傾斜煤系地層大斷面客專隧道大變形原因分析及處置

康寶祥 宋戰(zhàn)平 張慶賀 許曉靜 周冠南 潘紅偉

DOI：?10.11835/j.issn.2096-6717.2022.001

收稿日期：2021?08?16

基金項目：國家自然科學(xué)基金（52178393）；陜西省創(chuàng)新能力支撐計劃-創(chuàng)新團隊（2020TD-005）.

作者簡介：康寶祥（1989-?），男，主要從事隧道與地下工程研究，E-mail： kangbx@163.com。

通信作者：宋戰(zhàn)平（通信作者），男，博士，教授，E-mail： songzhpyt@xauat.edu.cn。

Received： 2021?08?16

Foundation items： National Natural Science Foundation of China （No. 52178393）; Innovation Capability Support Plan of Shaanxi Province Innovation Team （No. 2020TD-005）

Author brief： KANG Baoxiang （1989-?）， main research interests： tunneling and underground engineering， E-mail： kangbx@163.com.

corresponding author：SONG Zhanping （corresponding author）， PhD， professor， E-mail： songzhpyt@xauat.edu.cn.

摘要：針對滬昆鐵路劉家莊隧道穿越煤系地層施工中發(fā)生的大變形現(xiàn)象，基于理論分析、數(shù)值模擬和現(xiàn)場監(jiān)測方法，分析隧道發(fā)生大變形的原因，推導(dǎo)并驗證了產(chǎn)生大變形的起始位置，得到了掌子面上方煤層單元體沿傾斜面方向的應(yīng)力狀態(tài)與隧道進入含傾斜煤系地層水平距離之間的變化規(guī)律，對傾斜煤層單元體與初期支護結(jié)構(gòu)的應(yīng)力與變形進行了分析。結(jié)果表明：掌子面上方煤體單元應(yīng)力狀態(tài)變化隨掌子面進入傾斜煤層下方水平距離的增加，圍巖經(jīng)歷擠壓、壓剪和剪切滑移3個變形階段。圍巖大變形與初期支護結(jié)構(gòu)破壞均發(fā)生在剪切滑移階段的初期，應(yīng)在壓剪變形階段結(jié)合現(xiàn)場監(jiān)測數(shù)據(jù)對掌子面進行噴射混凝土封閉、注漿加固掌子面上方松散煤層和加強初期支護結(jié)構(gòu)剛度等措施以預(yù)防隧道產(chǎn)生大變形。

關(guān)鍵詞：隧道工程；煤系地層；圍巖大變形；破壞機理；數(shù)值模擬

中圖分類號：U455.7 ????文獻標志碼：A ????文章編號：2096-6717（2024）02-0089-11

Causal analysis and disposal on large deformation of large section passenger dedicated line tunnel in inclined coal strata

KANG Baoxiang^1a，1b，?SONG Zhanping^{1a，1b，1c}，?ZHANG Qinghe²，?XU Xiaojing^1a，1b，?ZHOU Guannan^1b，3，?PAN Hongwei⁴

（1a. School of Civil Engineering；?1b. Key Laboratory of Rock and Underground Space Engineering；?1c. Institute of Tunnel and Underground Structure Engineering， Xi，an University of Architecture and Technology， Xi，an 710055， P. R. China；?2. School of Architectural Engineering， Xuzhou College of Industrial Technology， Xuzhou 221000， Jiangsu， P. R. China；?3. China Railway Construction Bridge Engineering Group Co.， Ltd.， Tianjin 300300， P. R. China；?4. China Railway Beijing Engineering Bureau Group First Engineering Co.， Ltd.， Xi，an 710100， P. R. China）

Abstract： For Liujiazhuang railway tunnel of Shanghai-Kunming through the coal strata in construction of large deformation phenomenon， based on theoretical analysis， numerical simulation and field monitoring method， this study investigates the causes of significant deformation in tunnels， focusing on the initial locations of this deformation. It examines the impact of stress states on unit cells aligned with the inclined direction of a coal seam and explores the relationship between tunnel depth and horizontal distance in tilted strata. Additionally， the research analyses the stress and deformation experienced by the element body and the primary support structures in an inclined coal seam. The result showed that the stress state of the coal element above the palm face increases with the horizontal distance between the palm face and the bottom of the inclined coal seam， and the rock mass is subjected to three deformation stages including extrusion， compression shear and shear slip. The large deformation of surrounding rock and the failure of primary support structure both occur in the early stage of shear slip stage， so shotcreting to palm face， grouting reinforcement to coal seam up the palm face and strengthening the stiffness of primary support should be taken to prevent the large deformation of the tunnel in the stage of compression and shear deformation combined with the field monitoring data.

