掌子面推進(jìn)過(guò)程圍巖應(yīng)力及裂隙發(fā)育規(guī)律

劉立鵬，汪小剛，賈志欣，段慶偉，賈龍

(1.中國(guó)水利水電科學(xué)研究院 巖土工程研究所，北京，100048；2.中國(guó)地質(zhì)科學(xué)研究院 巖溶地質(zhì)研究所，廣西 桂林，541004)

巖體不僅是一種單純的地質(zhì)材料，同時(shí)亦處于復(fù)雜的應(yīng)力環(huán)境中。地下巷道工程開(kāi)挖，掌子面逐漸推進(jìn)，初始平衡地應(yīng)力場(chǎng)遭到人為擾動(dòng)，產(chǎn)生應(yīng)力重分布，而這一過(guò)程包含應(yīng)力大小及方向的同時(shí)變化過(guò)程。傳統(tǒng)巖石(體)力學(xué)理論中，將無(wú)較大結(jié)構(gòu)面巖體視為均質(zhì)、各向同性體，并基于平面應(yīng)變假設(shè)，利用彈塑性力學(xué)計(jì)算得到洞室開(kāi)挖后洞壁圍巖應(yīng)力分布特征，進(jìn)而在這一基礎(chǔ)上提出支護(hù)等方案[1?3]。然而實(shí)際工程中，無(wú)論采用鉆爆法抑或 TBM 技術(shù)施工，距掌子面一定范圍內(nèi)圍巖應(yīng)力量值及方向皆隨掌子面推進(jìn)而逐步動(dòng)態(tài)變化。此外，圍巖裂隙發(fā)育不僅與應(yīng)力大小有關(guān)，同時(shí)生成方向亦隨著主應(yīng)力方向變化而變化[4?6]。國(guó)內(nèi)外學(xué)者認(rèn)識(shí)到應(yīng)力變化對(duì)圍巖穩(wěn)定的影響，并對(duì)其進(jìn)行了研究分析[7?9]，但一般未考慮掌子面推進(jìn)這一工程實(shí)際情況[10?12]，且已有研究中未充分考慮主應(yīng)力方向變化對(duì)裂隙發(fā)育的影響。錦屏二級(jí)水電站施工排水洞開(kāi)挖建設(shè)中，圍巖由于開(kāi)挖誘生較多平行洞壁次生裂隙，同時(shí)伴隨有圍巖片幫等等級(jí)較高巖爆災(zāi)害現(xiàn)象，威脅施工人員人身安全的同時(shí)，對(duì)工程建設(shè)進(jìn)度造成了極大的影響。本文作者利用數(shù)值模擬軟件，結(jié)合室內(nèi)巖石試驗(yàn)，對(duì)其一典型洞段(SK11+000)掌子面推進(jìn)過(guò)程中圍巖應(yīng)力大小、方向及裂隙發(fā)育角度變化等情況進(jìn)行詳盡研究分析，以加深對(duì)洞壁圍巖應(yīng)力動(dòng)態(tài)變化特征及圍巖裂隙化認(rèn)知，可對(duì)地下洞室工程圍巖支護(hù)措施及支護(hù)時(shí)機(jī)的選擇提供借鑒。

1 圍巖應(yīng)力解析解及裂隙優(yōu)勢(shì)發(fā)育方位角

1.1 圍巖應(yīng)力解析解

假設(shè)地下一定埋深巖體垂直應(yīng)力為PV，水平應(yīng)力為PH且均勻分布，側(cè)壓系數(shù)K=PH/PV(如圖1所示)。圓形洞室開(kāi)挖后洞壁圍巖徑向應(yīng)力σr、切向應(yīng)力σθ及剪應(yīng)力τrθ分別為[1]

圖1 圍巖應(yīng)力計(jì)算簡(jiǎn)圖[1]Fig.1 Relationship between σ1 and σ3[1]

