基于数值分析的回填型岩溶隧道施工技术研究①_桂铬.pdf

基于数值分析的回填型岩溶隧道施工技术研究 ① 桂 铬１， 沙 策２， 刘 霖２ （１．湖南省永吉高速公路建设开发有限公司，湖南 吉首 ４１６０１１； ２．中南大学 资源与安全工程学院，湖南 长沙 ４１００８３） 摘 要 为保证那丘隧道特大型溶洞地段主体结构的施工质量与结构稳定性，在隧道底部溶腔已处治的基础上，提出了主洞洞身 开挖与初期支护施工技术，并运用 ＦＬＡＣ３Ｄ对特殊断面的开挖施工进行模拟，通过分析围岩位移与结构应力计算结果，对岩溶整体 结构开挖与支护效果进行了评价。 结果表明，围岩最大位移为 ５ ｍｍ，支护结构应力小于设计抗压强度，均符合施工设计规范指标。 最后，结合现场监测数据与数值模拟结果，通过对比分析，验证了实际施工技术的合理性，可为类似工程提供参考。 关键词 溶洞； 岩溶隧道； 公路隧道；洞身开挖；施工技术；数值分析 中图分类号 ＴＤ３２５文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１８．０３．００５ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１８）０３－００２０－０６ Ｃｏｎｓｔｒｕｃｔｉｏｎ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｆｏｒ Ｂａｃｋｆｉｌｌ⁃ｔｙｐｅ Ｋａｒｓｔ Ｔｕｎｎｅｌ Ｓｔｒｕｃｔｕｒｅｓ Ｂａｓｅｄ ｏｎ Ｎｕｍｅｒｉｃａｌ Ａｎａｌｙｓｉｓ ＧＵＩ Ｇｅ１， ＳＨＡ Ｃｅ２， ＬＩＵ Ｌｉｎ２ （１．Ｈｕｎａｎ Ｙｏｎｇｊｉ Ｅｘｐｒｅｓｓｗａｙ Ｃｏｎｓｔｒｕｃｔｉｏｎ ａｎｄ Ｄｅｖｅｌｏｐｍｅｎｔ Ｃｏ Ｌｔｄ， Ｊｉｓｈｏｕ ４１６０１１， Ｈｕｎａｎ， Ｃｈｉｎａ； ２．Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｒｅｓｏｕｒｃｅｓ ａｎｄ Ｓａｆｅｔｙ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｃｅｎｔｒａｌ Ｓｏｕｔｈ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ， Ｃｈａｎｇｓｈａ ４１００８３， Ｈｕｎａｎ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｉｎ ｏｒｄｅｒ ｔｏ ｅｎｓｕｒｅ ｔｈｅ ｃｏｎｓｔｒｕｃｔｉｏｎ ｑｕａｌｉｔｙ ａｎｄ ｓｔｒｕｃｔｕｒａｌ ｓｔａｂｉｌｉｔｙ ｏｆ ｔｈｅ ｍａｉｎ ｓｔｒｕｃｔｕｒｅ ｏｆ Ｎａｑｉｕ ｔｕｎｎｅｌ ｔｈｒｏｕｇｈ ｔｈｅ ｓｕｐｅｒｌａｒｇｅ ｋａｒｓｔ ｃａｖｅ ｓｅｃｔｉｏｎ， ａ ｃｏｎｓｔｒｕｃｔｉｏｎ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｏｆ ｅｘｃａｖａｔｉｎｇ ｍａｉｎ ｂｏｄｙ ｏｆ ｃａｖｅ ｐｌｕｓ ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ ａｔ ｉｎｉｔａｌ ｓｔａｇｅ ｗａｓ ｐｒｏｐｏｓｅｄ ａｆｔｅｒ ｔｈｅ ｃａｖｉｔｙ ａｔ ｔｈｅ ｂｏｔｔｏｍ ｏｆ ｔｈｅ ｔｕｎｎｅｌ ｗａｓ ｔｒｅａｔｅｄ． Ｔｈｅ ｅｘｃａｖａｔｉｏｎ ｆｏｒ ｓｏｍｅ ｓｐｅｃｉａｌ ｓｅｃｔｉｏｎｓ ｏｆ ｔｕｎｎｅｌ ｗａｓ ｓｉｍｕｌｔｅｄ ｗｉｔｈ ＦＬＡＣ３Ｄｓｏｆｔｗａｒｅ． Ｔｈｅ ｅｘｃａｖａｔｉｏｎ ａｎｄ ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ ｆｏｒ ｔｈｅ ｏｖｅｒａｌｌ ｃａｒｓｔ ｓｔｒｕｃｔｕｒｅ ｗａｓ ｅｖａｌｕａｔｅｄ ｂａｓｅｄ ｏｎ ｔｈｅ ａｎａｌｙｓｉｓ ｏｆ ｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔ ｏｆ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ａｎｄ ｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎ ｏｆ ｓｔｒｕｃｔｕｒａｌ ｓｔｒｅｓｓ． Ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗｅｄ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｍａｘｉｍｕｍ ｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔ ｏｆ ｔｈｅ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｗａｓ ５ ｍｍ， ａｎｄ ｓｔｒｅｓｓ ｏｆ ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ ｓｔｒｕｃｔｕｒｅ ｗａｓ ｌｅｓｓ ｔｈａｎ ｔｈｅ ｄｅｓｉｇｎ ｏｆ ｃｏｍｐｒｅｓｓｉｖｅ ｓｔｒｅｎｇｔｈ， ｗｈｉｃｈ ｗａｓ ｉｎ ａｃｃｏｒｄａｎｃｅ ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｓｐｅｃｉｆｉｃａｔｉｏｎｓ ｉｎ ｔｈｅ ｃｏｎｓｔｒｕｃｔｉｏｎ ｄｅｓｉｇｎ． Ｆｉｎａｌｌｙ， ｔｈｅ ｏｎ⁃ｓｉｔｅ ｍｏｎｉｔｏｒｉｎｇ ｄａｔａ ａｎｄ ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ｖａｌｕｅ ｗｅｒｅ ｔａｋｅｎ ｆｏｒ ｃｏｍｐａｒｉｓｏｎ ａｎｄ ａｎａｌｙｓｉｓ， ｉｎｄｉｃａｔｉｎｇ ｔｈａｔ ｓｕｃｈ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｉｓ ｒｅａｓｏｎａｂｌｅ ｉｎ ｔｈｅ ｐｒａｃｔｉｃａｌ ｃｏｎｓｔｒｕｃｔｉｏｎ ａｎｄ ｃａｎ ｐｒｏｖｉｄｅ ａ ｒｅｆｅｒｅｎｃｅ ｆｏｒ ｏｔｈｅｒ ｓｉｍｉｌａｒ ｐｒｏｊｅｃｔｓ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｋａｒｓｔ ｃａｖｅ； ｃａｒｓｔ ｔｕｎｎｅｌ； ｅｘｐｒｅｓｓｗａｙ ｔｕｎｎｅｌ； ｅｘｃａｖａｔｉｏｎ ｏｆ ｃａｒｖｅ ｂｏｄｙ； ｃｏｎｓｔｒｕｃｔｉｏｎ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ； ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ａｎａｌｙｓｉｓ 在岩溶地区修建公路隧道是我国当下交通运输业 中的一项重要工程，由于不同地区岩溶环境存在差异， 隧道结构将受到天然地质形态与人工开挖操作的双重 影响，其施工过程也将变得更加复杂和困难［１－４］。 溶洞规格及溶洞相对隧道的位置基本决定了岩溶 隧道开挖支护的施工方式，而隧道开挖和支护方式也决 定了隧道与围岩的整体稳定性。 已有研究主要针对一 般规模的岩溶隧道进行研究［５－９］。 就目前已有工程来 看，多数工程采用钻爆法对完整掌子面进行开挖［１０－１２］， 对于隧道周边存在溶腔的情况，通常采用填充、注浆等 手段进行局部处治［１３－１５］。 而关于穿越特大规模溶洞的 隧道结构施工技术研究相对较少，由于大范围岩溶空腔 的存在且隧道断面形状特殊，实际施工时具有一定难 度，因此具有一定的研究意义。 本文以那丘隧道左线穿越的特大型溶洞为工程背 景，在隧道底部特大岩溶空区处治已完成的基础上，重 点针对特殊围岩断面的隧道主体结构施工技术进行研 究，为了确保施工安全与结构稳定，运用 ＦＬＡＣ３Ｄ对特殊 断面施工进行模拟分析，验证实际施工合理性，可为以 后类似岩溶隧道的施工提供指导与参考。 ①收稿日期 ２０１７－１２－０７ 基金项目 国家自然科学基金（５１４７８４７９，５１６７８５７０）；湖南省交通科技项目（２０１５２４） 作者简介 桂 铬（１９７５－），男，湖南衡阳人，高级工程师，主要从事高速公路建设与管理工作。 第 ３８ 卷第 ３ 期 ２０１８ 年 ０６ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３８ №３ Ｊｕｎｅ ２０１８ ChaoXing １ 工程概况 那丘隧道设计为双洞单向长隧道，位于湖南省永吉 高速公路第四合同段，左右线分别长２８７５ ｍ 与２ ８６０ ｍ， 所处地貌为岩溶中低山区，该区间存在竖向岩溶塌陷 与表层溶蚀沟槽等不良地质，工程地质条件较复杂。 特大型溶洞于左线 Ｋ１４＋３５０～５２０ 段，在已揭露溶 洞群中规模最大，目前已停止发育。 从平面上看，隧道 路线与溶洞基本平行并从溶洞空中穿过，共长 １７０ ｍ （见图 １）。 溶洞内地层结构自下而上主要为奥陶系下 统灰岩、第四系之前形成的胶结层与第四系岩溶堆积 黏土，灰岩与胶结层岩质良好、承载力高，溶洞底板上 堆积的黏土较松散，承载力一般。 该溶洞地下水位线 远低于隧底设计高程，隧道几乎不受其影响。 K14300 K14350 K14520 YK14300 溶洞边界 隧道左线 隧道右线 YK14400 YK14500 K14500 K14400 4 5 a K14350K14400K14450K14500 高程/ m 430 450 470 490 b 左线隧道 图 １ 特大型溶洞位置示意图（单位ｍ） （ａ） 平面图； （ｂ） 纵断面图 ２ 隧道主体施工难点及工艺流程 ２．