片麻岩隧洞围岩联合变形控制技术

周 奎，李仕春，唐北川

（浙江省隧道工程集团有限公司，浙江 杭州 310030）

引 言

片麻岩具有自身裂隙发育，自稳能力弱，完整性差等特征，在隧洞施工过程中片麻岩的存在将会对隧洞的稳定产生很大的影响，往往会造成隧洞围岩出现严重坍塌、形成空腔、支护困难以及不断进行返修等问题。多年来许多学者对于此类软岩变形破坏控制进行大量的研究，崔光耀等[1]通过对隧道施工过程中软弱围岩破坏以及影响因素分析，从支护和围岩加强角度对大变形破坏控制进行现场试验，成功控制了边墙的大变形；张传庆等[2]针对深埋隧洞软岩挤压变形的问题，提出多变形指标围岩稳定控制方法，对围岩稳定性进行及时调控，避免了深埋软岩隧洞围岩挤压变形；李国良等[3]基于乌鞘岭隧道高应力软岩变形破坏分析，提出选择合适断面参数、多重支护、加强刚度支护等措施，成功控制了隧道大变形；刘高等[4]分析认为围岩塑性流动与围岩膨胀变形共同作用造成木寨岭隧道大变形，提出封闭工作面、锚注支护与自进式锚杆和联合支护体系，快速“强行”支护，确保了大变形软岩段返修成功；采用理论分析和现场监测的方法对隧道大变形的破坏形式和原因分析，于天赐[5]提出改进开挖方式，加强初期支护，非对称预留变形量，径向注浆加固围岩，长锚杆加固围岩，加强监控量测等措施有效地控制软岩隧道大变形；通过对高地应力软岩特点和大变形特征进行分析研究，潘飞等[6]提出优化开挖方法、调整预留变形量、利用联合初期支护和可伸缩性U 型钢架及信息化施工等综合大变形控制措施和施工技术，有效地控制了隧道围岩大变形。

本文以甘肃省引洮供水二期工程主体工程施工第7 标段1#隧洞工程为背景，采用数值模拟软件FLAC3D对1#隧洞在原支护方案下围岩变形破坏特征进行分析，提出锚杆主动承载-有限让压-拱架被动支护的联合变形控制技术，通过数值模拟研究联合变形控制技术对隧洞围岩的控制效果，并对原支护参数进行修正。

1 工程背景

1#隧洞属于甘肃省引洮供水二期工程主体工程施工第7 标段，施工过程中的变形段围岩均为前震旦系片麻岩，片麻理产状变化大，岩体风化强烈，受风化及长期构造运动的影响，岩体中裂隙、断层等构造发育，岩体破碎，多呈碎裂结构，各阶段隧洞开挖环境均属不稳定的V 类围岩。隧洞变形破坏现场实测如图1 所示，在隧洞开挖过程中，1#隧洞发生变形，主要表现为洞顶、掌子面围岩出现严重坍塌，坍塌处形成洞顶空腔，一次支护严重变形，隧洞缩径大，隧洞底板受挤压上抬严重，钢拱架底拱严重弯曲变形，喷混凝土墙体出现裂缝，多处有崩塌等变形破坏现象。

图1 隧洞变形破坏现场实测图

2 原支护参数及可行性分析

发生隧洞变形段的断面类型为I—1—D 型衬砌断面，如图2 所示。在顶拱180°范围内架设Φ42 超前系统钢管管棚（横向间距300mm，L=5000mm）；紧贴岩面架设I12 工字钢@0.5 m 全封闭系统钢拱架，连接筋采用Φ22@500mm 钢筋焊接连接；采用L=1.5m 水泥基药卷系统锚杆，5Φ18 或4Φ18 梅花形间隔布置，排距1.0 m；顶拱180°范围内喷层中部设Φ6.5@200×200 mm 钢筋网；喷C20 混凝土厚100mm；底板干硬性混凝土垫层150mm。

图2 I-1-D 型衬砌断面设计图

原支护采用拱架支撑属于被动支护，完全依靠拱架支撑隧洞。结合图3 所示原支护参数下隧洞不同开挖时步位移、应力云图可知，在这种支护参数下，隧洞最大变形发生在拱顶位置，最大下沉量为532 mm，平均下降量为463 mm；底鼓量最大为227 mm，发生在在底板中心点；两帮移近量平均为100 mm，底鼓量平均为100 mm，隧洞围岩峰值应力为3.72 MPa，随变形的增大不断向围岩深部转移，隧洞整体变形量大，断面内缩严重，使得隧洞顶部应力水平较小，部分岩石受到破坏失去承载能力，部分断面围岩难以形成完整结构，支护困难。施工过后由于两帮向内部移近、顶部围岩下沉，返修工程量大。综上，在原支护条件下，仅靠拱架支护围岩变形量过大，不足以达到竣工要求，需要对原支护参数进行优化修正。