式中：r0為洞室半徑；r為徑向距離；θ為水平軸夾角。

則圍巖中任意一點(diǎn)(r，θ)處的最大主應(yīng)力σ1和最小主應(yīng)力σ3分別為：

上述洞壁圍巖應(yīng)力重分布結(jié)果以平面應(yīng)變?yōu)榍疤峒僭O(shè)，利用彈性力學(xué)所得解析解，其中未考慮施工動(dòng)態(tài)過(guò)程對(duì)圍巖應(yīng)力重分布的影響(量值及方向)，無(wú)法定量分析施工掌子面推進(jìn)過(guò)程對(duì)圍巖應(yīng)力變化的影響，具有一定局限性，但由于簡(jiǎn)單適用性，在工程設(shè)計(jì)及穩(wěn)定性計(jì)算中一直被采用[1]。

1.2 裂隙優(yōu)勢(shì)發(fā)育方位角

由于成巖、構(gòu)造運(yùn)動(dòng)及其他外部營(yíng)力的作用，巖體中一般具有一定的宏觀和微觀裂隙。外部營(yíng)力改變，裂隙周邊特別是端部，產(chǎn)生應(yīng)力集中現(xiàn)象，進(jìn)而在縫端開(kāi)始破壞。從應(yīng)力作用角度考慮，影響裂隙生成、擴(kuò)展及融合的主要因素有以下 2點(diǎn)：(1) 主應(yīng)力差量值(如圖2所示)；(2) 主應(yīng)力作用方向(如圖3所示)。裂紋生成、擴(kuò)展及貫通并最終導(dǎo)致整個(gè)巖體單元破壞。

圖2 主應(yīng)力對(duì)裂隙發(fā)育的影響Fig.2 Influence of principal stress on development of crack

圖3 主應(yīng)力作用方向?qū)α严栋l(fā)育的影響[8]Fig.3 Influence of principal stress orientation on development of crack[8]

假設(shè)巖石中含有大量的方向雜亂的細(xì)微裂隙，其中有一系列如圖4所示，它們的長(zhǎng)軸方向與最大主應(yīng)力σ1夾角為β。由Griffith強(qiáng)度理論可知：巖石內(nèi)部已有裂隙中最優(yōu)發(fā)育方向隨所處應(yīng)力狀態(tài)不同而不同[13]：

當(dāng)σ1+3σ3＞0時(shí)，優(yōu)勢(shì)裂隙方位角

圖4 細(xì)微裂隙受力示意圖Fig.4 Diagram of stress on fracture

當(dāng)σ1+3σ3＜0時(shí)，優(yōu)勢(shì)裂隙方位角

由式(8)和(9)可知不同應(yīng)力情況優(yōu)先破裂裂隙方位不同：

(1) 一般受力狀態(tài)下，巖石中的細(xì)微裂隙優(yōu)勢(shì)發(fā)育方位角為 0°～45°；

(2) 單軸壓縮狀態(tài)，巖石中的細(xì)微裂隙優(yōu)勢(shì)發(fā)育方位角為30°；

(3) 單軸受拉狀態(tài)，巖石中的細(xì)微裂隙優(yōu)勢(shì)發(fā)育方位角為0°；

(4) 靜水壓力狀態(tài)，巖石中的細(xì)微裂隙優(yōu)勢(shì)發(fā)育方位角為45°。

即無(wú)論所處何種應(yīng)力狀態(tài)下，巖體次生裂隙的產(chǎn)生、擴(kuò)展和貫通基本沿最大主應(yīng)力方向發(fā)生，或與最大主應(yīng)力方向成一較小夾角[14?16]。同時(shí)巖體破壞時(shí)，主裂紋的擴(kuò)展方向除與裂紋的力學(xué)性質(zhì)有關(guān)外，還受已有微裂隙分布、空隙等的影響[15]，而對(duì)地下洞室開(kāi)挖主應(yīng)力量值及方向變化特征的詳盡研究將進(jìn)步深化對(duì)裂隙產(chǎn)生、擴(kuò)展及貫通的認(rèn)知。

