（土木工程专业论文）施工方法对城市浅埋隧道的稳定性影响.pdf

重庆交通大学学位论文原创性声明 本人郑重声明：所呈交的学位论文，是本人在导师的指导下，独立进行研究 工作所取得的成果。除文中已经注明引用的内容外，本论文不包含任何其他个人 或集体已经发表或撰写过的作品成果。对本文的研究做出重要贡献的个人和集体， 均已在文巾以明确方式标明。本人完全意识到本声明的法律结果由本人承担。 学位论文作者签名：江湾 日期：2 矿r 年午月侈e l 重庆交通大学学位论文版权使用授权书 本学位论文作者完全了解学校有关保留、使用学位论文的规定，同意学校保 留并向国家有关部门或机构送交论文的复印件和电子版，允许论文被查阅和借阅。 本人授权重庆交通大学可以将本学位论文的全部内容编入有关数据库进行检索， 可以采用影印、缩印或扫描等复制手段保存和汇编本学位论文。同时授权r f l 国科 学技术信息研究所将本人学位论文收录到 5 0 0 m s ，特征周期为0 2 5 s ；场地类别为i 类，对 抗震设防有利，为可进行工程建设的一般场地。 6 第一章绪论 水文地质条件 本工程区南临嘉陵江，在库区蓄水后该段百年一遇洪水位为1 9 3 5 3 m ( 黄海高 程系统) ，而拟建轻轨工程设计底板标高为2 2 9 8 0 - - 2 3 3 7 4 m ，高于嘉陵江洪水位。 线路段浅部基岩分布广，厚度大，单层最大厚度近2 0 m ，其透水性、贮水性 相对较好，地下水主要沿裂隙及层面径流。嘉年华大厦基坑开挖在线路中段西侧 形成一人工降水坑，坑底标高2 4 4 1 0 m ，但未见地下水涌出。下部粉砂质泥岩透水 性极弱，其厚度较大，空间展布较稳定，为线路区内相对隔水底板。 场内基岩裂隙不发育，且其连通性差，不利于地下水径流、排泄。由工程场 区前期勘察资料，局部裂隙中赋存少量地下水，施工开挖、爆破可能导通裂隙地 下水，以致地下水短时汇入施工基坑中。 由前期勘察成果，场内地下水类型为c a - h c 0 3 型，对砼无腐蚀性。岩土渗透 系数经验值为，粉质粘土5 x 1 0 - 4 n d d ，粉砂质泥岩0 0 1 m d ，砂岩0 2 m d 。 场地工程地质评价 根据地表地质调查及钻探成果，场内地层主要为杂填土、粉质粘土、砂岩、 粉砂质泥岩，基岩为多呈厚层、块体状构造，单斜状产出，岩层倾角约2 3 。拟 建构筑物设计底板低于周边相邻已建、在建构筑物基底标高。线路两侧已有边坡、 陡坎现状稳定。场内无断层通过，无滑坡、崩塌、天然空洞、软弱夹层等不良地 质现象，拟建构筑物设计底板标高超过嘉陵江洪水位，区内场地稳定。 工程沿线环境条件 1 ) 、c k l 0 + 9 5 4 c k l 0 + 9 8 5 段隧道与人行地道的梯道相邻，同时隧道结构又穿 过华新街支路左侧重力式挡墙，其中c k l o + 9 4 7 c k l o + 9 6 1 段隧道二衬顶面与挡 墙基础贴近，c k l o + 9 6 1 c k l o 斗9 7 4 段隧道二衬已侵入挡墙墙身。 2 ) 、c k l l + 0 4 5 0 8 1 c k l l + 0 9 5 0 0 段隧道与华唐路下穿道的引道相邻，隧道二 衬顶部距离引道结构基底段近 3 ) 、c k l l + 1 9 2 5 8 1 - c k l l + 1 9 3 5 0 1 、c k l l + 3 5 3 0 8 5 - c k l l + 3 5 8 8 6 4 和c k l l + 4 0 5 1 5 0 c k l l + 4 1 8 7 4 3 段隧道穿过人防工程结构体。 1 3 2 结构类型 本区间隧道在建新南路下方，隧道侧面贴近建筑物地下室、过街通道等，隧 道顶部覆盖层较薄，属浅埋隧道。根据隧道沿线地质、线路变化、建筑限界、营 运通风、照明、结构受力合理及施工工艺的要求，进行内轮廓的拟定。本设计范 围共拟定了4 种内轮廓类型( 见表1 1 ) ，由于受线路条件及行车营运的影响，设 计范围内的区间隧道形成了单线、双线隧道，其中双线隧道采用曲墙三心圆断面， 单线隧道采用直墙单心圆断面。采用的隧道型式有单洞单线隧道、单洞双线隧道、 第一章绪论 7 小净距隧道，其中单洞双线隧道最大净跨1 3 5 m 。施工方法为暗挖。施工时，必须 保证各类型内轮廓尺寸不小于设计值。 表1 1 区间隧道内轮廓类型表 t a b l e l 1i n t e r v a it u n n e ip r o f i l et v p et a b l e - _ l _ _ - _ - _ - _ _ _ l - l _ - - _ - o - - _ _ - _ - l _ l _ _ _ l - _ o _ i _ _ 一t i it l _ _ _ l _ - - l _ - _ _ - _ _ _ - - - l - l - _ 序号类型 结构型式净宽备注 全段隧道均采用暗挖法施工，隧道结构根据隧道所处的工程地质与水文地质 条件、结构宽度、隧道埋深等因素，按新奥法原理进行设计，采用复合式衬砌。 复合式衬砌参数通过工程类比，结合计算分析后确定。初期支护以c 2 0 喷射砼、 锚杆、钢筋网为主要支护手段，级、v 级、级围岩段中加设型钢或格栅钢架， 在洞1 2 1 段及级、v 级围岩段以巾1 0 8 超前大管棚作为辅助施工措施，在洞身级 围岩段以由5 0 超前小导管作为辅助施工措施。为确保隧道的整体稳定性， 1 3 3 施工方案 暗挖法施工 隧道开挖尽量采用全断面开挖，在进出口地段、浅埋地段建议采用分步开挖 法施工。爆破作业要求采用光面爆破或预裂爆破等控制爆破技术，控制好药量， 尽量减少对围岩的扰动，严格控制超挖，杜绝欠挖。超挖应控制在规范规定的范 围内。 喷锚支护应紧跟掌子面及时施作，喷射混凝土分2 到3 次完成，锚杆和钢筋 网可一次完成，钢拱架也应一次完成。控制好围岩变形，最大限度地发挥围岩的 自承能力。喷射混凝土标号为c 2 0 ，宜采用湿喷工艺，以增加喷层的密实性，减少 回弹，改善工作环境。二次衬砌采用c 3 5 防水钢筋混凝土结构，施工时要求一次 性整体现浇，采用全断面模台施作，混凝土的输送采用机械泵送，以提高二次衬 砌的整体密实性，减少施工缝。超挖部分应用同级混凝土或同级片石混凝土回填。 暗挖段初期支护 1 ) 对于处于v 。级围岩中的隧道，由于该段覆盖层薄，岩体破碎，既有建 筑物和道路行车对隧道施工影响大，故对该段隧道拱顶采用由l o g 大管棚进行超前 注浆预支护，超前大管棚每1 2 米一个循环，每根长1 5 米，每两个循环搭接长度 为3 米，管棚沿环向间距为o 4 5 米。大管棚注浆分两次进行。首先灌注1 ：1 2 5 的 8 第一章绪论 m i o 水泥砂浆，注浆压力为0 5 1 o m p a 。8 9 小时后再灌注配合比为0 5 ：1 的纯水 泥浆，注浆压力为3 0 4 o m p a ，同时添加水泥用量o 8 的f d i n s 早强剂。 对于处于级围岩中的隧道，则采用由5 0 超前小导管支护，小导管环向间距 为0 4 米，每根长5 0 米，沿隧道纵向3 4 米一个循环，每两个循环搭接长度不小 于1 米。注浆浆液采用c 3 0 纯水泥浆。 2 ) 对于处于v 级围岩中的隧道采用1 2 0 a 工字钢架作为初期支护的加劲措 施，工字钢架沿隧道纵向每0 瑚7 5 米一榀；对处于级围岩中的隧道采用1 1 8 工字钢架( 或格栅钢架) 作为初期支护的加劲措施，工字钢架( 或格栅钢架) 沿 隧道纵向每0 8 5 米一榀，每两榀钢架间以巾2 2 钢筋连接，该纵向连接钢筋环向间 距为1 0 米。钢架在洞外分段制作，洞内组装螺栓联接。 每榀工字钢架沿隧道径向采用由1 6 径向定位系筋固定。为使钢架准确定位， 钢架均与定位系筋焊接，定位系筋另一端锚入围岩中，锚入深度应大于0 7 5 米， 当钢架假设处有系统锚杆时应尽量利用系统锚杆定位。锚杆分别采用巾2 5 中空注 浆锚杆和由2 2 砂浆锚杆。由2 5 中空注浆锚杆用于处于v 级围岩中的隧道，锚 杆长3 5 米，沿环向间距0 9 米沿隧道纵向间距为0 7 5 米，梅花型布置；巾2 2 砂 浆锚杆用于处于级围岩中的隧道，锚杆长3 米，沿环向间距1 米沿隧道纵向间 距为0 8 5 米，梅花型布置。锚杆尾端与工字钢架焊接。锚杆采用特种水泥药卷锚 固。 3 ) 钢筋网采用巾8 钢筋，v 级围岩中钢筋网纵横间距均为0 1 5 米，级 围岩中钢筋网纵横间距均为o 2 米 4 ) v 川级围岩中喷射c 2 0 混凝土厚度为2 5 厘米，级围岩中喷射c 2 0 混凝 土厚度为2 0 - 2 3 厘米。l 立方米喷射混凝土中掺入聚丙烯腈纤维1 公斤。 1 3 4 施工监测 为保证本工程施工期间周边环境的安全，需要建立一套严密、科学的量测监 控系统，全过程追踪基坑四周及周边既有建筑物的变形情况，分析、判断、预测 施工中可能出现的情况，消除各种隐患，确保工程本身及周边既有建筑物的安全。 施工中应进行下列监测： 基坑变形监测： 隧道净空变形监测； 拱顶路面变形监测； 周围既有建筑物及地下管线监测。 第一章绪论 9 1 4 本文研究内容 本文主要通过数值模拟分析城市软弱浅埋隧道的稳定性，主要研究内容有以 下几点： 通过围岩压力理论计算得到浅埋隧道的围岩压力； 应用有限元软件分析采用c d 法施工时软弱浅埋隧道的稳定性，并分析拆 除临时支撑对隧道稳定性的影响； 应用有限元软件分析采用c r d 法施工时软弱浅埋隧道的稳定性，并分析 拆除临时支撑对隧道稳定性的影响； 对比分析两种不同施工方法在浅埋隧道施工中的优缺点，最后对城市软弱 浅埋隧道的施工方法提出相关建议以确保在施工过程中的稳定性。 1 0 第二章浅埋隧道围岩压力计算理论 第二章浅埋隧道围岩压力计算理论 2 1 围岩压力理论的发展 在2 0 世纪2 0 年代以前，围岩压力主要是经典围岩压力理论阶段。假定作 用在支护结构上的围岩压力是支护结构上方覆盖岩体的全部重量( 海姆和兰金 理论) 。随后，出现了各种散体理论，散体理论假定是围岩塌落拱以内的岩体 重量作用于支护结构上( 泰尔扎吉和普罗托季亚科诺夫理论) 。塌落拱的高度主 要与隧道跨度及围岩性质有关。当掘进和支护所需时间较长时，支护与围岩不 能紧密贴接，就会使围岩最终有一部分破坏塌落而形成松动压力。