穿越煤層和斷層的隧道開挖圍巖變形分析

康海波， 熊維林， 趙剛應， 萬志強

(1.四川公路橋梁建設集團有限公司公路隧道分公司， 成都 610200； 2.西南交通大學土木工程學院， 成都 610031； 3.西南交通大學地球科學與環境工程學院， 成都 610031)

目前，中外眾多學者針對隧道如何安全通過斷層段的問題開展了諸多研究，通過理論分析、現場監測、數值模擬以及模型試驗等方法，來研究含斷層隧道，在施工開挖時圍巖擾動及穩定性影響方面的問題，并且探討了斷層的發育規律[3]。Anastasopoulos等[4]利用有限元模型，研究兩個希臘高速公路隧道通過大構造斷層時，隧道圍巖變形以及施工力學的問題。也有學者通過室內模型試驗和數值模擬研究了隧道穿過斷層和軟弱面時對隧道圍巖穩定性的影響，認為當隧道處于逆沖斷層上盤時相比位于下盤更易變形破壞，并揭示了隧道洞周圍巖沿著軟弱面會發生剪切變形，并且隧道穿過斷層和軟弱面時，隧道洞周收斂位移相比正常圍巖部分有顯著增加的規律[5-6]。理論方面，宋瑞剛等[7]依據總勢能原理，建立含斷層隧道圍巖失穩尖點突變模型，從而推導出，隧道穿過斷層破碎帶時，圍巖失穩的力學判據條件。也有學者基于實測數據，通過對足量的現場實測數據分析得出：隧道在高地應力軟巖地帶穿過斷層破碎帶時，隧道圍巖應力具有明顯的偏壓現象，支護結構內力以及圍巖變形具有不對稱性，提出可通過提高初支鋼筋剛度，優化斷面設計以及非對稱布置支護結構等措施，有效地減小支護結構受力和圍巖變形量[8]。李文華等[9]、張優利等[10]、唐曉杰等[11]通過數值模擬，對比分析斷層與隧道相對位置不同以及斷層傾角不同時，研究不同開挖工法穿過斷層時，對圍巖穩定性的影響，指出大跨地鐵隧道穿越斷層變形控制的關鍵部位是圍巖與斷層相交的拱頂和拱腰處。

而近年來隧道穿越煤層時圍巖的穩定性及對圍巖的擾動問題也得到了相當的關注。學者們依托實際工程，采用數值模擬與實測數據結合的手段，研究公路隧道穿過采空區，揭穿煤層以及穿越遺留煤柱時，隧道圍巖受力與變形規律以及洞周圍巖塑性區的分布特點，分析了淺埋穿煤隧道拱頂下沉及周邊收斂監測數據，對淺埋穿煤隧道圍巖變形規律進行了總結，研究結論促進了隧道穿越不良地質的圍巖穩定性的發展[12-13]。Proctor等[14]對實際工程中遇到的塞拉瑪德雷斷層帶進行了研究；后來Süleyman[15]研究了Tuzla隧道在施工掘進過程中穿越斷層破碎帶時適宜的開挖工法。

綜上所述，針對隧道穿越斷層和煤層的地質情況前人已經做了大量研究，并且研究結果極大地推動了隧道穿越不良地質時隧道穩定性的發展。但是對于斷層和煤層交叉同時出現的情況卻鮮有提及，因此當二者同時存在時，隧道施工圍巖變形規律及安全性是一個有待研究的問題。基于此，現以公路隧道寶鼎2號隧道為工程背景，采用數值模擬與現場監測相結合的方法，首先建立三維開挖模型得出計算結果，然后將數值計算值與現場實地監測結果進行對比，對隧道拱頂、拱腰、仰拱的變形規律進行系統分析研究，以期指導控制隧道圍巖的穩定性，為隧道施工以及運營安全提供參考。

1 依托工程概況

寶鼎2號隧道地處四川省攀枝花市仁和區，是攀枝花到大理高速公路上的控制性工程，全長8 775 m，最大埋深約647 m，設計為雙向分離式隧道。全線煤層眾多，同時構造復雜，巖體破碎，穿過各種大小斷層，圖1所示為隧道縱斷面圖。以隧道右線K19+680～K19+840段為研究對象，該范圍內隧道穿越F9大斷層及前后兩個1號煤層。隧道在研究范圍段采用全斷面法開挖，并采用復合式襯砌支護。初支采用24 cm的C20噴射混凝土和間距0.6 m的I18工字鋼鋼架，二襯采用50 cm的C30鋼筋混凝土。

