邱 敏，鹿 宁

(中国电建集团西北勘测设计研究院有限公司,西安 710065)



软岩隧洞的支护设计方法研究

邱 敏，鹿 宁

(中国电建集团西北勘测设计研究院有限公司,西安 710065)

由于软岩的力学参数较低，开挖后变形明显，塑性区深度较大，支护措施的设计具有很大难度，把握不好就会造成支护措施的浪费或者出现支护破坏问题，因此有必要对如何设计合适的支护措施做进一步的研究。通过岩体地质分类系统确定量化的支护时机，通过软岩隧洞进行稳定计算得到支护方案。该方法只需通过平面有限元计算即可较快地得到支护时机和相应的支护措施。笔者在印尼某水电站引水隧洞中采用该方法进行了支护计算，说明了该方法在软岩隧洞支护设计中简便、可行。

软岩；隧洞；支护

0 前 言

随着越来越多地下工程的建设，各种复杂地质条件在地下工程中均可能出现。其中在软岩中开挖的长距离隧洞工程，其支护措施和支护时机的确定一直是工程建设中存在的难题。20世纪60年代，拉布采维茨将新奥法应用于地质不良的奥地利的马森贝格道路隧道中，由此开创了新奥法作为隧道设计方法的先河；经过多年的工程实践，新奥法理论已被广泛应用于地下工程的开挖支护设计中。新奥法理论即是尽量利用围岩自承能力支撑洞室稳定，而这个“尽量”即是最大化地发挥围岩自身的承载作用，确定最佳支护时机。所谓确定支护时机，就是将围岩自承能力确定在一个恰当的数值，这就要求支护应在恰当的时候敷设，过早或过迟均不利。其支护刚度也不能太大或太小，必须是能与围岩密贴的柔性薄层，允许有一定变形，以使围岩释放应力时起卸载作用，但不会有弯矩破坏的可能。

1 相关理论

1.1 应力释放

岩体在开挖过程中，是开挖岩体部分的应力释放过程。而开挖后应力释放则是由于临空面产生后，围岩由3轴受压状态改变为双轴受压状态，失去有效压应力后逐渐变为松弛状态的渐进过程。如果围岩材料是弹性材料，其弹模的径向变形可等效为一个拉应力逐渐增加的过程，直到拉应力等于初始地应力时，其径向变形也静止不变。因此，实际开挖过程是一个临空面压应力由初始地应力减小为零的过程，根据此理论，研究者提出采用逐步降低“反转地应力”的方法模拟围岩开挖后应力释放过程。在有限元模型中，“反转地应力”通过在开挖边界上作用与原有支撑力相反的等效结点力来模拟，具体公式为：

(1)

式中：σj为第j-1次开挖引起地应力重分布后的应力场； [Bi]为开挖掉单元i的几何矩阵；a为地应力释放系数。

另外，如果围岩材料为弹性材料，文献[1]提出，应力释放可以通过逐步降低开挖体的弹性模量来进行模拟，即弹性模量折减法。

1.2 隧洞开挖纵向变形曲线

隧洞开挖的过程是一个三维动态过程，随着掌子面的推进，岩体应力、临空面变形也随之变化。国内外很多学者开展了隧洞开挖的分析研究[2-3]。其中三维效应归纳为2个方面：① “空间效应”，即掌子面约束作用所产生的影响。距掌子面越近，影响越大，距掌子面越远，影响越小，到达某种距离后影响基本上可以消除。② “时间效应”，远离掌子面影响距离，变形仍然随时间而增大的这一现象。以上2种效应对一般岩体来说，前者占绝对影响，后者极难见到，一般仅存在高地压的蠕变岩体中。