2 0 世纪5 0 年代起，弹塑性理论被广泛的应用于隧道结构计算( 芬纳公式、卡斯特纳公式 等) 。同时，部分专家开始研究围岩压力和围岩变形的时间和空间效应。2 0 世 纪6 0 年代末，出现了考虑地下结构和地层相互作用的弹塑性理论。由于将围 岩与支护结构视为一个统一体，围岩压力不再单独进行计算。2 0 世纪7 0 年代 以来，将工程地质学和数学计算相结合，出现了研究块状和层状岩体的块体力 学理论。 目前，围岩压力计算理论主要包括： 岩柱理论：开挖隧道以后，由于支护结构或拱圈向隧道内部移动，引起 其顶部上覆岩体的下沉，两侧地层对岩柱体产生与下沉方向相反的摩擦力，故 上覆岩层重量减去岩土柱两侧的摩擦力即为围岩压力。我国铁道部门认为：拱 顶岩土柱的下沉，将带动两侧三棱体下滑，由三角楔体的平衡条件求出与岩土 柱之间的摩阻力，岩土柱的重量减去此摩阻力即为土体竖直压力。岩柱理论主 要用于浅埋隧道，但也可推广用于深埋隧道。当隧道埋置极浅或遇软土层时， 土柱两边的摩阻力接近于零，故围岩压力直接为岩土柱全重。 压力拱理论：对埋置较深的隧道，顶部岩体失去稳定，产生坍塌而形成 不延向地表的局部破裂区。该区内的岩体自重即洞室支护结构上的荷载。破裂 区上部边界线有抛物线、椭圆、半圆和三角形等不同假定，如科默雷尔岩体破 碎理论等。中国在5 0 年代初期以来，曾广泛采用普氏压力理论。假定岩体为 松散体，其压力拱承受上覆土柱的全部重量，根据散粒材料不能承受拉应力， 即弯矩为零的条件，得到拱形为抛物线，其矢高h = b l f ( b 为压力拱跨度之半， 厂为岩层坚固系数) 。塌落拱岩体重量即为竖直地层压力。 弹塑性理论：利用弹塑性理论可求出沿洞室周边地层内产生塑性区的范 围。设置衬砌后，利用地下结构与地层的位移协调条件，可求得塑性区半径和 第二章浅埋隧道围岩压力计算理论 l l 围岩压力值。 极限平衡理论：由于岩体内有各种各样的结构面。开挖隧道后，隧道洞 周的围岩出现与整个岩体相脱离的岩块。它的自重对支护结构产生压力。故用 地质分析法时，需先查明断层、软弱夹层和节理的分布情况及其组合。自重减 去结构面阻力即为地层压力，必要时也可计及围岩应力对地压的影响，采用赤 平极射投影方法，确定岩石块体的空间位置和形状。当分离体由数组平行节理 面组成时，可用裂隙岩石的极限平衡理论计算；当节理呈随机分布时，可用块 体力学理论计算。 数值解法：除简单边界条件的圆形洞室有较严格的解析解以外，对其他 断面形状的洞室可采用有限元法或其他数值方法计算弹性、弹塑性或粘弹与粘 ( 弹) 塑性的围岩压力值。 如已给出竖向围岩压力，则侧向压力可视具体情况采用主动、被动和静止 抗力等理论进行计算。如底部地层较差而承载力不好，处于极限状态，产生塑 流，岩土将向洞室底部隆起；或遇膨胀地层时，均需要考虑底部围岩的隆起压 力。 由于地层初始压力和岩土体参数不容易准确确定，上述各种围岩压力理 论，实际应用时都会有一定的限制，因此目前主要采用工程类比法。在对已建 成隧道的围岩压力大小和分布规律观察统计的基础上，全面分析研究围岩压力 的影响因素，得出围岩压力的经验公式，用以确定作用在支护结构上的围岩压 力。 长期以来，人们都想通过监控量测出作用在隧道上的围岩压力及围岩和支 护结构上的变形，得出可靠的围岩压力分布形式和数值。近年来的综合量测方 法，如以洞径位移量测为主的收敛约束法，强调施工过程对围岩变形进行跟 踪量测，并将量测信息反馈，根据信息反馈指导设计，称为现场监控法。依靠 监控量测来求得围岩压力值是当前的发展趋势。围岩压力理论虽有很大的发 展，但至今仍未完善。围岩性质的不确定性，支护形式多样化，施工方法各不 相同，在实际中应综合经验、实测和理论的成果，针对不同情况，采用适合实 际工程的围岩压力理论和方法。 2 2 围岩压力的计算方法 2 2 1 深埋隧道围岩压力的计算 目前，我国隧道专家通过对数百座隧道工程的塌方资料的统计分析，基于工 程类比法，而确定深埋隧道计算时所采用的围岩竖向均布压力的计算式【3 】，同时也 力增减率。当b 5 m ， 公式( 2 1 ) 的适用条件为： h b i 7 ，式中h 为隧道高度； 深埋隧道； 不产生显著偏压力及膨胀力的一般隧道； 采用以钻爆法施工为主的隧道。 围岩的水平均布压力e ，按表2 1 中的经验公式计算，其适用条件同式( 2 1 ) 。 表2 1 围岩水平均布压力 ( 2 1 ) 围岩级别 l 、i li i ii vvv i 水平均布压力0 如1 5 q( 0 1 5 o 3 ) q( 0 3 o 5 n( 0 5 1 o n 在确定了围岩压力的具体数值后，另一个需要重要的问题是如何正确的考虑 围岩压力分布形式。根据我国专家对隧道工程实际施工过程中的围岩压力的量测， 结果表明：作用在隧道支护结构上的围岩压力荷载并不是均匀的，主要是因为在 i i 级和i 级围岩中，隧道的塌方主要表现为局部塌方，然而其它围岩级别的隧道 中，围岩破坏形状及其破坏大小主要受岩体结构、施工方法等因素的控制，也是 极不规则的。根据目前统计资料表明，围岩竖向均布压力的分布主要形式如图2 1 所示。一般用围岩压力总和等效的方法即非均布压力的总和等于均布压力的总和 的方法，来确定各种荷载形式的最大围岩竖向压力值。