陳善民, 王全勝, 辛維克, 賈大鵬
(1. 中鐵三局集團有限公司, 山西 太原 030001; 2. 中鐵工程裝備集團隧道設備制造有限公司, 河南 新鄉 453000; 3. 中國國家鐵路集團有限公司工程管理中心, 北京 100844)
隧道圍巖大變形是一種具有累進性和明顯時間效應的塑性變形[1]。巖體以千枚巖、板巖、頁巖或斷層破碎帶為主的隧道在高地應力作用下易發生大變形,目前在國內外已多次出現并得到成功處理,比較著名的如奧地利的陶恩隧道[2]和日本的惠那山隧道[3],其采用了長錨桿和可縮性支護措施。對于我國的蘭武二線雙洞單線烏鞘嶺隧道,文獻[4]通過選擇合理的斷面形狀,采用短臺階或超短臺階快速開挖及多重支護進行變形控制。針對蘭渝鐵路木寨嶺隧道,文獻[5]提出了超前導洞法與三臺階法2種控制變形方法,并指出隧道中臺階是變形控制的重點。對于蘭渝鐵路兩水隧道,文獻[6]采用加強型鋼剛度和雙層支護的措施后改善了大變形情況,并建議采用機械銑挖法開挖以減少對圍巖的擾動,但未詳述銑挖法如何實施。在高地應力陡傾千枚巖地層成蘭鐵路楊家坪隧道施工中,文獻[7]對長短組合錨桿加固措施進行了現場試驗,指出配合注漿可有效加固圍巖、減小圍巖壓力和減少開挖分部。
高地應力大變形作為一個熱門課題,國內學者進行了大量研究,例如: 呂顯福等[8]認為可通過調整斷面曲率、錨注支護、提高支護結構強度、超前控制等措施來控制圍巖變形; 張梅等[9]指出在高地應力軟巖隧道設計與施工中通過采取預留變形量、合理的初期支護、可靠的開挖工法、關鍵部位加強錨注支護、動態支護補強等5項技術措施可有效控制大變形; 汪波等[10]指出軟巖大變形的支護型式主要有強支護、分層支護和讓壓支護,其中,讓壓支護具備及時支護及邊支邊讓的特性,為軟巖大變形支護措施的最佳選擇; 王建宇[11]通過對形變壓力分析指出,在壓應力作用下,隧道開挖后的圍巖力學行為發展有一個從松弛到離散的過程,在高地應力背景下對于軟弱圍巖隧道強調遏制圍巖變形的理念并不適用。經過大量研究,目前逐漸形成了“先柔后剛、先讓后抗、柔讓適度、穩定支護”的理念,即一次卸壓、二次加強支護的聯合支護理念[12]。
目前針對雙洞單線烏鞘嶺隧道高地應力大變形問題已有了眾多研究和成果,相關成果也在新建的蘭張鐵路新烏鞘嶺隧道設計和施工中得到了應用。雖然既有隧道的施工建設對原有地層的高地應力可能有所消減,但新烏鞘嶺單洞雙線大斷面隧道與原隧道平行且位于其上方,仍存在較高的構造應力,在前期軟弱破碎圍巖施工中,也出現了掌子面頻繁溜塌、不規則的初期支護擠壓變形等現象。因此,有必要對新烏鞘嶺隧道軟巖大變形控制技術進行研究。經過研究,現場采用了加強超前支護、大斷面兩臺階法、大型機械非爆破開挖以及補強鎖腳、改用桁架縱向連接和徑向注漿加固等補強初期支護的措施,控制了圍巖大變形,加快了施工進度。
新建蘭州至張掖三四線鐵路蘭武段新烏鞘嶺隧道全長17.125 km,位于既有蘭武二線烏鞘嶺特長隧道東側上方約100 m處,兩者呈平行之勢。其中,出口端先期2標DK168+941~DK178+045段隧道全長9.104 km,最小埋深17 m,最大埋深952 m,共設置5座輔助坑道,其中,8號、9號、10號斜井利用既有蘭武二線隧道斜井,新增1個紅溝斜井工區,1個橫洞工區。
標段內Ⅲ級圍巖總長度為2 340 m,占比25.7%;Ⅳ級圍巖總長度為2 230 m,占比24.5%; Ⅴ級圍巖總長度為4 534 m,占比49.8%。隧道洞身地質復雜,主要穿越地層有志留系下統板巖、千枚巖,奧陶系安山巖以及F7斷層破碎帶等,主要地層巖性見圖1。其中,志留系軟弱圍巖和F7斷層破碎帶長度占標段總長度的50%左右,存在高地應力、大變形、溜塌等多種風險。

