基于Plaxis3D的老鹰山隧道超长破碎带隧道开挖仿真分析.docx
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基于Plaxis3D的老鹰山隧道超长破碎带隧道开挖仿真分析
基于Plaxis3D的老鹰山隧道超长破碎带隧道开挖仿真分析
徐宾宾1,2,张羽3,司维1(1.中交天津港湾工程研究院有限公司,天津300222;2.港口岩土工程技术交通行业重点实验室,天津市港口岩土工程技术重点实验室,天津300222;3.中国交通建设股份有限公司总承包经营分公司,北京100000)摘要:
针对老鹰山超长破碎带隧道施工,利用有限元软件Plaxis3D计算分析了开挖过程中隧道的变形情况,着重考虑了围岩等级、开挖方式、双线隧道等对隧道沉降和水平位移的影响。
数值分析前,对各种材料的计算参数进行合理简化,其有效性也经过了其他有限元计算的验证。
计算结果表明,CD法可以有效地减小开挖过程中破碎带围岩的变形,维持围岩的稳定性。
实际施工过程中,刚进入破碎带时应采用CD法开挖,并实时监测隧道内变形情况,及时反馈监测结果以对比数值计算结果。
关键词:
超长破碎带;仿真分析;围岩等级;CD法;三台阶法0引言随着我国经济和交通建设的快速发展,贯穿南北和东西的高等级铁路、公路在不断规划和建设中,而我国大部分地区的高等级公路网难免要穿越山岭重丘区,这些地区地形跌宕起伏,褶皱断层及围岩裂隙水极为发育,软弱围岩、破碎地层比重较大。
破碎围岩的力学性质主要表现在以下方面:
1)破碎围岩由于裂隙发育,结构面相互交织,随机分布,没有明显的方向性,在一定程度上可以将其看作是各向均质连续体;2)破碎围岩整体抗压强度较低,洞室开挖后围岩稳定性差,极易失稳破坏。
公路隧道围岩稳定性分析方法见表1。
有效地控制软弱围岩段过大的变形、正确及时地对隧道软弱破碎带及其支护结构的稳定性做出准确评价,是经济合理地进行围岩支护加固设计、快速安全施工以及高速公路隧道安全运营必不可少的条件。
表1常用的隧道围岩稳定性分析方法
Table1Commonstabilityanalysismethodoftunnelsurroundingrock适用条件解析法精度高,分析速度快,易于进行规律性研究适用于圆形隧道有限单元法理论成熟,考虑全面,可给出应力、变形大小及分布等丰富的运行结果适用于求解弹性、弹塑性、黏弹塑性、黏塑性等问题不连续变形分析法建立了完整的块体系统运动理论适用于计算不连续面的错位、滑移、开裂和旋转等大位移的静力和动力问题离散单元法计算原理简单,计算内容丰富适用于分析节理岩体及其与锚杆(索)的相互作用块体单元法未知量数量较少,计算精度和速度较高适用于解决非连续介质问题,具有众多节理、裂隙岩体的变形、应力和稳定分析FLAC3D求解速度较快适用于岩土体不连续和大变形的情况边界元法求解维数低,计算精度高适用于网格剖分简单,计算工作量及对计算机内存容量要求低的情况块体-弹簧元分析法可反映围岩不连续的变形和运动规律适用于分析节理岩体的稳定性工程地质类比法所需勘测资料较少适用大型地下洞室群围岩稳定性评价,尤其适用于可行性研究阶段模型试验方法与实际联系紧密适用于重要的难以用现场试验方法解决的复杂工程不确定性方法考虑了各参数的离散型对安全度的影响适用于不确定性较大的情况方法名称优点针对破碎围岩隧道施工方法选择,国内外学者做了大量研究,对提高隧道开挖安全性和经济性产生重要影响。
原继伟和杨建华等研究分析了3种施工工法下隧道围岩的位移场和应力场[1];黄成林等人对破碎围岩隧道的不同施工工法进行了有限差分模拟分析[2];王伟锋和毕俊丽总结出了不同施工工法下围岩应力、应变特征[3]。
由于隧道围岩种类多样,施工方法也各不相同,为分析开挖方式及围岩破碎程度对隧道变形的影响,本文以老鹰山隧道为现实工程依托,分析破碎带的特点以及对围岩稳定性的影响,通过建立有限元模型,重点对隧道穿越破碎带围岩稳定性研究进行数值模拟分析,通过对比隧道穿越破碎带时不同的开挖方法及围岩级别,分析其应力、位移等参数的变化情况和规律,以指导实际施工。
1工程概况拟建项目路线里程K14+845—K17+290段地形起伏较大,设计拟以隧道形式(老鹰山隧道)通过该路段。