隧洞由于其轴向长度相对于其开挖跨度往往相差百倍，开挖支护计算往往采用平面应变模型进行分析；而平面模型仅模拟隧洞横断面，其掌子面推进的三维效应很难考虑。三维模型虽然可以考虑掌子面的三维效应，但往往因为三维模型计算量大，时间长，所要求的技术难度高而很难在工程中广泛应用。所以国内外学者开始探索构造一条能够反映径向位移和掌子面进尺之间关系的函数曲线，以之运用于平面模型计算中，取代三维模型计算。2008年，Unlu and Gercek[4]通过大量实验提出了能准确反映围岩塑性，而且能考虑塑性区影响的隧道位移随开挖面(撑子面)的变化曲线-LDP(LONGITUDINAL DEFORMATION PROFILE)曲线的公式如下：

(2)

(3)

(4)

(5)

式中：Rp为最大塑性区深度，m；u0为掌子面的径向位移，m；Rt为隧洞半径，m；X为开挖断面到掌子面的距离(即无支护长度)，m；umax为最大径向位移，m。

通过求解曲线，就将平面模型中的计算结果与掌子面推进距离建立了关系。

1.3 地质岩体分类

目前工程地质工作中对于围岩分类方法众多，其中常用的分类方法是国际《工程岩体分级标准》的BQ法、地质力学系统的RMR分类方法及巴顿等人提出的岩体质量分类Q系统法。BQ法多见于国内工程，国外工程中多采用RMR法和Q系统法[5]。蔡斌、喻勇、吴晓铭[5]在经过大量工程分类资料的基础上，得到了BQ法与RMR法、Q系统法之间转换的经验公式[6]。工程岩体质量指标BBQ值与Q 系统法分类指标Q值呈指数关系，其关系为：

BBQ=69.44ln(Q)+161

(6)

工程岩体质量指标[BBQ]值与地质力学分类RRMR值呈线性关系，其关系式为：

BBQ=6.0943RRMR+80.786 (R=0.81)

(7)

根据总结多年的工程实践，巴顿1974年提出了掌子面到支护面的最大距离(即无支护长度)公式，如下：

(8)

式中：S为掌子面到支护面的最大距离；EESR为开挖支护比；Q为Q值。

由此，无论工程采用何种岩体分级方法，均可以通过公式(8)求出最大无支护长度，这就为支护时机的判断给出了量化依据。

2 分析思路

通过第1.3节所述的岩体分类方法，换算出不同岩体分级下的无支护长度。而第1.2节LDP曲线的计算则可求出该长度对应的径向围岩变形，也即是开挖至掌子面时，未支护岩体与支护岩体相邻处的径向变形。按照从此处开始进行支护考虑(可根据实际情况取安全系数)，则可以通过此处的变形反推围岩承担的地应力或者应力释放率，从而得出支护时机以及支护措施承受的荷载。

3 工程案例

本文依据上述思路，采用平面有限元对某水电站引水隧洞进行了围岩支护计算。

某水电站位于印度尼西亚西爪哇岛，为长引水式电站。引水隧洞全长约2 192 m，采用马蹄形断面开挖，最大开挖跨度为5.9 m。依据RMR分级，引水隧洞途经洞段围岩为3类新鲜角砾岩和4类新鲜黏土岩，单轴抗压强度分别为15 MPa和5 MPa，均为软岩。引水隧洞所处最大平均埋深130 m。

本文以3、4类新鲜黏土岩洞段为例，对比及时支护和适时支护2种情况下，围岩的位移、塑性区分布以及支护结构的受力情况。

3.1 地质岩体分类和力学参数

岩体分类及力学参数见表2。

表2 岩体分类及力学参数表

3.2 地应力模拟

对于软岩，可根据海姆假说[7]确定地应力场，假定岩体是理想的塑性体，地应力随深度按自重增加。所以，围岩初始地应力如表3所示。

表3 初始地应力表

注：k为侧压系数。

3.3 支护时机确定

按照第1.3节和第1.2节所述进行计算，可得到各类岩石的无支护最大跨度、围岩径向变形和应力释放率。具体见表4。

表4 岩体无支护最大跨度、围岩径向变形和应力释放率表

3.4 计算结果对比

根据以上的计算，3类岩体的无支护长度是2.4 m,支护措施为15 cm厚的挂网喷射混凝土，锚杆长4.5 m，间排距1.5 m×1.5 m；4类岩体的无支护长度是1.1 m,支护措施为15 cm厚的挂网喷射混凝土，锚杆长4.5 m，间排距1.5 m×1.5 m，钢支撑采用H203×89×19.3，间距1.5 m。

