軟弱圍巖隧道支護方法對比與效果分析

汪正宏

(安徽省黃山市公路管理局 黃山分局，安徽 黃山 245700)

軟弱圍巖隧道支護方法對比與效果分析

汪正宏

(安徽省黃山市公路管理局 黃山分局，安徽 黃山 245700)

文章結合深埋隧道軟弱圍巖支護要求，具體闡述了常規噴錨支護與錨注聯合這兩種支護方式下的圍巖水平位移、邊墻水平位移、拱頂及隧底豎向位移、沉降等方面的對比，并提出適合大埋深、軟弱破碎圍巖隧道的支護技術，為同類工程提供參考。

隧道圍巖；支護設計；計算分析

0 引 言

隨著我國社會經濟的高速發展，基礎設施建設得到了迅猛發展，一大批公路、鐵路和地下軌道交通工程及水利水電工程建設項目紛紛開工建設。通常，這些工程建設項目大多面臨不良地質條件，如軟弱圍巖、高地應力等。

軟弱圍巖處治不當將造成結構開裂、變形以及初期支護侵入二次襯砌、甚至坍方的病害[1]，給工程建設及運行安全帶來。為此，軟弱圍巖的支護研究一直是地下工程領域的研究熱點，國內外學者在這一方面取得豐碩的成果。文獻[2]研究了隧道軟弱圍巖變形特征與控制方法，文獻[3]研究了公路隧道穿越軟弱圍巖的變形與控制方法、文獻[4]研究軟弱圍巖大斷面隧道徑向注漿變形的控制技術。盡管這些研究已取得一定成果，在軟弱圍巖地段，通常會采用噴錨+拱架支護進行施工，雖然支護質量有保證，但仍會出現變形過大、坍塌，甚至大的安全事故等；加上我國地質條件復雜多變，因此應加強軟弱圍巖不同支護方法的研究。

1 大埋深軟弱圍巖隧道支護要求分析

目前有關深埋洞室開挖后應力狀態的彈塑性解析分析多建立在洞室為圓形、側壓系數λ=1、只考慮地層自重產生的初始應力場的條件。按照彈塑性力學的基本原理[5],側壓系數λ=1、圓形洞室(如圖1所示)的圍巖塑性區半徑rp和洞壁周邊徑向位移u按下列各式計算。

圖1 隧道力學模型

(1)

(2)

由Coulomb-Mohr強度破壞準則可得

(3)

(4)

(5)

按照文獻[6]的相關規定,Ⅴ級圍巖的力學參數為:φ<27°,c<0.2 MPa,E<1.3 GPa,μ>0.35。參照Ⅴ級圍巖的力學參數μ=0.35,φ=20°,σc/E=0.65/1 300=0.000 5,將(5)式變換后可得支護抗力比(Pi/P0)、圍巖強度比(σc/P0)與洞壁徑向相對位移(μ/r0)的關系式如下:

以σc/P0為橫軸,u/r0為縱軸作出Pi/P0=0.05,0.1,0.15,0.20時μ/r0與σc/P0的關系,如圖2所示。

圖2 u/r0與σc/P0關系曲線

由圖2可看出:① 洞壁徑向相對位移(u/r0)隨圍巖強度比(σc/P0)降低明顯增大;圍巖強度比越低,洞壁徑向相對位移隨圍巖強度比降低而增長的幅度越大。② 當σc/P0<0.1時,洞壁徑向相對位移隨圍巖強度比的降低急劇增大,支護強度比(Pi/P0)越小,上述趨勢越明顯。③ 在σc/P0<0.1條件下,當Pi/P0<0.1時洞壁徑向相對位移隨支護強度比的增大急劇減小;Pi/P0>0.1時,洞壁徑向相對位移隨支護強度比增加而降低的幅度明顯減小。

按照Ⅴ級圍巖的力學參數:φ<27°,c<0.2 MPa,由Coulomb-Mohr強度破壞準則可得其單軸抗壓強度σc<0.65 MPa。當隧道埋深大于290 m時按自重應力計算的初始地應力P0≥6.5 MPa(圍巖平均容重按23 kN/m3計算),則σc/P0≤0.1。

隨著隧道埋深的增加,初始地應力P0逐漸增大,大埋深條件下初始地應力P0往往很大,可達十幾至幾十兆帕,而支護結構提供的支護力Pi一般都在1 MPa以下,故圖2中Pi/P0的值一般不超過0.1。

上述分析表明:對隧道埋深大于290 m的Ⅴ級圍巖而言,提高圍巖強度對控制洞室變形有十分顯著的效果,在Pi/P0<0.1條件下,適當提高支護力對控制洞室變形也有較明顯的作用;大埋深條件下,僅靠提高支護力Pi來控制軟弱、破碎圍巖的洞室變形,作用非常有限且不經濟。在此條件下,軟弱、破碎圍巖的洞室支護宜選擇以提高圍巖強度為主并適當提高支護力的方法,通過提高圍巖的“自承”能力來達到控制圍巖變形、保證洞室穩定的目的。

2 錨注聯合支護技術

錨注聯合支護是從工藝上把錨桿支護和圍巖注漿加固有機結合起來，充分利用錨桿與注漿加固的優點，利用管式錨桿兼作注漿管，通過注漿提高圍巖強度和錨桿錨固力，錨桿錨固力提高后支護力也得到相應提高，從而全面調動圍巖自身的承載能力。錨注聯合支護從技術和工藝上可實現大埋深條件下，軟弱、破碎圍巖洞室以提高圍巖強度為主、適當提高支護力為輔的支護思想，是目前解決大埋深條件下軟弱、破碎圍巖支護難題的最有效手段[7-8]。文獻[9-11]對錨注聯合支護進行研究，均認為錨注支護是將錨噴支護與注漿加固有機結合的一種主動支護方法，錨注支護對維護軟弱、破碎圍巖的穩定具有顯著效果。

