形量結合襯砌緊跟的施工工藝。實踐表明，按研究出的開挖方法和支護方案進行施工，可以有效控制隧道圍巖大變形而使變形快速收斂，能夠減少侵限處理工作量，并確保富水花崗蝕變巖隧道開挖時圍巖穩定和地下工程結構安全。

隧道工程 大變形 控制技術 富水蝕變巖 高速鐵路

目前正在大力進行公路、鐵路、水利和其他基礎工程設施建設，特別是國家重點規劃的高速鐵路施工，涉及的區域極廣，工程地質復雜多變。如在桂東和粵西地區的花崗巖侵入蝕變帶地質區域內就必須修建大量的大斷面高標準的鐵路隧道，這給工程進度與安全帶來了極大的影響[1-2]。當在花崗巖侵入蝕變帶地質條件下，尤其是富水地層中進行隧道開挖時，將不可避免地出現圍巖不規律變形甚至突水突泥現象，從而導致施工過程中隧道圍巖不穩定和隧道結構不安全。而對于花崗巖蝕變帶特殊的巖體結構和地下水條件，目前尚無成熟的施工工藝和較為可行的支護措施，是當前高速鐵路隧道工程設計和施工等單位和工程人員密切關注的重大難題。

清水隧道位于新建洛湛鐵路洪塘至岑溪段安平—糯垌區間，所在區段為典型的蝕變巖工程地質區域。進口里程DK439+346，出口里程 DK442+782，全長3 436 m。開挖進洞圍巖穩定性極差，其圍巖為黃褐色硬塑狀并夾少量砂巖質碎石角礫的粉質黏土。當隧道出口上半斷面掘進至DK442+752時，支護跟進至里程DK442+752.5，其圍巖變為遇水后呈黃色飽和粉砂狀的砂巖夾頁巖全風化帶。一旦遇水，會發生初噴混凝土脫落及連續掉塊現象，緊接著圍巖就會出現大變形，甚至拱部出現塌方并伴隨出現高約4 m寬6.4 m長5 m的塌腔。

由上可知，因工程地質條件特別是富水花崗巖侵入蝕變帶會引起隧道開挖大變形甚至塌方，以至嚴重影響工程建設的質量、安全和進度。必須對在此地質區域范圍內建造大斷面鐵路隧道的施工技術，尤其是大變形控制技術進行研究，以確保工程順利進行。

1 開挖方法與作業順序

參考隧道工程理論與技術[3-4]，對蝕變巖工程地質區域隧道開挖，主要采用進出口雙向掘進，上中下臺階法施工。依據實際情況，開挖方式按全斷面開挖法、臺階法、CD法到CRD法的安全度逐漸增加。當遭遇破碎帶時，超前5 m左右改變開挖方式。即若原來采用全斷面開挖法則改為臺階法或變為CD法甚至CRD法進行施工。另外，如果遇到軟弱圍巖或破碎圍巖，支護也適當加強，如將超前錨桿改為超前小導管。超前小導管采用外徑φ42 mm，壁厚3.5 mm，長3.5 m的熱軋無縫鋼管，沿管壁間距100～200 mm，呈梅花形布設注漿孔，孔位互成90°，孔徑6～8 mm。為防止孔洞中漏漿，孔口段留1 m不鉆孔，鋼管前端焊成尖錐形，尾端焊上φ6的鋼筋加勁箍，具體見圖1。

圖1 超前小導管結構與布置(單位:mm)

2 圍巖大變形控制技術方案

在富水蝕變巖條件下進行隧道開挖，必須結合實際情況確定支護結構形式及其參數，并根據開挖過程中圍巖變形特征與規律對其進行優化。依據隧道支護技術[5-7]，確定出清水隧道支護方案及其參數見表1。

表1 擬定的支護方案及其參數

另外，為了減少侵限處理，把原先設計預留變形量7 cm提高為60 cm，最大段預留100 cm變形量，同時采取襯砌緊跟施工。

3 大變形控制效果

按前面提出的開挖方法和支護方案進行施工后，為了確定隧道圍巖變形能否得到有效控制，以及控制效果是否令人滿意，在此對其進行數值模擬，并用現場實際監測結果進行驗證。

3.1 計算模型與圍巖力學參數

以較為典型斷面建立計算模型，共離散為18 520個節點和13 304個單元。

對遇水后較為軟弱的Ⅴ級圍巖進行分析，其圍巖力學參數取值為:彈性模量 E=1 GPa，泊松比 μ=0.39，初始黏聚力 c=100 kPa，內摩擦角 φ =25°。因遇水后圍巖將會軟化，據此確定殘余狀態的黏聚力和內摩擦角如表2所示。

表2 圍巖殘余狀態力學參數

3.2 計算結果分析

參照前述計算模型及相應圍巖力學參數，分別對圍巖無應變軟化及圍巖具有應變軟化特性時具有不同最終殘余抗剪強度共三種典型工況進行計算和分析。據此獲取富水蝕變巖條件變化時的圍巖變形特征，進而分析采取合理支護措施后的大變形控制效果。