圖1 寶鼎2號隧道縱段面圖Fig.1 Baoding 2 tunnel longitudinal section surface

2 數值模擬

2.1 計算模型

依據隧道研究范圍段的現場地質情況，采用有限差分軟件FLAC3D建立縱向長160 m、寬80 m、高80 m的三維計算模型，共450 400個單元，454 664個節點，具體模擬數值模型如圖2所示。地質模型中含前后兩個1號煤層及F9斷層，前1號煤層與隧道相交，寬度為1 m，傾角為59°，后1號煤層位于隧道上方，寬度為1 m，傾角為34°；F9斷層穿過隧道寬度為2 m，傾角為70°。

圖2 模型示意圖Fig.2 Schematic diagram of the model

2.2 材料參數

計算選用莫爾庫侖本構模型，數值模擬范圍段隧道主要穿過前1號煤層下部的中分化的礫巖和粉砂質泥巖。隧道圍巖以及斷層的計算力學參數通過該隧道現場土工試驗和經驗類比獲得。初支選用shell單元模擬，工字鋼拱架等效到噴射混凝土中，二次襯砌采用實體單元模擬，最終確定的計算參數如表1所示。

表1 模型計算參數Table 1 Model calculation parameters

2.3 模擬方法

模型兩側施加水平位移約束，底部固定上表面采用S-B法施加力的約束來模擬上覆土層[16]。采用null命令實現隧道的上下臺階開挖法，隧道一次開挖進尺為3 m，初支落后掌子面1個開挖進尺施作，初支一次施作長度為3 m；二襯滯后掌子面12個開挖進尺，一次施作12 m。

“哎喲，我們區又走了一個。北京好哇……北京好哇……你以前那個同學，那個誰，李之恒，也去了北京，有出息啊。”

2.4 計算結果與分析

2.4.1 拱頂沉降

數值計算隧道開挖完成后的拱頂沉降量如圖3所示，由圖3可知：隨著隧道的開挖，在0～11 m段，隧道拱頂與前1號煤層的垂直間距相差較大，拱頂沉降位移值基本不變；而當開挖到11～13 m段，此時前1號煤層位于拱頂上方，隧道拱頂到前1號煤層的垂直間距逐漸減小，拱頂沉降受前1號煤層的影響逐漸增加，位移值緩慢增大；隧道縱向長度13～17 m段，隧道開挖掌子面到前1號煤層的垂直間距很小或已經與煤層相交，拱頂收斂位移產生驟變，量值達12.21 mm，隨后位移量在急劇增大后又迅速降低；17～19 m段，隨著隧道掌子面的推進，拱頂與前1號煤層的垂直間距緩慢增大，拱頂受前1號煤層的影響逐漸減弱，拱頂沉降位移值也緩慢減小；在19～72 m段，拱頂到前1號煤層的垂直間距較遠，隨著隧道的開挖，拱頂沉降位移值基本不受前1號煤層的影響，72～74 m段，此時拱頂到斷層的垂直間距逐漸變小，拱頂位移量受斷層的影響進一步增加，拱頂沉降位移量也緩慢增加；隧道開挖長度達到74～80 m時，斷層與隧道拱頂的距離相距很小或隧道拱頂圍巖已和斷層相交，拱頂沉降位移產生驟變，量值最大達14.9 mm，穿越斷層后位移量在急劇增長后又快速降低；隧道縱向長度80～82 m段，隨著拱頂與斷層的垂直間隔逐漸增加，拱頂的沉降位移值緩慢減小；隧道縱向長度82～146 m段，隧道開挖掌子面離斷層的垂直間距較大，拱頂的沉降位移值受斷層影響明顯減弱，拱頂沉降值基本不變；在146～148 m段，拱頂沉降位移值再次緩慢增大，拱頂沉降位移值受到后1號煤層的影響，隧道拱頂與后1號煤層的垂直間隔逐漸減小；在隧道開挖至148～152 m時，拱頂沉降位移值先快速增大后又迅速減小，隧道拱頂圍巖與后1號煤層相交；沉降最大突變到12.34 mm。152～154 m間，拱頂到后1號煤層的垂直間隔逐漸增大，拱頂的沉降位移值緩慢變小；154～160 m間，拱頂與后1號煤層的垂直間隔較大，拱頂的沉降位移基本不受后1號煤層的影響，拱頂處位移值最終逐漸穩定。分析突變區域的變化規律，當隧道穿過煤層與斷層時，拱頂沉降位移值突變區域皆大于煤層和斷層與隧道拱頂相交區域，超過范圍在2～3 m。

圖3 監測點拱頂沉降值Fig.3 Settlement value of the vault at the monitoring point

2.4.2 拱腰水平收斂

圖4為拱腰處的水平收斂位移變化規律：隧道開挖完畢后，左右拱腰位置發生向隧道內部收斂的水平位移。左拱腰與右拱腰位移值對稱，且左拱腰向洞內收斂位移值為負，右拱腰向洞內收斂位移值為正。