注漿對提高軟弱圍巖自身承載力能力的作用主要體現在以下幾個方面[12]：① 圍巖注漿后，力學參數C，φ與未注漿條件下相比有明顯提高。巖體注漿后，其粘聚力較原來增加40%～70%。由于漿液更易于在巖體結構面中滲透，漿液凝結后對結構面進行充填，將被結構面切割的小塊巖石“包裹”和膠結起來，提高了結構面的粘結力和內摩擦角，從而提高了巖體強度。巖體強度提高后，被其包裹的錨桿因為有可靠的著力基礎，錨固力也得到相應提高。② 注漿加固降低了巖體的宏觀孔隙率，提高了巖體的致密性，改善了巖體的宏觀力學性質。③ 注漿改善了圍巖的賦存環境，漿液固結體封閉裂隙，阻止水氣對圍巖的水解風化，改善圍巖長期力學性質。

3 深埋軟弱圍巖隧道錨注支護效果

3.1 數值計算結果分析

數值計算斷面隧道埋深310 m,該斷面圍巖級別為Ⅴ級,以弱風化泥質粉砂巖為主,巖體破碎、節理發育,巖體點荷載強度0.8 MPa,屬典型的軟弱、破碎圍巖。錨注聯合支護的效果通過與普通噴錨支護的對比分析來實現。為便于支護效果的對比分析,普通噴錨支護與錨注聯合支護的支護參數相同,即:錨桿直徑均為22,間距1.0 m(環向)×1.0 m(縱向),長5.0 m;噴射混凝土強度等級C25,厚20 cm,鋼拱架(Ⅰ20a)間距80 cm。錨注聯合支護注漿加固圈厚度按與管式錨桿的長度相等考慮。常規噴錨支護、錨注聯合支護下圍巖水平、豎向位移如圖3、圖4所示。

圖3 兩種支護方式下圍巖水平位移云圖

由圖3可看出:錨注聯合支護下圍巖的水平位移明顯比常規噴錨支護的小。兩種支護方式下隧道邊墻的水平位移見表1所列。

表1 兩種支護方式下邊墻水平位移對比

由表1可看出:錨注聯合支護下的邊墻水平位移明顯比常規噴錨支護的小,錨注聯合支護與常規噴錨支護相比邊墻收斂變形可減少60%以上。

圖4 兩種支護方式下圍巖豎向位移云圖

由圖4可看出:錨注聯合支護下的洞室豎向位移明顯比常規噴錨支護的小。兩種支護方式下拱頂、隧底的豎向位移見表2所列。

表2 兩種支護方式下拱頂、隧底豎向位移對比

由表2可看出:錨注聯合支護下洞室的豎向位移及凈空收斂明顯比常規噴錨支護的小,與常規噴錨支護相比,錨注聯合支護的豎向收斂位移可減少40%以上。

3.2 現場實測資料分析

為檢驗錨注聯合支護在大埋深隧道軟弱、破碎圍巖段的支護效果,在該隧道上述埋深300～320 m的Ⅴ級圍巖段選取10 m試驗段施作錨注聯合支護并與鄰近的采用常規噴錨支護地段的洞室位移進行對比。

根據現場實測數據,作出錨注聯合支護、常規噴錨支護典型斷面的邊墻收斂、拱頂下沉歷時曲線,如圖5、圖6所示。

由圖5可以看出:在開始的前5天,錨注聯合支護斷面與常規噴錨支護斷面的邊墻收斂數值及變化趨勢大致相同;5 d以后,二者出現明顯差異,錨注聯合支護斷面在11 d后變形達到穩定,最大收斂變形為60 mm,常規噴錨支護斷面在35 d后變形才達到基本穩定,最大收斂變形達122 mm。由圖6可看出:在開始的前4天,錨注聯合支護斷面與常規噴錨支護斷面的拱頂下沉數值及變化趨勢大致相同;4 d以后,二者出現明顯差異,錨注聯合支護斷面在15 d后變形達到穩定,拱頂下沉最大值為31 mm,常規噴錨支護斷面在35 d后才變形達到基本穩定,拱頂下沉最大值達63 mm。

圖5 兩種支護方式邊墻收斂歷時曲線

圖6 不同支護方式拱頂下沉降歷時曲線

現場監測結果表明,錨注聯合支護與常規噴錨支護相比,洞室變形明顯減小,變形達到穩定的時間明顯縮短;錨注聯合支護對大埋深隧道軟弱、破碎圍巖變形有很好的控制效果。數值計算結果、現場實測資料均表明:錨注聯合支護對大埋深、軟弱破碎圍巖隧道有較好的支護效果,適宜于大埋深條件下軟弱、破碎圍巖隧道的支護。

4 結束語

解析分析表明,在大埋深條件下,軟弱、破碎圍巖隧道支護宜選擇以提高圍巖強度為主、適當提高支護力為輔的支護方法,通過提高圍巖的“自承”能力來達到控制圍巖變形、保證洞室穩定的目的。數值計算、現場實測資料表明,利用管式錨桿兼作注漿管,通過注漿加固提高圍巖強度和錨桿錨固力的錨注聯合支護技術對大埋深條件下軟弱、破碎圍巖隧道有較好的支護效果,適宜于大埋深條件下軟弱、破碎圍巖隧道的支護。

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2016-10-26；修改日期：2016-10-31

汪正宏(1971-)，男，安徽歙縣人，安徽省黃山市公路管理局黃山分局工程師．

U455.7

A

1673-5781(2016)05-0682-04