2 圍巖應(yīng)力及裂隙發(fā)育變化特征

錦屏二級(jí)水電站位于四川省涼山州境內(nèi)的雅礱江錦屏大河彎處雅礱江干流上，地處青藏高原向四川盆地過(guò)渡的地貌斜坡地帶。錦屏二級(jí)水電站為一低閘、長(zhǎng)隧洞、高水頭、大流量的引水式電站。電站建成后，將供電川渝并參與西電東送，是雅礱江上水頭最高，裝機(jī)規(guī)模最大的一座水電站。電站主要有4條引水隧洞、2條輔助洞、1條施工排水洞及地下主廠房組成，施工排水洞長(zhǎng)16.7 km，圓形，洞徑7.2 m[17]。施工排水洞開(kāi)挖過(guò)程中，由于開(kāi)挖卸荷及圍巖應(yīng)力重調(diào)整作用，在側(cè)壁淺部位圍巖中生成小角度進(jìn)平行洞壁張拉裂隙(見(jiàn)圖5)，較深部位生成具有一定弧度的剪切裂隙(見(jiàn)圖6)，同時(shí)發(fā)生等級(jí)不一的應(yīng)變型巖爆災(zāi)害[17]。

以錦屏二級(jí)水電站施工排水洞SK11+000樁號(hào)段信息為基礎(chǔ)建立三維數(shù)值分析計(jì)算模型，利用FLAC3D研究掌子面推進(jìn)過(guò)程中洞壁圍巖應(yīng)力變化特征，并自應(yīng)力角度解釋圍巖裂隙化原因。洞室三維模型如圖7所示。圖7中：洞軸方向?yàn)閦軸，豎直方向?yàn)閥軸，水平垂直洞軸方向?yàn)閤軸。圍巖力學(xué)參數(shù)及初始地應(yīng)力如表1所示，初始應(yīng)力場(chǎng)以自重應(yīng)力作用為主[18?19]。為監(jiān)測(cè)圍巖應(yīng)力變化特征，垂直洞軸設(shè)置一監(jiān)測(cè)平面，側(cè)壁及洞頂方向各設(shè)置8個(gè)監(jiān)測(cè)點(diǎn)，監(jiān)測(cè)點(diǎn)布置如圖8所示。

圖5 側(cè)壁淺部小角度張拉裂隙Fig.5 Tension fractures with small angle in sidewall rockmass

圖6 具有一定弧度的破壞面Fig.6 Failure surface with definite angle

圖7 數(shù)值分析模型Fig.7 Model of numerical simulation

表1 圍巖力學(xué)參數(shù)及初始地應(yīng)力Table 1 Parameters of rock mass and in-situ stress

圖8 監(jiān)測(cè)點(diǎn)布置示意圖Fig.8 Position of monitor points

監(jiān)測(cè)點(diǎn)與洞壁間的距離如表2所示。

表2 監(jiān)測(cè)點(diǎn)與洞壁距離Table 2 Distance form monitor points to rock wall

對(duì)施工排水洞進(jìn)行全斷面一次性開(kāi)挖，而隨掌子面與監(jiān)測(cè)面距離不同，開(kāi)挖進(jìn)尺略有變化。

2.1 應(yīng)力變化規(guī)律

掌子面推進(jìn)過(guò)程側(cè)壁及洞頂主應(yīng)力變化及最大主應(yīng)力方向如圖9和10所示，其中側(cè)壁最大主應(yīng)力方向?yàn)閥?z面投影相對(duì)y軸的位置，而洞頂則為x?y面相對(duì)x軸位置，掌子面穿過(guò)監(jiān)測(cè)面后L標(biāo)識(shí)為負(fù)。

由圖9和10可知：掌子面開(kāi)挖接近至距離監(jiān)測(cè)面約1倍洞徑(D，其中D=7.2 m)時(shí)，洞頂及側(cè)壁最大主應(yīng)力、中主應(yīng)力及最小主應(yīng)力皆開(kāi)始出現(xiàn)增大趨勢(shì)，并一直保持至掌子面與監(jiān)測(cè)面重合時(shí)，但洞壁不同部位，應(yīng)力增加值不同。掌子面開(kāi)挖穿過(guò)監(jiān)測(cè)面后，洞頂及側(cè)壁中主應(yīng)力σ2及最小主應(yīng)力σ3則發(fā)生猛烈降低，表現(xiàn)出明顯卸荷特征。而洞壁不同部位最大主應(yīng)力表現(xiàn)不同變化特征，如側(cè)壁最大主應(yīng)力σ1繼續(xù)增高(垂直初始應(yīng)力場(chǎng)最大主應(yīng)力方向)，圍巖應(yīng)力逐步變大，最終趨于與彈性解析解相等(約2D處)，而洞頂則急劇降低，并最終保持為平面應(yīng)變解析解附近變化(32 MPa)，即施工排水洞開(kāi)挖，應(yīng)力重分布具有一定的影響范圍。