另外，还应考虑围岩水平 均布压力的分布形式。 第二章浅埋隧道围岩压力计算理论 1 3 图2 1 围岩压力分布特征 f i 9 2 1s u r r o u n d i n gr o c kp r e s s u r ed i s t r i b u t i o nc h a r a c t e r i s t i c s 图2 1 的围岩压力分布形式只能表明一般情况下的围岩压力，当地质条件、地 形地貌或其它各方面原因可能产生特殊荷载时，围岩压力的大小和分布形式应根 据实际情况具体分析和确定。 在分析支护结构内力时，一般均假定竖向围岩压力和水平围岩压力为均布荷 载形式，同时应用局部围岩压力、偏压以及非均布的荷载形式进行复核，围岩比 较好时一般应用局部压力进行复核。 2 2 2 浅埋隧道围岩压力的计算 浅埋隧道一般出现在山岭隧道的进出口附近及其城市隧道中，浅埋隧道埋置 深度一般较浅。深埋隧道和浅埋隧道的分界限，一般以荷载等效高度来确定，结 合工程实际的地质条件和采用的施工方法等影响因素综合确定，荷载等效高度的 计算式为： 缉= ( 2 - 一2 5 ) 式中：耳广- 深浅埋隧道分界深度； 荷载等效高度，按式( 2 3 ) 计算： - - q y 式中：瑚埋隧道竖向均布压力 2 4 ，各截面e o 1 1 0 均小于0 5 5 ，不用验算裂缝 宽度。级围岩普通段衬砌设计满足结构容许应力和抗裂要求。 2 4 本章小结 本章主要阐述了城市浅埋隧道的围岩压力计算方法、深浅埋分界线的确定。 最后通过实例分析计算得到依托工程的围岩压力及二衬所承担的围岩荷载。根据 二衬所承担的围岩荷载分析了隧道二衬的安全系数，最小安全系数出现在拱顶为 7 5 1 ，保证了隧道在运营阶段的稳定性。 第三章c d 法施工的数值模拟及其隧道稳定性分析 2 l 第三章c d 法施工的数值模拟及其隧道稳定性分析 3 1 概述 随着科学技术的不断进步，解决隧道问题的数值模拟理论和方法发展迅速。 由于各种数值方法的不断成功应用，深化了人们对许多隧道工程地质现象的理解， 并有力地推动了隧道工程学科的定量化进程。隧道结构的动静力学计算是一项比 较困难的课题。在各种静、动荷载作用下，地层岩土介质与隧道结构相互作用相 当复杂。只有那些具有理想的几何形状和材料性态，且载荷形式与边界条件简单 的线性体系( 或简化弹塑性体系) ，我们才能得到较精确的解答。但是，对处于非线 性岩土体内的连续或不连续介质和任意几何外形的隧道结构，其力学计算必须借 助于数值方法。 隧道开挖与支护是一个典型的岩土体与结构相互作用的问题。开挖与支护参 数的确定取决于隧道的几何尺寸和形状、受力状况、建造隧道所使用的材料、围 岩特点、开挖顺序、围岩蠕变效应。另外由于材料和几何上的非线性，隧道分析 的难度将会增加。所以，隧道开挖过程的数值模型是一种简化的而不是一种真实 世界的反映，它是一种为特定任务而设计或选择的理想化了的工具；模型应当从 模型应该回答的问题出发，而不应从模拟系统的细节出发，这样有助于简化和控 制模型。 3 2 弹塑性模型 弹塑性体可以分为理想塑性、应变硬化及应变软化三种应力状态。弹塑性的 一个显著特点是当应力超过屈服点后，应力应变呈非线性状态，且加载与卸载的 应力路径不一样，对于复杂应力状态材料进行弹塑性分析要有三个基本要求： 需要建立符合材料特性的屈服准则； 需要一个确定应力和塑性应变增量相对关系的流动法则； 需要一个确定屈服后应力状态的硬化规律。 1 ) 屈服准则 屈服准则的选取与塑性材料的计算结果密切相关。不同的屈服准则得出的结 论可能相差较大。 通常采用摩尔库仑( m o r h - c o u l o m b ) 来计算岩土工程问题结果与实际情况比 较一致。但该准则存在许多缺点，如没考虑中间主应力的影响，且该准则在三维 主应力空间的屈服面为不规则的六角形截面的角锥体表面，在万平面上的屈服曲线 2 ) 流动法则 流动法则规定塑性应变增量的分量和应力分量以及应力增量分量之间的关 系，一般的塑性应变增量和塑性势函数之间的关系为： 呜，= d a 姿0 5 ) u o 式中：d “，为塑性应变增量，是一正的待定有限量，它的具体数值和材料硬化 法则有关。 g 为塑性势函数，g = g ( i i ，以，以) 。 对于稳定的应变硬化材料，通常取与后继屈服函数相同的形式，即f = g ，这 种情况称之为关联流动法则，否则称为非关联流动法则，即f g 。 在岩土工程领域，通常采用d r u c k e r 公设，而该公设要求屈服函数与塑性势函 数必须一致，即必须采用相关联的流动法则，因此本文的d r u c k e r - p r a g e r 弹塑性模 第三章c d 法施工的数值模拟及其隧道稳定性分析 2 3 型的流动法则采用相关联流动法则。 3 ) 硬化法则 硬化法则规定材料进入塑性变形后的后继屈服函数( 又称加载函数或加载曲 面) ，一般来说加载函数采用以下形式： f p 岔，白，茁) = 0 ( 3 6 ) 对于理想弹塑性材料，因无硬化效应，显然后继屈服函数和初始屈服函数一 致，即 f ( 仃f ，白，j c ) = f ( 盯驴) = 0 ( 3 7 ) 4 ) 加、卸载准则 材料进入塑性后，加载状态和卸载状态的本构关系是不同的。