主動支護體系效用性研究

關鍵詞：主動支護；被動支護；圍巖；數值模擬

中圖分類號：U455.7 文獻標志碼：A 文章編號：1003-5168（2025）08-0063-06

DOI： 10.19968/j.cnki.hnkj.1003-5168.2025.08.011

Abstract： [Purposes] With the guiding principle of \"active support\" that fully \"enhances and mobilizes \"the self-bearing capacity of rock mass，this study aims to investigate the efectiveness of an active support system based on prestressed anchorage system.[Methods] This article adopts numerical simulation method to evaluate the effectiveness and superiority of active support by comparing and analyzing the deformation and stress characteristics of the support structure and surrounding rock under active and passive support in the engineering test section.[Findings] The change from passive support to active support reduces rock deformation around the tunnel by 3 2 . 2 % ， rock stress state by 3 9 . 8 % ， the number of plastic zone elements by 2 8 % ，and the maximum principal tensile stress value by 2 4 . 8 % .[Conclusions] Active support can effectively reduce the tensile stress around the tunnel，thereby suppressing the expansion and penetration of cracks and the formation of macroscopic fracture surfaces，and improving the mechanical properties of the rock mass after tunnel excavation; the distribution area of principal compressive stress under active support extends and penetrates from the shallow part of the surrounding rock to the deep part of the surrounding rock，eectively mobilizing the bearing capacity of the deep surrounding rock，expanding the main bearing area of the surrounding rock，and thereby achieving coordination and optimization of the stress states of the deep and shallow surrounding rocks;active support can improve the distribution of plastic zones in the surrounding rock of the support area，optimize the stress state of the support structure，ensure the safety and reliability of the initial support structure，and retain a large safety margin.

Keywords： active support; passive support; surrounding rock; numerical simulation

0 引言

目前，一大批重點交通基礎設施正在修建或即將建設，在皖南山區與大別山山區出現了大量穿越復雜地質環境條件下的長大山嶺隧道，由此帶來的隧道工程支護需求與災害防治問題也日益突出。在隧道的修建過程中，襯砌結構普遍采用初期支護 + 二次襯砌組成的復合式襯砌模式，整個圍巖壓力由圍巖與襯砌結構共同承擔，二者協調變形[1]。在這種復合式襯砌模式中，除了錨固系統外，其他支護構件均屬于被動支護的范疇，如噴射混凝土、鋼拱架與二次襯砌等，這種支護是依賴圍巖產生向洞內的變形或破壞來“誘發”支護結構受力的[2]。然而，這種“全被動”支護體系提高或調動圍巖的承載能力有限3，因此在一般常規隧道支護中為達到與“主動支護\"相同的作用效果，就需要付出更為高昂的經濟代價。因此，“全被動”復合式襯砌結構形式受到越來越多業界學者的詬病，傳統的被動支護模式及其設計理論在日益復雜多變的地下工程中受到了極大挑戰，隧道工程中現行的支護效果“不盡如人意\"的“全被動\"支護模式亟待改變。

目前，業界眾多學者建議采用以預應力錨固技術為核心的主動支護技術來替代傳統的被動支護模式，并將改進后的支護體系應用于煤礦巷道與部分隧道工程中，并在支護體系施工過程中及一段時間后取得了良好的支護效果[4。這種主動支護技術通過增強施錨區內巖體的物理力學特性，形成深部巖體“承載拱效應”，從而有效“提高\"和“調動\"洞周圍巖的承載能力，實現抑制洞周塑性區/松動圈的發展和控制變形的目的5，因此其對圍巖力學特性的提高、承載能力的調動、位移變形的抑制等方面具有明顯的優越性。

本研究以安徽省天天高速公路無為至安慶段大路山隧道為依托工程，開展基于預應力錨固系統的主動支護體系效用性研究，研究成果將為大路山隧道現行被動支護模式的改進與優化提供重要支撐，助力實現預應力“主動支護”作用下隧道洞室穩定、襯砌結構安全與節約工程造價等目的。