圖1 地質縱剖面圖
標段內8號、9號、10號斜井工區分別穿過F6斷層影響帶、F7斷層及其影響帶(805 m)及長達3 624 m的志留系板巖夾千枚巖地層。根據圍巖和地應力特征,本標段變形等級預判設計以Ⅱ、Ⅲ級為主,具體見表1。其中,靠近F7斷層破碎帶的千枚巖含量較多,變形等級為Ⅲ級。

表1 圍巖變形分級表
采用三臺階鉆爆法施工以千枚巖、板巖為主的新烏鞘嶺隧道Ⅴ級圍巖破碎段時,出現了不同程度的圍巖變形與支護結構破壞,例如掌子面頻繁溜塌,初期支護開裂、掉塊,拱架接頭擠壓破壞嚴重以及初期支護部分壓潰侵限等。
受地質構造影響,8號、9號斜井正洞工區經常遇到大傾角薄層狀巖層,巖層間黏結較差。當節理裂隙較發育時,千枚巖和板巖圍巖強度低并呈碎塊狀,導致圍巖的整體性較差,掌子面難以自穩,特別是疊加裂隙滲水、施工振動和擾動后,拱部圍巖穩定性更差,容易出現掌子面坍塌等風險。施工過程中掌子面多次發生局部溜塌。其中,2021年3月和5月分別發生過2次較大溜塌(見圖2),每次溜塌處理平均需要半個月,極大影響了施工進度,增加了施工成本。

圖2 掌子面溜塌
隧道開挖后,圍巖呈典型的塑性變化,尤以拱頂沉降和兩邊擠壓為主,特別是在初期支護未成環時,支護變形量大,收斂速度慢,不易控制,時有初期支護開裂、掉塊甚至變形侵限等現象發生,見圖3。

圖3 初期支護變形開裂
典型斷面DK171+125累計變形量隨時間的變化曲線如圖4所示。由圖可知: 1)變形持續時間長,需要3個月左右才能穩定; 2)變形量值大,拱頂下沉累計沉降可達60 cm; 3)周邊收斂范圍主要在內軌頂面以上,線路左側收斂累計可達90 cm,右側收斂累計可達80 cm; 4)水平累計收斂大于拱頂累計下沉,監測結果與現場變形換拱部位一致。

ZSL-8和YSL-8分別代表左線、右線收斂變形,數字8代表軌面以上8 m高度處。下同。
典型斷面DK171+125變形速率變化曲線如圖5所示。由圖可知,拱頂沉降速率最大達到40 mm/d,平均變形速率達到7 mm/d; 左側收斂速率最大達到40 mm/d,平均變形速率達到9 mm/d; 右側收斂速率最大達到30 mm/d,平均變形速率達到7 mm/d。拱頂沉降和周邊收斂均超過允許限值,高地應力千枚巖、板巖段采用鉆爆法三臺階施工時呈現出變形發展較快、后部臺階施工對拱頂下沉和上部收斂影響大的特點。