圖9 側(cè)壁圍巖主應(yīng)力變化(H1監(jiān)測(cè)點(diǎn))Fig.9 Principal stress in tunnel sidewall rock mass while tunnel face advancing(H1 point)

圖10 洞頂圍巖主應(yīng)力變化(V1監(jiān)測(cè)點(diǎn))Fig.10 Principal stress in tunnel roof rock mass while tunnel face advancing(V1 point)

側(cè)壁圍巖及洞頂圍巖最大主應(yīng)力方向變化趨勢(shì)不同，側(cè)壁在掌子面接近及穿過(guò)監(jiān)測(cè)面較小范圍內(nèi)最大主應(yīng)力相對(duì)y軸僅發(fā)生較小偏轉(zhuǎn)，而洞頂最大主應(yīng)力σ1方向在掌子面未穿過(guò)監(jiān)測(cè)面時(shí)基本保持初始應(yīng)力狀態(tài)方向，變化較為平穩(wěn)，穿越監(jiān)測(cè)面后則立即發(fā)展至與x軸平行狀態(tài)，洞頂圍巖中主應(yīng)力方向發(fā)生較大變化。

2.2 應(yīng)力差變化規(guī)律

洞壁圍巖裂隙生成及屈服同時(shí)與圍巖主應(yīng)力差相關(guān)[20?22]，Mohr理論、Mohr-Coulomb準(zhǔn)則、最大剪應(yīng)力準(zhǔn)則、Lundborg理論等及室內(nèi)外試驗(yàn)皆表明：剪應(yīng)力對(duì)巖體破壞具有控制作用，而這一量值變化可用主應(yīng)力差值進(jìn)行反映。掌子面推進(jìn)過(guò)程中洞頂及洞壁主應(yīng)力差變化如圖11所示。

圖11 洞壁圍巖主應(yīng)力差變化Fig.11 Differential stress in wall rock while tunnel face advancing

由圖11可知：掌子面推進(jìn)動(dòng)態(tài)過(guò)程中，側(cè)壁及洞頂主應(yīng)力差發(fā)生不同變化。掌子面開(kāi)挖至監(jiān)測(cè)面時(shí)，側(cè)壁及洞頂主應(yīng)力差皆為增加過(guò)程，即剪應(yīng)力增加。穿過(guò)監(jiān)測(cè)面后，側(cè)壁量值表現(xiàn)為繼續(xù)增加。洞頂部位，開(kāi)挖掌子面穿過(guò)監(jiān)測(cè)面后，主應(yīng)力差則為急劇降低過(guò)程。監(jiān)測(cè)點(diǎn)與洞壁之間距離增加，應(yīng)力差逐漸減小，并最終趨于初始應(yīng)力場(chǎng)主應(yīng)力差。掌子面推進(jìn)過(guò)程中洞頂及側(cè)壁淺表部圍巖主應(yīng)力差對(duì)比如圖12所示。

由圖12可知：在掌子面達(dá)到監(jiān)測(cè)面時(shí)，主應(yīng)力差皆保持90 MPa附近，而穿過(guò)監(jiān)測(cè)面后洞頂與側(cè)壁的主應(yīng)力差相差較大，對(duì)應(yīng)相同圍巖強(qiáng)度(啟裂強(qiáng)度)，則在掌子面穿過(guò)監(jiān)測(cè)面后續(xù)過(guò)程中，洞頂及側(cè)壁表現(xiàn)出不同的裂隙發(fā)育及屈服破壞特征，洞壁不同部位巖體分別對(duì)應(yīng)不同的穩(wěn)定狀態(tài)。