Keywords： tunnel engineering；?coal strata；?large deformation of surrounding rock；?failure mechanism；?numerical simulation

隧道圍巖大變形破壞機理及處置技術(shù)的研究一直是隧道與地下工程建設(shè)的難題之一。近年來，隨著隧道和地下工程建設(shè)的發(fā)展，在復(fù)雜地質(zhì)條件下的隧道施工工法比選^[1-2]、支護結(jié)構(gòu)的性能分析與優(yōu)化設(shè)計^[3-5]以及隧道大變形的原因分析^[6-7]與處治措施^[8]等方面的研究均取得了一系列的研究成果。在軟弱圍巖施工方法與處治措施方面，李生杰等^[9]探討了隧道穿越煤系地層時圍巖的應(yīng)力與變形規(guī)律，提出了圍巖大變形的處治方法。彭鵬等^[10]提出了基于綜合評價指標的加固參數(shù)設(shè)計方法并應(yīng)用于實踐，可有效減小含軟弱夾層圍巖的松動區(qū)，改善支護結(jié)構(gòu)應(yīng)力集中現(xiàn)象?；魸櫩频?sup>[11]研究了定西黃土隧道圍巖松動區(qū)內(nèi)應(yīng)力與位移的分布規(guī)律，為同類型黃土隧道的安全施工提供了借鑒和指導(dǎo)。宋戰(zhàn)平等^[12]基于數(shù)值模擬試驗確定了寶蘭客專小墁坪淺埋偏壓大斷面隧道的施工方案。Huang等^[13]通過模型試驗與數(shù)值模擬相結(jié)合的方法，得到了軟弱夾層傾角、厚度、距離、位置等因素與圍巖損傷區(qū)域之間的關(guān)系。馬時強^[14]通過數(shù)值模擬分析得到了軟巖大變形條件下圍巖壓力與變形之間的關(guān)系曲線，為大變形讓壓設(shè)計提供依據(jù)。張德華等^[15]以阜川隧道支護系統(tǒng)現(xiàn)場試驗為基礎(chǔ)，運用數(shù)值模擬方法揭示了軟巖大變形隧道雙層支護的作用機理。陳建勛等^[16]對寶漢高速公路連城山隧道不同初期支護結(jié)構(gòu)的現(xiàn)場試驗研究，揭示了圍巖與支護結(jié)構(gòu)的動態(tài)作用機制，提出了有效控制軟巖隧道大變形的支護體系與施工方法。在軟弱圍巖變形機制方面，He等^[17]研究了45°傾斜巖層中反梯形隧道的斷裂機理。Qiu等^[18]分析了淺埋隧道圍巖的變形機理，提出了控制圍巖變形的有效措施。Li等^[19]基于突變理論得到了隧道軟弱圍巖穩(wěn)定性的判別方法。楊忠民等^[20]通過研究不同深度隧道開挖的模型試驗，給出了預(yù)防隧道大變形的重點支護部位，明確了大變形處治時的支護措施。以上研究為治理隧道大變形積累了豐富的經(jīng)驗，一些研究通過對特征斷面進行開挖模擬，確定了開挖方法與支護措施；另一些研究通過模型試驗分析了隧道大變形的破壞機理，給出了支護的重點部位，但目前針對隧道開挖過程中軟弱夾煤層受力變化引起圍巖由小變形向大變形發(fā)展的研究較少。

筆者對滬昆鐵路劉家莊隧道穿越煤系地層圍巖產(chǎn)生大變形災(zāi)害的現(xiàn)象進行分析，通過數(shù)值模擬試驗分析隧道初期支護結(jié)構(gòu)的應(yīng)力與位移變化，建立簡化力學(xué)模型推導(dǎo)大變形起始位置的判據(jù)，研究掌子面上方軟弱夾層單元體隨隧道掌子面移動的受力變化過程，分析不同變形階段圍巖的受力與變形特征，對大變形段處置方案與處置效果進行了介紹。

1 工程概況

1.1 工程概況及地質(zhì)條件

劉家莊隧道是位于貴州省境內(nèi)關(guān)嶺—普安區(qū)間的單洞雙線鐵路隧道，線路設(shè)計全長7 583 m，設(shè)計時速350 km/h。隧道出口段穿越東西走向的西隴斷裂帶與傾斜煤層，斷裂帶巖體破碎，地質(zhì)構(gòu)造復(fù)雜，煤層主要位于洞身D1K923+230～D1K924+140段，厚度約2 m，瓦斯壓力為0.85 MPa，地質(zhì)剖面如圖1所示。隧道出口段從大樁號向小樁號掘進，隧道穿越煤層段初期支護完成后產(chǎn)生大變形導(dǎo)致初期支護侵限，掌子面開挖顯示出該段巖體由砂巖、泥巖、頁巖夾煤層構(gòu)成，巖層走向與隧道軸向近平行，節(jié)理裂隙發(fā)育，開挖后部分巖體快速風化為粉末，自穩(wěn)能力極差，掌子面巖性狀況如圖2所示。

隧道穿越V級圍巖，按V級加強進行設(shè)計。原設(shè)計的初期支護為I25a型鋼拱架，D1K923+905～D1K924+090段采用V_[b]型復(fù)合（全封閉）式襯砌，拱部42徑向小導(dǎo)管L=4.0 m，壁厚3.5 mm，環(huán)向間距0.4 m的28根小導(dǎo)管置于I25a型鋼拱架上，拱架縱向間距2.4 m。初期支護采用厚度28 cm的C30氣密性噴射混凝土，預(yù)留變形量15 cm，二次襯砌采用厚度50 cm的C35氣密性鋼筋混凝土。