圖5 典型斷面DK171+125 變形速率變化曲線
從已施作段落變形發生部位和變形發展曲線來看,支護變形呈現部位多變和規律性不明顯的特征。8號斜井工區大變形出現在沿線路大里程方向的右邊,而9號斜井工區出現在左邊,同一斷面的變形也是如此。斷面平均累計變形量整體呈多線性、規律不明顯、變形不均勻的特點。DK171+125斷面累計變形量如圖6所示。這說明新烏鞘嶺隧道不同地段的地應力、圍巖強度、圍巖完整性不同時,支護結構上不同地段和部位的形變壓力和離散壓力也不同。

圖6 DK171+125斷面累計變形量
強烈的地質構造和高地應力是發生大變形的主要原因[13],隧道穿越大埋深下的志留系和斷層帶板巖、千枚巖,巖質軟,遇水易軟化,且在構造應力作用下層間節理、裂隙比較發育,巖體極其破碎軟弱,層間結合力較差,圍巖自穩性差,甚至無自穩性。一旦開挖,會形成較大的臨空面,圍巖應力進行二次分布,應力迅速集中在薄弱處,強度和自穩性不足的圍巖將產生較大的塑性位移。
從現場圍巖回彈測試強度來看,雖然圍巖較為破碎,大部分巖石強度為10~30 MPa,但掌子面局部仍存在大于60 MPa甚至90 MPa以上的極硬巖。采用三臺階鉆爆法開挖時,爆破振動的反復疊加會加劇圍巖的松弛和局部離散,產生離散壓力(離散壓力為離散巖體自重產生的荷載)[11],加之破碎巖體鉆爆開挖形成的開挖輪廓不平整引起局部應力集中,將會導致圍巖在構造應力產生的形變壓力下變形增大。
現場采用定深計時法對同一斷面圍巖松動圈在多次爆破后的變化情況進行測試,結果如圖7所示。由圖可知: 1)前13次爆破每次爆破產生的振動都使圍巖松動圈厚度逐漸加大,且前10次爆破使松動圈厚度隨爆破次數基本呈線性增大趨勢。2)多次爆破后,圍巖松動圈厚度由最初的約2 m增加到了4 m以上。3)爆破振動對已支護完成圍巖的松動具有疊加性、突變性影響。

圖7 爆破振動對松動圈厚度的影響
在擠壓性圍巖條件下,適度釋放圍巖變形,緩解形變壓力對控制大變形有益處。但如果開挖后支護不及時,開挖面暴露時間過長,將會增加圍巖由松弛到離散變形的可能。如果存在地下水,千枚巖和板巖遇水軟化的特性將會直接增加破碎圍巖的離散性。
鉆爆段工序施工時間寫實記錄如表2所示。由表2可知,整個鉆爆施工循環時間約24.27 h。其中,出渣3.47 h,修邊0.83 h,測量放線1.08 h,架設拱架3.77 h,超前支護和鎖腳5.75 h。從開挖后到支護完成,開挖面存在12 h以上的自由變形時間,這段時間的圍巖變形很難準確量測,支護不及時將會加大圍巖的松弛和變形。因此,加強施工組織,縮短工序時間,提升工序銜接的流暢性將有助于控制圍巖變形。