當圍巖無應變軟化時，巖體的力學性質符合理想彈塑性體，其Ⅴ級圍巖不同支護強度時位移收斂曲線如圖2所示。

圖2 圍巖無應變軟化的隧道變形特性

由圖2可知:①當Ⅴ級圍巖采用Ⅳ級支護時，圍巖收斂位移發展較為迅速，前期位移增長呈直線型，位移超過0.15 m后曲線斜率逐漸趨緩，但位移仍然持續發展，最終超過了警戒位移0.2 m，也即Ⅴ級圍巖不適合Ⅳ級支護;②如果采用Ⅴ級支護，位移＜0.15 m時，收斂曲線仍呈直線型，超過0.15 m后，位移逐漸趨緩，最終收斂且最大值沒有超過0.2 m;③采用Ⅴ+和Ⅵ級支護時，圍巖收斂位移更小，僅略超過0.1 m;④采用Ⅵ+(Ⅵ級加強支護)，最終收斂位移僅0.025 m。

當圍巖具有應變軟化特性且最終殘余抗剪強度參數為c=60 kPa，φ=19°時，其Ⅴ級圍巖不同支護強度時位移收斂曲線如圖3所示。

圖3 圍巖應變軟化的隧道變形特性

由圖3可知:①當采用Ⅴ級支護時，不足以保證圍巖收斂，其位移持續發展，基本上呈等斜率的快速增長，最終收斂位移超過了0.2 m的警戒位移;②采用Ⅴ+級支護，前期位移發展呈直線型增長，后期逐漸趨緩，增長斜率變慢，最大收斂位移達到0.15 m左右;③采用Ⅵ級支護，位移發展趨勢與Ⅴ+級基本相似，最終收斂位移約為0.12 m;④采用Ⅵ+級支護，則位移迅速收斂，最大收斂位移僅為0.04 m。

當圍巖具有應變軟化特性且最終殘余抗剪強度參數為c=40 kPa，φ=15°時，其Ⅴ級圍巖不同支護強度時位移收斂曲線如圖4所示。

圖4 圍巖應變軟化的隧道變形特性

由圖4可知:① 當采用Ⅳ級或Ⅴ級支護均不能保證圍巖位移收斂，位移呈等斜率增長，沒有變緩的趨勢，最后位移都會超過0.2 m的警戒值;②采用Ⅴ+支護，位移在0.1 m以下呈直線型增長，超過0.1 m后逐漸趨緩，最終收斂，最大值約為0.16 m;③采用Ⅵ級支護也有類似Ⅴ+支護的位移發展趨勢，但最終收斂位移值約為0.13 m;④采用Ⅵ+級支護，則位移迅速收斂，最大收斂位移僅為0.04 m。

經過上述三種典型力學特性圍巖在不同支護下的收斂位移對比可見，由于圍巖的力學特性不一樣，其在不同支護強度下的圍巖收斂曲線也不一致。因此，在施工中應根據圍巖收斂曲線的特征和工程中對圍巖收斂位移的控制要求，選擇合理強度的支護結構形式及參數。盡量一次性支護到位，以保證圍巖安全，從而避免圍巖進一步應變軟化和力學參數弱化。

3.3 實際監測結果

為驗證計算結果的準確性，對現場支護加強的I20b工字鋼拱架后進行圍巖變形監測，數據列于表3。表3監測結果及現場其他測試數據表明，在采取較強的支護參數后，開挖后圍巖初始變形較大，往后逐漸減小并最終趨于收斂，與計算分析結論基本相符。

4 結論

1)在富水花崗巖侵入蝕變帶區域進行隧道開挖，容易出現大變形甚至塌方，嚴重影響工程建設質量、安全和進度。工程施工中必須采取合理的大變形控制技術，以確保工程順利進行。

2)按本文研究出的開挖方法和支護方案進行施工，可以有效地控制隧道圍巖大變形。為了減少侵限處理工作量，采取適當加大預留變形量加襯砌緊跟施工的方法能夠獲得較好的效果。

3)因富水花崗蝕變巖的力學特性較為復雜，在施工中應選擇合理強度的支護結構形式及參數，盡量一次性支護到位，以保證圍巖安全，從而避免圍巖進一步應變軟化和力學參數弱化。

表3 清水隧道圍巖收斂變形特征值

4)鑒于富水蝕度花崗巖變形軟化較為復雜，對其隧道施工技術、支護結構及其參數和支護時機還應大力研究。

[1]聶林，陶志平，周德培，等.富水蝕變巖隧道開挖大變形特征分析[J].鐵道建筑，2012(5):1-5.

[2]易萍麗.現代隧道設計與施工[M].北京:中國鐵道出版社，1997.

[3]郭陜云.論我國隧道和地下工程技術的研究和發展[J].隧道建設，2004，24(5):1-5.

[4]關寶樹.隧道工程的理論與實踐[M].成都:西南交通大學出版社，1990.

[5]陳豪雄，殷杰.隧道工程[M].北京:人民交通出版社，1995.

[6]張志強，關寶樹.軟弱圍巖隧道在高地應力條件下的變形規律研究[J].巖土工程學報，2000，22(6):696-700.

[7]關寶樹.隧道工程施工要點集[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

聶林(1972— )，男，四川遂寧人，高級工程師，博士研究生。

(責任審編 趙其文)