3 片麻岩隧洞联合变形控制技术

基于对原支护方案变形机理的分析，结合隧洞原有拱架支护技术，文章提出锚杆主动承载-有限让压-拱架被动支护的联合变形控制技术。通过数值模拟软件FLAC3D对技术效果分析，提出合理的支护设计。

3.1 联合变形控制技术效果模拟分析

以现场地质条件为原型，建立FLAC3D数值计算模型，模型总厚度20 m。模型两侧边界及前后边界均施加水平位移约束，底部边界施加垂直位移约束，上部边界施加均布载荷，均布载荷的大小根据上覆岩层自重计算。上覆岩层密度取2 500 kg/m3，隧洞埋深确定为100 m，根据模型岩层分布情况可确定模型上部施加2.5 MPa 的均布载荷，模拟上覆岩层自重，片麻岩力学参数如表1 所示。

图3 原支护参数下不同开挖时步隧洞位移与应力云图

表1 片麻岩力学参数

1）围岩位移分析

通过模拟联合控制技术下不同开挖时步隧洞的位移变化，得到如图4 所示联合控制技术下不同开挖时步隧洞位移云图，可以看到，在此变形控制技术下，隧洞最大正方向位移102 mm，最大负方向位移120 mm，最大位移分别出现在隧洞顶点和隧洞底板，帮部向内位移量大小平均为60 mm 左右，局部向内位移量达到82 mm，对采取让压步距100 mm 的拱架支几乎没有影响，最大位移量比原支护方案下的532 mm 减少了412 mm，有效地控制了隧洞变形。

图4 联合控制技术下不同开挖时步隧洞位移云图

2）围岩应力分析

通过模拟联合控制技术下不同开挖时步隧洞的应力变化，得到如图5 所示联合控制技术下不同开挖时步隧洞应力云图，由图5 可知，在联合变形控制技术下，隧洞支护形式从被动支护变为被动支护+卸压+主动支护的方式，围岩应力分布得到进一步优化，峰值应力上升到5.78 MPa，顶板应力升高，而底板在本方案下拉应力区消失，说明锚杆支护构建的主动承载层能够有效改善围岩受力情况，减弱两侧围岩对底板的压力。较原来不规则的应力分布，应力环境使得围岩应力出现以锚杆为中心集中，并形成层状的连续应力分布，有效改善了隧洞的围岩的受力情况，减少了围岩的变形量和破坏；围岩进一步变形时，拱架支护能有效地控制围岩变形。

图5 联合控制技术下不同开挖时步隧洞应力云图

3.2 支护参数设计

通过以上的分析，最终确定支护参数：顶锚杆和帮锚杆使用Φ22×2 000 mm 的螺纹钢锚杆，间距1 000 mm，整个断面布置11 根锚杆，配套使用碟形托盘、减摩垫圈、球形垫圈，托盘规格为150 mm×150 mm×10 mm，中心孔径大于锚杆直径1.5～2.0 mm，采用一支MSCK23/80 树脂锚固剂。紧贴岩面架设I16 工字钢@0.5 m 全封闭系统钢拱架，连接筋采用Φ22@500 mm钢筋焊接连接；顶拱180°范围内架设Φ25 中空锚杆（横向间距200 mm，L=5 000 mm）；顶拱、侧拱喷层中部设Φ8@150×150 mm 钢筋网；喷C20 混凝土厚200 mm；对隧洞底板进行硬化，采用C20 现浇混凝土浇筑，厚度200 mm。

4 结 论

1）原支护条件下采用拱架支撑属于被动支护，完全依靠拱架支撑隧洞，片麻岩隧洞所处应力环境差，施工过程中出现严重的变形破坏，无论是顶部、帮部的低应力区还是底板的拉应力区均不利于隧洞的维护，不足以达到竣工要求，需要对原支护参数进行优化修正。

2）提出主动承载-有限让压-拱架被动支护的联合变形控制技术，分析结果表明隧洞顶底板以及两帮的位移量均在合理的范围之内，最大位移量由532 mm减少了412 mm；隧洞应力分布均匀，顶板应力升高，底板拉应力区消失，主动承载效果显著。

3）基于对原支护方案以及联合变形控制技术方案的分析，设计出合理的支护方案。