第29卷第6期岩石力学与工程学报V ol.29 No.6 2010年6月Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering June，2010
变埋深下软弱破碎隧道围岩渐进性
破坏试验与数值模拟
朱合华1，2，黄锋1，2，徐前卫1，3
(1. 同济大学岩土及地下工程教育部重点实验室，上海 200092；2. 同济大学地下建筑与工程系，上海 200092；
3. 上海交通大学船舶海洋与建筑工程学院，上海 200030)
摘要：以一定范围内埋深(25～60 m)的3车道公路隧道软弱破碎围岩(公路隧道IV级)为研究对象，研制相似模型材料和配套试验设备，再现开挖后围岩的渐进性破坏全过程，分析不同埋深下围岩的应力场特征。通过模型材料室内试验获取岩体相关计算参数，引入弹塑性损伤本构模型对试验工况进行有限元数值模拟，计算结果与模型试验吻合较好。综合模型试验和数值模拟结果，可以得出以下结论：(1) 围岩破坏区是隧道塌落荷载的来源，主要集中在拱顶上方区域，在两侧边墙下方和拱底也有局部存在；(2) 隧道埋深对围岩破坏区域大小有重要影响，随着埋深的增大，围岩破坏区域呈渐进扩大趋势；(3) 围岩内的周向应力在隧道开挖后先升高而后逐渐降低，其最大值所在位置即对应压力拱位置，且该位置随着破坏区域的扩大而不断向围岩内部移动，形成动态压力拱现象；(4) 通过对围岩内部周向应力最大值的测试来获取隧道压力拱范围，并进而确定围岩塌落荷载大小，这在理论上是可行的。
关键词：隧道工程；围岩；渐进性破坏；模型试验；数值模拟；开挖损伤区
中图分类号：U 45 文献标识码：A 文章编号：1000–6915(2010)06–1113–10 MODEL TEST AND NUMERICAL SIMULATION FOR PROGRESSIVE FAILURE OF WEAK AND FRACTURED TUNNEL SURROUNDING ROCK UNDER DIFFERENT OVERBURDEN DEPTHS
ZHU Hehua1，2，HUANG Feng1，2，XU Qianwei1，3
(1. Key Laboratory of Geotechnical and Underground Engineering of Ministry of Education，Tongji University，Shanghai200092，China；2. Department of Geotechnical Engineering，Tongji University，Shanghai200092，China；3.School of Naval Architecture，Ocean and Civil Engineering，Shanghai Jiaotong University，Shanghai200030，China)
Abstract：By taking the weak and fractured surrounding rock(defined as class IV by the road tunnel code of China) for the three-lane highway tunnel with overburden depths of 25–60 m，similar materials and model test equipments are developed to reproduce the whole process of progressive failure of surrounding rock after excavation；and the characteristics of stress field in rock mass under different overburden depths are studied. Meanwhile，an elastoplastic damage constitutive model is introduced to simulate some cases of model test by FEM；and the related parameters of rock mass are determined by laboratory tests. The numerical simulation results show a good agreement with those of model test. By analyzing the results of model test and numerical simulation，the conclusions can be drawn as follows：(1) The failure zone of surrounding rock is the source of tunnel collapse load，and it is distributed mainly above the vault as well as partially at the bottom of both side walls and arch bottom. (2) The overburden depth has great influence on the dimensions of progressive failure zone around tunnel
收稿日期：2010–02–04；修回日期：2010–03–28
基金项目：国家自然科学基金资助项目(40672184)
作者简介：朱合华(1962–)，男，博士，1983年毕业于重庆大学采矿工程系化学矿开采专业，现任教授、博士生导师，主要从事隧道及地下结构工程方面的教学与研究工作。E-mail：zhuhehua@https://www.doczj.com/doc/7314263883.html,
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profile. As the overburden depth increases，the corresponding failure zone shows a gradual expansion trend. (3) The circumferential stress within the surrounding rock rises firstly and then decreases gradually after tunnel excavation. The location of the maximum stress corresponds to the position of earth pressure arch. With the expansion of failure zone，it continues to develop towards the inner side of rock mass and form a dynamic pressure arch. (4) The location of earth pressure arch can be determined by measuring the maximum circumferential stress within rock mass，and thus to determine the tunnel collapse load，which is theoretically feasible.
Keywords：tunnelling engineering；surrounding rock；progressive failure；model test；numerical simulation；excavation damage zone
1 引言
现代交通、能源工程中隧道的特点是断面大、地质条件复杂，隧道掘进面前方和洞身的不良地层条件极易引起塌方、涌水、岩溶塌陷等地质灾害。其中，因围岩失稳而造成的塌方事故已成为隧道施工中最常见的灾害现象之一，并会造成施工困难、机械损毁以至人员伤亡等巨大损失[1，2]。尽管现代隧道的新奥法施工不允许有塌方现象，但由于对复杂地质环境下围岩体力学特性认识上的不足，这种现象的发生是难以避免。在各类塌方事故中，地质条件是导致隧道塌方的最主要因素，尤其是在软弱破碎围岩地层中的隧道常伴有通天形和拱形2种塌方型式，前者易发生在浅埋和超浅埋的隧道中，后者则发生在埋深较大的隧道中[3～5]。目前对隧道塌方问题的研究主要集中在事后的治理措施及事故原因分析方面，而对塌方破坏的机制及其渐进性破坏过程尚未有系统的研究。因此，深入开展隧道塌方破坏过程机制的研究，对隧道塌方事故的预防及治理具有重要的理论价值及实际工程意义。同时，探讨隧道的渐进性塌方机制也是设计过程中确定隧道塌落荷载的基础[6]。
渐进性破坏概念自1936提出以来，主要研究集中在边坡稳定性分析及地基承载力等问题[7，8]，在隧道塌方分析方面则相对较少。事实上，隧道围岩的破坏是因开挖卸荷而产生的应力重分布伴随应变软化而渐进出现的，最终因不及时或不适当支护而产生塌方事故。对隧道塌方的研究主要手段有室内试验和数值模拟：室内试验有2种方法，一种是离心机试验，可实现对地下洞室的塌落形态、过程的模拟[9，10]，但对开挖过程的模拟较为困难，且试验费用也较为昂贵。另一种是普遍采用的重力相似模拟试验，可以再现隧道从开挖到塌方破坏的全过程[11]，而已有的模型试验多是用砂等(无黏聚力材料)作为相似材料而实现的[12～14]，不能准确反映围岩性能；数值模拟方法也主要有2类，一类是非连续体分析方法，如离散单元法、DDA等[15，16]，因其算法复杂，故而不适合软弱破碎岩体分析。另一类是连续体分析方法，如有限元方法，一般采用弹塑性本构模型(应变软化模型、弱化强度参数的模型)，难以建立合适的岩体破坏准则[17～19]；而从材料的微观层面研究围岩介质的渐进性破机制[20]，则存在计算机内存耗费大、计算周期长等问题。
基于上述认识，本文首先将软弱破碎隧道围岩(公路隧道围岩IV级)从力学上概化为均匀介质，研制了具有黏聚力的相似模型材料，利用自行设计的试验装置实现对自重应力场作用下深埋隧道(埋深大于25 m)围岩拱形塌方破坏全过程的试验模拟。结合模型试验及室内试验获取岩土体相关计算参数，采用适于描述围岩渐进性破坏的弹塑性损伤本构模型，建立以损伤变量为依据的破坏判据，分析不同埋深条件下隧道开挖损伤区及围岩应力分布规律。综合数值模拟和模型试验的结果，揭示隧道围岩渐进性塌方机制，并讨论围岩塌落荷载的分布特征。
2 隧道渐进性塌方的试验模拟
2.1 试验原理及模型材料的选用
岩体破坏的模型试验属于地质力学模型试验的范畴，其模型的几何尺寸、边界条件及作用荷载、模拟岩体的模型材料的重度、强度及变形特性等方面均须满足地质力学相似性要求，即满足：
l
C C C
σγ
=(1)
E
C C C
σε
=(2)
1
C
μ
=(3)
l
C C C
δε
=(4)
C C
σσ
=(5)
第29卷 第6期 朱合华，等. 变埋深下软弱破碎隧道围岩渐进性破坏试验与数值模拟 ? 1115 ?