1 工程概況

大路山隧道位于安徽省銅陵市樅陽縣會宮鎮及官埠橋鎮，設計采用分離式隧道方案。隧道K線起點樁號為 K 8 8 + 7 2 6 ，終點樁號為 K8 9 + 9 7 8 ，長1 2 5 2 m ，最大頂板埋深約 1 0 6 m ，位于 1 8 9 + 5 0 0 處；隧道Z2K線起點樁號為 2 2 K8 8 + 7 4 4 ，終點樁號為 ，長 1 2 5 6 m ，最大頂板埋深約 9 4 m ，位于 2 2 K8 9 + 5 0 0 處。

為驗證主動支護體系的效能，本研究擬選取大路山隧道的兩段特定區間作為試驗區域，分別為K 8 8 + 8 4 5 至 （區間長度 1 3 0 m 與 K 8 9 + 0 2 5 至 （區間長度 9 0 m ），開展主動支護與被動支護的對比試驗研究。這兩段試驗區間主要穿越的地質構造為中風化凝灰質粉砂巖層，巖層基質相對較軟，局部區域硬度較高，且整體呈現較高的破碎程度。巖石的抗壓強度值為 2 0 . 1～3 9 . 1 M P a ，泊松比為 值達258，縱波傳播速度超過 。鑒于該巖層穩定性較差，施工過程中易受擾動，易引發坍塌或巖石塊體脫落等安全隱患，根據綜合評估，該巖層被判定為V級圍巖。

該試驗段采用臺階法進行開挖。開挖步驟為先開挖上斷面1，施作初期支護1，然后開挖下斷面Ⅱ，施作相應的初期支護2，施作仰拱3，仰拱回填4，待初期支護趨于穩定后整體模筑二次襯砌5。下半斷面開挖和封閉采用單側落底或雙側交錯落底，避免上部初期支護兩側拱腳同時懸空，視圍巖狀況宜控制落底長度為 1 ～ 2 m ，不得大于 3 m 。此外，在施工過程中加強監測，根據測量信息指導隧道施工，若圍巖級別與設計不符，應立即調整施工方案。

2數值模型及工況設計

2.1 模型建立

采用GTS/NX軟件建立數值模型，通過有限差分軟件FLACD進行開挖計算模擬。依據隧道力學，為減少“邊界效應”的影響，數值模型的人工邊界應至少取在距隧道中心3＼～5倍洞徑處[。因此，建立的數值模型在水平方向（ X 方向）上，從隧道的外側向兩側各再取40余 m ，共計 1 0 0 m ；在豎直方向（Z方向）上，底部邊界取在隧道仰拱以下 4 0 m 處，上邊界按隧道地質縱斷面取在隧道拱頂以上 8 2 m ；在隧道縱向（Y方向）上，以 K8 9 + 0 2 5 ～K8 9 + 1 1 5 試驗段為基準，取為 9 0 m 。整體數值模型示意如圖1所示。

在所建立的數值模型中，在前、后、左、右及下邊界施加相應方向的法向位移約束邊界，地表對應的上邊界設置為自由邊界。地層采用服從Mohr-Coulomb屈服準則的彈塑性本構模型進行模擬，初期支護及二次襯砌均采用實體單元進行模擬，錨桿采用Cable單元進行模擬。初期支護中的拱架和噴射混凝土按剛度等效的方法，將代表相應剛度折算后的彈性模量賦予模擬的實體單元，拱架間距取值同錨固系統縱向間距。隧道開挖采用臺階法進行施工，模型上臺階高度按最不利情況取 5 m ，開挖循環進尺為 1 m ，數值模型的隧道細部如圖2所示。

根據前述的隧道支護設計參數，結合《公路隧道設計細則》，本研究計算所選取的圍巖及支護材料物理力學參數見表1。

2.2主、被動支護對比工況設計

試驗段原支護設計（F4b型）中錨固系統采用 中空注漿錨桿，屬典型被動支護體系，故此擬定F4b型為被動工況（工況1）。為對比分析主動支護效用性，設定對比工況（工況2）為主動工況，工況設計中僅將原被動支護中空注漿錨桿替換為預應力錨桿，其余設計參數保持不變。為揭示主動支護對圍巖穩定性及支護結構受力狀態的控制效果，參照相關產品資料（極限抗拉力值 ）及既往施工經驗、文獻調研，設定工況2中錨固系統預應力值為 1 0 0 k N （上限值）。