圖4 監測點拱腰水平位移值Fig.4 Horizontal displacement value of arch waist at monitoring point

在前1號煤層及斷層段區域內左右拱腰的水平位移值都發生突變，由于后1號煤層位于隧道上方，部分于隧道拱頂相交，對隧道拱腰變形基本無影響，所以在后1號煤層區域，拱腰位移值不發生突變，后1號煤層段拱腰收斂值3.91 mm。前1號煤層與隧道拱腰相交處水平最大位移值為8.64 mm，斷層段與拱腰相交處水平最大位移為9.34 mm，都比正常段隧道拱腰收斂值大，正常段圍巖拱腰收斂位移為3.88 mm。

2.4.3 仰拱隆起

圖5為仰拱位置隆起位移值的變化規律，由圖5可以看出：在模型縱向長度0～18 m，隧道仰拱與前1號煤層的垂直間距相差較大，隨著隧道的開挖，仰拱的隆起位移量基本保持不變；18～20 m段，隨著仰拱到前1號煤層的垂直間距逐漸減小，隧道仰拱處圍巖位移受前一號煤層的影響逐漸增大，仰拱隆起位移值緩慢增長；在隧道縱向長度20～24 m段，前1號煤層與隧道仰拱的垂直間距很小或隧道仰拱已經與煤層相交，仰拱隆起位移值發生驟變，最大隆起值為12.44 mm，表現為先急劇增大后又迅速減小；在24～26 m段，隨著掌子面的向前推進，仰拱到前1號煤層的垂直間距持續增大，仰拱位移受前1號煤層的影響逐漸減小，仰拱向上收斂位移量緩慢減小；26～76 m段，此時隧道仰拱到前1號煤層的垂直間距較大，隨著隧道的開挖，仰拱隆起位移值基本維持穩定，當隧道開挖至76～78 m段，斷層與仰拱之間的垂直間距變小，仰拱的隆起位移量也緩慢增加；隧道縱向長度78～84 m段，斷層與隧道仰拱的垂直間距很小或隧道仰拱已經與段相交，仰拱隆起位移值再次發生驟變，隆起量值達14.11 mm。隨后又迅速減小；84～86 m段，仰拱隆起量隨著仰拱與斷層垂直間距的增大而緩慢減小；在86～160 m段，隧道離斷層帶的垂直間距較大，仰拱處隆起位移量基本不受斷層的影響，仰拱的隆起位移量不再變化。在后1號煤層范圍內，仰拱隆起幾乎不受影響，量值和正常圍巖段幾乎相同僅為6.91 mm。同拱頂變化規律，仰拱的隆起位移突變區域大于煤層和斷層與仰拱的接觸區域，超過的范圍也在2～3 m。數據顯示，穿過煤層以及斷層時，仰拱隆起值均較正常圍巖段仰拱隆起量大。

圖5 監測點仰拱隆起值Fig.5 Elevation arch uplift values at monitoring points

2.4.4 塑性區分析

隧道穿過斷層和煤層時塑性區分布如圖6所示。從圖6可知：當隧洞穿過前1號煤層時，在拱頂，拱腰及仰拱處均發生剪切破壞塑性區，前1號煤層位于拱頂時，剪切破壞塑性區垂直厚度達到3 m；前1號煤層位于拱腰時，剪切破壞塑性區垂直厚度達到4 m；前1號煤層位于仰拱時，剪切破壞塑性區垂直厚度達到2 m。由于后1號煤層位于隧道上部，所以當隧道經過后1號煤層時，剪切破壞塑性區主要出現在拱頂處，對拱腰及仰拱的影響很小，范圍為0.5 m。

圖6 隧道穿過圍巖不同位置塑性區分布Fig.6 Distribution of plastic zone in different locations of the tunnel through the surrounding rock

隧道穿過斷層時，由于斷層巖體破碎，隧道周邊圍巖在開挖擾動后易破壞，所以在隧道周邊，剪切破壞塑性區范圍最大，可達12 m；隧道穿過正常圍巖時，隧道周邊塑性區為張拉破壞，無剪切破壞。所以，斷層和煤層的存在，對接近斷層和煤層周圍的洞周剪切破壞塑性區產生很大的影響，但是對遠離斷層和煤層的正常圍巖幾乎沒有影響。