式中：C σ为应力相似比，l C 为几何相似比，C γ为容重相似比，E C 为弹性模量相似比，C ε为应变相似比，C μ为泊松比相似比，C δ为变形相似比，C σ为面力相似比。
由上述关系可知，一旦模型的几何比例选定后，则必须要找到合适的模型材料，使其具有适宜的强度和变形要求。本次试验主要是针对IV 级围岩开展的，其对应的岩体力学参数可根据《公路隧道设计规范》选取，见表1中的原型。
表1 IV 级围岩物理力学性质指标
Table 2 Physico-mechanical parameters of rock mass with
IV-th type
IV 级
围岩 重度
γ/(kN ·m －
3) 弹性模量 E /GPa
泊松比 μ 黏聚力 c /MPa
内摩擦角
?/(°) 原型 20～23 1.30～6.00 0.30～0.35 0.20～0.70
27～39
模型 21
0.05
0.32
0.01 31
根据试验的实际情况，确定的相似比如下：几何相似比l C = 50；容重相似比C γ= 1；泊松比相似比1C μ=；应变相似比1C ε=；内摩擦角相似比1C ?=；应力、弹性模量相似比50E C C σ==。
以公路隧道IV 级围岩作为参照的原型地层，按照上述相似比进行模型地层材料的配制。在经历数百次的反复试验后，最终确定以重晶石粉、砂、石膏、水等数种材料按照一定的配比拌合，再将其按照一定的密实度压实后，得到的模型地层参数，见表1中的模型。本试验所用模型材料的最大特色在于性能稳定、可重复性强，并在使用后只需加入适当的水重新搅拌，其性能仍可满足使用要求。 2.2 模型试验装置
如图1所示，整个试验系统由试验土箱、加载系统、开挖装置和数据采集等子系统构成。箱体尺寸1 600 mm ×1 300 mm ×400 mm ，顶部敞口以便填土及布置观测仪器。箱体前、后2个面板采用有机玻璃，以便观察土体内部的位移变化情况，左右两侧面板可拆卸，并可根据需要施加侧向压力以模拟地应力的影响。为了减少模型地层和箱壁的摩擦阻力，在箱内的四壁上贴上一层Teflon 薄膜，并涂上一层润滑油脂。
模型地层采用夯实填筑法制作，其基本流程如下：按确定的材料配比称量材料→用搅拌机均匀搅拌材料→在试验台架装置内由下往上分层摊铺、夯实材料→测试碾压后的材料密度→按设计标高在隧
图1 模型试验系统 Fig.1 Model test system
道洞周分层埋设测试仪器。
隧道模型试验分“先开挖后加载”和“先加载后开挖”2种方法，这2种条件下，围岩的位移场不同，但应力场几乎是一致的[21]。尽管“先加载后开挖”与实际情况相符，但因本试验重点在于研究应力场的分布特征，采用了“先开挖后加载”的试验方法，以通过不同附加荷载代替上覆岩体，实现了不同隧道埋深的试验方案(不考虑构造地应力对隧道围岩破坏的影响)，达到研究隧道在不同应力状态下围岩渐进性破坏形态的目的。 2.3 试验量测内容
试验中测量的主要内容是岩体内部的压力场，采用江苏溧阳江南电子仪器厂生产的箔式微型压力盒，型号BW –0.3。该压力盒体积小、精度高、测值稳定，其量程为30 kPa ，试验结果中的压力改变值，正的表示压力增加，负的表示压力减小。岩体压力盒主要布置在拱顶、洞底、两侧部位，如图 2
图2 隧道围岩内压力测点布置示意图(单位：mm) Fig.2 Layout of earth pressure meters within surrounding
rock(unit ：mm)
? 1116 ? 岩石力学与工程学报 2010年
所示。模型中的隧道断面完全参照公路隧道3车道断面(高8.77 m 、宽15.50 m)按几何相似比缩小50倍，高度和宽度分别是175和310 mm 。 2.4 试验结果分析
2.4.1 围岩渐进性破坏过程
试验首先是隧道开挖(解除隧道开挖装置)，然后再逐渐增加上覆荷载(每级约200 N)直至隧道形成稳定塌落拱。重点研究围岩在不同上覆荷载作用下隧道塌落拱的发展过程，以及围岩内部的应力变化情况。为便于试验分析和与数值模拟的比较，将试验过程中的外加荷载按下式换算成原型中的数据：
57.812 510P
C P dl
σσ
?==× (6) 式中：σ
为等效应力(MPa)，P 为上覆外加荷载(N)，d 为模型箱厚度(m)，l 为模型宽度(m)。
试验中外加荷载P 从0增加到6 568 N ，换算成原型材料的外加荷载强度为0～513.125 kPa 。围岩内部的压力值相应地也按照应力相似比扩大50倍，换算成真实原型材料中的应力。
随着上覆荷载增加，围岩的渐进性破坏过程(见图3)如下所述：图3(a)为隧道模具拆除后，隧道拱顶位置有局部塌落(外加荷载为0)；随着上覆荷载的增加，拱顶进一步塌落、拱腰位置也有塌落，如图3(b)所示；图3(c)为继续加载后拱顶出现拱形裂缝时的情形；图3(d)为隧道顶部塌落成拱时的照片；图3(e)为施加最大上覆荷载时，隧道围岩最终的破坏状态，基本上形成稳定的塌落拱。由此可见，拱形松动区围岩自重是隧道塌落荷载的来源，并且破坏区域主要集中在拱顶上方区域，边墙和拱底下方有局部破坏；塌方高度与隧道埋深的关系见图4，隧道塌方的高度随埋深增大而增大，并近似地呈线性关系。
(a) 隧道开挖后，拱顶零星掉渣
(b) 拱顶进一步塌落，伴随两侧拱腰处开始掉渣
(c) 围岩松动范围扩大，拱顶出现裂缝
(d) 围岩出现明显破坏，拱顶小范围塌落
(e) 最终塌落形状
图3 围岩的渐进性破坏过程
Fig.3 Progressive failure processes of surrounding rock
2.4.2 岩体内部压力的变化情况
图5表示的是在整个试验过程中隧道拱腰处各点岩体压力的变化情况，其中C050，C051点测取
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图4 拱顶损伤区厚度与埋深的关系
Fig.4 Relationships between failure height above vault
and overburden depth
图5 不同上覆荷载下隧道拱腰处各点压力变化 Fig.5 Variation of earth pressure at tunnel hance under different
overburden loads
的是岩体水平方向压力(近似为径向压力)，而C052，
C053点测取的是岩体竖直方向压力(近似为周向压力)。图5中各曲线代表的是岩体内各点处压力相对于隧道脱模前的改变值，而非压力的绝对值(图6，
7也是如此)。可以看出，在隧道开挖后的，除离隧道轮廓面最近的C051点的径向压力有所下降外，其他各点影响较小；随着上覆荷载的增加，各点处的岩体径向、周向压力均有所增加，但周向压力的增加程度明显大于径向压力(径向应力有小幅增加，可能是由于水平方向与径向方向有所偏差造成的)；在上覆荷载在达到0.1 MPa 以前，岩体径向压力是离隧道轮廓较远的点C050较大，而周向岩体压力则是离隧道较近的点C052较大；当上覆荷载超出
0.1 MPa 后，岩体径向压力则是离隧道较近的点C051较大，而岩体周向压力则是里隧道轮廓较远的点C053较大；上述各压力值在上覆荷载达到0.45
MPa 后趋于稳定，此时隧道围岩基本上形成稳定的
(a) 径向压力变化
(b) 竖向压力变化
图6 不同上覆荷载下隧道拱顶上方径向压力变化情况 Fig.6 Radial pressure variation from tunnel vault to ground
under different overburden loads
