系统锚杆对大断面隧道施工安全性的影响

2005年02月ChineseJournalofUndergroundSpaceandEngineeringFeb.2005

　　文章编号:167320836(2005)0120133204

系统锚杆对大断面隧道施工安全性的影响

李　强

1,2

Ξ

,王明年,王玉锁

22

(1.中交第一公路勘测设计研究院,西安　710075;2.西南交通大学地下工程系,成都　610031)

摘　要:结合软弱围岩隧道工程地质和支护设计特点,应用三维数值方法模拟研究了软弱围岩隧道系统锚杆在一次支护中的作用效果。研究结果表明,系统锚杆不仅可以大大降低一次支护和二次支护结构的内力,提高结构的安全度,而且可以有效抑止隧道周边围岩的应力松弛,改善周边围岩的受力特性,提高施工的安全性。

关键词:系统锚杆;大断面隧道;三维数值方法

中图分类号:U455.71　　　　　　　　　　文献标识码:B

+

InfluenceofSystemAnchoringBoltDuringConstructionofLargecross-sectionTunnelLIQiang

1,2

,WANGMing2nian,WANGYu2suo

22

(1.ChinaCommunicationsFirstHighwaySurveyDesignandResearchInstitute,Xi’an710075,China;2.Dept.ofUndergroundandTunnelEngineering,SouthwestJiaotongUniversity,Chengdou610031,China)Abstract:Accordingtothecharacteristicsofengineeringgeologyandsupportingdesigninweakrocktunnelissimulat2ed,inthispaper,theinfluenceofsystemanchoringboltduringconstructionoflargecross-sectiontunnelinweakrockbythree-dimensionfiniteelementanalysis.Theresultshowsthatsystemanchoringboltnotonlyreducestheinternalforceofprimarysupportandsecondarysupport,henceimprovessafetyofthesupportingstructure;butalsoeffectivelyrestrictsrelax2ationofsurroundingrock,reinforcesthesurroundingrock,improvessafetyoftheconstruction.

Keywords:systemanchoringbolt;largecross-sectiontunnel;three-dimensionfiniteelementanalysis

1　引言

隧道复合支护结构中的一次支护紧跟隧道开

挖面设置,它自身和周围岩体构成的共同承载体系对隧道软弱围岩的变形与稳定起着决定性的影响。而一次支护中系统锚杆又起着主要作用,但是它的岩体锚固机理还远未搞清楚,致使锚固技术的合理性未能充分发挥,许多工程主要还是依靠经验进行类比设计和施工,常需耗费大量资金来提高安全系数,以这种方式追求工程的安全性,效果可能适得其反。为了克服岩体锚固工程中的盲目性和不合理性,应该对系统锚杆的锚固机理进行研究,建立比较完善的岩体锚固理论。各国的学者对此已做

Ξ

了大量的理论和实验研究,并且随着计算机应用的发展,对各种较复杂工程条件下的锚杆作用进行了数值分析,并已取得许多有价值的成果。但是它究竟对围岩稳定起到何种作用效果尚不太明确,还需作进一步的研究。因此,本文针对渝怀线金洞隧道的地质资料设计条件,对大断面隧道的施工过程进行了数值模拟分析,以此评价系统锚杆的作用效果,为类似工程提供技术保障。

2　工程简介

金洞隧道位于渝怀线甘家坝与鱼泉之间,长9105m,隧道两端位于半径为1200m的曲线上,中

间夹直线长7800.33m,曲线进洞长度进口端为

收稿日期:2004210219(修改稿)