对于理想塑性 材料，应力在屈服面上移动称为加载状态，即d f - - 0 ；应力由屈服面回到屈服面内， 称为卸载状态，即a f 0 。应力在屈服面上移动称为中性变载，此时老弛_ o ，并且 不产生塑性变形；应力由屈服面回到屈服面内称为卸载状态，害生呜 o ；中性变载时，兰d o f = 0 ；卸载状态时， d口。00。 。 堕拈。 0 。 0 0 - # 3 3 隧道施工过程的数值实现方法 a n s y s 是世界计算机辅助工程( c a e ) 行业中最大的公司之一，其a n s y s 软件是融结构、热、流体、石油化工、电磁、声学于一体的大型通用有限员分析 软件，可广泛应用与核工业、铁道、石油化工、航空航天、机械制造、能源、汽 车交通、国防军工、电子、土木工程、造船、生物医学、轻工、地矿、水利等一 般工业几科学研究。隧道开挖及支护施作采用“生死单元法”来实现，平面单元采用 p l a n e 8 2 ，在a n s y s 有限元计算中，隧道的开挖的模拟采用单元的杀死( e k i l l ) 与激 活( e a l i v e ) 来实现，初期支护的锚杆采用杆单元来模拟，并设置其仅能承受拉力作 用，不承受压力作用，初期支护的喷射混凝土和钢拱架采用梁单元来模拟，二次 衬砌采用梁单元或平面单元来模拟。 图3 1 隧道衬砌的设计断面 f i 9 3 1d e s i g no f t h es e c t i o no f t h el i n i n go f t u n n e l 稳定性 文所给 采用模 ：由2 5 表3 1 隧道围岩及支护参数表 h b l c 3 1t h es u r r o u n d i n gr o c ka n ds u p p o r tp a r a m e t e r so f t u n n e l _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ - _ _ _ mmn m _ _ _ _ - _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 一 弹性模量 泊松比 粘聚力内摩擦角密度 材料类型 ”一一 。 e m p a v c m p a 由，( 。) p ( g c m 3 ) v 级围岩 2 0 0 0 4 50 0 52 01 9 初期支护2 9 5 0 00 22 5 临时支护2 9 5 0 00 22 5 第三章c d 法施工的数值模拟及其隧道稳定性分析 2 5 锚杆加固区2 5 00 4 5 0 0 52 0 3 4 2 数值计算模型的建立 计算范围的选取：计算模型的范围对计算结果的准确性和可靠性具有很大的 影响。为减少有限元模型边界条件对计算结果产生的影响，计算模型所取的范围 一般为：对于深埋隧道，可沿纵向取出一个单位长度的平面来研究，并近似的将 它视为无限平面。若为浅埋隧道，将它视为半无限平面。而有限单元法是在有限 的区域内分析无限的区域，但隧道开挖仅对有限范围内的围岩才有明显的影响， 在距开挖部位稍远的地方，其应力变化是微不足道的。如在3 倍跨度处，应力变 化一般在5 以下，在5 倍跨度处，应力变化一般在1 以下。所以，考虑工程的 需要和有限元离散误差以及计算误差，有限元法的分析区域可限制于这个范围内， 在这个范围的边界上，可以认为开挖引起的位移为o ，或者认为其边界上的应力即 不岩体的初始应力。本模型的计算范围选取为8 0 m x5 0 m 。本文围岩单元采用 p l a n e 4 2 单元，共1 9 5 0 个单元，初期支护及临时支护采用b e a m 3 单元，共8 0 个单元。 数值模拟建立的数值分析模型如图3 2 所示。弹塑性数值分析采用摩尔库仑 等面积圆d p 屈服准则。模型左右边界水平位移约束，下边界竖向位移约束。 图3 2 二维实体模型 f i 9 3 2t w o - d i m e n s i o n a lc o m p u t a t i o n a lm o d e 图3 4 中壁法施工工序横断面图 f i 9 3 4t h ec r o s s - s e c t i o n a lf i g u r eo f c o n s t r u c t i o np r o c e d u r e so f c d 采用中壁交 一 ， 一 砜 酆 一f f 一 精多 匿楚 。 一 、 一一| | | | 琴 第三章c d 法施工的数值模拟及其隧道稳定性分析 2 7 墅：l 。? 。一? i 。? ：1 一j ! 。- ：二：，? ：。! 。- c ? i ? ? 。：t 。“- ? i 。l7 t - ：i ：一j * 。：0 | ，二。i ? ：，。i i ! - ，。 ；缝皱箍；疆铭谚l 琵l 磋t 毫；铮l 簪钥 、。