塌落拱。此后4个测点的位置可能都处在松动圈内，因此其应力值几乎都没有再变化。
图6(a)为试验过程中不同上覆荷载下隧道拱顶上方岩体径向压力的变化情况。可以看出，在开挖后，由于失去底部岩体的支承作用，隧道上方各点的压力值均有所下降，并且埋深越大处的压力降低更为明显；随着上覆荷载的增加，隧道上方不同深度处岩体压力均有所回升，但距离拱顶5.0 m 处C054的压力在整个过程中一直是负值，即其绝对压力一直是低于隧道开挖前的水平，这是由于其处于拱形松动圈内的缘故；当上覆荷载达到0.05 MPa 后，距离拱顶12.5 m 处C056的压力增幅开始显著，但其压力值仍未恢复到开挖前的水平，此时距离拱顶
20.0 m 处C058的压力值已恢复到开挖前的水平并继续增加；当上覆荷载达到0.1 MPa 后，距离拱顶
12.5 m 处C056的压力恢复到开挖前水平，并在0.3 MPa 之前一直增加，此后才开始下降，此时对应隧
0.0 0.1 0.2 0.3 0.4 0.5－压力/M P a
上覆荷载/MPa 20
25
30
35
40
45
50
55
60
65
70
－
隧道埋深/m
拱顶损伤区厚度/m
－0.1
0.0
0.1
0.2 0.3 0.4 0.50.6
－－－－－0.00.10.20.3
径向压力/M P a
上覆荷载/MPa 2.5
5.07.510.012.515.017.520.022.5P =0.0051MPa
P =0.040 0 MPa P =0.0890MPa P = 0.210 0 MPa P = 0.230 0 MPa P = 0.260 0 MPa 竖向土压力改变值/MPa 距拱顶的距离/m
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(a) 周向压力变化
(b) 周向压力变化分布图
图7 不同上覆荷载下隧道拱顶上方周向压力分布图 Fig.7 Circumferential pressure variation from tunnel vault
to ground under different overburden loads
道拱顶出现塌落且隧道上方出现拱形松动圈。由图6(b)可见，隧道拱顶上方不同深度处岩体径向压力的变化是不一样的，距离拱顶5.0 m 处的压力值一直处于减小状态，这是由于其位于隧道上方的松动压力圈范围内；距离拱顶12.5 m 处C056的压力值变化最大，并在上覆荷载达到0.09 MPa 之后开始增加；距离拱顶20.0 m 处C058的变化不大，但是呈增加趋势，这表明隧道围岩由隧道轮廓面往外分别处于松动圈→压力拱→原岩应力3种状态。
图7(a)表示的是试验过程中不同时刻隧道拱顶上方岩体周向压力的变化情况：在上覆荷载达到0.3
MPa 之前，岩体各点的压力一直呈增加趋势，此后才开始下降，此时对应隧道拱顶土体局部塌落；当荷载增加到0.45 MPa 后，各点的岩体压力停止减小，并有所增加，此时对应隧道顶部塌落成拱。由图7(b)可知，隧道拱顶上方不同深度处岩体周向压
力的变化是不一样的，在荷载达到0.18 MPa 之前，
距离拱顶5.0 m 处C054的岩体压力增长最快，在此之后，则是距地表12.5 m 处的岩体压力增长最快。这同样反映了隧道围岩由隧道轮廓面往外分别处于松动圈→压力拱→原岩应力状态。
3 隧道围岩渐进性塌方的数值模拟
3.1 本构模型与参数取值
3.1.1 本构模型
(1) 屈服(流动)准则
采用相关联Drucker-Prager 弹塑性模型，屈服函数[22]为
tan 0F p c ?=??= (7a)
其中，
0t tan l c σ?=? (7b)
式中：t σ为材料抗拉强度，p 为静水压力，q 为von-Mises 应力。
(2) 考虑损伤的弹塑性本构关系
每个计算步，分为两子步完成：
① 进行常规的弹塑性计算，增量表达式如下：
p
d d ij ij
F
ελ
σ?=? (8) e e e p
d d (d d )ij ijkl kl ijkl kl pl D D σεεε==? (9)
根据第n 步(上一步)的计算结果，可以得到n +1步(本部)的应力：
1d σσσ+=+n n
ij ij ij (10)
② 根据J. Lemaitre [23]提出的应变等效原理，将第一子步得到的结果进行更新：
(1):ij ij D σ
σ=? (11) 式中：D 为损伤变量值。
同时，按以下公式考虑材料弹性模量的弱化：
(1)=? ij ij
E D E (12) (3) 损伤变阀值与演化规律
岩体损伤的初始化，通过等效塑性应变pl ε来判断：
pl pl 0pl
pl
εεεε??
???
＜≥ (13)
0.0
0.00 0.05 0.10 0.15 0.20
0.25 0.30 0.35 0.401MPa
0 MPa 0 MPa
岩体周向压力改变值/MPa 距拱顶的距离/m
－0.1
0.0 0.1 0.20.3 0.4 0.50.6
－岩体周向压力改变值/M P a
上覆荷载/MPa
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式中：pl
0ε为损伤门槛值。
为描述软岩应变软化过程的变化趋势，定义损伤因子的演化按指数型规律变化，采用的表达式[24]如下：
pl
pl f (/)
pl pl
f 1e
(0)1e / (0)
u u D u u αααα????≠?
=???=? (14a)
其中，
pl pl u L ε= (14b)
式中：pl u 为等效塑性位移；pl f ε为完全损伤(D = 1)时的等效塑性应变，L 为单元特征长度，α为损伤速率的控制参数。 3.1.2 参数取值
模型材料的抗剪参数由直剪试验获得，弹性参数则由英国GDS 仪器设备有限公司生产的标准非饱和土三轴试验系统获得，按照试验相似比换算得到原型材料的相关计算参数，见表2。
表2 数值计算的参数取值(原型材料)
Table 2 Parameters for numerical simulation(real material)
弹性
模量 E /GPa 泊松比 μ 密度ρ /(kg ·m －
3) 内摩
擦角 ? /(°) 黏聚力
c /MPa
抗拉强度σt /MPa 损伤演化参数α 损伤变
量最大值D max 2.5 0.34 2 100 30 0.5 0.16 1.4 0.7
根据?. Aydan 等[25]的研究成果可知，材料破坏过程中各阶段的变形间存在以下关系：
pl pl 00.17
0.32f p c f c e e
25εεησησεε??====， (15) 通过简单变化可得：
pl 0.170c e c e pl 0.32f
c e c e
()2()5f f εσεσεεσεσ
ε???==??==??
，， (16) 弹性应变极限e ε和围压c 3σσ≈可以在第一个计算子步(常规弹性塑性增量迭代)中产生。同时，考虑到岩土材料的残余强度和计算的稳定性，取最大损伤变量D max = 0.7，损伤演化速率参数α表示损伤变量随塑性变形的发展，一般取0.0～3.0，表2中的α值是通过对隧道埋深为25 m 的模型试验反复试算，使得计算损伤区与模型试验的破坏区域接近为止，最终拟合参数为1.4。 3.2 模拟方案
根据模型试验结果，发现当附加荷载P = 1 000，
2 000，
3 000，
4 500和6 000 N 时表现出较为特殊
的规律(塌方范围有较大扩展)。因此，将附加荷载按下式可得出隧道埋深：
10.50.00525l P h C P g dl ρ??
=++????