圖12 側(cè)壁及洞頂主應(yīng)力差變化Fig.12 Deviatoric stress in wall rock while tunnel face advancing

2.3 主應(yīng)力方位變化規(guī)律

對(duì)H1和V1監(jiān)測(cè)點(diǎn)掌子面推進(jìn)過(guò)程中主應(yīng)力方位變化進(jìn)行監(jiān)測(cè)，具體特征如圖13和14所示，其中：

(1) 水平面為x?z面，傾向?yàn)榕cx軸正方向夾角，其中x正方向?yàn)?°方向，順時(shí)針旋轉(zhuǎn)為正；

(2) 主應(yīng)力傾角為主應(yīng)力與投影面x?z面之間的夾角。

圖13 掌子面推進(jìn)側(cè)壁最大主應(yīng)力方向變化(H1)Fig.13 Maximum principal stress dip and trend in tunnel sidewall rockmass while tunnel face advancing(H1 point)

由圖13可知：掌子面推進(jìn)過(guò)程中，側(cè)壁最大主應(yīng)力傾角變化不大，基本保持 85°～90°，僅在掌子面與監(jiān)測(cè)面之間距離為?0.25D～0.25D內(nèi)發(fā)生較小變化，并最終趨于豎直狀態(tài)。掌子面開(kāi)挖至監(jiān)測(cè)面0.25D范圍時(shí)，側(cè)壁最大主應(yīng)力傾向發(fā)生變化，經(jīng)歷距監(jiān)測(cè)面?0.25D～0.25D范圍內(nèi)的不穩(wěn)定變化后，逐漸向x軸方向靠攏，最終與x軸保持平行(水平垂直洞軸方向)。

圖 14所示為掌子面推進(jìn)洞頂最大主應(yīng)力方向變化特征(V1)。由圖14可知：隨著掌子面逐漸推進(jìn)，監(jiān)測(cè)面處洞頂圍巖最大主應(yīng)力傾角逐漸減小，并在穿過(guò)監(jiān)測(cè)面約0.25D距離后，傾角變化至0°，即與水平面保持平行。掌子面未穿過(guò)監(jiān)測(cè)面時(shí)，傾向基本保持不變，而在穿過(guò)0.25D距離后突降至0°，即與x軸保持平行，進(jìn)而洞頂圍巖最大主應(yīng)力平行水平面同時(shí)垂直洞室軸線。

圖14 掌子面推進(jìn)洞頂最大主應(yīng)力方向變化(V1)Fig.14 Maximum principal stress dip and trend angles in tunnel roof rockmass while tunnel face advancing(V1 point)

2.4 裂隙優(yōu)勢(shì)發(fā)育角度規(guī)律

由式(8)和(9)可知：不同應(yīng)力組合下，裂隙優(yōu)勢(shì)發(fā)育角度不同，此處，不考慮最大主應(yīng)力方向的變化，掌子面推進(jìn)過(guò)程中，洞壁側(cè)壁、洞頂圍巖裂隙優(yōu)勢(shì)發(fā)育角度如圖15和16所示。

由圖15可知：裂隙優(yōu)勢(shì)發(fā)育角β隨掌子面與監(jiān)測(cè)面距離的減小而逐漸減小。巖體單元與洞壁距離不同，β變化幅度不同，一般隨著巖體單元與開(kāi)挖洞壁間距離的增大而逐漸增大，及接近水平洞壁范圍，生成小角度與洞壁近平行裂隙(圖5)，而隨著深度的增加，則逐漸變?yōu)榫哂幸欢ɑ《攘严?圖6)。同時(shí)，由圖15可知：裂隙角度變化基本發(fā)生在與掌子面一倍洞徑(D)范圍內(nèi)，并在一定深度基本保持原裂隙優(yōu)勢(shì)方位角不變，即開(kāi)挖對(duì)這一范圍外巖體應(yīng)力分布及裂隙擴(kuò)展角度變化等基本無(wú)影響。