，i ， ：! ： i i 盼i 一? ， l ii l = 誓 j 磊缓t 琵移礁4 缓 缝琵琵绣绷 图3 5 中壁法施工工序纵断面图 f i 9 3 5t h ep r o f i l eo f c o n s t r u c t i o np r o c e d u r e so f c d 隧道c d 施工方法在a n s y s 中实现的主要步骤如下： 施工步0 ：初始应力状态模拟： 施工步1 ：i 部开挖、初期支护、立临时钢架及临时支护； 施工步2 ：部开挖、初期支护、立临时钢架及临时支护； 施工步3 ：部开挖、初期支护、立临时钢架及临时支护； 施工步4 ：i v 部开挖、初期支护、立临时钢架及临时临时支护； 施工步5 ：临时支护拆除。 3 5 数值计算结果及其分析 3 5 1 围岩位移场分析 图3 图3 1 5 是各施工步隧道围岩的竖向位移和水平位移等值线云图。图中 单位均为m 。 图3 7 第1 施工步围岩竖向位移( m ) f i 够7v e r t i c a ld i s p l a c e m e n to fs u r r o u n d i n gr o c ko f t h ef i r s tc o - - o ns t e p i - - 0 - 0 0 5 2 06 4 7 7 ； 一i 一：0 0 4 0 7 9 。 旦i i 。5 0 2 8 79 璺一5 苫芏i 里一：i 5 古三二0 3 旦：聪甜。 囹：燃；主 i ：o u o u 4 j 3 l 主 图3 8 第2 施工步围岩水平位移( m ) f i 9 3 8h o r i z o n t a ld i s p l a c e m e n to f s u r r o u n d i n gr o c ko f t h es e c o n dc o n s l m c t i o ns t e p 1 0 第三章c d 法施工的数值模拟及其隧道稳定性分析 2 9 1 。一- 7 0 1 0 7 1 e 6 3 0 6 3 里2 0 王立一o3 凰：僦芏1 ；一 旦：燃uz 揣u 31 璺：0 0 2 9 5 6 虽嬲u u qi垂d 旦：n u 0 5 7 1 厶 _ ：o 苫丢丢主9 图3 9 第2 施工步围岩竖向位移( m ) f i 移9v e r t i c a ld i s p l a c e m e n to f s u r r o u n d i n g r o c ko f t h es e c o n dc o n s t r u c t i o ns t e p 图3 1 0 第3 施工步围岩水平位移( m ) f i 9 3 1 0h o r i z o n t a ld i s p l a c e m e n to f s u r r o u n d i n g r o c ko f t h et h i r dc o n s t r u c t i o ns t e p l。-一070qnl霄99m ej v 。n v 3 里q - ，、u ，、灿一- - u ，、3 圈：u u 上，- o u ，、9 j 璺：，、u ，、u 一凸o u 吾 璺：o o4o o ； 虽嬲u u d q 蔓ui 圈：，、，、，n ，- l ：u o u 0 8 i0 8 u 0 0 6 图3 1 1 第3 施工步围岩竖向位移( m ) f i 9 3 1 1v e r t i c a ld i s p l a c e m e n to f s u r r o u n d i n gr o c ko f t h et h i r dc o n s t r u c t i o ns t e p 3 0 第三章c d 法施工的数值模拟及其隧道稳定性分析 m - - 0 - 0 0 0 3 4 5 4 1 0 雪 一m 一猫主 国一0 0 1 73 1 旦一：8 3 9 e - 0 3 璺5 3 2 e - 04 国焉9 4 5 e - 3 7 0 3 囵：0 0 2 7 2 j 三 m ：o0 3 6 2 i 图3 1 2 第4 施工步围岩水平位移( m ) f i 9 3 1 2h o r i z o n t a ld i s p l a c e m e n to f s u r r o u n d i n gr o c ko f t h ef o u r t hc o n s t r u c t i o ns t e p 曼一- 6 0 0 0 3 2 e 0 8 0 7 3 曼55 三二二o ；。 图0 0 2 3 6 6 旦：0 0 3 8 5 u 0 0 0 ，i 璺：0 0 5 3 3 5 冒撼u u o o 蓄u 囵：0 0 9 7 8 ； m ：搿捐 图3 1 3 第4 施工步围岩竖向位移( m ) f 够1 3 n i c a ld i s p l a c e m e n to f s u r r o u n d i n gr o c ko f t h ef o u r t hc o n s t r u c t i o ns t e p m - - 0 - 0 0 3 1 0 3 9 琵2 一m 一：猫三；三 璺一：5 5 主妊 璺一：苫；主二石3 璺= i 二i ：l 二e - 。一u 二3 。 