≈ (17) 式中：h 为埋深(m)，g 为重力加速度。
为了对比和验证模型试验，数值模型共考虑了6个方案(见表3)；数值计算的隧道模型尺寸(由三
车道断面原型简化而来)，如图8所示，采用平面应变单元，隧道底部采用固定端约束，左右两侧采用法向约束。
表3 数值模拟方案
Table 3 Schemes of numerical simulation
方案 隧道埋深/m
上覆荷载(模型材
料)/N
上覆压力(原型材
料)/kPa 1
25
0.000 2 30 1 000 78.125 3 35 2 000 156.250 4 40 3 000 234.375 5 50 4 500 351.563 6 60 6 000 468.750
图8 有限元模型尺寸
Fig.8 Dimensions of finite element models
3.3 数值计算结果及分析
不同埋深情况下，隧道开挖后围岩最终的损伤区分布(方案1～6)，如图9(a)～(f)所示，由于围岩开挖损伤区主要集中在隧道轮廓面附近一定范围内，故数值模拟结果仅对该部分区域进行分析。图9 中颜色较深的区域表示损伤变量D ＞0.7，即围岩完
60 m(方案6)
50 m(方案5)40 m(方案4)35 m(方案3)30 m(方案2)25 m(方案1)
? 1120 ? 岩石力学与工程学报 2010年
(a) 埋深25 m(方案
1)
(b) 埋深30 m(方案2)
(c) 埋深35 m(方案3)
(d) 埋深40 m(方案4)
(e) 埋深50 m(方案5)
(f) 埋深60 m(方案6)
图9 隧道开挖损伤区分布图
Fig.9 Excavation damage zone distributions of surrounding rock
全损伤破坏；颜色较浅的灰白色区域表示围岩处于未损伤状态D = 0；其余颜色区域表示损伤变量0＜D ＜0.7，围岩开始损伤，但还未完全损伤，处于尚
未破坏的中间状态。
隧道埋深为25 m 时(方案1)，开挖损伤区的分布如图9(a)所示。可以看出，隧道开挖后仅在边墙
与拱底交界处，由于曲率突变导致应力集中，出现了小范围的损伤破坏，围岩大部分处于稳定受力状态，由于数值模拟的加载条件与模型试验基本一致，二者所得结果基本上是一致的。
方案2～6的数值模拟结果如图9(b)～(f)所示。可以看出，随着埋深的增大，隧道开挖损伤区随之增大，损伤区域主要集中在拱顶附近，这与模型试验结果是类似的(见图2，3)；不同之处在于拱底以下一定深度也出现了损伤，而在模型试验中并未观察到该现象，这可能与模型试验中由于侧面摩擦效应导致上覆附加荷载未能传递到隧道底部有关。
隧道拱顶是塌方破坏的主要区域，拱顶损伤区厚度随埋深的变化规律如图4所示，其中试验结果将上覆荷载按式(17)转换为隧道埋深，可以看出：
第29卷 第6期 朱合华，等. 变埋深下软弱破碎隧道围岩渐进性破坏试验与数值模拟 ? 1121 ?
(1) 模型试验与数值模拟的结果基本上是一致的， 25 m 埋深下，没有塌方出现，破坏高度为0，随着
隧道埋深的增大，塌方高度增大，近似地满足线性比例关系；(2) 由于模型试验中上覆荷载直接施加在隧道拱顶上，荷载在传递过程中可能有损失，导致拱底围压应力较小，造成试验中围岩拱顶部分受力大于拱底部分，故其破坏区域较数值模拟结果稍大。
由隧道拱顶往地面方向(A →B ，见图8)岩体径向压力和周向压力随距离拱顶的变化规律，分别如图10(a)，(b)所示。可以看出，随着埋深的增大，围岩的径向压力和周向压力均有所增加，但是二者最大值出现的深度却有所不同，该位置常常对应压力拱出现的区域；随着埋深的增大，损伤区域也随之扩大，该深度也逐渐增加，这表明压力拱可能向围岩内部发展，这与汪成兵[26]得出的动态压力拱的扩展规律是相似的。同时还可以看出，周向压力的最大值分布深度为5～10 m ，而径向应力的最大值分布深度为5～22 m ，而且周向压力的量级远大于径向应力，这表明隧道开挖导致周向应力集中的程度高于径向应力，因而决定了前者对隧道围岩稳定性的控制性作用。另外，对比试验结果和计算结果(见 图6(b)，10(a)，7(b)，10(b))，可以发现，试验结
(a) 径向应力分布
(b) 周向应力分布
图10 不同埋深条件下拱顶上方的应力分布 Fig.10 Pressure distributions from tunnel vault to ground
under different overburden depths
果与数值模拟在分布规律上是类似的，在拱顶以上一定高度处出现应力最大值，亦即压力拱的所在区域。
4 结 论
本文针对埋深在25～60 m 范围内的IV 级隧道围岩，通过配置满足相似比的模型材料，在自主研制的试验系统下，模拟了隧道开挖及围岩破坏的全过程，结合相关测试技术，从定性和定量2个角度分析了围岩的渐进性破坏形态及相关力学特征；同时，引入了弹塑性损伤本构模型的有限元方法，通过材料室内试验获取了相关计算参数，对模型试验进行数值模拟。综合室内模型试验和数值模拟的结果，得出了二者基本一致的结论，并进一步归纳如下：
(1) 隧道开挖后，围岩的损伤破坏区主要集中
在隧道拱顶以上，伴随着边墙和拱底位置有局部破坏，这是隧道塌落荷载的主要来源。
(2) 影响隧道渐进性破坏的因素有很多，其中
隧道埋深是重要的影响因素之一，埋深在25～60 m 范围内的隧道，随着埋深的增加围岩破坏区的范围随之扩大，且其破坏区的高度与埋深近似呈线性关系；而埋深超过60 m 后由于压力拱效应，塌方高度是否会仍随埋深而增大，有待进一步研究。
(3) 隧道开挖后，由轮廓面往围岩内部，分别
是松动圈→压力拱→原岩状态，围岩内的周向应力最大值附近即对应压力拱范围，且该位置随着破坏区域的扩大，不断向围岩内部移动，形成动态压力拱现象。
(4) 隧道开挖后围岩周向应力的最大值处对应
压力拱位置。因此，可以考虑通过对围岩内部周向应力的测试来获取压力拱位置，由此来确定围岩塌落荷载的大小，这与传统方法(通过多点位移计所测围岩内部位移分布来判断)不同，但实现方法还需要更加深入的研究。 参考文献(References)：
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距拱顶的距离(A →B )/m
岩体径向应力/MPa
距拱顶的深度(A →B )/m
岩体周向应力/MPa
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石山隧道进口软弱围岩（断层）专项施工方案 一、编制依据 1、xxx合同段工程施工总承包招标文件及设计文件、两阶段施工图设计等； 2、国家、交通部现行的公路工程建设施工规范、设计规范、验收标准、安全规范等； 3、国家及福建省相关法律、法规及条例等； 4、现场踏勘收集到的地形、地质、气象和其它地区性条件等资料； 5、近年来高速公路等类似施工经验、施工工法、科技成果； 6、福建省高速公路标准化建设指南和施工要点； 7、我单位拥有的国家级、部级工法、科技成果和长期从事高等级公路建设所积累的丰富施工经验。 二、工程概况 1、工程概况 我部承建的石山隧道0.5座，为分离式双洞隧道，隧道全长855.8m，为长隧道，左洞长854.1m，右洞长857.5m。隧道进出口均位于平面曲线内，进口左右线曲线半径分别为R左=3000m和R右=2850m；隧道纵坡坡率/坡长：左洞为0.7%/854.1m，右洞0.7%/857.5m；隧道进口设计桩号：左洞为ZK63+572，右洞为YK63+565；进口设计高程：左洞为586.69m，右洞为586.64m。。 2、地形、地貌 隧址区属剥蚀低山地貌，隧道轴线大致呈南北走向，地形呈波状起伏，起伏较大，隧道最大埋深约为160m，地表植被较发育，覆盖层较薄。进口侧山坡自然坡度25～30°，出口侧山坡自然坡度35～40°。 3、地层岩性 本隧址场区表层多为第四系残坡积土，一般厚度3-6m，冲沟底部及陡坎略薄些，下伏侏罗系南园组（J3n）凝灰熔岩及其风化层。