圖15 掌子面推進(jìn)側(cè)壁圍巖裂隙優(yōu)勢(shì)發(fā)育角Fig.15 Angle more favorable to break in tunnel sidewall rockmass while tunnel face advancing

圖16 掌子面推進(jìn)洞頂圍巖裂隙優(yōu)勢(shì)發(fā)育角Fig.16 Angle more favorable to break in tunnel roof rockmass while tunnel face advancing

由圖16可知：洞頂巖體單元與洞壁距離不同，掌子面推進(jìn)過(guò)程中，巖體裂隙優(yōu)勢(shì)發(fā)育角β變化特征不同。掌子面接近監(jiān)測(cè)面過(guò)程中，洞頂不同深度巖體中β分別表現(xiàn)出增加及降低特征。掌子面穿過(guò)監(jiān)測(cè)面后，洞頂淺表部圍巖β表現(xiàn)突然降低特征，而較深部位巖體中β則表現(xiàn)明顯增加特征，這表明對(duì)于洞頂不同部位圍巖，開(kāi)挖應(yīng)力擾動(dòng)方式不同，微裂隙起始擴(kuò)展位置不同，擾動(dòng)范圍相較側(cè)壁不同。

當(dāng)掌子面距離監(jiān)測(cè)面一倍洞徑(D)時(shí)，由于應(yīng)力組合發(fā)生變化，側(cè)壁巖體裂隙優(yōu)勢(shì)發(fā)育角度β相應(yīng)發(fā)生變化。掌子面距離監(jiān)測(cè)面距離不同，側(cè)壁及洞頂巖體β不同。掌子面穿過(guò)監(jiān)測(cè)點(diǎn)一倍洞徑后，基本保持某一特定值不變，所形成裂隙一般具有相近產(chǎn)狀。由于所表征裂隙優(yōu)勢(shì)發(fā)育角度為與最大主應(yīng)力之間角度的角度，及裂隙優(yōu)勢(shì)發(fā)育角度同時(shí)隨最大主應(yīng)力角度變化而變化，進(jìn)而側(cè)壁圍巖中生成環(huán)洞壁近平行裂隙，而隨著深度的增加生成具有一定弧度裂隙。

3 結(jié)論

(1) 掌子面開(kāi)挖至距離監(jiān)測(cè)面約一倍洞徑時(shí)，洞壁主應(yīng)力及主應(yīng)力差開(kāi)始出現(xiàn)增大趨勢(shì)，并一直保持至掌子面與監(jiān)測(cè)面重合時(shí)，但不同部位增加幅度不同。掌子面穿過(guò)監(jiān)測(cè)面后，洞頂及側(cè)壁中主應(yīng)力及最小主應(yīng)力發(fā)生猛烈降低，表現(xiàn)出明顯的卸荷特征，而洞壁不同部位圍巖最大主應(yīng)力表現(xiàn)不同變化特征，側(cè)壁最大主應(yīng)力及差應(yīng)力繼續(xù)增高，洞頂急劇降低，主應(yīng)力最終于約兩倍洞徑處達(dá)到解析解。監(jiān)測(cè)點(diǎn)與洞壁之間距離增加，應(yīng)力差逐漸減小，并最終趨于初始應(yīng)力場(chǎng)主應(yīng)力差，即施工排水洞開(kāi)挖，應(yīng)力重分布具有一定的影響范圍。

(2) 掌子面推進(jìn)過(guò)程中側(cè)壁及洞頂最大主應(yīng)力方向變化特征不同。整個(gè)開(kāi)挖過(guò)程中，側(cè)壁最大主應(yīng)力傾角變化不大，一般保持 90°左右，僅在 0.25D距離范圍內(nèi)發(fā)生較小變化，傾向則在掌子面到達(dá)監(jiān)測(cè)面附近時(shí)發(fā)生較大的變化，穿過(guò)監(jiān)測(cè)面后則逐漸發(fā)展至水平垂直洞軸方向。洞頂最大主應(yīng)力傾向與傾角主要在掌子面接近監(jiān)測(cè)面0.25D距離時(shí)開(kāi)始變化，當(dāng)掌子面穿過(guò)監(jiān)測(cè)面0.25D距離后，最大主應(yīng)力基本保持豎直垂直洞軸方向。