表2 鉆爆段工序施工時間寫實記錄表
人工鉆爆法三臺階法開挖時,為了控制臨空面過大且便于施工,通常采用短臺階多斷面施工,每斷面分批次需要爆破開挖和支護6次(上臺階左側、中臺階左側、中臺階右側、下臺階左側、下臺階右側、仰拱開挖),開挖和支護工序次數多,支護的拱架連接接頭多,減弱了拱架的整體性,尤其是拱架連接接頭處為受力薄弱點,極易形成應力集中,特別是在高應力環境下,每開挖1個臺階,圍巖就會向內移動一定距離,表現出最大變形值多出現在拱腰位置[14]。在持續的較大變形壓力作用下,拱架接頭處的初期支護變形嚴重侵限。
針對軟巖變形的原因,地質軟弱破碎問題主要通過強化地質預判和加強超前支護措施來應對;高地應力問題主要通過合理預留變形量和提高支護剛度應對;多次爆破振動影響和接頭過多問題主要通過將三臺階爆破開挖和支護調整為兩臺階懸臂掘進機機械開挖和支護來應對;開挖面無支護時間過長問題主要通過提高掘進效率和工序效率來應對。
現場綜合運用了多種超前地質預報方式,例如: 采用地震波長距離探測法(探測長度約為100 m)基本掌握掌子面前方軟巖、破碎帶的大致位置;采用地質雷達法及瞬變電磁法(探測長度約為40 m)進一步確定軟巖、破碎帶、圍巖破碎情況及富水情況。針對物探預報結果采用地質鉆機鉆孔(預測范圍約35 m)以及地質素描等方法判斷前方圍巖具體情況后有針對性地采取超前預支護和加固措施。
針對圍巖強度低和自穩性差的千枚巖和板巖地層,采用30 m長的超前玻纖錨桿加固隧道上半斷面,見圖8。通過加固增強了圍巖的強度和整體性,為實現機械化大斷面開挖創造了條件。針對圍巖極端破碎和軟弱地段采用大管棚+超前小導管注漿進行超前預支護。

圖8 玻纖錨桿布置
對Ⅴ級圍巖超前加固和超前預支護后,將三臺階鉆爆法調整為兩臺階大斷面機械法開挖,機械法開挖采用CTR300A型懸臂掘進機掘進。該設備集開挖、出渣和除塵于一體,設備截割功率為300 kW,爬坡能力為-16°~+16°,單班作業時僅需1~3人。根據掌子面的情況,上臺階開挖可分為預留核心土開挖和全斷面開挖2種,上臺階支護時下臺階左右分部交錯采用懸臂掘進機開挖,仰拱采用重型挖掘機(帶破碎錘或鷹鉤錘)開挖。懸臂掘進機開挖和出渣可連續作業,且可較好地控制開挖輪廓線,降低振動和局部應力集中引起的圍巖離散壓力。
臺階長度布置如圖9所示。上臺階高度為6.2 m,長度約為25 m;下臺階高度為4.5 m,為方便設備施工后停放,下臺階長度也維持在25 m以內。為保證安全步距,仰拱距掌子面長度始終保持在50 m內。

圖9 臺階長度布置示意圖(單位: cm)
懸臂掘進機開挖上臺階預留核心土時的順序如圖10所示。核心土呈梯形,上部寬約2 m,底部寬約4.5 m,高4.2 m,長2~3 m。由于懸臂的截割頭前端到鏟板前端的長度約為2.2 m(截割臂平放),所以受核心土影響圖中②部懸臂無法施工。若拆除鏟板則對出渣影響較大,因此圖中兩側①部和核心土③部采用懸臂掘進機施工(見圖11),順序自下而上,頂上的②部采用挖機(帶破碎錘)開挖。

圖10 掌子面預留核心土開挖順序圖(單位: m)

圖11 懸臂掘進機開挖①部
合理預留變形量,通過巖體錨固控制預留變形量,既能達到合理釋放地應力的目的,也能保證二次襯砌厚度滿足要求,保障運營安全。通過前期新烏鞘嶺隧道監測數據分析結果,鉆爆法時將預留變形量由原設計的30 cm和40 cm分別調整為50 cm和60 cm。當采用銑挖法時,預留變形量按設計值執行,遇到特殊情況需要時再適度放大。
根據監測變形數據將新烏鞘嶺隧道變形分為3個等級,如表3所示。施工中根據變形等級和開挖方式對預留變形量和支護參數進行了動態調整,結果如表4所示。

表3 新烏鞘嶺隧道大變形分級標準(適用于雙線隧道)