老鹰山隧道拟设计为分离式隧道,左幅起点里程K14+845,止点里程K17+285,左幅全长2440m,最大埋深128.85m;右幅起点里程K14+865,止点里程K17+290,右幅全长2425m,最大埋深137.81m。
隧道区高程介于1631.16耀1820.34m之间,相对高差189.18m,处于构造溶蚀侵蚀低中山地貌区。
隧道区地形较为陡峻,地表植被发育一般。
其中左幅K15+937—K15+977位于岩溶洼地中,为该隧道浅埋隧道段,埋深介于22.32耀24.98m之间;右幅K15+765—K15+950位于岩溶洼地中,为该隧道浅埋隧道段,埋深介于21.61耀40.32m之间。
其中左幅K15+967—K16+020及右幅K15+940—K16+000段岩质围岩基本质量指标修正值[BQ]为204.37,本段隧道围岩分级为V2级。
隧道围岩以泥盆系(D)砾岩为主,中耀强胶结,为断层破碎带物质,以块石夹碎石为主,成分为灰岩、白云岩,粒径10耀30cm,最大约50cm,含量约90%黏性土含角砾、碎石充填。
物探成果表明,多为相对高阻区;土体富水性较差,开挖时可能存在较小量的滴水、渗水等现象。
岩体自稳能力差,开挖时不及时支护或支护(处理)不当易产生较大规模的坍塌,侧壁稳定性差,需要针对该破碎带地区进行数值分析,为破碎带提供施工参数。
断层破碎带段超前支护根据超前地质预报与水平探孔结果选择。
若地下水不发育一般采用双排小导管预支护;若地下水较为发育,且地表及洞内沉降较大时采用洞内大管棚预支护或超前自进式锚杆;若地下水发育,且当探水孔5~6孔中至少4孔出水,总流量逸10m3/h时应进行全断面注浆堵水。
超长破碎带建议采用CD法,若地下水不发育,沉降可控,可考虑采用三台阶(临时仰拱法),预留变形量可根据需要适时调整,二衬需要按要求跟进。
对于洞身断层破碎带的处治应遵循“管超前、严注浆、短进尺、弱爆破、强支护、紧封闭、勤量测”的原则。
2有限元模型及参数2.1左线有限元模型根据设计变更后的隧道断面轮廓(图1(a)),利用Plaxis3D中多段线功能建立隧道轮廓线。
首先取左线K15+960—K16+010段为研究对象,该段为左线破碎带的起点,围岩级别为V2级,开挖方式采用CD法,超前支护采用双层准42超前小导管计算所用三维有限元模型如图1(b)所示。
地层自上而下分为2层,上层为表层杂填土,下层为破碎带围岩。
考虑到模型的边界效应,掌子面所在平面左右各取30m,掘进方向取50m,深度方向取60m。
图1有限元模型示意图
Fig.1Finiteelementmode2.2参数选取由于岩土材料物理力学特性的随机性和复杂性,要完全模拟岩土材料的力学性能和严格按照实际的施工步骤进行数值模拟是非常困难的。
因而,在本模型建模的过程中,对研究隧道开挖引起的围岩的稳定性问题、变形规律及影响范围等问题时,进行了适当的简化,采用了一些合理的假设。
1)围岩材料围岩材料假定为理想弹塑性,本构模型采用摩尔-库仑模型,并认为地表和内部为均一地层,取其参数的平均值作为围岩材料参数,不考虑围岩中大量裂隙、节理等不均匀因素,而将破碎体等效为一均匀的、单一的材料。
本工程围岩级别为V2级围岩,根据JTGD70—2004《公路隧道设计规范》[4]中建议的物理力学指标,参考相关资料,本次计算所采用的围岩弹性模量为0.6GPa、泊松比0.35、重度20kN/m3、黏聚力0.1MPa、内摩擦角20毅。
2)小导管注浆预支护加固圈的模拟由于小导管直径很小,要采用实际材料模拟小导管材料,在有限元计算的时候可能会产生求解器收敛困难的问题。
因而,在实际建模时,将小导管及其注浆加固的范围等效为一种均匀的、单一的地层材料,采用实体单元来模拟,纵向长度不变,仍为50m。
加固圈的厚度取为50cm,其等效公式为[5-6]:
式中:
E为折算后围岩材料的弹性模量,MPa;E0为原围岩材料的弹性模量,MPa;Sg为钢管的横截面面积,m2;Eg为钢管弹性模量,MPa;Sr为所取围岩材料的横截面面积,m2。
按照本工程的支护参数,计算得到驻E约为1500MPa,故小导管注浆预支护加固圈材料参数分别为:
厚度0.5m、弹性模量2.1GPa、泊松比0.35、重度21kN/m3、黏聚力0.1MPa、内摩擦角20毅。