1.2 隧道圍巖變形情況

劉家莊隧道出口段開挖方式為上下臺階法，開挖進尺為2 m，鋼拱架距離掌子面2 m，上下臺階開挖間距2倍的開挖進尺，下臺階與仰拱間距3倍的上臺階開挖進尺。采用原設(shè)計的初期支護方案施工至D1K923+905斷面時，掌子面施工至傾斜煤層附近，強烈的擾動導(dǎo)致巖層中松散破碎的巖塊擠壓錯動，加之地層中富存含瓦斯的大量氣體，在禁止焊接的施工條件下，初期支護結(jié)構(gòu)中的鎖腳錨管與鋼拱架采用預(yù)制環(huán)的連接方式，難以形成牢固的整體受力體系，最終導(dǎo)致初期支護結(jié)構(gòu)在拱肩部位發(fā)生多處較大面積的噴射混凝土剝落破壞，鋼拱架扭曲變形嚴重，節(jié)點部位剛度較大，荷載傳遞過程中在鋼拱架節(jié)點上部產(chǎn)生應(yīng)力集中，導(dǎo)致拱架屈曲破壞，出現(xiàn)傾斜錯動及撕裂破壞現(xiàn)象；部分噴射混凝土沿鋼拱架翼緣脫落，產(chǎn)生環(huán)向開裂現(xiàn)象，如圖3所示。

從現(xiàn)場監(jiān)測數(shù)據(jù)分析可知，在監(jiān)測時間段內(nèi)，斷面D1K923+925進入傾斜煤層水平距離約20 m處，由于該范圍內(nèi)圍巖巖性相對較好，測點變形量最大值為69 mm，且拱頂沉降與凈空收斂逐步趨于穩(wěn)定；斷面D1K923+915進入傾斜煤層水平距離約30 m處，掌子面前方與傾斜煤層水平距離約20 m，因圍巖巖性變化復(fù)雜且?guī)r體相對破碎，測點變形量急劇增加，拱頂沉降與凈空收斂均大于設(shè)計預(yù)留變形量150 mm，穩(wěn)定跡象不明顯。由此可見，該隧道施工中圍巖發(fā)生小變形與大變形的臨界點位于D1K923+925～ D1K923+915內(nèi)，該范圍內(nèi)圍巖內(nèi)部的應(yīng)力與支護結(jié)構(gòu)的受力均發(fā)生較為明顯的變化。

為對比研究，選取D1K923+915為特征斷面，對現(xiàn)場監(jiān)測數(shù)據(jù)進一步分析，得到變形速率-時間關(guān)系曲線如圖4、圖5所示，該斷面前方與傾斜煤層水平距離約20 m，上臺階開挖共計16 d，施工前10 d內(nèi)，變形速率較為平緩，測點變形量增長緩慢，10～16 d施工過程中，變形速率急劇增加，最大收斂速率達15 mm/d，上臺階初期支護施工完成后變形速率逐漸減小，測點變形量緩慢增加；下臺階開挖后，變形速率陡增，拱頂沉降與凈空收斂速率最大值分別為10、13 mm/d，測點變形量急劇增加，即使在下臺階初期支護施工完成后，變形速率雖有減小，但測點變形量未呈現(xiàn)出收斂態(tài)勢，在下臺階施工12 d后，凈空收斂值為148 mm，已接近設(shè)計預(yù)留變形量；在經(jīng)歷70 d左右的時間后穩(wěn)定跡象仍不明顯，到隧道侵限處置前拱頂沉降累計值為165 mm，凈空收斂累計值為278 mm，二者均超過設(shè)計預(yù)留變形量150 mm。

從該斷面變形監(jiān)測中可以發(fā)現(xiàn)，上下臺階施工的過程中變形速率變化頻繁、不穩(wěn)定，尤其是變形量急劇增加階段的變形速率變化幅值相對較大，證明了開挖斷面在接近傾斜煤層的施工過程中，由于含煤系地層圍巖內(nèi)部構(gòu)造比一般巖體復(fù)雜，軟弱夾層礦物組成中含有蒙脫石和伊利石，強度相差大，巖體內(nèi)部應(yīng)力變化劇烈，圍巖自穩(wěn)能力差，容易導(dǎo)致初期支護結(jié)構(gòu)產(chǎn)生應(yīng)力集中現(xiàn)象；凈空收斂值大于拱頂沉降值，表明水平應(yīng)力σ_H大于垂直應(yīng)力σ_Z，反映出地應(yīng)力以構(gòu)造應(yīng)力為主的特征。

2 數(shù)值模擬分析

2.1 模型幾何尺寸

針對含傾斜煤層的地質(zhì)特征，考慮隧道開挖對圍巖的有效影響范圍，借助FLAC 3D有限差分軟件，模擬劉家莊隧道的施工力學(xué)行為，研究隧道開挖過程中掌子面上方煤層單元體應(yīng)力與位移變化過程及初期支護的力學(xué)性狀，為預(yù)防隧道大變形提供切實可行的理論基礎(chǔ)。數(shù)值模擬的里程樁號范圍為D1K923+945～D1K923+905，隧道凈高12.3 m，凈寬14.9 m，綜合考慮地層因素與邊界約束效應(yīng)，模型橫向方向（X軸）由隧道中心線位置向兩側(cè)各取50 m，上邊界（Z軸）至地表，下邊界（Z軸）距隧道底部37 m，沿隧道縱向（Y軸）取110 m，其中煤層厚度為2 m，傾角為55°，煤層起始位置對應(yīng)里程樁號為D1K923+945。隧道與煤層的空間關(guān)系：隧道與傾斜煤層走向交角90°，即正交穿越傾斜煤層，隧道與煤層的空間關(guān)系如圖6所示。模型側(cè)面及底部邊界條件采用固定約束，上表面自由，只考慮巖體的自重應(yīng)力，忽略構(gòu)造應(yīng)力，巖體與初期支護均為實體單元，采用摩爾–庫倫（Mohr-Coulomb）強度準則模擬巖體材料，彈性本構(gòu)（Elastic）模擬初期支護材料。