１ 施工难点问题分析 结合特大型溶洞发育不规则的特点，施工时应考 虑以下 ３ 点 １） 由于溶洞顶板侵入隧道轮廓线的深度不同，隧 道不同断面形态各异，存在大小不一的临空面，开挖施 工时需合理控制开挖进尺与轮廓线超挖。 ２） 部分里程段隧道路线整体穿越溶洞空腔，隧道 周边不能接触围岩，需用全环钢筋混凝土护拱代替初 期支护。 ３） 隧道衬砌左侧已建有钢筋混凝土挡墙对溶洞 顶板进行支撑，主洞开挖时需注意对挡墙进行保护。 另外，挡墙结构与隧道之间存在空腔，需泵送混凝土填 满以形成整体承力结构。 ２．２ 隧道主体结构施工流程 从施工难点问题入手，确定隧道主体结构施工的 基本流程为① 对围岩侵入隧道轮廓线内的断面进行 洞身开挖；② 进行钢拱架、初喷混凝土、钢筋挂网及打 锚杆等初期支护施工，待初支结构封闭成环后施作仰 拱和填充仰拱；③ 通过预留孔口向已建挡墙与初支结 构之间的溶腔泵送混凝土，形成整体结构；④ 最后依 次施作防水层与二次衬砌结构。 按照上述流程循环推 进施工，最终完成整个隧道主体结构的施工。 ３ 隧道洞身开挖与支护施工技术研究 ３．１ 主洞开挖 特大溶洞地段围岩等级主要为Ⅲ级，局部软弱围 岩强度等级为Ⅳ、Ⅴ级，整体围岩较稳定。 由于隧道路 线与溶洞的相对位置变化频繁，实际施工时应结合围 岩分布情况对不同隧道断面进行爆破施工。 ３．１．１ 常规断面 对于隧道开挖面相对完整的围岩，采用全断面开 挖法开挖，围岩一次钻孔，装药连线，最后一次爆破成 型，通过合理控制爆破参数和循环进尺，尽可能减少对 围岩的扰动，避免溶洞侧壁及洞顶不稳定块体坠落，提 高围岩稳定性。 ３．１．２ 溶洞洞壁小部分侵入隧道轮廓的断面 由于掌子面形态特殊，不能采用常规爆破方式，需 进行局部修整开挖，采用小间距布眼，一次爆破成型， 施工时应结合爆破设计与现场地质情况对爆破参数进 行修正，获得最优爆破效果。 ３．２ 初期支护 该溶洞段隧道衬砌形式为曲仰拱和平仰拱，两种 衬砌的不同之处在于二衬施工时仰拱 Ｃ３０ 钢筋混凝 土的填充厚度分别为５５ ｃｍ 和７０ ｃｍ，而初支衬砌参数 相同。 初期支护主要由喷射混凝土、钢拱架联合受力进 行支撑、局部不良地质附加锚杆施工，主洞爆破开挖 后，首先在隧道周边围岩初喷 ５ ｃｍ 厚的 Ｃ２０ 混凝土封 闭工作面，然后利用台车人工拼接钢拱架，拱墙采用 ２０ａ 工字钢，钢拱架纵向间距 ７５ ｃｍ，并挂上 ２０ ｃｍ ２０ ｃｍ 的Φ８ ｍｍ 单层钢筋网，最后喷射 ２７ ｃｍ 厚的 Ｃ２０ 混凝土完成初期支护施工。 ４ 隧道开挖模型建立 ４．１ 计算模型 选取那丘隧道 Ｋ１４ ＋ ４８５ 断面进行研究，采用 ＦＬＡＣ３Ｄ对隧道特殊断面进行开挖模拟分析。 隧道实 际埋深 ８０ ｍ，模型整体宽 ８０ ｍ（ｘ 轴），长 １２ ｍ（ｙ 轴）， 高 １００ ｍ（ｚ 轴），隧道两侧轮廓线距模型边界 ３０ ｍ；网 １２第 ３ 期桂 铬等 基于数值分析的回填型岩溶隧道施工技术研究 ChaoXing 格采用六面体实体单元，计算前先对模型底面和侧面 进行法向位移约束，顶面采用自由边界条件；掌子面开 挖前，依据设计溶洞处治方案完成相应回填与挡墙施 工，重点研究开挖和支护施工对整体结构竖向以及横 向所产生的影响，模型划分为 ２７ １８４ 个网格和 ３１ ０４２ 节点。 