适时和及时支护2种情况下的围岩位移、塑性区深度和支护结构应力对比见表5。

表5 计算结果表

通过计算，可见当及时支护与适时支护虽然支护时机不同，但在相同支护情况下，3类和4类围岩的屈服深度随支护时机的延后都有所增加，两者规律基本一致，其中3类岩石的塑性区深度变化更大。由于及时支护情况下支护结构承担了围岩开挖后所有荷载，所以其支护结构受力明显大于适时支护，变形大于适时支护，而且喷射混凝土的应力超过了允许应力15 MPa。而适时支护的支护结构满足喷射混凝土允许应力，变形也小，采用适时支护满足支护结构的安全要求。计算显示，3类和4类围岩喷混凝土的变形和支护应力规律与之一致，其中3类岩石的变化更大。由此可见，围岩分级越高，弹模越大，围岩荷载释放的就越多，其适时支护所取得的效果就越好。

4 结 语

本文给出了确定支护时机的量化方法，并用于软岩隧洞的开挖支护设计中,得到了一些有益的成果。

从中可见，采用适时支护解决了软岩围岩的支护设计问题，并证明了合理的选择支护时机对于软岩洞室支护结构设计的必要性；不合适的支护时机往往会增大支护结构的安全风险，而合理的支护时机的选择不仅节约工程材料、降低工程造价，并且能够保证支护结构的安全。

[1] 何欣,曹怀园,刘永智等.Phase2软件在隧洞开挖围岩支护时机中的应用[J].西北水电,2015(03)：49-53.

[2] 朱霜华.隧洞中软质岩石收敛变形与量测分析[J].西北水电,2004(01)：6-8.

[3] 苟富民.乌龙山抽水蓄能电站地下厂房洞室围岩稳定性分析研究[J].西北水电，2007(02)：13-18.

[4] Hoek, E., Carranza-Torres, C., Diederichs, M.S. and Corkum. integration of geotechnical and structural design in tunneling[C]//Proceedings University of Minnesota 56th Annual Geotechnical Engineering Conference.Minneapoils,29 February 2008.

[5] 蔡斌, 喻勇,吴晓铭.《工程岩体分级标准》与Q分类法、RMR分类法的关系及变形参数估算[J].岩石力学与工程学报, 2001,20(z1)：1677-1679.

[6] R. K. Goel,Bhawani Singh， Rock mass classification[M].ISBN: 978-0-08-043013-3, 1999.

[7] OTIS WILLIAMS， TUNNELS AND SHAFTS IN ROCK (EM 1110-2-2901)[S].Washington, DC 20314-1000, 1997.

Study on Design Methods for Support of Soft Rock Tunnel

QIU Min, LU Ning

(Northwest Engineering Corporation Limited, Xi'an 710065,China)

Due the mechanics parameters of soft rock are lower. The rock after excavation deforms obviously. The deformation depth in the plastic zone is greater. So, it is quite difficult to design the support measures. Otherwise waste or failure of the support measures is caused. Therefore, how to properly design the support measures shall be further studied necessarily. The quantitive support time is finalized by the geological classification system of rockmass. Through the stability calculation of the soft rock tunnel, the support proposal is produced. By application of this method, the support time and measures can be obtained quickly through the plane finite element calculation only. This method is practiced for support calculation of the headrace tunnel in Indonesia, demonstrating that the method is simple and feasible in the support design of the soft rock tunnel. Key words: soft rock; tunnel; support

1006—2610(2016)05—0032—03

2016-05-30

邱敏(1981- )，女，四川省成都市人,高级工程师，主要从事水工设计工作.

TV672.1；TV554.12

A

10.3969/j.issn.1006-2610.2016.05.008