(3) 掌子面接近監(jiān)測(cè)面一倍洞徑范圍內(nèi)，洞壁圍巖微裂隙優(yōu)勢(shì)發(fā)育角β開(kāi)始變化，側(cè)壁與洞頂表現(xiàn)不同特征。掌子面穿過(guò)監(jiān)測(cè)面后，側(cè)壁圍巖β一般減小，而洞頂巖體單元β既有減小又有增大變化，洞室開(kāi)挖對(duì)洞壁不同部位圍巖應(yīng)力具有不同的重分布作用。

(4) 初始應(yīng)力場(chǎng)一般為自重應(yīng)力與構(gòu)造應(yīng)力聯(lián)合作用的結(jié)果，對(duì)于不同工程地質(zhì)環(huán)境，分別以自重應(yīng)力或構(gòu)造應(yīng)力作用為主，并與洞軸呈不同角度相交出現(xiàn)。此外，地質(zhì)構(gòu)造(褶皺、斷層等)對(duì)局部應(yīng)力場(chǎng)分布亦具有較明顯影響。文中基于錦屏二級(jí)水電站施工排水洞 SK11+000樁號(hào)段自重應(yīng)力為主的應(yīng)力場(chǎng)環(huán)境，研究分析了掌子面推進(jìn)過(guò)程中圍巖應(yīng)力及裂隙演化規(guī)律。由于實(shí)際工程所處地質(zhì)環(huán)境及開(kāi)挖洞形等基本情況不同，圍巖應(yīng)力動(dòng)態(tài)發(fā)展及裂隙發(fā)育規(guī)律將具有一定變化。

[1] 徐志英.巖石力學(xué)[M].3版.北京: 中國(guó)水利水電科學(xué)出版社,1993: 110?112.XU Zhiyin, Rock mechanics[M].3rd ed.Beijing: China Water Power Press, 1993: 110?112.

[2] Hoek E, Brown E T.Underground excavations in rock[M].London: The Institution of Mining and Metallurgy, 1980: 76?79.

[3] Hoek, E, Kaiser P K, Bawden W F.Support of underground excavations in hard rock[M].Rotterdam: A.A.Balkema, 1995:81?87.

[4] Read R S.20 years of excavation response at AECL’s Underground Research Laboratory[J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences, 2004, 41(8): 1251?1275.

[5] Potyondy O D, Cundall P A.A bonded-particle model for rock[J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences,2004, 41(8): 1329?1364.

[6] Cho N, Martin C D, Sego D C.A clumped particle model for rock[J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences, 2007, 44(7): 997?1010.

[7] 劉立鵬, 姚磊華, 王成虎, 等.地應(yīng)力對(duì)脆性巖體洞群穩(wěn)定性的影響[J].中南大學(xué)學(xué)報(bào): 自然科學(xué)版, 2010, 41(2): 709?714.LIU Lipeng, YAO Leihua, WANG Chenghu, et al.Influence of in-situ stress on stability of underground openings in hard rock[J].Journal of Central South University: Science and Technology, 2010, 41(2): 709?714.

[8] Eberhard T.Numerical modelling of three-dimension stress rotation ahead of an advancing tunnel face[J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences, 2001, 38(4):499?518.

[9] Moriyaa H, Fujita T, Niitsuma H, et al.Analysis of fracture propagation behavior using hydraulically induced acoustic emissions in the Bernburg salt mine, Germany[J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences, 2006, 43(1):49?57.

[10] 楊為民, 李術(shù)才, 陳衛(wèi)忠, 等．瑯琊山抽水蓄能電站地下廠房洞室開(kāi)挖與支護(hù)數(shù)值模擬[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào), 2004,23(增 2): 4966?4970.YANG Weimin, LI Shucai, CHEN Weizhong, et al.Numerical simulation of excavation and support for underground power-house of Langyashan pumped-storage power station[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering, 2004,23(Sup.2): 4966?4970.