数值计算模型见图 ２。 图 ２ 数值计算模型 ４．２ 计算参数 根据详细地勘资料，结合室内相关力学实验，围岩 计算参数见表 １。 围岩及回填体材料选用 Ｍｏｈｒ⁃ Ｃｏｕｌｏｍｂ 本构模型，混凝土结构与初期支护等人工结 构选用 Ｅｌａｓｔｉｃ 弹性本构模型。 表 １ 围岩物理力学参数 材料 弹性 模量 ／ ＧＰａ 泊 松 比 密度 ／ （ｋｇｍ －３ ） 粘聚 力 ／ ＭＰａ 内摩擦 角 ／ （） 抗压／ 拉 强度 ／ ＭＰａ 本构 模型 微风化 岩溶灰岩 ５．５０．３２ ３００１．５４０５．５／ 拉Ｍ⁃Ｃ 挡墙２９．５０．２２ ４５０２０．１／ 压Ｅｌａｓｔｉｃ 回填层２２０．２８２ ２００１．５３５５／ 拉Ｍ⁃Ｃ 初期支护２５．５ ０．２７２ ３５０１５．４／ 压Ｅｌａｓｔｉｃ ４．３ 隧道开挖及监测点 为研究隧道开挖施工对整体岩溶隧道结构产生的 影响，运用 ＦＬＡＣ３Ｄ在初始应力场平衡条件下，先对断 面进行回填处治、挡墙施作，在此基础上重点模拟断面 开挖、初支等工序；同时位移和应力的变化又能直接表 现出隧道、溶洞和支护结构的整体稳定性，因此根据往 常现场监测布设规律，在模型溶洞与隧道开挖轮廓处 设置特征监测点，隧道右侧代表的是隧道 ｘ 轴水平方 向最右侧半径的位置，也就是边墙，溶洞左侧表示的溶 洞空腔靠左一处，具体布置见图 ３，图中编号对应监测 点位置。 ５ 计算结果分析 在计算过程中，只考虑整体的自重应力，忽略其 构造应力，同时根据现场实际状况，开挖掌子面前应力 7-溶洞左侧 6-溶洞顶部 9-挡墙顶部 8-挡墙底部 5-隧道底板 3-隧道 右侧 2-拱腰 1-拱顶 初期 支护 复合 防水层 二次衬砌 4-拱脚 回填处置层 衬 砌 中 线 261.5 1254 1260 379627 Φ22早强药卷锚杆,L 350 纵向间距75100,梅花形布置 27 cm厚C20喷射混凝土 Φ8钢筋网间距2020单层 20a型工字钢架纵距75 300 g/m2无纺布 1.2 mm厚eva防水卷材 55 cm厚C30钢筋混凝土 x Z y 图 ３ 隧道支护及监测点布置横断面示意图 （单位ｃｍ） 基本释放完全，所以在模拟开挖步时，将模型位移和塑 形区清零记录开挖后特征点的变化。 ５．１ 围岩变形位移分析 图 ４ 为隧道整体开挖下围岩与溶洞断面位移变化 图，其中正值表示上移或向右偏移，负值表示下降或者 向左收敛；编号 １～７ 对应图 ３ 中的监测点位置。 时间/d 1.00 0.75 0.50 0.25 0.00 -0.25 -0.50 -0.75 240681012141618 横向位移/mm ■●▲ ▲ ◆ 1 5 2 隧道右侧-现场数据 3 4 ◇ 时间/d 6 4 2 0 -2 -4 -6 240681012141618 竖向位移/mm ■●▲ ▲ ▲ ▲ ◆ 1 5 拱顶-现场测试数据 拱腰-现场测试数据 2 6 3 7 4 ◇ △ 图 ４ 围岩位移变化 由图 ４ 可知 １） 随着隧道逐步向前开挖，拱脚与底板产生偏向 ２２矿 冶 工 程第 ３８ 卷 ChaoXing 溶洞一侧水平位移，其他监测点水平位移则向隧道右 侧偏移；在偏移量上 ５ 个监测点均在一定时间后达到 平稳且偏移量在 １ ｍｍ 以下，较大值出现在隧道右边 墙 ０．