虽蕊j 罢3 圆：0 州0 2 埘6 上3 ； m ：o u o u 3 2 4 0 5 j ； 图3 1 4 第5 施工步围岩水平位移( m ) f i 9 3 1 4h o r i z o n t a ld i s p l a c e m e n to f s u r r o u n d i n gr o c ko f t h ef i f t hc o n s t r u c t i o ns t e p 第三章c d 法施工的数值模拟及其隧道稳定性分析 3l 曼一- 0 5 8 0 0 2 e 1 8 0 5 3 璺0 0 10 2 4 。 国：0 0 26 2 9 璺：，、u n u q z n j 主 璺：o 0 5 8 3 荟 口f - - - i ：舌石；i 乏三 营嬲塾 图3 1 5 第5 施工步围岩竖向位移( m ) f i 9 3 1 5v e r t i c a ld i s p l a c e m e n to f s u r r o u n d i n gr o c ko f t h ef i t t hc o n s t r u c t i o ns t e p 由图3 乱图3 1 5 可以得到：第一步开挖引起的最大水平收敛位移约5 8 m m ， 指向隧道内；引起的最大拱项下沉约2 2 r a m ，拱底隆起最大值约6 2 r a m ；第二步 开挖引起的最大水平收敛位移约1 0 5 m m ，指向隧道内；引起的最大拱顶下沉约 1 6 r a m ，拱底隆起最大值约6 6 r a m ；第三步开挖引起的最大水平收敛位移约6 8 m m ， 指向隧道内；引起的最大拱顶下沉约2 0 m m ，拱底隆起最大值约8 s m m ；第四步 开挖引起的最大水平收敛位移约7 5 r a m ，指向隧道内：引起的最大拱顶下沉约 2 1 m m ，拱底隆起最大值约1 1 3 m m ；第五步开挖引起的最大水平收敛位移约 7 3 m m ，指向隧道内；引起的最大拱顶下沉约2 2 r a m ，拱底隆起最大值约1 2 3 m m 。 3 5 2 围岩应力场分析 图3 1 6 图3 3 0 是各施工步隧道围岩的最大主应力和最小主应力等值线云图。 图中单位均为p a 。 ! - 一6 7 7 5 1 7 2 6 5 0 三 曼一5 8 4 9 0 三 凰一4 9 8 5 5 互 旦- 4 1 2 2 。0 五 璺- 3 2 5 8 5 5 1 尉- 6 6 - 1 5 8 3 0 1 8 5 9 5 0 7 6 鼍一23 l 1 9 。5 。4 。1 。 图3 1 6 第1 施工步围岩最大主应力分布图口) 图3 1 8 第1 施工步围岩等效应力分布图( 尸口) f i 9 3 1 8t h ee q m v a l e ms t r e s so f t h ef i r s tc o n s t r u c t i o ns t e p 1 0 0 9 2 8 8 0 0 8 2 5 9 6 7 7 2 3 1 3 4 6 2 0 3 0 0 5 1 7 4 6 7 4 1 4 6 3 4 3 1 1 8 0 0 2 0 8 9 6 7 1 0 6 1 3 4 3 3 00 1 0 0 19 8 3 35 3 5 5 07 2 7 6 6 1 6 9 8 1 5 1 1 9 7 0 5 4 1 2 4 9 6 2 7 8 3 8 4 3 2 8 0 5 8 7 1 一- 6 7 6 5 4 2 4 5 5 7 ； 曼一5 7 6 6 4 1 囹- 4 8 8 7 2 5 璺一4 0 0 8 0 9 璺一3 1 2 8 9 三 型一2 2 4 9 7 6 型_ 4 9 - 1 3 1 4 4 7 0 6 0 _ 3 8 7 7 2 一 图3 1 9 第2 施工步围岩最大主应力分布图( 尸口) f i 宙1 9t h em a x i m u mp r i n c i p a ls i i s so f t h es e c o n dc o n s t r u c t i o ns t e p 第三章c d 法施工的数值模拟及其隧道稳定性分析 3 3 1 一- 8 9 2 2 3 5 2 5 2 2 言 曼一7 2 0 9 1 5 垦一6 1 8 6 1 0 舅一5 1 6 3 0 6 璺一五i 互5 云王 国一三主i 苫；舌 目一- 2 0 7 0 8 9 3 9 ； i 一- - 4 j 7 v 8 # v v i 图3 2 0 第2 施工步围岩最小主应力分布图( p 口) f i 9 3 2 0t h em i l l 6 m u mp r i n c i p a ls t r e s so f t h es e c o n dc o n s u l l c t i o ns t e p 曼黑5 垦5 7 1 29 璺1 7 06 36 垦2 1 2 390 u 25 4 143 c - 2 9 5 8 9 7 旦3 3 7 6 5 1 l 37 94 0 4 图3 2 l 第2 施工步围岩等效应力分布图) f i 9 3 2 1t h ee q u i v a l e n ts t r e s so f t h es e c o n dc o n s t r u c t i o ns t e p ! 