作者简介:李　强(19762),男,硕士,主要从事复杂隧道施工力学行为研究。

134地下空间与工程学报　　　　　　　　　　　　　　　　第1卷

652.6m,出口端为616.96m。隧道纵坡接近紧坡,

坡度依次为10.0‰(815m)、10.9‰(7450m)、4.9‰(450m)、-3.0‰(390m)。设计预留了二线隧道条

80cm,预留变形量为15cm,净高12.71m,净宽19m。

具体见图3。

件:二线位于一线右侧,进口两线间距14.09m,有分修条件;出口两线间距5.03m,设150m“燕尾”式隧道,围岩级别为V级,燕尾段两线一次建成。

3　计算情况

3.1　计算参数

大断面隧道围岩和支护结构计算参数根据文献[1]进行选取(见表1)。

表1　围岩和支护结构计算参数

Tab.1　Parametersofsoilsandconstructionmaterialsused围岩弹模泊松比粘聚力内摩擦角密度-3抗拉强度抗压强度

σkPaσMPaGPaυCΠMPaΠ°Πkg.mtΠcΠ力学EΠ

参数0.20.410.025252100253.73锚固区砂锚固区剪

弹模杆直径抗拔力杆长度

浆刚度切强度系统EΠGPadΠmmΠkNΠmΠN.m-1ΠN.m-1

锚杆

45222501.75×3.51072.0×105钢支撑

弹模EΠGPa

45

图1　有限元网格划分图

Fig.1　FEmesh

横截面面积AΠm-2惯性矩IΠ10-5m40.004

2.5

图2　隧道断面施工典型过程图

Fig.2　Procedureoftunnelconstructionatatypicalsection

3.2　有限元网格根据设计图选取大断面隧道横向计算范围为:

左右各75m;竖向计算范围为:隧道仰拱以下取50m,拱部以上取30m;本次计算的大断面隧道埋深条件为深埋隧道,考虑计算代价,拱部上方再加30m土柱压力,折合埋深为60m。边界条件:左右横向约束,底部竖向约束,前后为纵向约束。单元14538个,节点15362个,此次计算采用边界元程序FLAC3D模拟大断面隧道的施工力学行为。计算中围岩采用8节点等参单元模拟,初期支护、二次衬砌也用8节点等参单元模拟,系统锚杆借助对于剪切连接弹簧具有适当刚度的一维岩石锚杆单元来模拟。计算屈服准则采用Mo-Hr屈服准则,大

[3]～[5]

变形变形模式,并采用关联流动法则。有限元网格见图1。3.3　施工过程模拟

该隧道共分四部分分布开挖完成,即上台阶开挖、核心土开挖、下半部左幅开挖、下半部右幅开[2]

挖。具体情况见图2。3.4　支护结构参数

支护结构参数根据[4]选取,初期支护厚度为30cm,格栅拱架全环设置,纵向间距0.8m,锚杆长3.5m,间距为0.8m×1.0m,二次衬砌厚度为

图3　支护结构图

Fig.3　Supportingstructure

4　结果分析

为了更好地分析系统锚杆对围岩稳定的作用效果,分别模拟了设置系统锚杆和不设置系统锚杆

两种施工工况,并对其初期支护内力、二次衬砌内力、周边位移、围岩主应力场、位移场、塑性区等方面进行详细的对比分析,从而得出系统锚杆对围岩稳定和支护结构的作用效果。4.1　初期支护内力对比

从表2可知:两种工况初期支护轴力随施工的

2005年第1期　　　　　　　　　　李　强,等:系统锚杆对大断面隧道施工安全性的影响135

推进均呈递增趋势,这种递增趋势一直持续到全断面施工完毕,有锚杆作用条件下初期支护轴力要小于无锚杆作用初期支护轴力,最大轴力值由-2435kN减小至-2033kN,相对值减小了18%;在整

个施工过程中,有锚杆作用条件下初期支护轴力大约仅是无锚杆作用初期支护轴力的75%～85%,同比降低了15%～25%。

从表3可知:两种施工工况初期支护弯矩随施工的推进也呈递增趋势,但是在整个施工过程中,递增幅度均比较小,而且弯矩数值也不大,对应位置弯矩也相差不多。由于初期支护厚度较薄,属柔性支护,所以两种工况初期支护弯矩均比较小,这也是新奥法设计的原则。

表2　初期支护轴力比较(单位:kN)

Tab.2　Comparisonoftheaxialforceofprimarysupport　　位置施工步2345678910

沉36mm,底板隆起量29mm,拱腰相对收敛31mm;

而有锚杆作用下,拱顶下沉26mm,底板隆起21mm,拱腰相对收敛20mm。因此,从总体上看,有锚杆作用条件下周边位移量是无锚杆作用下周边位移量的70%,同比下降了30%。这体现了系统锚杆在一次支护中的重要地位,它可以大大改善隧道周边围岩的松动扩展,提高施工的安全性。

图4　周边位移图

Fig.4　Tunnelperimeterdeflection

4.3　二次衬砌内力对比

右拱脚拱顶左拱脚仰拱

有锚杆无锚杆有锚杆无锚杆有锚杆无锚杆有锚杆无锚杆

-620-657-1295-18

-604-650

-991-1019-347-445-1002-977-1206-1398-501-603-307-425-1361-1801-653-910-1101-1408-89-601-871-768-1146-1784-2225-13

-127-10

-1344-1788-739-1135-1667-2188-129-181-1107-1398-762-1142-1957-2352-136-181-1484-1705-812-1193-2037-2431-191-309-1481-1712-860-1254-2033-2435-329-516

