天津關隧道軟巖大變形段鎖腳錨桿支護技術研究*

佟曉冬，郭金冀，譚賢君

(1.中交一公局第五工程有限公司，北京 100024； 2.中國科學院武漢巖土力學研究所巖土力學與工程國家重點實驗室，湖北 武漢 430071)

0 引言

目前，通過長期的理論研究和工程實踐，總結出一些預防和處治軟巖隧道大變形的方法,如高早強噴射混凝土、高強鋼拱架、超前管棚/小導管、預應力錨桿、注漿加固、臨時仰拱長錨桿及鎖腳錨桿等[1-6]。其中鎖腳錨桿支護技術近年來應用較多，其效果得到業界一致認可，眾多學者也開展大量研究，取得一定成果，如羅彥斌等[7]以包茂線西康高速公路包家山特長公路隧道為依托，采用現場試驗的方法，對典型斷面錨桿軸向應力進行測試，結果表明，拱部錨桿受力較小，鎖腳錨桿受力較大。鄧國華等、王晨昭[8-9]對比分析錨桿和鎖腳錨桿的異同點,提出鎖腳錨桿的數值模擬方法，并通過三維有限元分析,研究鎖腳錨桿對支護結構變形和內力的影響規律。陳麗俊等[10-11]采用結構力學和彈性地基梁理論推導鎖腳錨桿撓度、剪力、彎矩和地基反力的解析表達式。彭正中等[13]采用有限元分析軟件對鎖腳錨桿與初支鋼架連接結構的力學特性進行模擬分析，結合理論分析與現場試驗結果，提出合理的鎖腳錨桿與初支鋼架連接結構，并優化偏壓側錨桿設置參數。

但總體來說，目前針對鎖腳錨桿支護的理論、設計及施工方法研究還較少,不能很好地指導實際工程,導致隧道現場施工存在一定盲目性,不僅給施工帶來諸多困難、延誤工期和增加造價,甚至造成人員傷亡。因此,對軟弱圍巖隧道中控制過大變形的鎖腳錨桿支護特性進行研究[14-15],最大限度降低軟巖大變形所帶來的危害,具有重要的理論和實踐意義。

鑒于此，本文結合雙大路二期(柏峪—齋幽路)天津關軟巖隧道工程，研究了鎖腳錨桿的支護效果，提出進一步優化措施，并研究錨桿直徑和長度對支護效果的影響等。

1 工程概況

雙大路二期(柏峪—齋幽路)道路工程位于北京市門頭溝區西部齋堂鎮，路線起點位于柏峪村西北口雙大路一期柏峪隧道北側，終點位于沿河城南側，與齋幽路(S211) 相交。起點樁號為 K0+000，終點樁號為 K17+909，路線全長 17.91km。

天津關隧道起止里程樁號為K1+287—K2+283,總長996m，屬中長隧道。隧道寬10.0m，高5.0m，為雙向行車單洞三級公路隧道，隧道進口路面高程987.160m，隧道出口路面高程992.520m。洞身主要穿越碎石土、強風化白云巖、中等風化白云巖、強風化閃長巖及中等風化閃長巖。強風化白云巖巖體破碎，節理裂隙極發育，結構類型為碎裂狀結構；中等風化白云巖巖體較破碎，節理裂隙發育，結構類型為裂隙塊狀結構；強風化閃長巖巖體破碎，節理裂隙極發育，結構類型為碎裂狀結構；中等風化閃長巖巖體較破碎，節理裂隙較發育，結構類型為裂隙塊狀結構；碎石土呈中密～密實狀態，僅隧道進口段崩積碎石土呈松散～稍密狀態。

2 鎖腳錨桿支護方案設計與優化

2.1 原支護設計方案

隧道根據圍巖條件，共選用上下臺階法、環形開挖預留核心土法和三臺階法施工，為消除施工工法對隧道圍巖變形的影響，以同一工法大變形段(K1+890—K2+010)為對象進行研究。原鎖腳支護方案如圖1所示，中臺階開挖完成后立拱架，同時施作3m長φ22早強砂漿鎖腳錨桿。現場實施樁號為K1+890—K1+920，共40m。