圖2數值模型隧道細部

2.3主動支護效應的數值模擬

預應力錨桿通過Cable單元進行模擬，其中端頭錨固參數設為極大值以模擬墊板，預應力等效為作用在內錨固段的集中力和作用在隧道洞壁的分布荷載，由此實現對預應力錨固系統力學作用的模擬。具體而言，預應力錨桿（索）的內錨固段壓縮效果以集中力方式作用，該集中力的大小根據預應力錨桿（索）施加的預應力大小確定。外錨固端的預應力考慮墊板擴散作用，可簡化為作用在圍巖表面的均布力，均布力的大小與預應力錨桿（索）間距及預應力大小有關。

其中外錨固端的均布力通過式（1）將實際情況中預應力錨桿（索）中施加的有效預緊力轉化為數值模擬中預應力錨桿（索）施加在隧道洞壁上的平均徑向壓應力。

式中： σ ， 為預應力錨桿（錨索）施加在隧道洞壁上的平均徑向壓應力； 為單根預應力錨桿（索）的有效張拉荷載，即錨桿（索）上所施加的有效預應力； 為錨桿（索）的工作荷載，計算中取為錨桿（索）的設計承載力； 分別預應力錨桿（索）的間距和排距。

內錨固段的集中力則按施加預應力考慮，見式（2）。

此外，仍需描述主動支護對圍巖的加固作用，即施錨區內巖體物理力學性狀增強，從而有效“提高”和“調動\"洞周圍巖承載能力。參照不同圍壓下的巖體三軸壓縮試驗結果可知，凝灰質粉砂巖的強度參數與圍壓間呈現良好的線性關系，因此，在預應力錨固系統施作后，施錨區內圍巖的彈性模量、黏聚力等物理力學參數將發生強化。結合既往工程經驗，可知在其他條件不變的情況下，隨錨桿支護密度的增大，預應力的增加，錨固巖體的彈性模量、內聚力值呈增加趨勢，由此以前人研究為基礎，初步提出新型圍巖參數修正公式見式（3），以描述預應力對圍巖的加固作用。

式中： 分別為錨索錨固圍巖后圍巖的彈性模量、黏聚力； E ， C 分別為未錨固巖體的彈性模量、黏聚力； P I 為主動支護圍巖強化效應指標，其值與錨固系統支護密度和預應力值有關。

因此，將不同預應力錨固參數下對圍巖物理力學參數的影響寫入Fish語言，在隧道開挖后調用即可實現主動支護的圍巖加固作用模擬。需指出的是，由于缺乏相關試驗支撐，上述對主動支護效應的模擬僅適用于本計算報告中的初步分析，后續應進一步開展相關試驗和理論研究。

3主、被動支護體系對比分析結果

3.1 圍巖穩定性分析

3.1.1洞周圍巖變形。由計算結果可知，洞周圍巖變形以豎向變形為主，橫向變形可忽略不計，主、被動支護下洞周圍巖的豎向變形云圖如圖3所示。由圖3可知，變形以拱頂處沉降和拱底處隆起為主。主、被動支護下拱頂處圍巖沉降值分別為 ，變形減小幅度為 3 2 . 2 % ，表明主動支護可顯著減小洞周圍巖變形。

3.1.2圍巖應力狀態。主、被動支護體系下試驗段隧道圍巖的最大主應力（主拉應力）云圖如圖4所示。由圖可4知，圍巖最大拉應力出現在隧道拱頂位置處，被動支護體系下主拉應力為 0 . 3 3 7 M P a ，變更為主動支護后減小至 0 . 2 0 3 M P a ，減小幅度達3 9 . 8 % ，揭示了主動支護可有效減小洞周圍巖拉應力，從而抑制裂隙擴展貫通及宏觀破裂面的形成，改善隧道開挖后巖體力學性狀。上述主動支護對圍巖劣化的遏制效果，對支護試驗段圍巖較破碎、穩定性差的巖體尤為關鍵。