９ ｍｍ、拱腰 ０．６７ ｍｍ、底板－０．７ ｍｍ，但总体上对 隧道开挖施工影响较小。 ２） 隧道拱顶、拱腰、右侧、溶洞顶部与左侧的竖向 位移向下，底板、拱脚的竖向位移方向与之相反；拱顶处 出现最大沉降值 ５ ｍｍ，隧道底板向上位移为 ５．２ ｍｍ； 拱顶和底板与其他监测点相比，在初期开挖时变化量 较大，随着开挖的进行逐步达到平稳；溶洞的 ２ 个监测 点的竖向位移值普遍偏小，数值仅在 ０．７５ ｍｍ 左右，侧 面反映挡墙结构作用良好。 根据图 ４ 中现场散点数据曲线可得，本文模拟结 果与现场施工监测结果吻合较好，证实了该模拟结果 的合理性。 ５．２ 应力分析 ５．２．１ 围岩塑性区分析 图 ５ 为围岩开挖塑形分布情况。 由图 ５ 可见，隧 道拱顶与底板开挖后出现了受力较复杂的塑性区，存 在剪应力与拉应力，并且底板的塑性区有向拱脚发展 的趋势；拱腰与隧道右侧处塑性区为单一剪应力，且范 围较大，在支护施工时应注意质量；在挡墙与溶洞顶板 处塑性区较少，证明挡墙起到了支撑作用，对于左侧空 区后期需进行反压回填。 图 ５ 围岩塑性区 ５．２．２ 挡墙结构分析 图 ６ 为挡墙的竖向应力云图。 由图 ６ 可见，随着 断面开挖，挡墙内侧靠隧道方向出现最大竖向压应力， 最大应力 １．７ ＭＰａ，外侧出现较小的竖向拉应力，最大 拉应力 ０．５ ＭＰａ，挡墙顶部与溶洞接触面压应力为 ０．７５ ＭＰａ；由于最大应力出现在挡墙内侧拱腰处，所以 在施工中应加强挡墙与支护拱架的联结质量，整体结 构最大压应力远小于 Ｃ３０ 混凝土抗压强度。 图 ７ 为挡墙的水平位移，负值表示位移偏向溶洞 一侧。 从图 ７ 可得，随着开挖进行，相比于现场，６ 号 和 ８ 号模拟特征点的挡墙水平位移增加率较为平稳， 图 ６ 挡墙竖向应力 6号测点-挡墙顶部 8号测点-挡墙底部 现场9号测点-挡墙中部 时间/d 0.00 -0.25 -0.50 -0.75 -1.00 -1.25 -1.50 501015202530 水平位移/mm ■ ● △ ■●△ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■■■ ● ● ● ● ● ● ● ● ● ●● ● ●● ● ● ● ● △ △ △ △ △ △ △ △ △ △△ △△ △ △ △ 图 ７ 挡墙上下部水平位移 挡墙底部水平位移大于顶部，最大位移量为 １．１ ｍｍ， 小于现场实测挡墙中部水平位移 １．４ ｍｍ，现场与模拟 的水平位移量随着开挖结束位移量逐渐趋于定值，说 明挡墙的稳定期在 ２０～２２ ｄ；其次，位移变化量均小于 挡土墙验收规范中要求的相对位移不超过 ３ ｍｍ 的标 准，证明结构稳定。 ５．２．３ 支护结构分析 图 ８ 为初期支护结构竖向应力云图。 由图 ８ 可 见，开挖中，初支结构所受应力主要呈现为压应力；对 于支护结构，最大主应力表现在隧道拱顶，压应力为 ２．５ ＭＰａ，与最大竖向位移出现在拱顶相符，同时从拱 顶至拱脚应力减小，在现场施工中应注意顶部衬砌结 构与围岩保持紧贴；衬砌结构的最大压应力值均远远 小于 Ｃ２０ 喷射砼抗压强度 ２０ ＭＰａ，说明支护结构处于 稳定状态。 图 ８ 初期支护结构竖向应力 ３２第 ３ 期桂 铬等 基于数值分析的回填型岩溶隧道施工技术研究 ChaoXing ６ 现场数据分析 ６．