表4 基于變形等級和開挖方式動態調整后的主要支護參數
4.4.1 補強鎖腳控變形
新烏鞘嶺隧道拱腳接頭處采用雙鎖腳+錨固樁。首先,施作φ42 mm鎖腳錨桿(管)(見圖12),長4.5 m,每節點4根,鎖腳與拱架連接采用鋼板與L筋共同作用焊接,起到補強作用。然后,迅速施工φ89 mm錨固樁(如圖13所示),鉆孔采用液壓行走式潛孔鉆機,鉆孔直徑108 mm,孔深6 m,采用長5 m、厚5 mm的無縫鋼花管,每節點2根,水平向下15°打設,管身施作梅花注漿孔,孔徑16 mm,縱向間距15 cm,沿管每環布置2個孔;端頭預留0.5~1.0 m作為止漿段,現場打孔深度大于6 m,注漿管外露初期支護面20~35 cm。安裝后迅速注漿加固,錨固樁與拱架采用I12工字鋼滿焊。通過補強鎖腳,施作錨固樁,把集中在腳部的荷載傳遞、分散到周邊圍巖,提高了腳部圍巖的強度和變形特性,抑制了圍巖的破壞和變形,另外,也有效抑制了剪切變形,增強了抵抗水平力的效果[15]。

圖12 φ42 mm鎖腳錨桿(管)

(a) 示意圖
4.4.2 桁架縱連增剛度
原設計縱向連接采用鋼筋連接,實施中發現鋼筋縱向連接效果不佳,整體性不強,剛度不足,易變形。現場將其優化成一前一后的桁架式連接,其布置及效果如圖14所示。桁架式連接運用了跳躍式柔性+剛性支護組合結構,增強了圍巖壓力擠壓拱架的不均勻抗扭能力和局部抗剪能力,有效提高了初期支護的整體剛度,增強了初期支護的整體抗壓性。

(d) 現場圖
原設計全部采用徑向注漿加固支護后的圍巖。從松動圈測試結果可知,松動圈厚度為2~5 m,因此確定徑向注漿加固范圍為初期支護輪廓線外6 m。注漿加固采用長6 mφ42 mm鋼管,環縱間距為1.75 m×2.00 m,梅花形布置。注漿壓力為1~2 MPa,現場試驗確定水灰比為1∶1,并在水泥漿中加入干粉速凝劑以加速漿液固結,有效緩解了原圍巖吸水弱化的弊端,達到了快速加固松動圈的效果。
在未采取初期支護補強措施前,拱腰及邊墻的單側水平累計收斂變形2個月內最大可達60 cm;采取初期支護補強措施后,2個月內拱腰及邊墻的單側水平最大累計收斂變形從60 cm控制到50 cm以內,初期支護累計變形曲線的曲率及收斂速度變小,初期支護變形已有了趨于穩定的趨勢(如圖15所示)。鋼架間距調整、桁架式縱向連接剛度加強后,鋼架的結構性、抗擠壓能力增強,初期支護變形得到了控制,混凝土局部開裂掉塊、Z字變形的鋼架明顯減少,降低了因初期支護變形侵限或即將侵限帶來的后期返工的投入,規避了初期支護換拱的風險。

圖15 斷面初期支護累計變形-時間曲線
不同斷面處拱頂累計變形及變形速率對比分別如圖16和圖17所示。開挖工法調整后,無論是變形速率還是累計變形量,銑挖工作面均小于鉆爆工作面,銑挖法施工下支護結構平均累計變形較鉆爆法減小一半以上,懸臂施工段上臺階開挖后變形相對平穩且波動較小,變形速率約為1 mm/d。另外,采用銑挖法開挖仰拱后斷面變形較大,累計變形值約2 cm,主要原因是開挖仰拱時部分地段圍巖較硬需采用爆破開挖,使圍巖受到擾動,仰拱封閉成環后,洞身沉降及收斂仍持續變形,但總的變形量仍在支護結構承受范圍內。由此可見,銑挖法可減少圍巖擾動、降低爆破震損,有效控制變形速率及累計變形量,降低初期支護變形開裂及侵限風險。