2.2 計算參數(shù)

圍巖的力學(xué)參數(shù)參考所依托隧道工程地質(zhì)勘察資料，不考慮巖層分界面及煤層內(nèi)部的結(jié)構(gòu)面作用，結(jié)合規(guī)范要求，給出圍巖、煤層及初期支護結(jié)構(gòu)的物理力學(xué)參數(shù)見表2。

2.3 計算結(jié)果及分析

2.3.1 掌子面正上方煤層單元應(yīng)力分析

圖7為掌子面開挖至D1K923+905時煤層的應(yīng)力云圖，煤層應(yīng)力整體呈層狀近似均勻分布，兩側(cè)拱肩附近煤層單元體應(yīng)力值達到3.15 MPa，該部位應(yīng)力集中明顯，說明開挖斷面離煤層越近，拱肩附近越容易出現(xiàn)破壞，對該部位巖體應(yīng)進行注漿加固并增加初期支護的剛度；隧道開挖過程中掌子面與煤層水平距離如圖8所示，不同里程段掌子面上方煤層單元體的應(yīng)力與位移變化曲線如圖9所示。

從圖9給出的不同掌子面上方煤層單元體的應(yīng)力與位移變化曲線可以看出，掌子面正上方煤體單元的最大主應(yīng)力與最大剪應(yīng)力隨著開挖距離的增加呈線性增長，最大主應(yīng)力的增長速率明顯高于最大剪應(yīng)力的增長速率；當掌子面與傾斜煤層起始位置水平距離S₁=20 m時，掌子面上方煤體單元的豎向位移增長平緩，累計位移為56 mm，與斷面D1K923+925處實測沉降值較為接近，由此可知，開挖距離小于S₁時，煤層的最大正應(yīng)力與最大剪應(yīng)力呈線性增大，其應(yīng)力狀態(tài)均小于極限應(yīng)力，體現(xiàn)了巖體與煤層中以擠壓變形為主的特征。

當掌子面與傾斜煤層起始位置水平距離S₂=30 m時，煤體單元的累計位移變化量74 mm，掌子面介于S₁～S₂之間時，其上方煤體單元的豎向位移增長速率逐漸變大，煤體單元所受的最大正應(yīng)力與最大剪應(yīng)力繼續(xù)增大，壓力作用導(dǎo)致內(nèi)部裂隙閉合、能量積蓄持續(xù)增加。當掌子面與傾斜煤層起始位置水平距離超過S₂=30 m時，掌子面上方煤體單元的豎向位移增長速率激增，當S₃=40 m時，煤體單元的累計位移增量為244 mm。

圖9還表明，煤層最大主應(yīng)力、最大剪應(yīng)力在S=38 m處出現(xiàn)突變，前者逐漸趨于平緩，后者逐漸趨于零。因此，當掌子面逐漸靠近煤層時，趨于極限受壓狀態(tài)下的煤體單元在開挖卸荷過程中最大剪應(yīng)力逐漸接近其極限抗剪強度，由于圍巖等級較差、開挖過程中掌子面爆破對軟弱圍巖的擾動、初期支護施作不及時等因素，導(dǎo)致掌子面附近約束不足，圍巖擠出變形大，處于極限受力狀態(tài)下的煤體單元抗剪強度達到極限值，該狀態(tài)下的煤體單元因壓潰導(dǎo)致體積膨脹，破碎的塊體沿巖體破裂面產(chǎn)生剪切滑移現(xiàn)象，該階段傾斜煤層以剪切滑移變形為主。

通過分析掌子面正上方煤體單元應(yīng)力與位移曲線圖，可以得到含傾斜煤層的隧道在開挖過程中煤體單元的應(yīng)力狀態(tài)主要經(jīng)歷了受壓、壓剪和剪切3個變化階段；單元體的豎向位移變化主要經(jīng)歷了變形速率較小的平緩增長階段（小變形階段）、變形速率逐漸增大的過渡變形階段和變形速率激增的大變形階段；煤層單元體的破壞經(jīng)歷了從壓應(yīng)力為主的裂隙閉合過程到剪應(yīng)力為主的剪切滑移過程，并伴隨著煤體單元壓剪應(yīng)力狀態(tài)下的體積膨脹現(xiàn)象。

