双江口水电站洞式溢洪道不良地质段围岩稳定及开挖支护分析

2021-07-01周正军王观琪

水电站设计 2021年2期

周正军，王观琪，何兰

(中国电建集团成都勘测设计研究院有限公司，四川成都 610072)

0 前言

双江口水电站为一等大(1)型工程，洞式溢洪道开挖断面大、结构受力及运行环境复杂，且已开挖区域揭示洞室围岩实际地质条件明显比前期预测差。其中，在溢0+107 m～溢0+180 m洞段，新发现断层破碎带F3通过，断层产状总体为：N50°～60°W/NE∠80°～90°，与洞向夹角30°～40°，主错带宽约13 m，岩体以强风化～全风化为主，区段岩体呈碎裂结构～散体结构，节理短小且发育，开挖后顶拱及两侧均见有裂隙切割组合产生的掉块，洞室自稳性差。此外，该洞段开挖过程中受岩体的应力调整和松弛卸荷、汛期雨水下渗等因素的影响，围岩强度将进一步降低，存在施工期开挖安全风险。根据开挖揭露及地质判别情况，本文采用数值计算手段，对断层F3及其影响段洞段围岩稳定及支护措施进行了针对分析，旨在为该区段开展开挖支护设计决策提供有益参考。

1 计算理论及支护方案

1.1 计算理论

基于围岩本构模型理论，计算中洞室围岩采用摩尔-库伦理想弹塑性本构[1-2]，其应力-应变关系如式(1)所示。

{dσ}=Ce({dε}-{dεp})

(1)

式中，{dσ}为应力增量，Pa；{dε}为应变增量，无量纲；{dεp}为塑性应变增量，无量纲；Ce为弹性刚度矩阵，Pa。

岩体的塑性屈服破坏准则如式(2)所示。

(2)

式中，J2为第二偏应力不变量，Pa2；θ为应力罗德角，(°)；φ为内摩擦角，(°)；I1为第一应力不变量，Pa；c为黏聚力，Pa。

设锚杆单元是一种一维理想弹塑性单元，仅能承受拉应力和压应力，计算中采用FLAC 3D有限差分法软件中自带的锚杆单元。

1.2 计算方案

为对双江口洞式溢洪道不良地质洞段采取针对性支护措施，主要对比了基础支护方案(方案1)和加强支护方案(方案2)。

方案1：对于不良地质段0+107 m～0+150 m段，沿边墙和顶拱设系统锚杆Φ28(L=6 m)、Φ32(L=9 m)，间排距2 m，长短间隔交错布置，拱脚范围加强两排锚杆Φ32(L=9 m)，纵向间距2 m；0+150 m～0+180 m段沿边墙设系统锚杆Φ28(L=4.5 m)、Φ32(L=6 m)，沿顶拱设系统锚杆Φ25(L=4.5 m)、Φ28(L=6 m)，间排距2 m，长短间隔交错布置，拱脚范围加强两排锚杆Φ32(L=9 m)，纵向间距2 m。计算洞段系统锚杆单元如图1所示。

方案2：考虑不良地质洞段岩性自稳能力较差，在方案1系统锚杆支护的基础上根据断层的走向在0+82.5 m～0+160 m段左边墙和0+110 m～0+187.5 m段右边墙增设450 kN预应力锚杆。增设预应力锚杆在边墙自上而下分布4根，间距为3 m，排距为2.5 m。此时，计算洞段锚杆单元如图2所示。

2 计算模型及参数

结合溢洪道的结构布置形式，考虑不良地质段距边坡表面较近(进洞口方向最近约80 m)，且断层影响范围较大，选取溢洪道进口一带的边坡区域构建整体分析模型(见图3)，其中不良地质体与洞式溢洪道空间关系如图4所示。结合溢洪道已开挖区域揭露的地质特点，经过地质判别，在本文计算中围岩物理力学参数取值见表1。

表1 计算围岩物理力学参数取值

3 结果分析

3.1 初始地应力场计算结果

洞式溢洪道溢0+90 m～溢0+180 m段水平埋深约200 m，垂直埋深约150 m，围岩为二云二长花岗岩，根据右岸平洞实测地应力成果推测洞式溢洪道围岩地应力分布如下：0+042 m～0+07 m段，σ1=2～4 MPa，σ3=0～1 MPa；0+070 m～0+210 m段，σ1=8～12 MPa，σ3=1～2 MPa； 0+210 m～0+270 m段，σ1=14～18 MPa，σ3=2～4 MPa；0+270 m～0+430 m段，σ1=20～25 MPa，σ3=4～5 MPa。采用边界法[3]通过反复试算生成初始应力场，以减小初始应力场对于围岩塑性区发展的影响[4]，最终计算生成溢洪道围岩σ1和σ3分布等值线(见图5)，计算生成的初始地应力场与地质推测分布量值范围基本一致。

图5 溢洪道围岩初始地应力场分布等值线(单位：MPa)

3.2 支护方案1计算结果

断面开挖完成后围岩整体向开挖临空面变形。其中，不良地质段典型断面沉降和水平位移最大值统计如表2所示。

表2 典型断面水平和沉降变形最大值统计(支护方案1)

断面开挖完成后，不良地质洞段洞室围岩塑性发展明显，局部洞段(0+90 m～0+140 m)边墙的塑性区超过锚杆的锚固深度，具体如图6～9所示。虽然大多数系统锚杆受力在设计抗拉范围内，但局部锚杆受力最大达327 kN，超锚杆设计抗拉力。结合变形和塑性区计算成果，从限值变形和约束塑性发展的角度，有必要对不良地质洞段进一步加强支护。

图6 0+90 m断面围岩塑性区和锚杆受力示意图7 0+110 m断面围岩塑性区和锚杆受力示意

由以上计算结果分析可知，全断面开挖完成后围岩未发生整体塑性流动，但局部洞段存在锚杆的拉力超过锚杆的极限抗拉力。

图8 0+130 m断面围岩塑性区和锚杆受力示意图9 0+140 m断面围岩塑性区和锚杆受力示意

3.3 支护方案2计算结果

在系统锚杆的基础上，为进一步限制下挖过程中边墙的塑性区和变形发展，按方案2增设预应力锚杆，结合方案1洞室围岩开挖后塑性区发展情况，增设预应力锚杆，拟定长度为18 m。此时断面开挖完成后不良地质段典型断面沉降和水平位移最大值统计如表3所示。对比方案1，洞室围岩向临空面变形减小。

表3 典型断面水平和沉降变形最大值统计(支护方案2)

结合围岩塑性区分布(见图10～13)可知，在系统锚杆支护+局部预应力锚杆支护下，断面开挖完成后洞室围岩虽仍存在塑性区，但塑形区基本在支护系统范围内。

此时，0+90 m断面系统锚杆的最大拉力为88.5 kN、0+110 m断面系统锚杆的最大拉力为136.3 kN、溢0+130 m系统锚杆的最大拉力为146.7 kN、溢0+140 m断面系统锚杆的最大拉力为167.7 kN、溢0+150 m断面系统锚杆的最大拉力为274.5 kN。结合溢0+90 m～0+150 m断面系统锚杆的受力分布可知，沿断层及其影响带锚杆受力较大，锚杆的最大受拉力为284.4 kN，小于对应锚杆的设计极限抗拉能力。