从表4可以看出:有锚杆作用条件下,所获得

轴力均比无锚杆情况下相同位置计算结果要低,最大轴力值由-2169kN减小至-2037kN,相对值减小了10%;而对应弯矩也比相同位置计算结果要低,最大弯矩值由-163.7kN.m减小到-113kN.m,相对值减小可达31%。由此可见,最大弯矩值的减小,要超过相应轴力的减小;这就是说,设置系统锚杆可以使得二次衬砌整体结构受力更合理,更偏于安全。

表4　二次衬砌内力比较

Tab.4　Comparisonoftheinternalforceofsecondarylining位置

右拱脚

拱顶

左拱脚

仰拱

表3　初期支护弯矩比较(单位:kN.m)

Tab.3　Comparisonofthebendingmomentofprimarysupport　　位置施工步2345678910

右拱脚拱顶左拱脚仰拱

有锚杆无锚杆有锚杆无锚杆有锚杆无锚杆有锚杆无锚杆轴力

-1394-1524ΠkN

26

29

-2037-2169416

540

有锚杆无锚杆有锚杆无锚杆有锚杆无锚杆有锚杆无锚杆

5.94.8-1-7.1

7.44.7

-3.7-0.5-7.5-5.4

6.54.9

8.95.9

0.5-0.25.5

10.25.3

-11.5-5.1-6.3-5.8-5.9-13

-5.8-5.813.6-6

-7.218.2

21.526.731.437.239.3

弯矩

113.5116.5-20.9-25.4-50.2-100.4-113-163.7

ΠkN.m

-3.6-15.7-6.7-12.6-3.7-3.4-15.8-18.2

4.4　围岩位移、主应力场对比

-15.7-16.7-9.9-10.324.6-6.5-9.7-6.7-7.329.6-4.4-7.8-7.3-8.131.9

-1.5-0.4-2.3-1.8-5.6-5.7

从整体上看,有锚杆作用条件下,所获得初期支护轴力均比无锚杆情况下相同位置计算结果要低,而对应初期支护弯矩则相差不多,这意味着在有锚杆作用条件下,初期支护的安全度要高于无锚

杆情况下初期支护的安全度。4.2　周边位移对比

由图5可以看出:

隧道围岩应力集中部位主要出现在各开挖面附近,尤其在各转角部位。在隧道的边墙与仰拱相接的转角位置,压应力集中比较明显,两种工况下压应力最大量值相差不多,其数值可达-1.06MPa;在隧道拱顶、仰拱位置有拉应力集中现象,两

种工况下拉应力最大量值相差比较大,有锚杆作用条件下的最大拉应力比无锚杆作用下最大拉应力要大,其数值由97kPa变化到59kPa,但是扩展深度要比无锚杆作用下的浅,根据Mo-Hr屈服准则可以判定:有锚杆作用下的围岩承载能力要比无锚杆

从图4可以看出:无锚杆作用条件下,拱顶下

136地下空间与工程学报　　　　　　　　　　　　　　　　第1卷

所有地带,包括应力目前在屈服面下的地带。一般

屈服带不应被看作不得不进行全支护的“破坏”岩层带,而宁可认为是岩体可能松弛的范围。同时也显示:两种工况下拱腰以上45°范围和边墙脚以下45°范围的围岩应力松弛比较严重,但是,无锚杆作用条件下塑性区扩展深度比有锚杆作用条件下塑性区扩展深度要深,这说明,系统锚杆能够有效地抑止围岩塑性区的扩展,改善围岩的受力条件。

a、有锚杆围岩塑性区　　　b、无锚杆围岩塑性区

图6　两种条件下围岩塑性区图Fig.6　Distributionoftheplasticzone

withofwithoutanchorbolt5　结论通过对初期支护内力、二次衬砌内力、周边位移、围岩主应力场、位移场、塑性区等方面进行详细的对比分析后,可以得出以下结论:

(1)有锚杆作用条件下,所获得初期支护轴力均比无锚杆情况下相同位置计算结果要低,大约仅是无锚杆作用初期支护轴力的75%～85%,同比降低了15%～25%。而对应初期支护弯矩则相差不多,这意味着在有锚杆作用条件下,初期支护的安全度要高于无锚杆情况下初期支护的安全度。

(2)有锚杆作用下二次衬砌轴力、弯矩均小于无锚杆作用下二次衬砌轴力、弯矩,且弯矩的减小要超过相应轴力的减小,这就是说,设置系统锚杆可以使二次衬砌整体结构受力更合理,更偏于安全。