2.3.2 隧道初期支護受力分析

掌子面隨著開挖里程的變化，隧道初期支護不同部位的最大主應(yīng)力、最小主應(yīng)力與最大剪應(yīng)力沿隧道縱向分布如圖10所示。

隨著開挖距離的增加，初期支護結(jié)構(gòu)拱頂、拱肩和拱腳處的最大主應(yīng)力呈現(xiàn)出先緩后陡的增長趨勢，最大主應(yīng)力均為壓應(yīng)力，且拱頂受到的壓應(yīng)力較大，拱肩與拱腳受到的壓應(yīng)力值較??；初期支護各部位最大主應(yīng)力在掌子面開挖至S₁=20 m時出現(xiàn)急劇增長趨勢，拱頂與拱肩處最大壓應(yīng)力值均達到1.87 MPa，拱腳處的最大主應(yīng)力值為1.67 MPa；在S₂附近拱肩與拱腳的最大主應(yīng)力值波動較大，說明該斷面附近巖層應(yīng)力變化較為復(fù)雜；初期支護受到的最大壓應(yīng)力值為5.27 MPa，未超過C30混凝土的抗壓強度設(shè)計值，支護結(jié)構(gòu)未產(chǎn)生壓裂破壞。此時拱肩與拱腳最大壓應(yīng)力值分別為4.01、3.50 MPa。

隨著開挖距離的增加，初期支護拱頂、拱肩和拱腳處的最小主應(yīng)力呈現(xiàn)出先錯峰遞增后快速減小，再逐漸增大的趨勢，拱頂與拱肩的最小主應(yīng)力由壓應(yīng)力轉(zhuǎn)變?yōu)槔瓚?yīng)力，且拱頂處拉應(yīng)力最大，拱腳最小主應(yīng)力為壓應(yīng)力；初期支護各部位最小主應(yīng)力在掌子面開挖至S₁=20 m后變化明顯，拱頂與拱肩最小主應(yīng)力方向改變，應(yīng)力變化幅值分別達到1.80、1.50 MPa；最小主應(yīng)力突變說明該斷面開挖后巖層內(nèi)部應(yīng)力變化劇烈，對初期支護結(jié)構(gòu)產(chǎn)生較大的沖擊作用，致使初期支護拱頂與拱肩部位由受壓狀態(tài)轉(zhuǎn)變?yōu)槭芾瓲顟B(tài)；此時支護結(jié)構(gòu)上的最大拉應(yīng)力位于拱頂，其值為1.30 MPa，未超過C30混凝土的抗拉強度設(shè)計值，結(jié)構(gòu)未產(chǎn)生壓裂破壞。

隨著開挖距離的增加，初期支護結(jié)構(gòu)拱頂、拱肩和拱腳處的最大剪應(yīng)力呈現(xiàn)出先緩后快的增長趨勢，且拱頂與拱肩處的最大剪應(yīng)力方向向下，拱腳處所受的剪應(yīng)力方向向上；掌子面開挖至S₁=20 m時，初期支護拱頂、拱肩與拱腳處的剪應(yīng)力值分別為-0.69、-0.59、0.57 MPa，增長速率平緩；掌子面開挖至S₁=20 m后，拱頂、拱肩與拱腳處的最大剪應(yīng)力快速增長，其中拱頂增長速率最大、拱肩次之、拱腳最??；當掌子面開挖至S₂=30 m時，拱頂最大剪應(yīng)力值為2.86 MPa，超過C30混凝土抗剪強度設(shè)計值2.85 MPa，支護結(jié)構(gòu)在拱頂處產(chǎn)生剪切破壞現(xiàn)象。

2.3.3 隧道初期支護變形分析

圖11給出了隧道初期支護不同部位的位移監(jiān)測曲線，從圖11中可以看出，隨著開挖距離的增加，初期支護拱頂沉降、拱肩變形和拱腳的收斂變形呈現(xiàn)出先平緩后激增，再緩慢的增長趨勢，位移激增階段位于S₁=20 m與S₂=30 m之間。

表3給出了該段隧道數(shù)值計算結(jié)果與現(xiàn)場實測結(jié)果的對比分析結(jié)果。由表3可見，拱頂沉降最大值為278 mm，凈空收斂最大值為213 mm；當掌子面開挖至S=26 m時，拱頂沉降值已經(jīng)超過隧道設(shè)計預(yù)留變形量150 mm；當掌子面開挖至S₂=30 m時，拱肩與拱腳收斂值均超過設(shè)計預(yù)留變形量，初期支護產(chǎn)生侵限變形，隧道發(fā)生大變形破壞，因此應(yīng)在掌子面開挖至S₁=20 m處開始采取相應(yīng)的施工措施，防止隧道繼續(xù)開挖引起初期支護破壞。

由于數(shù)值模擬的圍巖屬于均勻介質(zhì)且地層關(guān)于隧道中軸線對稱，忽略了實際巖層中的瓦斯壓力、節(jié)理裂隙、地下水以及施工過程中爆破振動等因素的影響，導(dǎo)致數(shù)值計算結(jié)果與現(xiàn)場實測值存在一定差異，但數(shù)值計算得到的位移分布規(guī)律與監(jiān)測結(jié)果趨勢一致，表明數(shù)值模擬基本可以反映實際隧道圍巖和初期支護的應(yīng)力、變形與破壞規(guī)律，可為預(yù)防隧道大變形災(zāi)害提供理論指導(dǎo)和參考。