隧道洞身围岩为侏罗系南园组（J3n）的凝灰熔岩，属较硬-坚硬岩，岩体一般较完整，对隧道洞身围岩的稳定较有利，据地质调绘及钻孔揭露隧道区主要发育有3条裂隙带及断裂构造带，对隧道围岩不利，影响隧道围岩级别，隧道开挖时，围岩稳定性较差，易产生塌方掉块，应加强支护和监测措施，各段的具体评价见隧道纵断面图。 拟建隧道最大埋深约160m，深部围岩主要为微风化凝灰熔岩，节理裂隙发育较少-较发育，较有利于地应力的释放和调整，但钻孔中未见有岩芯饼化等高应力作用现象，综合临近泉三高速公路等工程经验分析，本隧道在隧洞区内出现高地应力的可能性不大。 隧址区未见有矿体分布，不会产生瓦斯等有害气体。但施工中粉尘可能较大，施工中应注意粉尘污染监测工作，并做好通风工作。 4、地质构造及地震动参数 根据《厦门至沙县高速公路（安溪至沙县）泉州段线路工程地震安全性评价》，线路地震设防烈度属于6度区，测区内50年超越概率10％的平均土质条件下峰值加速度为0.05g，中硬土场地动反应谱特征周期为0.45s，区域地质相对稳定，建议抗震设计按《公路工程抗震设计规范》（JTJ004-89）规范执行。 5、水文地质条件 隧道位于当地侵蚀基准面之上，山坡坡体起伏较大，隧道地表水系不发育，仅部分冲沟底部见有小水流。隧址区四周地形较陡，一般坡度25-35°，地形切割较强烈，降雨后地表水沿坡排泄迅速，无有利地表水蓄积之地形。 地下水按埋藏条件及赋存介质不同主要有：①基岩风化网状裂隙水：赋存于碎块状强风化岩～中风化岩层的网状裂隙中。隧道区岩性为侏罗系南园组（J3n）凝灰熔岩，碎块状强风化岩层裂隙较发育，富水性及导水性相对较强，接受大气降水的补给，厚度相对较小，勘察期间水量较贫乏，对洞身围岩及开挖影响较小，主要对隧道进、出口及浅埋段围岩的施工有影响。②基岩裂隙水：洞身围岩主要为微风化凝灰熔岩，主要受节理裂隙等控制，受大气降水的补给和基岩风化裂隙水的补给，向山体附近的沟谷中排泄，富水性一般较差，节理密集带相对较富水，但本隧道3条节理带宽度小，故地下水贫乏。
浅埋软弱围岩隧道变形控制 摘要：本文以宁安铁路钟鸣2#隧道为例，重点阐述在浅埋软弱围岩隧道施工，通过各种技术措施对围岩变形进行控制的方法。 关键词：隧道，浅埋，软弱围岩，变形控制 abstract: this article to ning an railway chiming 2 # tunnel as an example, focuses on the shallow buried tunnel in weak rock construction, through various technical measures to control surrounding rock deformation method. key words: tunnel, shallow buried and weak surrounding rock, deformation control. 中图分类号：u452.1+2 文献标识码：a文章编号：2095-2104（2013）引言 在高铁建设过程中，出现了越来越多的地质条件复杂，浅埋软弱围岩的高风险隧道。由于这些浅埋地层的埋藏比较浅，大多是强风化破碎的围岩，地质条件变化较大，围岩应力分布复杂，且开挖断面大，造成了隧道施工过程中，施工难度增大，初支变形复杂和隧道整体稳定难以控制的情况，隐含着很多坍塌等安全隐患。本文以钟鸣2#隧道为研究对象，阐述在浅埋软弱围岩隧道施工过程中如何采取对策减小初支变形，确保施工安全的方法。 1 工程概况 钟鸣2#隧道位于宁安铁路铜陵境内，双线全长798m，施工里程为dk140+830～dk141+628。隧道穿越地层主要为含砾粉质黏土及泥质
( 安全技术 ) 单位：_________________________ 姓名：_________________________ 日期：_________________________ 精品文档 / Word文档 / 文字可改 2021年松软破碎围岩掘进防冒 顶技术探讨 Technical safety means that the pursuit of technology should also include ensuring that people make mistakes
2021年松软破碎围岩掘进防冒顶技术探讨 一、前言 一般来说，矿井在建井初期，距离地表较近，许多场合是在二迭系童子岩组之上的岩石中掘进作业。而复盖在此岩组之上的岩石基本上已风化，原生的结构整体性、稳定性遭到严重破坏，裂缝破碎带长期受地表水的浸蚀及地表泥砂的填充，也致使该区域地层风氧化带深度深、强度大，局部的围岩就象是由一块块的孤石夹伴泥沙堆积在一起。在此松软破碎围岩中掘进经常会发生冒顶事故，一方面影响了工程的进度，另一方面对安全也造成一定的威胁。为了对此类矿井的采掘安全进行研究，今以仙亭煤矿为例作技术探讨。 仙亭煤矿+660m总回风巷于2005年9月开始掘进，由于该工程处于+660m水平，距离地表较近，该工程即处于以上所述的恶劣环境中作业，且设计断面主要为8.1m2的大断面。因此，巷道的掘进和
支护面临着重重困难。如何采用可行的安全技术措施，保障施工进度，防止发生冒顶事故，确保施工安全，是一大难题。 二、主要技术方案及措施 1、采取控制爆破技术。针对施工中围岩破碎情况，采用控制炮眼深度、间距，严格控制装药量(局部周边眼装药量控制1/5～1/2节)，必要时增打周边空眼，采用切割预裂爆破技术，降低爆破对围岩的破坏程度。 2、采用巷道两翼及上部超前，中下部滞后的施工方法。通过采取这一措施，使中下部围岩自然抵御迎头片帮，起到了控制围岩暴露面积，缩短围岩暴露时间的作用，降低了工作面初期的支护难度，为工作面的正常支护赢得宝贵的时间。 3、采用金属锚杆超前护顶、前探梁超前支护措施，控制顶板垮落，确保施工安全。由于工作面岩性总体为孤石堆积，一旦掉落一块，必将接二连三，而且冲击力对支架的影响特别大。因此，控制巷道断面以外的岩石冒落成为该技术应用的关键所在。施工中，采用3.5m长钻杆凿眼，φ25×3m焊接管作为锚杆材料，锚杆间距视情
浅谈隧道软弱围岩快速施工技术 中铁十一局四公司袁中华 摘要：本文通过对琯头岭隧道进口软弱围岩的施工，总结了软弱围岩快速施工经验。 关键词：隧道软弱围岩施工技术 软弱围岩的施工特别是在地质条件复杂的隧道，往往会给整个工程的工期带来较大影响，甚至影响着工程的质量及施工安全，现总结琯头岭隧道软弱围岩的施工经验，供其他同类地质条件隧道参考 一、工程概况 1、基本情况： 温福客运专线琯头岭隧道为全线重点工程，隧道全长4103米，我部施工进口段1435米，其中568米为Ⅴ级围岩全风化土，468米为Ⅳ级强风化凝灰岩且局部夹带全风化土，软弱围岩占施工段的72.2%， 2、工程地质情况 隧道穿越剥蚀低山～丘陵区，紧邻海积平原，山体植被发育，主要地层为上侏罗统南园组火山岩。浅灰色流纹质晶屑凝灰熔岩、流纹质晶屑凝灰岩及凝灰岩， 施工段内有四个断层带贯穿其中，在断层沟谷及其附近，岩体破碎、节理裂隙及劈理发育，断层破碎带及节理裂隙、劈理富水性好，地下水主要为构造裂隙水，接受大气降水及地表水的下渗补给，水量丰富。本区内地表水系发育，规模较大的冲沟均有地下水出露，并形