3)锚杆材料的模拟文献[7]中,将锚杆根据其作用的不同按等效原则考虑。
初期支护中压浆锚杆具有组合、悬吊、挤压等作用,此外注浆、自身抗剪及为洞周围岩提供高强度抗力点等作用而使围岩参数得到提高。
主要是提高围岩的黏聚力和内摩擦角来替代锚杆的作用,其中摩擦角的改变一般不大,锚固岩体的黏聚力可由经验公式给出:
式中:
C0为未加固锚杆时围岩的黏聚力,MPa;C为加锚杆时围岩的黏聚力,MPa;子为锚杆的黏结力,MPa;Sm为锚杆的面积,m2;a、b为锚杆的纵、横向间距,m;浊为经验系数,可取2~5。
按照本工程的锚杆特性,茁约为1.1414,锚杆加固圈材料参数分别为:
厚度4.5m、弹性模量0.6GPa、泊松比0.35、重度21kN/m3、黏聚力0.11414MPa、内摩擦角20毅。
4)喷射混凝土及格栅钢架喷射混凝土初期支护采用板单元模拟,按线弹性材料计算,相关的参数取值参考《公路隧道设计规范》,喷射混凝土参数为:
厚度0.26m、重度22kN/m3、弹性模量29GPa、泊松比0.15。
格栅钢架采用提高喷射混凝土力学参数指标的方法来等效模拟,在实际数值模拟时,不再单独考虑格栅钢架的支护作用。
5)二次衬砌混凝土二次衬砌混凝土用实体单元模拟,材料参数为:
厚度0.6m、重度23kN/m3、弹性模量29.5GPa、泊松比0.15。
3有限元计算及分析有限元数值分析时,参数的选取对计算结果影响极大。
理想的计算过程应该遵循计算结果与初期监测结果对比,不断调整计算所用参数,使计算结果与监测结果吻合,进而利用该组参数对今后施工过程进行分析。
但由于开展数值计算时,尚未开挖至破碎带,因此也未获得实际监测结果,本文分别考虑开挖方式和围岩级别对隧道变形的影响,定性地分析对隧道变形的影响。
计算方案如表2所示。
表2有限元计算方案
Table2Calculationschemeoffiniteelement围岩弹性模量/MPa开挖方式CD法三台阶法600方案1方案2100方案3方案43.1沉降分析为节约篇幅,图2仅给出了方案2中左线隧道沉降云图,其余方案沉降云图类似。
4种方案下,洞顶沉降依次为6.667mm、10.4mm、35.05mm、64.6mm,拱底隆起依次为7.442mm、10.2mm、35.3mm、59.2mm。
当按照规范规定的围岩弹性模量取值时,即E=600MPa,洞顶最大沉降值分别为6.667mm和10.4mm,拱底最大隆起量分别为7.442mm和10.2mm。
CD法开挖所得最大沉降值比三台阶法减小了约56%,最大隆起量减小了约37%,由此可知,CD法可以有效地减小开挖过程中破碎带围岩的变形,维持围岩的稳定性。
实际施工过程中,刚进入破碎带时应采用CD法开挖,并实时监测隧道内变形情况,及时反馈监测结果以对比数值计算结果。
考虑到实际围岩稳定程度可能更差,将围岩弹性模量降至100MPa,这基本上与密实砂土弹性模量接近,随后分别计算两种开挖方法下隧道变形情况。
洞顶最大沉降值分别为35.05mm和64.6mm,拱底最大隆起量分别为35.3mm和59.2mm。
CD法开挖时最大沉降和最大隆起较三台阶法分别减小了约84%和68%。
图2沉降云图(方案2)
Fig.2Settlementnephogram(case2)3.2水平位移分析图3给出了方案2中左线隧道水平位移云图,其余方案位移云图类似。
图3水平位移云图(方案2)
Fig.3Horizontaldisplacementnephogram(case2)图4双线开挖隧道变形情况
Fig.4Deformationofdouble-linetunnel4种方案下,最大水平位移依次为5.25mm,5.88mm,21.66mm和30.57mm。
当围岩弹性模量取600MPa时,CD法开挖引起的最大水平位移比三台阶法降低了12%,相较于最大沉降值,降低幅度有所减小。
另外,由于CD法开挖的不对称性,隧道开挖导致的位移分布也不对称,中柱面积较大侧位移影响范围更大,最大水平位移也发生在该侧,锚喷支护时应尽量减少该侧围岩裸露的时间,尽快施加初次支护。
3.3双线开挖影响为评价双线开挖之间的影响,建立了双线有限元分析模型。