綜上分析，隧道掌子面開挖距離小于S₁=20 m時，初期支護各部位的最大主應(yīng)力值、最小主應(yīng)力值及最大剪應(yīng)力值均小于C30混凝土強度設(shè)計值，支護結(jié)構(gòu)各部位的位移變化量均小于設(shè)計預(yù)留變形量，初期支護未發(fā)生破壞；當掌子面開挖距離大于S₂=30 m時，拱頂處的最大剪應(yīng)力值達到了C30混凝土的抗剪強度設(shè)計值，拱頂沉降值與拱肩收斂值超過隧道設(shè)計預(yù)留變形量，初期支護發(fā)生剪切破壞，導(dǎo)致隧道出現(xiàn)變形侵限現(xiàn)象。

3 圍巖大變形機理分析及處置

3.1 變形產(chǎn)生原因分析

劉家莊隧道軟弱圍巖大變形破壞的主要原因有如下幾種：

1）地質(zhì)原因，該段洞身穿越二疊系龍?zhí)督M（P₂l），龍?zhí)督M（P₂l）地層含多層煤，屬高瓦斯地層，瓦斯壓力為0.85 MPa；該段由泥巖、砂巖夾煤層構(gòu)成，圍巖屬于整體較破碎的強風化軟巖。D1K923+905掌子面附近自穩(wěn)能力較差的破碎巖塊對拱腳基礎(chǔ)的支撐強度不足，導(dǎo)致拱架不穩(wěn)定而引起拱頂下沉。煤系地層巖體內(nèi)存在光滑的節(jié)理面，巖層之間有夾泥現(xiàn)象，相對較弱的膠結(jié)作用導(dǎo)致開挖后的圍巖極易沿薄弱部位產(chǎn)生滑移，加快了變形破壞。

2）施工原因，該里程段穿越煤層，包含瓦斯在內(nèi)的大量氣體儲存在圍巖中，掌子面爆破時產(chǎn)生的沖擊作用，降低了圍巖的整體性，尤其是拱頂及線路方向右側(cè)拱肩處為極度破碎的塊狀煤矸石，夾雜有大量粉末，現(xiàn)場渣樣確定為煤。由于該段隧道瓦斯?jié)舛雀?，施工時采用預(yù)制環(huán)的方式連接鋼拱架與鎖腳錨管，與剛結(jié)點相比，鉸接點的作用較弱，降低了初期支護的承載能力，受爆破過程中產(chǎn)生的沖擊作用，初期支護產(chǎn)生嚴重變形。

3.2 圍巖大變形的位置預(yù)測與力學(xué)分析

3.2.1 大變形起始位置的判據(jù)推導(dǎo)

為了分析傾斜煤系地層中軟弱夾層對隧道變形的影響，僅考慮左右對稱的地層狀況，建立簡化模型如圖12（a）所示，將隧道穿越的巖體分為3層，中間層②為煤層，煤層兩側(cè)的①層為相對完整的泥巖和砂巖層。從應(yīng)力傳遞的角度對掌子面上部煤層單位厚度的薄片單元進行受力分析，如圖12（b）所示。當薄片單元在豎直方向所受的摩擦力與支護壓力的合力小于重力時，煤層單元產(chǎn)生滑動現(xiàn)象，由此可定義隧道大變形的起始位置函數(shù)

式中：S為隧道掌子面進入傾斜煤層下方的水平距離；Z為單元體的埋深；γ、c、分別為煤層單元體的重度、黏聚力和內(nèi)摩擦角；α為煤層傾角；T為初期支護的支護壓力。

式中：σ_H為水平主應(yīng)力；K₀為側(cè)壓力系數(shù)。

基于劉家莊隧道地勘資料中煤層的力學(xué)參數(shù)：煤層傾角α=55°，煤層重度γ=15 kN/m³，煤層黏聚力c=52 kPa，煤層內(nèi)摩擦角?=25.8°，側(cè)壓力系數(shù)K₀=0.48，根據(jù)式（7）和式（8）得到隧道產(chǎn)生大變形的起始位置為S₁=20.9 m，即隧道掌子面進入傾斜煤層的水平距離超過20.9 m后會產(chǎn)生大變形現(xiàn)象，與實際產(chǎn)生大變形的起始區(qū)間（D1K923+925～ D1K923+915）吻合。

3.2.2 圍巖變形過程的受力分析

以材料力學(xué)^[21]為基礎(chǔ)，分析小變形條件下的掌子面上方煤塊單元體的應(yīng)力狀態(tài)變化過程，揭示軟弱夾層地質(zhì)條件下隧道開挖過程中產(chǎn)生大變形現(xiàn)象的作用機理。取掌子面正上方②層煤體單元為研究對象進行受力分析，巖層分界面與煤層內(nèi)部的單元體受力狀態(tài)如圖13所示。巖體中初始豎向應(yīng)力及水平應(yīng)力分別為σ_Z和σ_H。

根據(jù)簡化力學(xué)模型，以傾斜面的法線ζ和切線η為參考軸建立直角坐標系分析單元體的應(yīng)力平衡狀態(tài)，可得

式中：σ_S為傾斜面上煤體單元所受的正應(yīng)力；τ_S為傾斜面上體單元所受的剪應(yīng)力；β為結(jié)構(gòu)面傾角。

式（10）為平面應(yīng)力狀態(tài)下，隧道開挖過程中掌子面上方煤層單元體沿傾斜面方向的正應(yīng)力與剪應(yīng)力（應(yīng)力狀態(tài)），反映了隧道進入含傾斜煤系地層水平距離與掌子面上方煤體單元應(yīng)力狀態(tài)之間的變化規(guī)律。結(jié)合摩爾庫倫強度準則得到煤體單元應(yīng)力狀態(tài)與水平距離S之間的關(guān)系曲線如圖14所示。