成小溪。 二、施工方法 一）、洞口段施工 由于洞口段围岩覆盖层薄、且为全风化的土，开挖后不能形成自然拱，易造成坍塌。开挖前对边仰坡进行修整，挂网喷锚加固，并对围岩采用20米超前管棚注浆预支护。 二）、正洞段施工 1、Ⅴ级围岩全风化土段施工 开挖方法采用三台阶预留核心法，中下台阶分左右侧并错开开挖，仰拱及时跟进形成闭合环，三台阶采用超短台阶。开挖机械采用挖掘机，对局部利用风镐及人工进行修整。为保证机械开挖的最大功效，及考虑到施工安全，对设计的三台阶尺寸进行调整，适当的增加上中台阶的高度，使挖掘机操作方便。 施工中严格遵循短进尺、禁爆破、快支护、勤量测、紧衬砌、早闭合。 a、开挖Ⅰ部：Ⅰ部是整个施工循环最为关键的部位，直接影响到下序工程是否能正常进行。施工掘进前务必严格做好超前小导管支护，每次进尺根据围岩情况及地下水情况而定，一般开挖一榀到两榀拱架长度（80cm—160cm）。设计采用4.5m的φ42超前小导管预支护，3.2米(四榀拱架)施作一环，考虑到4.5米的小导管施工外插角不易控制，施工至搭接位置时, 漂移距离大,预支护效果差,且引起超挖量大,且工程用的无缝钢管长度一般为6m，在材料的加工上浪费很大,
软弱围岩隧道 随着我国铁路路网的完善，建设标准的提高，特别是高速铁路和客运专线的大量修建，隧道建设规模和技术水平也踏上了一个新的台阶;然而，软弱围岩隧道坍方、作业人员伤亡等事故却时有发生，隧道建设的安全现状无法与当前的形势相适应。从设计源头上解决当前软弱围岩隧道建设过程中存在的问题，是非常必要和及时的。 我国是世界铁路隧道大国。据统计，截止目前，我国铁路隧道通车运营长度已达到6000公里，在建隧道约6600公里，规划设计长度约7600公里，预计到2020年，我国铁路隧道总长将达2万公里左右，位居世界第一。 我院承担的任务主要集中在西南山区，地形、地质条件复杂，一方面，隧道多；另一方面，隧道通过软弱围岩地段长，如：全长462km的成兰线，隧道长度就达到322km，隧线比70%，Ⅳ、Ⅴ级围岩的比重75％，且多为千枚岩、板岩等软弱围岩地层。 这些都从客观上增大了隧道设计在安全方面的风险。半个多世纪来，我院在西南山区铁路隧道的建设中，既积累了一定的经验，也有不少教训和体会，根据会议安排，下面我就软弱围岩隧道工程设计方面做简要汇报，不妥之处，敬请领导批评指正。一、软弱围岩主要工程地质特点 软弱围岩一般是指岩质软弱、承载力低、节理裂隙发育、结构破碎的围岩，工程地质特点有：
(1)岩体破碎松散、粘结力差：一般为土层、岩体全风化层、挤压破碎带等构成的围岩，由于结构破碎松散，岩体间的粘结力差，开挖洞室后，仅靠颗粒间的摩擦效应和微弱胶结作用成拱，这类岩体极不稳定，尤其是在浅埋地段容易发生坍塌冒顶。 (2)围岩强度低、遇水易软化：一般以页岩、泥岩、片岩、炭质岩、千枚岩等为代表的软质岩地层，由于其强度低、稳定性差，开挖暴露后易风化、遇水易软化，尤其是深埋地段受高应力影响容易发生塑性变形，造成洞室内挤。 (3)岩体结构面软弱、易滑塌：主要是存在于受结构面切割影响严重的块状岩体中，由于结构面的粘结强度较低，开挖后周边岩体极易沿结构面产生松弛、滑移和坠落等变形破坏现象。
双线隧道富水软弱破碎围岩大断面工法 铁道部隧道工程局 长大隧道施工遇到强涌水、大规模断层破碎带等不良地质条件，常常成为控制工期，影响工程质量和施工安全的关键技术难题。过去由于技术水平的限制，设计多采用隧道群取代长隧道以绕避严重不良地质地段。施工多采用导坑扩大分部开挖方法通过断层。近年来，经过科研攻关，隧道软岩施工技术不断提高，使富水软弱破碎地层采用大断面施工才成为可能。本工法是隧道工程局在大瑶山隧道九号断层施工中研制开发的，科研专题为：穿越大瑶山隧道F9(富水软弱破碎)区域性主干断层配套技术，1988年5月通过铁道部技术鉴定，1989年获铁道部科技进步特等奖。 一、工法特点及关键技术 1.本工法综合应用了超前地质预报，排水减压后注浆堵水加固围岩，大断面机械化施工，初期支护加强并及时封闭成环，施工量测信息反馈以及运用系统工程进行管理等项新技术。对隧道穿越大规模断层出现的各种不良地质，运用新奥法原理，提出了认识围岩，保护围岩，支护围岩，监测围岩的三十字施工方法，即“先深探、管超前、预注浆、半断面、留核心、短进尺、弱爆破、强支护、紧封闭、常量测”。 2.利用多种地质探测手段，进行施工地质预报，为设计、施工提供决策依据。 3.采用超前平导排水降压，正洞采用周边短孔预注浆，固结注浆等方法，堵水和加固围岩。 4.采用大型、高效配套的机械施工，施工工艺能适应地质变化。 5.针对不同的工程地质和水文地质条件，采用多种支护手段相结合构成最佳初期支护体系。主要形式有①锚杆、钢筋网、喷混凝土，②锚杆、钢筋网、钢架、喷混凝土，③超前管棚、钢架、喷混凝土(或模筑混凝土)，使初期支护为主要承载结构，以保证二次衬砌机械化安全作业。 6.通过围岩与支护的位移量测，评价初期支护的可靠性和围岩的稳定状态，为修改设计支护参数，变更施工工序提供可靠数据。 7.在富水软弱破碎地层开创了隧道大断面施工模式，改善了施工作业环境，减轻了工人劳动强度。具有安全度高(可避免严重的塌方和突水)，进度快，节省工程投资，保证工程质量等优点。 二、适用范围 本工法适用于构造复杂的地层中修建各类用途的山岭隧道和地下工程。 适用本工法的地层：大规模断层带，软弱破碎、结构松散的岩体，最大静水压≤4.0MPa,最大涌水量≤42000t/d，平均涌水强度≤1000t/dD.m，无水断层泥，围岩分类为铁路Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ类地层。 洞室埋深：深埋。 洞室断面最大尺寸：跨度≤12.5m，高度≤11.0m。 三、施工程序 施工程序见图1。
浅埋偏压软弱围岩隧道施工控制浅埋偏压软弱围岩隧道施 工控制 具体介绍铁路双线隧道浅埋偏压软弱围岩的施工工 摘要:本文结合金温铁路麻芝川隧道工程实例，艺和施工控制，为浅埋偏压软弱围岩隧道洞口的施工提供了很好的借鉴。 关键词:铁路隧道浅埋偏压软弱围岩施工控制 1 前言随着我国高速铁路发展规模日益扩大，地质条件日趋复杂，标准化的要求不断提高，铁路隧道施工技术要求也就越来越高。一般情况下隧道洞口位置的地质情况较差，主要不良地质表现为顺层偏压、覆盖层薄、土质松散、边坡失稳，围岩体结构承载力差，若处理不当易发生塌方、冒顶、边仰坡塌滑风险事件。麻芝川隧道是金温铁路的重点工程之一，进口地段就属这类情况。 2 工程概况 2.1 概述麻芝川隧道进口段位于浙江省温州市泽雅镇。隧道起迄里程为 DK168+673～DK171+515，全长 2842m。隧道全部位于左偏曲线上，纵坡为单面下坡，坡率为 4.0‰。按新奥法设计，采用复合式衬砌。 2.2 工程地质麻芝川隧道地处剥蚀丘陵区，地形起伏，植被茂盛，山体自然坡度 25～45°，局部可见基岩裸露。进出口均有混凝土或沥青路面的乡村公路通达。隧道区地层分布较简单，基岩多有出露。地表出露第四系人工填土层 Qml、第四系残坡积层 Qel+dl，下伏侏罗系上统西山头组 J3x 流纹质玻屑凝灰岩。地下水为松散岩类孔隙水和火山碎石屑岩