3 現場監測

為了驗證數值模擬的合理性，并進一步分析隧道穿越兩類不良地質時圍巖的變形規律。采取在K19+680～K19+840地段的斷層、煤層以及正常段圍巖處設置監測斷面，在拱頂、拱腰處設置變形檢測點和測線，每日均記錄一次數據，直至隧洞開挖完畢與圍巖形變量穩定為止。

3.1 拱頂沉降現場監測

隧道不同位置的監測斷面拱頂下沉時程曲線如圖7所示。隨著隧道的推進，不同位置監測斷面拱頂下沉曲線呈現快速增長-緩慢增長-趨于穩定的變化規律。位于斷層處的監測斷面最終拱頂下沉量最大，其值為16.73 mm；位于正常圍巖段的拱頂最終下沉量最小，其值為8.54 mm;監測斷面位于前1號煤層時最后拱頂下沉量為13.22 mm，監測斷面位于后1號煤層時最后拱頂下沉量為13.84 mm。按最終拱頂沉降值由大到小排序，分別為位于斷層、后1號煤層、前1號煤層、正常圍巖處的監測斷面。

圖7 不同監測斷面拱頂沉降時程曲線Fig.7 Time course of settlement of vault at different monitoring sections

為驗證隧道拱頂位移數值模擬結果的可靠性，提取圖7中的監測斷面拱頂最終沉降實測值與數值模擬值進行分析得表2。

表2 拱頂沉降實測值與模擬計算值對照Table 2 Comparison between measured and simulated values of vault settlement

由表2可知，隧道拱頂位移模擬計算值和實測值，最大差值僅為1.83 mm，在容許誤差范圍之內，數值結果和量測結果都表明，在斷層和煤層處，拱頂沉降均比正常段圍巖拱頂沉降大，且斷層處拱頂沉降最為突出。

3.2 拱腰收斂現場測試

隧道不同位置的監測斷面拱腰收斂時程曲線如圖8所示。隨著掌子面的推進，隧道拱腰處水平位移收斂變形規律與拱頂沉降變形規律相同。當監測斷面位于斷層處，最終拱腰收斂值最大，其值為10.39 mm；其次為前1號煤層，其值為9.62 mm；后1號煤層處，最后拱腰收斂值為3.61 mm，正常圍巖處，最后拱腰收斂值為3.43 mm，后1號煤層和正常圍巖最終拱腰收斂值相差不大，主要原因時后1號煤層位于隧道上方，拱腰處為正常圍巖，故對拱腰收斂變形影響很小。

圖8 不同監測斷面拱腰收斂時程曲線Fig.8 Time curve of arch waist convergence at different monitoring sections

為驗證隧道拱腰收斂數值模擬結果的可靠性，提取圖8中不同監測斷面拱腰最終收斂實測值與數值模擬計算值分析得表3。

表3 拱腰收斂實測值與模擬計算值對照Table 3 Comparison between measured and simulated values of arch waist convergence

由表3可知，隧道拱腰收斂模擬計算結果和實測結果，最大差值為1.05 mm，最小差值僅為0.30 mm，在容許誤差范圍之內；數值結果和量測結果都表明，在斷層處隧道拱腰收斂值最大，其次是前1號煤層段，后1號煤層拱腰收斂位移與普通圍巖段接近。

通過對拱頂下沉、拱腰收斂現場測試與數值模擬結果比較，發現最終位移值與數值模擬結果吻合度較高。根據模擬結果和實測數據，建議穿越斷層段和煤層段隧道時，嚴格控制一次開挖進尺長度，避免超挖，及時支護，初支強度要嚴格控制，同時建議在斷層段和煤層段強化支護，以確保施工安全。

4 結論

以寶鼎2號特長公路隧道為依托，結合現場監測和數值模擬，研究隧道穿越斷層以及斷層的圍巖變形規律，結論如下。

(1)隧道穿過煤層、斷層及正常圍巖段時，沉降以及隆起皆呈現“V”型變化規律，且隧道穿越斷層時，隧道收斂位移最大，煤層次之，正常圍巖則最小。所以在施工開挖時，隧道穿越斷層及煤層圍巖需及時支護，防止圍巖產生過大的變形影響施工安全及施工進度。

(2)隧道穿越煤層及斷層時，圍巖收斂位移都會發生突變，且圍巖收斂位移的突變范圍大于煤層及斷層與隧道的接觸范圍。

(3)煤層處在不同位置時，對隧道圍巖不同部位變形影響不同。前1號煤層與隧道軸線相交，隧道穿越前1號煤層時，煤層對隧道拱頂，拱腰，仰拱的位移都會產生影響；后1號煤層位于隧道的頂部，當隧道穿過后1號煤層時，后1號煤層只對隧道的拱頂變形產生較大影響，拱腰及仰拱所受后1號煤層的影響很小。