3.2.3 擠壓滑移的形成

隧道開挖前巖層中初始地應(yīng)力處于平衡狀態(tài)，隧道開挖過程中周圍巖層處于卸載狀態(tài)，隨著掌子面與傾斜煤層水平距離的變化，煤層內(nèi)部及邊界處應(yīng)力傳遞比較復(fù)雜，結(jié)合煤體單元應(yīng)力狀態(tài)與強度包線之間的關(guān)系曲線（圖14），將圍巖變形分為3個階段，即擠壓變形階段（0<S<S₁）、壓剪變形階段（S₁≤S<S₂）和剪切滑移階段（S₂≤S）；變形階段分區(qū)如圖15所示。掌子面施工至S₁前，隧道開挖對掌子面上方與前方傾斜煤層的擾動較小，開挖段上方楔形巖體在自重作用下存在向掌子面方向移動的趨勢，煤層受兩側(cè)巖體的擠壓作用，煤體單元沿傾斜面的正應(yīng)力與剪應(yīng)力增大，但剪應(yīng)力值均小于結(jié)構(gòu)面與煤體單元抗剪強度極限值，即τ<τ_f1且τ<τ_f2，單元體未產(chǎn)生剪切破壞，巖層處于受壓狀態(tài)，巖體以小變形為主，該階段為擠壓變形階段。

掌子面施工至S₁與S₂之間時，煤層單元體沿傾斜面的正應(yīng)力與剪應(yīng)力同時增大，煤體單元剪應(yīng)力值介于結(jié)構(gòu)面（巖層分界面與煤層內(nèi)部）與煤體抗剪強度極限值之間，即τ_f1<τ<τ_f2，受壓狀態(tài)下的單元體出現(xiàn)剪切破壞，節(jié)理裂隙在擠壓閉合的過程中伴隨有剪切變形，巖層處于極限抗剪條件下的受壓狀態(tài)，塑性區(qū)率先在煤層中產(chǎn)生并隨著S的增加逐漸擴大，煤體單元所受壓應(yīng)力逐漸趨于抗壓強度極限值；由于初期支護的支撐作用及臺階土體對掌子面擠出變形的反壓作用，煤層整體沿傾斜面保持相對穩(wěn)定的狀態(tài)，但圍巖中未釋放的形變能在巖層內(nèi)部逐漸聚集，巖體以延性變形為主，該階段為壓剪變形階段。

隧道開挖至S₂后，隨著掌子面與傾斜煤層距離的減小，其上方單元體均達到抗剪強度極限值，即τ=τ_f2；當煤體單元所受壓應(yīng)力達到抗壓強度極限值時，極限狀態(tài)下的壓剪作用導(dǎo)致單元體產(chǎn)生碎脹力與碎脹變形，由于臺階土體對掌子面的反壓作用減弱，施工對圍巖的強烈擾動與煤層內(nèi)形變能的釋放引起掌子面附近巖體的擠出變形過大，極限狀態(tài)下的煤體單元因壓潰而碎散，巖層分界面上的摩阻力因接觸面減小而減弱，碎散的巖塊沿傾斜面向下產(chǎn)生剪切滑移現(xiàn)象，最終導(dǎo)致掌子面附近圍巖失穩(wěn)，破壞瞬間釋放的能量（形變能與高壓力瓦斯共同作用）對初期支護產(chǎn)生強烈的沖擊效應(yīng)，致使作用在初期支護上的荷載激增，拱架之間因縱向抗剪強度不足產(chǎn)生沖切破壞，初期支護錯動為兩段，出現(xiàn)整體下沉；拱架內(nèi)部連接處由剛度不同導(dǎo)致應(yīng)力集中，鋼拱架扭曲變形位于連接板上部；巖體由延性變形轉(zhuǎn)變?yōu)榇嘈云茐?，圍巖產(chǎn)生大變形導(dǎo)致初期支護變形侵限，該階段為剪切滑移階段。

綜上所述，通過分析隧道掌子面上方煤體單元應(yīng)力狀態(tài)變化的過程，根據(jù)掌子面進入傾斜煤層下方的水平距離將隧道施工變形分為3個階段，利用地質(zhì)勘察資料提供的巖土參數(shù)可初步估算位于傾斜煤層下方的隧道開挖時圍巖不同變形階段的起始距離；結(jié)合現(xiàn)場監(jiān)測數(shù)據(jù)，在應(yīng)力變化較為復(fù)雜的壓剪變形階段通過調(diào)整初期支護的設(shè)計參數(shù)與開挖工法，避免支護結(jié)構(gòu)破壞或隧道產(chǎn)生大變形現(xiàn)象。式（10）可作為含傾斜煤系地層隧道施工中劃分變形階段的參考依據(jù)，由于巖體結(jié)構(gòu)面上的強度參數(shù)精確值較難獲取，可根據(jù)煤巖的強度參數(shù)利用式（7）計算壓剪變形的起始距離，為預(yù)防隧道產(chǎn)生大變形的部位提供理論參考。