１ 现场位移监测 图 ９ 为现场拱顶、拱腰、隧道右侧及溶洞顶板位移 监测值，对于溶洞顶部围岩下沉，现场采用单点位移计， 在掌子面推进时，利用工作台车，设置于溶洞顶板内部， 通过加长导线引出到隧道中进行定期位移量监测。 1-拱顶沉降 2-拱腰竖向位移 3-隧道右侧水平位移 6-溶洞顶板沉降 时间/d 1 0 -1 -2 -3 -4 -5 -6 -7 100203040605070 位移/mm ■ ● ■ ● ▲ ▲ ▲ ■ ● ▲ ▲ ■ ● ▲ ▲ ■ ● ▲ ▲ ■ ● ▲ ▲ ■ ● ▲ ▲ ■ ● ▲ ▲ ■ ● ▲ ▲ ■ ● ▲ ▲ ■ ● ▲ ▲ ■ ● ▲ ▲ ■ ● ▲ ▲ ■●▲▲ ▲ 图 ９ 现场监测数据 根据为期两个月的监测，围岩变形主要集中在施 工后的前一个月，之后趋于稳定；拱顶在开挖初始阶段 位移下沉的速度较大，说明此时开挖产生的应力重分 布现象明显，与模拟结果中初衬顶部应力集中现象结 果一致，在 ３０ ｄ 时最后达到最大值 ６．１ ｍｍ；随着开挖 向前推进，应力逐渐向拱腰附近集中，与模拟拱腰塑性 区结果一致，在 １５ ｄ 时出现了较大的沉降率并最终稳 定在 ２．４ ｍｍ；隧道右侧与溶洞顶板的变形量相对较 小，且变化率平缓，溶洞顶板沉降为 ０．８５ ｍｍ，右侧水 平位移为 ０．８ ｍｍ，说明支护结构产生了作用；位移变 形量都在公路隧道施工技术规范允许的范围之内， 在 ２５～３０ ｄ 后处于稳定，且现场实测数据与计算结果 较吻合。 ６．２ 挡墙支撑结构监测 图 １０ 为现场挡墙支撑结构的应力应变监测，针对 挡墙结构的现场监测，分别采用压力盒与位移计，压力 盒布置于挡墙顶部与围岩接触，位移计布置于挡墙中 部。 从图 １０ 可以看出，挡墙施作完成后的开挖初期受 到的围岩压力较小，在继续向前开挖后，受到围岩压力 迅速增大到 ０．４７ ＭＰａ，随后稳定于 ０．４ ＭＰａ，说明初期 支护发挥了一定作用；挡墙位移监测中，初期水平位移 较小，说明围岩还未开始大范围应力变化，未对挡墙产 生较大影响，而后随着应力变化，在第 ２０ ｄ 水平位移 逐步增大到 １．４ ｍｍ，与模拟结果中挡墙中间处出现较 大应力现象相吻合；对于挡墙顶部压力监测结果最大 压应力值（０．４７ ＭＰａ）远小于 Ｃ２０ 混凝土的抗压强度 （２５ ＭＰａ）；整体应力与位移变形在 ３０ ｄ 左右趋于稳 定，通过实际监测说明挡墙结构也是稳定的。 时间/d 0.5 0.4 0.3 0.2 0.1 0.0 a 1002030405060 压力值/MPa ● ● ●● ●● ● ● ● ● ● ● ● ●● ● ●● ● ●●●● ●●●●● 时间/d 0.0 -0.5 -1.0 -1.5 b 1002030405060 水平位移/mm ■ ■■ ■■■■ ■ ■ ■ ■■ ■■■■ ■■■■ ■■■■■ 图 １０ 挡墙支护结构监测 （ａ） ６ 号测点⁃顶部围岩压力监测； （ｂ） ９ 号测点⁃挡墙中部水平位移监测 综上所述，开挖阶段现场位移与模拟位移曲线相 对吻合，应力测试中峰值与模拟结果误差小于 １０％， 模拟结果良好。 