分别计算了双线隧道三台阶开挖时围岩的沉降及水平位移分布情况,如图4所示。
计算中,围岩弹性模量取600MPa。
由图可知,双线开挖时,洞顶最大沉降为12.7mm,拱底最大隆起量为9.75mm,最大沉降较单线开挖计算时增加了22%。
洞侧最大水平位移为7.8mm,较单线开挖时增加了33%。
4结语1)在数值分析过程中,对研究隧道开挖引起的围岩的稳定性问题、变形规律及影响范围等问题时,将计算参数进行了适当简化,极大地提高了计算效率。
2)当E=600MPa时,洞顶最大沉降值分别为6.667mm和10.4mm,拱底最大隆起量分别为7.442mm和10.2mm。
CD法开挖所得最大沉降值比三台阶法减小了约56%,最大隆起量减小了约37%,CD法可以有效地减小开挖过程中破碎带围岩的变形,维持围岩的稳定性。
实际施工过程中,刚进入破碎带时应采用CD法开挖,并实时监测隧道内变形情况,及时反馈监测结果以对比数值计算结果。
3)当E=100MPa时,洞顶最大沉降值分别为35.05mm和64.6mm,拱底最大隆起量分别为35.3mm和59.2mm。
CD法开挖时最大沉降和最大隆起较三台阶法分别减小了约84%和68%。
4)双线开挖时,洞顶最大沉降为12.7mm,拱底最大隆起量为9.75mm,最大沉降较单线开挖计算时增加了22%。
洞侧最大水平位移为7.8mm,较单线开挖时增加了33%。
根据数值计算结果,建议施工方对破碎带隧道采用CD法开挖,并实施监测洞内变形,根据监测结果调整施工方案,以保证施工顺利进行。
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Basedonthetunnelconstructionofsuper-longbrokenrockzoneinLaoyingmountain,wecalculatedandanalyzedthedeformationofthetunnelduringexcavationprocessusingthefiniteelementsoftwarePlaxis3D,speciallyconsideredtheinfluenceofsurroundingrockgrade,excavationmethodanddouble-linetunnelonthetunnelsettlementandhorizontaldisplacement.Beforenumericalcalculation,thecalculationparametersofvatiousmaterialswerereasonablysimplified,andtheirvaliditywasalsoverifiedbyotherfiniteelementcalculations.ThecalculationresultsshowthattheCDmethodcanefficientlyreducethedeformationofrockinthebrokenzonetokeepthestability.Inthepracticalconstruction,theCDmethodshouldbeusedtoexcavationwhenenteringthebrokenzone,thedeformationinthetunnelshouldbemonitoredintime,andtimelyfeedbackmonitoringresultstocomparenumericalresults.Keywords:
super-longbrokenzone;numericalsimulation;rockgrade;CDmethod;three-stepmethod中图分类号:
U456.3;TU457文献标志码:
A文章编号:
2095-7874(2017)09-0016-05doi:
10.7640/zggwjs201709004收稿日期:
2016-12-02修回日期:
2017-02-13基金项目:
天津市自然科学基金重点项目(16JCZDJC38800)作者简介:
徐宾宾(1984—),男,河南焦作人,博士,高级工程师,主要从事数值计算及地基处理等方面的科研工作。
E-mail:
xubinbin@