3.3 變形處置方案及效果

針對煤系地層剪切滑移導(dǎo)致的大變形特征，采取的相應(yīng)措施如下：

1）對上臺階掌子面進行噴射混凝土封閉處理，阻止圍巖的進一步風化；同時采用渣土逐層夯填至開挖節(jié)點位置，抑制變形發(fā)展速率，并為侵限處理提供施工作業(yè)面；在施工前在大變形段上部拱架間采用濕式鉆孔方式設(shè)置3排引排初期支護結(jié)構(gòu)背部氣體的瓦斯溢出孔，確保施工安全。

2）對掌子面上方的傾斜煤層采取深部主動支護原則，利用注漿加固方式對煤層內(nèi)部的松動巖塊進行加固，加強煤層松散塊體及巖層分界面上的黏聚力，增強圍巖的自穩(wěn)能力。上臺階增設(shè)42徑向小導(dǎo)管注漿加固圍巖，管長6 m，壁厚3.5 mm，縱、橫向間距1 m，端部1 m以下按梅花形鉆設(shè)孔徑6～8 mm、間距10～20 mm的注漿孔，壓注水泥漿。

3）侵限段按V_d型全封閉復(fù)合襯砌換拱，根據(jù)支護特性原理，及時施加大剛度支護封閉的隧道結(jié)構(gòu)，加密型鋼拱架間距，及時施作仰拱及二次襯砌，將圍巖變形控制在擠壓變形階段。

4）換拱遵循“弱爆破、逐圈換拱、勤測量”原則，減少爆破裂隙的產(chǎn)生；換拱順序為先上后下，拆除噴射混凝土及變形鋼架，用I25a工字鋼替換原有變形拱架，并用錨桿固定，使新設(shè)拱架與未變形段拱架連接可靠；換拱過程中設(shè)置臨時支撐，并確保臺架與臨時支撐底部連接牢固，其后噴射混凝土完成初期支護。侵限段換拱如圖16所示。

經(jīng)過噴射混凝土封閉掌子面，注漿加固松散巖體，回填渣土形成反壓平臺，更換變形的鋼拱架以及及時施作仰拱與二次襯砌后，拱頂沉降與凈空收斂監(jiān)測數(shù)據(jù)如圖17所示，在拆換時，由于圍巖失去反作用力，導(dǎo)致鋼拱架變形速率較大，在鋼拱架封閉與噴射混凝土完成后，隧道變形逐漸趨于穩(wěn)定，圍巖大變形經(jīng)處置后初期支護變形總量較小，趨于穩(wěn)定的時間較短，變形速率趨近于零，說明該處置措施能夠有效加固含傾斜煤層的圍巖，阻止圍巖持續(xù)變形。

4 結(jié)論

以滬昆鐵路劉家莊隧道為背景，針對隧道穿越煤系地層發(fā)生的大變形侵限現(xiàn)象，通過數(shù)值模擬與簡化力學(xué)模型，分析煤層單元體與初期支護結(jié)構(gòu)的受力和變形的變化，得到以下結(jié)論：

1）煤系地層屬典型的軟弱圍巖，其力學(xué)性質(zhì)差，且含較大的氣體壓力，高瓦斯軟弱圍巖地層隧道初期支護過程中不允許焊接致使鋼拱架與鎖腳錨管不能形成整體傳力構(gòu)件，降低了初期支護結(jié)構(gòu)的整體承載能力，加之掌子面爆破過程中產(chǎn)生的沖擊作用，導(dǎo)致初期支護產(chǎn)生了嚴重變形。

2）在假設(shè)地層均勻連續(xù)的條件下，基于應(yīng)力傳遞思想，給出了傾斜煤系地層中隧道開挖引起圍巖大變形的起始位置的判據(jù)，并通過計算驗證了該判據(jù)的有效性；通過煤體單元的豎向位移變化與巖體力學(xué)參數(shù)的變化將軟弱圍巖的破壞過程分為擠壓變形階段（0<S<S₁），壓剪變形階段（S₁≤S<S₂）和剪切滑移階段（S₂≤S）。

3）模擬隧道開挖過程中掌子面上方煤體單元與初期支護的應(yīng)力與位移變化，當掌子面開挖距離小于S₁時，初期支護各部位的最大主應(yīng)力值、最小主應(yīng)力值及最大剪應(yīng)力值均小于C30混凝土強度設(shè)計值，各部位的位移變化量均小于設(shè)計預(yù)留變形量，初期支護不發(fā)生破壞；當掌子面開挖距離大于S₂時，拱頂處的最大剪應(yīng)力值達到了C30混凝土抗剪強度設(shè)計值，拱頂沉降與拱肩收斂值超過隧道設(shè)計預(yù)留變形量，初期支護發(fā)生剪切破壞。

4）通過噴射混凝土封閉掌子面、注漿加固松散巖體和堆載反壓的措施加強掌子面附近圍巖的自穩(wěn)能力，適時更換侵限段拱架，及時施作仰拱和二次襯砌等能有效控制穿越含傾斜煤系地層隧道的圍巖大變形。

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（編輯??王秀玲）