圖16 不同斷面處拱頂累計變形對比

圖17 不同斷面處拱頂變形速率對比
鉆爆法和銑挖法施工下線性超挖量和超挖率分別如圖18和圖19所示。由圖18—19可見,采用懸臂掘進機開挖容易控制超欠控,相比鉆爆法開挖線性超挖減小一半以上,輪廓平均線性超挖量由30 cm以上減小至15 cm左右;噴射混凝土平均超挖率由120%減小至60%,理論上噴射混凝土超耗量可縮減一半,且斷面輪廓成型效果較好,尤其在大斷面下開挖的輪廓和支護成型比例大大提高,綜合經濟效益初步顯現。

圖18 線性超挖量

圖19 線性超挖率
采用懸臂掘進機兩臺階法開挖后,掌子面開挖作業人員數量由24人降至1~3人,相同進尺下開挖出渣與修邊時間由鉆爆法的7~8 h減少至機械法開挖的4~5 h,平均整個工序循環時間由24 h左右減少至18 h左右,月施工進度由鉆爆法的25~35 m提升至50~60 m。采用懸臂掘進機大斷面非爆破開挖和輔助補強措施后,初期支護基本未再發生大面積擠壓侵限、鋼架扭曲、剝落掉塊現象(如圖20所示),提升了整體施工效率。
高地應力下以千枚巖、板巖為代表的軟弱破碎圍巖極易發生大變形,本文通過對新烏鞘嶺隧道單洞雙線大斷面軟弱圍巖段施工變形控制技術研究,得出以下結論:
1)在高地應力千枚巖、板巖等軟弱破碎地層,反復多次爆破產生的振動可使圍巖松動圈厚度增加1倍以上,爆破振動對已支護完成圍巖的松動具有疊加性、突變性影響。
2)在以千枚巖、板巖為主的高地應力大斷面軟弱圍巖條件下,采用懸臂掘進機機械法開挖可有效減少開挖對圍巖的擾動,提高開挖輪廓面的圓順度,除個別強富水地段開挖時發生溜塌導致支護結構變形較大外,其余地段基本未再發生較大的支護結構變形和開裂。
3)軟弱圍巖地段采用懸臂掘進機大斷面機械法開挖較易控制超欠挖,可有效減少因超挖造成的混凝土超耗;同時開挖和出渣連續作業,施工組織相對簡單,可有效減少工序銜接時間,縮減圍巖無支護時間,提高施工循環效率和進度。
4)采用多分部臺階法開挖高地應力大斷面軟弱圍巖隧道時,支護結構接頭過多將會減弱支護的整體剛度;而采用超前加固大斷面機械法開挖、補強鎖腳、桁架縱連拱架和初期支護徑向注漿加固,有助于減少初期支護接頭和提高支護的剛度與整體性,從而減少支護在預留變形量下的結構扭曲和剪斷。
5)高地應力軟巖大變形控制應在合理工法、合理設備、合理預留變形量和具有一定抵抗變形能力的支護結構之間找到平衡點,這往往需要采取綜合技術手段和一些新結構、新工藝、新設備等,并在實踐中不斷試驗和驗證。
6)采用懸臂掘進機大斷面開挖時受設備機身長度的限制上臺階較長,不利于支護結構及時封閉成環;受設備寬度限制,預留核心土的中間頂部難以開挖,需要挖機配合;同時,隧道仰拱采用懸臂掘進機開挖也存在坡度較大、與掌子面距離過大等問題。這些問題將降低懸臂掘進機的利用率且影響其使用,建議下一步在設備方面研究短、窄合理機身和伸縮臂截割方式,以縮短臺階長度和適應不同開挖方式;在工法方面需研究懸臂掘進機大斷面臺階法施工不同臺階長度的初期支護封閉成環距離對支護結構最終變形的影響程度。