[11] 張農(nóng), 許興亮, 李桂臣.巷道圍巖裂隙演化規(guī)律及滲流災(zāi)害控制[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào), 2009, 28(2): 330?335.ZHANG Nong, XU Xingliang, LI Guichen.Fissure-evolving laws of surrounding rock mass of roadwang and control of seepage disasters[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering, 2009, 28(2): 330?335.

[12] 楊天鴻, 趙興東, 冷雪峰, 等.地下開(kāi)挖引起圍巖破壞及其滲透性演化過(guò)程仿真[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào), 2003, 28(增刊1):2386?2389.YANG Tianhong, ZHAO Xingdong, LENG Xuefeng, et al.Numerical simulation on failure process of overburden rock strata and permeability evolution caused by mining excavation[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering, 2003,28(Sup.1): 2386?2389.

[13] Griffith A A.Theory of rupture[C]//Proceedings of the First Congress of Applied Mechanics.Delft, 1924: 55?63.

[14] 葛修潤(rùn), 任建喜, 蒲毅彬, 等.巖石細(xì)觀損傷擴(kuò)展規(guī)律的 CT實(shí)時(shí)試驗(yàn)[J].中國(guó)科學(xué): E輯, 2000, 30(2): 104?111.GE Xiurun, REN Jianxi, PU Yibin, et al.Research on crack developing rules by using real-time scanning CT test[J].Science in China: Series E, 2000, 30(2): 104?111.

[15] 陳蘊(yùn)生, 李寧, 韓信, 等.非貫通裂隙介質(zhì)裂隙擴(kuò)展規(guī)律的CT試驗(yàn)研究[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào), 2005, 24(15):2665?2670.CHEN Yunsheng, LI Ning, HAN Xin, et al.Research on crack developing process in non-interpenetrated crack media by using CT[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2005, 24(15): 2665?2670.

[16] 劉冬梅, 蔡美峰, 周玉斌, 等.巖石裂紋擴(kuò)展過(guò)程的動(dòng)態(tài)監(jiān)測(cè)研究[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào), 2006, 25(3): 467?472.LIU Dongmei, CAI Meifeng, ZHOU Yubin, et al.Dynamic monitoring on developing process of rock cracks[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering, 2006, 25(3):467?472.

[17] 劉立鵬, 汪小剛, 賈志欣, 等.錦屏二級(jí)水電站施工排水洞巖爆機(jī)理及特征分析[J].中南大學(xué)學(xué)報(bào): 自然科學(xué)版, 2011,42(10): 3150?3156.LIU Lipeng, WANG Xiaogang, JIA Zhixin, et al.Analysis of mechanism and characteristic of rockburst in drainage-hole of Jinping II hydropower station[J].Journal of Central South University: Science and Technology, 2011, 42(10): 3150?3156.

[18] 陳秀銅, 李璐.錦屏二級(jí)水電站引水隧洞區(qū)域三維初始地應(yīng)力場(chǎng)反演回歸分析[J].水文地質(zhì)工程地質(zhì), 2007(6): 55?64.CHEN Xiutong, LI Lu.Inverse analysis of initial field stress for Jinping-2 hydropower station tunnel area[J].Hydrogeology &Engineering Geology, 2007(6): 55?64.

[19] 劉立鵬.錦屏二級(jí)水電站施工排水洞巖爆問(wèn)題研究[D].北京:中國(guó)地質(zhì)大學(xué)(北京)工程技術(shù)學(xué)院, 2011: 41?44.LIU Lipeng.Study on rockburst of drainage tunnel in Jinping II hydropower station[D]. Beijing: China University of Geoscience(Beijing).School of Engineering and Technology,2011: 41?44.

[20] Carter B J.Size and stress gradient effect on fracture around cavities[J].Rock Mechanics and Rock Engineering, 1992, 23(3):167?186.

[21] Martin C D.Seventeenth Canadian Geotechnical Colloquium:The effect of cohesion loss and stress path on brittle rock strength[J].Canadian Geotechnical Journal, 1997, 34(5):698?725.

[22] Germanovish L N, Dyshin A V.Fracture mechanisms and instability of openings in compression[J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences, 2000, 37(1/2):263?284.