圖1 原鎖腳錨桿方案設計

典型斷面(K1+900)拱頂和拱腰位置累計變形如圖2所示。從圖2可以看出，采用該鎖腳錨桿支護方案，圍巖變形并沒有得到有效控制，拱頂和拱腰在支護閉合前變形一直都很大，累計變形分別達到了836.5，784.1mm。原因是該斷面臨近V2級圍巖條件很差，且φ22早強砂漿鎖腳錨桿沒有起到很好的支護效果。為了進一步分析鎖腳錨桿在隧道施工過程中控制圍巖的作用，繪制隧道拱頂和拱腰的變形速率，如圖3所示。

圖2 典型斷面(K1+900)拱頂和拱腰位置累計變形量

圖3 典型斷面(K1+900)拱頂和拱腰位置變形速率

從圖3可以看出，圍巖變形速率與隧道開挖過程的關系。隧道上臺階開挖后，由于應力得到釋放，圍巖變形速率較大，達到46mm/d，此后隨著噴射混凝土、鋼拱架等初次支護的施加，圍巖變形速率慢慢變小，直到左中臺階開挖，圍巖變形小幅回升，這是因為左中臺階開挖使得上臺階鋼拱架臨空，無法起到支護作用，導致圍巖變形速率增大，此后隨著中臺階鋼拱架施工以及φ22早強砂漿鎖腳錨桿施工完成，變形速率慢慢得到控制，直到右中臺階開挖，圍巖變形速率開始變大，并且比之前的左中臺階開挖時變形速率增大更多，這是因為此時隧道的臨空面大大增加，導致支護結構受力顯著增大，說明三臺階七步開挖法施工時，要特別重視第3步開挖時的支護。右中臺階支護施工完成，圍巖變形速率又明顯下降，直到左、右下臺階和仰拱開挖時，變形速率又有小幅增加，其原因與中臺階開挖時類似。當第29d初期支護完全閉合后，圍巖變形速率開始顯著降低，并很快降為0，說明圍巖支護結構盡快封閉對減小圍巖變形效果顯著。

下臺階開挖完成后，初襯已經明顯侵限，只能采用換拱方法進行處理。

2.2 設計優化過程與效果分析

上述變形監測數據和現場變形情況表明，原鎖腳錨桿支護方案無法很好控制圍巖變形，于是提出第1階段優化方案，如圖4所示。

圖4 第1階段優化方案

本次優化支護具體措施為上、中、下臺階開挖完成后，立拱架，同時均施作φ42×4鎖腳錨桿，其中上、下臺階位置處的錨桿長3.5m，中臺階位置處的錨桿長4.0m。現場實施樁號為處的K1+920—K1+950，共計30m。此方案拱頂位置累計變形量和變形速率如圖5,6所示。從圖5可以看出，通過優化后，拱頂圍巖變形量比原方案有了較大幅度減小，最大變形量從原來的836.5mm減小到562.3mm，減小32.8%。從圖6可以看出，各臺階開挖后由于鎖腳錨桿的作用，變形速率增加不是很明顯，說明鎖腳錨桿起固定鋼拱架的作用，但是變形量依然較大，從現場照片來看，局部依然出現了侵限，所以有待進一步優化。該結論與伍毅敏等提出的觀點相似，即常用的φ42mm小導管直徑過小，橫向承載能力有限，不宜用作鎖腳鋼管。

圖5 3種方案拱頂位置累計變形量對比

圖6 3種方案拱頂位置變形速率對比

通過上述變形監測數據和現場變形情況表明，第1次鎖腳支護優化方案依然無法很好控制圍巖變形，于是提出第2階段優化方案，如圖7所示。

圖7 第2階段優化方案

本次鎖腳優化支護具體措施為上、中臺階開挖完成后，立拱架，同時施作φ89×6、長5.0m的鎖腳錨桿。現場實施樁號為K1+950—K2+010，共計60m。此方案拱頂位置累計變形量和變形速率如圖5,6所示。從圖5可以看到，通過第2次優化后，拱頂圍巖的變形量比原方案有了更大幅度減小，最大變形量從原來的836.5mm減小到342.9mm，比原設計方案減小59.0%。

3 結語

1)雖然φ42×4鎖腳錨桿的支護效果好于φ22早強砂漿鎖腳錨桿，但依然不能很好控制圍巖變形。

2)相比φ42×4鎖腳錨桿，φ89×6鎖腳錨桿能很好地控制圍巖變形，說明鎖腳錨桿管徑對其支護效果具有重要影響。

3)圍巖變形速率與隧道開挖過程有密切的關系，三臺階七步開挖法施工時，要特別重視第3步開挖時的支護。