主、被動支護下圍巖的最小主應力（主壓應力）云圖如圖5所示。由圖5可知，主、被動支護下最大主應力均出現在隧道邊墻位置處，分別為4.11和3 . 8 5 M P a ，由此可知，主、被動支護下圍巖最小主應力量值差異較小，且均遠小于圍巖單軸抗壓強度，故后續分析將不再以圍巖最小主應力為核心指標。進一步分析主壓應力的分布特征，以圖中描邊部分 為例進行說明，被動支護下洞周淺層圍巖與深部圍巖間存在應力衰減帶，而變更為主動支護后圍巖淺層與深部應力相貫通，應力衰減帶消失（弱化），表明主動支護下主壓應力分布區域將由圍巖淺部向圍巖深部延伸、貫通，進而調動深部圍巖承載能力（深部承載能力優于淺部），擴大圍巖主承載區，實現深部和淺部圍巖應力狀態的協調、優化。

圖5圍巖最小主應力云圖

3.1.3圍巖塑性區。主、被動支護下圍巖塑性區的分布情況如圖6所示。由圖6可知，圍巖塑性區均呈現拱肩、拱腳位置大于其余位置的分布特征。計算結果顯示原被動支護下塑形區單元數為114，變更為主動支護后單元數減少至82，減少幅度達 2 8 % ，且差異主要集中在主動支護作用區域，表現為主動支護下拱頂、拱肩位置處圍巖塑性區顯著減小，表明主動支護可顯著改善圍巖塑性區分布。

3.2初支結構受力分析

主、被動支護下初支結構的最小主應力云圖如圖7所示。由圖7可知，被動支護下隧道初支結構最小主壓應力為 ，變更為主動支護后最小主應力降至 ，最小主應力絕對值減小1 . 4 4 M P a ，減小幅度達 1 7 . 9 % 。總體而言，主、被動支護下隧道初支結構所受的壓應力均明顯小于C25噴射混凝土設計強度，故后續將不再以初級支護結構最小主應力為主要分析指標。

主、被動支護下初支結構的最大主應力云圖如圖8所示。由圖8可知，被動支護下初支結構最大主拉應力為 1 . 2 5 M P a ，該值較接近C25噴射混凝土抗拉設計強度 1 . 3 M P a ，可判定初級支護基本處于臨界安全狀態，支護安全性和可靠性較低，施工不當極易出現支護結構損裂，故為確保隧道支護體系的長期穩定、安全及可靠，仍有必要進一步提高支護結構安全儲備；主動支護下最大主拉應力值減小至 0 . 9 4 M P a ，減小 0 . 3 1 M P a ，減小幅度達 2 4 . 8 % ，表明主動支護可顯著減小初支結構主拉應力，確保初支結構安全可靠并保留較大的安全余量。

4結論

本研究通過建立主、被動支護下大路山隧道試驗段模型開展數值仿真分析，對比分析了主、被動支護下隧道圍巖及支護結構的受力與變形特征，進而探討了主動支護的效用性，得出以下結論。

① 試驗段圍巖最大拉應力出現在隧道拱頂位置處，被動支護體系下主拉應力為 0 . 3 3 7 M P a ，變更為主動支護后減小至 ，減小幅度達3 9 . 8 % ，表明主動支護可有效減小洞周圍巖拉應力，從而抑制裂隙擴展貫通及宏觀破裂面的形成，改善隧道開挖后巖體力學性狀。

② 主動支護下主壓應力分布區域由圍巖淺部向圍巖深部延伸、貫通，有效調動深部圍巖承載能力，擴大圍巖主承載區，進而實現深部和淺部圍巖應力狀態的協調和優化。

③ 主動支護可改善支護作用區域圍巖塑性區分布，優化支護結構受力狀態，確保初支結構安全可靠并保留較大的安全余量。

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