类基岩裂隙水。区内地表流水活跃，地下水不发育，影响隧道的地下水主要为构造裂隙水。隧道区地处副热带季风气候区，气候温和，雨量充沛，四季分明。雨量充沛，年降雨量达 1723.0 毫米，4～9 月最集中。化学环境作用等级为 H2，地震动峰值加速度为 0.05g，地震动反应谱特征周期为 0.35s。隧道进口进口工程特点
隧道软弱围岩和断裂带施工安 全措施方案 Through the process agreement to achieve a unified action policy for different people, so as to coordinate action, reduce blindness, and make the work orderly. 编制：___________________ 日期：___________________
隧道软弱围岩和断裂带施工安全措施方案 温馨提示：该文件为本公司员工进行生产和各项管理工作共同的技术依据，通过对具体的工作环节进行规范、约束，以确保生产、管理活动的正常、有序、优质进行。 本文档可根据实际情况进行修改和使用。 一、工程概况 大尖坡隧道位于云南省保山市龙江乡境内, 穿越高黎贡山高中山区, 地 形复杂, 沟壑纵横, 斜坡陡峻, 地质作用以构造剥蚀、风化侵蚀为主, 左右幅处于相同地貌单元。隧道为分离式隧道, 左幅起止桩号为ZK4+243～ZK5+178,全长935m, 出口端位于R=1300米的右转圆曲线上, 进口端位于直线上, 纵坡为 -1.7%, 最大埋深149.1米, 隧道出口端横坡为+2%, 进口端横坡为-2%；右幅起止里程为K4+247～K5+128, 全长881m, 隧道进口端位于R=1750米的右转圆曲线上, 出口端位于直线上, 纵坡为-1.7%, 最大埋深143.4米, 隧道进出口横坡均为-2%。岩性为片岩、变粒岩、片麻岩、泥岩, 风化程度高, 多为强风化, 局部夹全风化透晶体, 强风化层片岩岩芯多呈碎石～角砾状、砂土状, 局部构造发育, 风化强烈, 岩体极破碎。大部分为Ⅴ级围岩, 有两条断裂带在洞身左幅K4+365、右幅K4+406、左幅K4+830、右幅K4+840通过, 均为次级断裂。隧道多处地下水丰富, 隧道围岩为软质岩, 遇水易软化崩解, 形成软弱结构面, 降低岩体的层间结合力, 因此软弱围岩及断裂带段隧道施工安全是本合同段控制重点之一。 二、安全保障措施 1、制度措施保障 （1）认真贯彻执行党和国家的安全生产方针、政策, 严格执行公路有关
软弱围岩隧道变形及其控制技术相关分析 发表时间：2016-05-28T13:37:56.550Z 来源：《基层建设》2016年2期作者：张琨玮[导读] 中国电建集团成都勘测设计院有限公司四川成都 611130 一般影响软弱围岩变形的主要因素是围岩的性质，包括围岩级别，围岩结构，地应力，岩体的力学性质、隧道埋深等。张琨玮 中国电建集团成都勘测设计院有限公司四川成都 611130 摘要：隧道围岩大变形常表现为断面缩小、拱顶下沉、周边收敛、基底隆起等现象，导致成洞困难或初期支护严重破坏。隧道穿越埋深大、地应力高、岩体软弱等地质环境时，在开挖方法不当、支护抗力不足或不及时的情况下容易发生大变形。关键词：软弱围岩；隧道变形；控制引言 围岩是指受隧道开挖影响而发生应力状态改变的周围岩土体。根据岩土体的强度，可将围岩分为坚硬围岩和软弱围岩两大类，软弱围岩主要包括软弱、破碎、富水等不良地质条件下的围岩，但不包括岩溶、瓦斯等特殊的围岩。隧道穿越高地应力区及遇到软弱围岩体时，常产生软弱围岩大变形等相关地质灾害，对隧道软弱围岩大变形的有效合理防治与控制愈显紧迫与重要。 1软弱围岩隧道变形概述随着我国经济的高速发展，各项基础设施建设正在快速地推进。我国是一个地形地质复杂多样的国家，在山区进行交通工程建设不可避免的会遇到大量软岩隧道，并且埋深也在不断加大，随之带来了诸多问题，隧道大变形破坏就是其中之一。目前，关于隧道大变形仍没有一种学界公认的统一定义，根据前人的著述，其特点可描述为：深埋地下结构中表现出了与时间、岩体结构、水文地质条件、围岩岩性密切相关的特性，并受施工过程中的各种因素扰动的影响，这些因素反过来又影响施工和结构物长期运营的变形，比如交通隧道的变形。其中，软弱围岩隧道的时效特性正引起工程界的高度重视。软弱围岩具有明显的流变特性，与时间有着密不可分的关系，长期的工程实践表明，软弱围岩的变形和破坏并不是隧道运营初期立即完成的，而是经历很长时间不断变形的积累，出现大变形以致失稳和破坏。2隧道大变形原因分析2.1围岩软弱 一般影响软弱围岩变形的主要因素是围岩的性质，包括围岩级别，围岩结构，地应力，岩体的力学性质、隧道埋深等。软弱围岩是隧道发生大变形的内在因素，。例如，某工程中，围岩为粘土夹岩溶角砾，粘土松软，含水量高，角砾棱角分明，围岩十分软弱，用地质锤可轻松剥离。由于隧道右侧围岩强度低，开挖后硐室周边由三维应力状态转变成二维应力状态，洞周切向应力急剧增大，围岩强度应力比减小，使右侧围岩发生塑性破坏而向内挤入。围岩自身强度较低，对地下水敏感度高，隧道洞身开挖后围岩产生塑性变形松动圈范围大，作用在初期支护的压力较大，围岩变形持续的时间比较长。同时，通过采取适宜的超前预加固控制变形技术，还能够对隧道掌子面前方围岩变形情况进行有效的控制，进而避免发生掌子面坍塌现象。此外，对于断层破碎带以及软弱地层，尤其是在含有丰富的水源时，必须要对围岩进行超前加固施工，进而改善地层，保证隧道施工的安全。 2.2支护强度低 对于软弱围岩隧道，开挖后支护应尽早封闭成环，对于围岩压力持续增加，变形收敛时间长的隧道，应趁早施工二衬，利用模筑混凝土刚度大的特点，对控制持续变形有良好的效果。某工程隧道上台阶开挖后及时施作了初支，喷层厚度已达到要求，但上台阶拱脚锁脚锚管长度仅为2m，并没有穿过松动区，也没有注浆加固，因此不能充分发挥锁脚作用，故水平收敛很大。此外，格栅拱架刚度较低，拱架间距较大（1m），不能有效抵御拱脚剪力作用。 2.3水的影响 地表河流、冲沟与隧道距离较近，隧道上方冲沟附近发育有溶蚀漏斗，地表水可沿岩溶通道进入地下。围岩软弱松散，在地下水位以下处于饱和状态。在隧道开挖前该处岩土体中地下水位保持恒定，隧道开挖后地下水向坑道内渗流从而使隧道右侧地下水位降低，施作初期支护后由于喷混凝土有一定的阻水作用，阻断了右侧围岩地下水的渗流通道，使隧道右侧地下水位回升，故出现隧道左侧边墙干燥而右侧边墙湿润滴水的现状。同时，右侧拱墙支护结构承受静水压力的作用、。由于围岩含有黏土，遇水易发生膨胀、软化，从而使围岩自承能力迅速降低而压力不断增大，因此围岩和初支变形也表现为持续的发展。在地下水的作用下，围岩体积膨胀、强度降低，使得右侧初期支护同时承受膨胀压力与静水压力，变形不易控制。、3围岩大变形控制处理措施3.1加强超前地质预报工作一般情况下，在软弱围岩隧道施工过程中，都会遇到隧道开挖揭示地质情况与工程设计提供的地质存在较大差异的状况。基于此，除了需要在设计阶段加强地质勘察工作之外，还必须在施工阶段进行超前地质预报工作。之后还需按照超前地质预报设计方案的要求，对超前地质预报中涉及的细则进行详细的编制，然后才可开展地质预报工作。同时，对于那些地质较为简单的地段，可以采用以地质编录为主的途径进行相应的施工，并依据掌子面开挖揭示的地层岩性、地质构造以及节理裂缝发育情况等来分析与判断围岩的稳定性。而对于地质较为复杂地段的施工，应在完成地质编录工作的情况下，进行物探超前地质预报，进而为之后勘察资料的对比与分析工作提供基础与便利，最终实现提升预报质量与精度的目的。此外，对于那些特浅埋地质复杂地段，可通过水平钻孔等途径，明确掌子面前方地质情况，然后采取合理的开挖方式来保证工程施工安全。 3.2选择合理施工方法选择适宜的软弱围岩隧道开挖施工方法能够更好的保护围岩，减少塑性区域范围，进而最大限度地发挥出围岩的自承载效果，最终对围岩的变形量进行有效的控制。（1）在选择现场施工方式时，应依据地质与地层加固的具体情况来确定，并在实际施工过程中依据地质情况以及监控量测结果来及时的调整不合适的施工方法。（2）在采用爆破法掘进时，应全面掌握炮眼数量、深度以及装药量，进而在提高爆破控制技术的前提下，尽量减少爆破对围岩造成的破坏。 3.3加强支护强度和刚度