一- 6 7 4 5 7 9 0 7 6 1 三 曼一5 7 0 4 1 6 凰- 4 8 1 7 6 9 璺- 3 9 3 1 2 1 璺- 3 0 4 4 7 ； 坠鲁一2 1 5 8 2 6 型- - 3 8 1 2 7 5 1 3 7 1 9 5 0 1 1 6 图3 2 2 第3 施工步围岩最大主应力分布图) f i 9 3 2 2t h em a x i m u mp r i n c i p a ls t r e s so f t h et h i r dc o n s t r u c t i o ns t e p f 够2 4t h ee q u i v a l e n ts t r e s so f t h et h i r dc o n s t r u c t i o ns t e p 1 0 0 9 2 4 3 3 2 8 2 0 9 3 8 7 1 7 5 4 4 6 1 4 1 4 9 5 1 0 7 5 5 4 0 7 3 6 1 3 0 3 9 6 7 2 0 0 5 7 2 9 7 1 7 8 2 1 6 10 0 5 5 7 45 74 6 5 9 0 2 8 6 0 7 7 0 6 2 3 1 2 6 4 0 5 4 6 5 6 9 6 6 7 3 3 8 6 8 9 8 n 7 n 6 曼一- 仄7 仄4 n 3 0 n q 3 v v v v ，三 曼一5 7 7 1 5 云 凰- 4 9 4 2 2 。芏 舅一4 1 1 2 8 ； 璺- 3 2 8 3 4 6 。 坠型 一2 4 5 4 0 8 崮- 7 9 - 1 6 5 2 3 4 3 7 1 l 3 4 0 4 图3 2 5 第4 施工步围岩最大主应力分布i i l ( p a ) f i 9 3 2 5t h em a x i m u mp r i n c i p a ls t r e s so f t h ef o u r t hc o n s t r u c t i o ns t e p 图3 2 6 第4 施工步围岩最小主应力分布图( 尸口) f i 9 3 2 6t h em i n i m u mp r i n c i p a ls t r e s so f 吐屺f o u r t hc , o n s m j c t i o ns t e p 量嵩5 7 一： 冒爱兰 一 量飘萋一一- - 图3 2 7 第4 施工步围岩等效应力分布图( 尸口) f i 9 3 2 7t h e 呐a l e n t s t r e s so ft h ef o u r t hc o n s t r u c t i o ns t 印 ! 一- 6 7 4 5 9 2 0 5 7 5 呈 曼一三；j 三8 三 国一4 9 2 0 9 6 ，j & v j v 旦一4 0 8 6 0 8 璺- 3 2 5 1 2 石 崮一2 4 1 6 3 2 目- 7 4 - 1 5 6 8 5 1 7 4 5 l m 8 8 3 ， 图3 2 8 第5 施工步围岩最大主应力分布图( p 口) f i 9 3 2 8t h em a x i m u mp r i n c i p a ls t r e s so f t i l ef i f t hc o n s t r u c t i o ns h 印 1 0 0 9 2 3 4 4 1 8 2 1 5 0 1 7 1 9 5 6 1 6 1 7 6 2 1 5 1 5 6 8 1 4 1 3 7 4 1 3 1 1 8 0 1 2 0 9 8 6 1 1 0 7 9 2 1 5 9 8 1 10 0 442 4734 7026 2 9 3 1 8 7 1 6 1 0 1 3 9 0 2 5 6 1 9 4 9 8 4 8 5 4 0 7 7 7 8 3 n 6 9 约0 0 2 m p a ，； 岩最大主应力 步开挖引起的 围岩最大主应力约o 0 1 m p a ；各步开挖对围岩的最小主应力影响不大。 3 5 3 支护结构的内力分析 图3 3 l 图3 4 0 是各施工步隧道围岩的竖向位移和水平位移等值线云图。图中 弯矩单位为n x m ：轴力单位为n 。 图3 2 7 第l 施工步支护轴力图( n ) f i 9 3 2 7a x i a lf o r c ed i a g r a mo f s u p p o r t o f t h ef l r s tc o n s t r u c t i o ns t e p ! 一- 3 5 2 7 3 1 0 8 雪 曼一7 0 6 5 一 璺1 8 0 5 6 旦4 3 1 77 曼6 8 2 9 占 鳖鲁9 3 4 1 8 崮撼磊 l 一1 6 8 7 8 。王 图3 2 8 第2 施工步支护弯矩图( n m ) f i 9 3 2 8b e n d i n gm o m e n td i a g r a mo f s u p p o r to f t h es e c o n d