现场监测数据与模拟结果相比存在较 小差异的原因可能是数值计算假定围岩为均质岩体， 而实际岩石并不是均质的，并且现场施工不能像模拟 一样立马进行下一步支护工序模拟，现场需要一小段 时间来达到支护效果。 ７ 结 论 １） 对那丘隧道左线特大型溶洞地段隧道主体结 构的施工难点问题进行了分析，在隧道底部空腔已完 成处治的基础上，结合隧道路线与溶洞相对位置变化 频繁的实际情况，针对性地提出隧道洞身开挖与初期 支护的施工关键技术。 ２） 运用 ＦＬＡＣ３Ｄ进行开挖施工模拟，结果显示，竖 向位移变形量远大于水平位移，竖向最大值为拱顶沉 降 ５ ｍｍ，水平位移最大值为隧道右侧 ０．９ ｍｍ；复杂塑 性区主要集中在拱顶、拱腰与溶洞左侧；挡墙内侧出现 较大应力集中，最大水平位移量为 １．１ ｍｍ；支护结构 最大压应力集中在拱顶，最大值为 ２．５ ＭＰａ。 ３） 现场监测结果表明主洞开挖初期拱顶沉降速 率较大，之后沉降速率降低，沉降值最终稳定在６．１ ｍｍ； 随着施工的推进，拱腰逐渐出现应力集中现象，位移最 ４２矿 冶 工 程第 ３８ 卷 ChaoXing 终稳定在２．４ ｍｍ；挡墙顶部压力与墙身水平位移值在开 挖初期均较小，随着施工推进，挡墙受到围岩偏压影响， 顶部压力迅速增大，墙身水平位移也逐步增大，２０ ｄ 后趋于平稳，最终分别稳定在 ０．４ ＭＰａ 和 １．４ ｍｍ。 在 整个施工过程中，隧道右侧与溶洞顶板的变形量趋于 稳定。 ４） 根据已有的数据结果，建议在实际施工时特别 注意挡墙顶部与溶洞顶板连接处的施工质量，保证两 者充分接触形成整体结构，充分发挥挡墙的支挡作用， 从而避免出现顶板沉降过大的现象。 另外，由于现场 围岩⁃隧道结构体系的受力是一个十分复杂的过程，实 际施工时应综合考虑一些潜在的影响因素，例如回填 体工后沉降的影响，若遇到隧道底部回填体沉降对工 程影响很大的情况，还有待进一步研究。 参考文献 ［１］ 王奇山． 岩溶公路隧道施工关键技术研究［Ｊ］． 北方交通， ２０１６（１０） ５１－５５． ［２］ 何 铁． 高速公路隧道岩溶施工技术方法研究［Ｊ］． 中国水运月 刊， ２０１６，１６（５）２３０－２３１． ［３］ 马云锋，唐前松，周 勇，等． 基于随机有限元理论的连拱隧道结 构可靠性分析［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１２，３２（６）５－８． ［４］ 吴吉民． 关虎冲隧道监控量测与围岩稳定性分析［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１４，３４（５）２３－２５． ［５］ 周雪铭，刘 辉， 彭 川，等． 岩溶隧道开挖对溶洞处治结构影响 的数值模拟分析［Ｊ］． 岩土力学， ２０１１，３２（１）２６９－２７５． ［６］ 郑现菊，吴孟桃． 岩溶隧道围岩及支护稳定性数值模拟分析［Ｊ］． 公路工程， ２０１７，４２（２）１７０－１７３． ［７］ 胡学兵，乔玉英． 偏压连拱隧道施工方法数值模拟研究［Ｊ］． 地下 空间与工程学报， ２００５，１（３）３７４－３７８． ［８］ 程 灏，胡 兴． 某岩溶隧道支护结构的处治效果分析［Ｊ］． 贵州 大学学报（自然科学版）， 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