(3)有锚杆作用条件下周边位移量是无锚杆作

图5　两种条件下最大主应力场、位移场图

Fig.5　Distributionofthemaximumprincipalstressand

displacementwithandwithoutanchorbolt

作用下的围岩承载能力强。显然,系统锚杆能够很好地改善隧道围岩应力的分布,隧道围岩受力条件较好,能充分发挥围岩的拱效应特征。

隧道洞室拱顶和仰拱是围岩位移比较突出的部位,这也意味着位移变化规律和应力变化规律是相辅相成的,应力松弛越强烈,对应的位移就越大。有锚杆作用条件下围岩位移要小于无锚杆作用下的围岩位移,显然,系统锚杆能够较好地维持隧道围岩原有的应力状况,能有效地抑止围岩产生较大的松弛变形,而较大的松弛变形是导致围岩性质恶化的一项重要因素。4.5　围岩塑性区发展对比

图6显示预测的隧道围岩塑性屈服带的范围。由于此段隧道洞身围岩强度很低,因开挖而改变原岩应力状态,故在隧道围岩中出现屈服带。屈服带包括计算过程中任一点应力超过屈服标准范围的

用下周边位移量的70%,同比下降了30%。这体现了系统锚杆在一次支护中的重要地位,它可以大大改善隧道周边围岩的松动扩展,提高施工的安全性。

(4)系统锚杆能够较好地维持隧道围岩原有的应力状况,能够很好地改善隧道围岩应力的分布,能够有效地抑止围岩产生较大的可能导致围岩性质恶化的松弛变形。

(下转第139页)

2005年第1期　　　　　　　　　　　　李永林,等:高海拔隧道主风机的选型研究139

道中、远期采用平导压入分段纵向式通风(如图4)。

表1　高海拔计算参数与标准状态参数比较表

Table1　Comparisonofparametersfor

highelevationandwormalstate

　项目风压(Pa)

风量

功率(kW)

3

s)计算功率标准功率阶段　计算风压标准风压(mΠ

中期远期

图4　通风系统示意图

Fig4.Theventilationsketchmap

4231226

5971731

161272

2231094

3151545

平导两端压入式分段纵向式通风是通过平导

向隧道内提供新鲜的空气,加大纵向通风方式的适用长度。当隧道两端压力不相同时,采用射流风机调节,根据文献[1],该通风方式,平导两端主风机计算工作风压为:

HftC=1.1×min(HftC-A,HftC-B)

HftD=1.1×min(HftD-A,HftD-B)

由上表可知,在进行风机选型时,选用样本标准工作风压应比计算风压大1.2Π0.85=1.41倍,不能直接按计算风压选取。

4　结论

根据以上的研究分析,可得到以下结论:

(1)高海拔条件下,空气稀薄,风机的工作性能发生改变,对同一主风机,转速和工作风量相同时,高海拔条件下,风机的工作风压的降低,风机的电机功率也降低。(2)高海拔条件下,进行风机的选型时,应根据相似比定律对计算风压和功率进行修正。

(3)高海拔条件下,风机的工作性能除受空气的密度影响外,还受安装因素的影响,建议风机安装后对风机性能进行现场测试,拟合风机的工作性能曲线,在此基础上,研究自然风压变化对风机工作影响,为运营机电控制提供依据。

参考文献:

[1]　曾艳华,关宝树.平行导坑通风计算研究[J].中国公

(8)(9)

式中　HftC-A、HftC-B———分别为平导入口C端到主

隧道两端A、B工作线路风压;

HftD-A、HftD-B———分别为平导入口D端到主隧道两端A、B工作线路风压。(7)两式,选用标准状态下风机的工根据(6)、作风压为:

HftC修=HjtC・ρ11.2=HftC

ρρ22ρ11.2=HftD

ρρ22

(10)(11)

HftD修=HjtD・　　根据隧道的实际情况,计算高海拔计算工作风

压及选用标准工作风压、高海拔计算工作功率及选用标准工作功率如表1所示。

路学报,2002,15(3):73-75,79

[2]　赵全福,等.煤矿安全手册第一篇矿井通风与空调

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[3]　JTJ026.1-1999,公路隧道通风照明设计规范[S].

(上接第136页)

参考文献:

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[4]　渝怀线金洞隧道设计图.成都:铁道部第二勘测设计

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[5]　ItascaConsultingGroupInc.FLAC3D:FastLagrangian

AnalysisofContinuain3Dimensions(Version2.0)一Us2er’sManual.Minneapolis,MinnesotaUSA,1997

版社,1992

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版社,2002

[3]　潘昌实.隧道力学数值方法[M].北京:中国铁道出版