软弱围岩隧道安全施工技术 摘要：介绍软弱围岩对隧道施工的影响，结合工程实践，详细 地介绍了隧道安全施工控制的方法和措施，阐述了施工方法的特点、施工工艺等，对类似隧道施工有一定的参考价值。 关键词：软弱；隧道；施工 abstract: the weak surrounding rock of tunnel construction, engineering practice, and detailed description of the tunnel construction safety control methods and measures, described the characteristics of the construction methods, construction techniques, etc., similar to the tunneling of some reference value. key words: weak; tunnel; construction 中图分类号：文献标识码：a 文章编号：2095-2104（2012） 1.前言 软弱围岩由于其本身的地质特性，一般力学指标低，岩性松散、承载力差，压缩性高，遇到有岩隙水的作用时，就容易引起隧道施工时产生较大的沉降变形，造成安全隐患。同时，工后沉降过大也会对运营使用和处理带来很大的困难。所以，在软弱围岩地段时，需要特别注意隧道施工方法的选择和正确的处理措施。软弱围岩隧道的施工方法，主要有台阶法和双侧壁导坑法、crd法、环形开挖 留核心土法等。双侧壁导坑法和crd法限制了大型施工机械的使用，降低了工效；工序多，相互干扰大，施工进度缓慢，且临时施工支
松软破碎围岩掘进防冒 顶技术措施 集团公司文件内部编码：（TTT-UUTT-MMYB-URTTY-ITTLTY-
松软破碎围岩掘进防冒顶技术措施苏桥煤矿于2005年12月开始基建，矿井设计年产量21万吨，开采二迭系童子岩组含煤地层。由于区域推覆构造的作用，复盖在童子岩组地层上面的是地质时代较老的栖霞灰岩和石炭系林地组砂砾岩。破坏性巨大的推覆构造导致矿区内断裂极发育，缓断层、高角度断层互相交错叠加，构造的破坏表现为多期次活动及活动的强烈性，特别是复盖在童子岩组之上的林地组砂砾岩与栖霞灰岩受F0断层(F0断层破碎带宽 0.2~50m不等，断面两翼破坏波及面广，断层局部导水性较强,靠近灰岩且形成溶洞)切割的影响，导致砂砾岩极其破裂，原生的结构整体性、稳定性遭到严重破坏，裂缝破碎带长期受地表水的浸蚀及地表泥砂的填充，也致使该区域地层风氧化带深度深、强度大，局部的围岩就象是由一块一块的孤石夹伴泥沙堆积在一起。由于苏桥煤矿+360上部井巷工程处在该恶劣破碎地层的范围之内，且设计断面主要为大断面的车场、三岔门，工程量大。因此，巷道的正常掘进和支护面临着重重困难。如何采用可行的安全技术措施，保障施工进度，防止发生冒顶事故，确保施工安全，是摆在筹建处全体工程技术人员面前的一项艰难的课题。本文以苏桥煤矿+360上部井巷工程掘进，遇林地组冲击层破碎围岩为例，对松软破碎围岩掘进防冒顶技术措施进行分析，以供恶劣破碎地层掘进施工借鉴。 一、主要技术方案及措施
1、采取控制爆破技术。针对施工中围岩破碎情况，采用控制炮眼深度、间距，严格控制装药量(局部周边眼装药量控制1/5～1/2节)，必要时增打周边空眼，采用切割预裂爆破技术，降低爆破对围岩的破坏程度。 2、采用巷道两翼及上部超前，中下部滞后的施工方法。通过采取这一措施，使中下部围岩自然抵御迎头片帮，起到了控制围岩暴露面积，缩短围岩暴露时间的作用，降低了工作面初期的支护难度，为工作面的正常支护赢得宝贵的时间。 3、采用金属锚杆超前护顶、前探梁超前支护措施，控制顶板垮落，确保施工安全。由于工作面岩性总体为孤石堆积，一旦掉落一块，必将接二连三，且静压与冲击状态对支架的受力性能差别巨大，因此，控制巷道断面以外的岩石冒落成为该技术应用的关键所在!施工中，我们采用3.5m 长钻杆凿眼，25×3m焊接管作为锚杆材料，锚杆间距视情况控制在 0.25m～0.4m，排距控制在1.2m～2.0m，通过采取这一措施，使工作面的顶帮孤石均处在锚杆和支架的控制之内，有效地控制了顶板冒落，降低了岩石冒落对支架的冲击力，结合采用超前支护，保障了施工安全。 4、加强支架的整体性。在金属拱架间设置4～5根16钢筋结合螺帽固定的拉杆，视情况补打支架间的纵向竖向支撑等，降低支架的架设难度，保证支架的架设安全，显着提升了支架的整体稳定性。 5、合理选择支护强度。原设计采用15～18kg/m钢轨拱架，其受力性能较差。经论证，采用9#矿工钢作为支架材料，矿工钢拱架连接位置根据各作业地点原始条件情况灵活选择，使矿工钢拱架在满足支护强度的前提下尽可能达到方便现场操作；此外，根据各地点巷道压力情况，适当
隧道软弱围岩浅埋段地表加固技术研究 摘要坪岗二号隧道地表邻近水库区浅埋段，涌水量大，围岩为砂土状强风化花岗岩，大部分已风化成土状，泡水易崩解，岩体自稳性级差，防止浅埋段洞内用水和坍塌是该段隧道施工的关键所在，采用浅埋段地表注浆加固技术可以有效地起到围岩加固、止水的效果，进而保证该浅埋段顺利通过。本文结合工程实例，隧道软弱围岩浅埋段地表加固技术做一些研究和探讨。 关键词隧道软弱围岩；浅埋段；地表加固技术 1 工程概况 坪岗2#隧道为分离式双洞，左右线相距约20m，左线ZK67+330～+370及ZK67+420～+460段（总长80m）为山间沟谷；右线ZK67+320～+445段（125m）为山间沟谷，地表邻近水库区，隧道建筑净空为8.75m×6.92m，最大开挖断面面积为111.07m2。左线ZK67+320～+380（60m）、ZK67+410～+470（60m）和右线YK67+310～+455（145m）为Ⅵ级围岩浅埋段，围岩为全风化花岗岩，风化剧烈，大部分已风化成土状，泡水易崩解，层厚7.4～17.9m，隧道洞身主要穿过此地层；隧底基岩为砂土状强风化花岗岩和碎块状强风化花岗岩，砂土状强风化花岗岩为砂土夹少量碎块，裂隙发育，呈碎石土状。地下水在沟谷段主要以砂层中的孔隙水为主，水量集中在沟谷，受地表降水补给的影响大，溝谷内有洪水或季度性水流经过。围岩饱水性差，遇水后的自稳能力会大幅降低，如不对浅埋围岩进行处理，墙腰易开裂，隧道开挖中极易发生塌方、突水、突泥[1]。 2 地表注浆加固方案 在Ⅵ级围岩浅埋隧道开挖前，采用三重管高压旋喷桩从地表加固洞身围岩，加固地层主要为全风化花岗岩，旋喷至路面深度。沿洞轴线两侧布置15～16列旋喷孔，横向布置范围为16.5m，桩孔列间距为a=0.9m（横向间距），排间距为b=0.8m（纵向间距），梅花形布置。旋喷扩散半径R=0.5m，成桩直径大于1.0m，咬合大于10cm。从地表钻进至衬砌外轮廓线处，置换土体成孔，再旋喷水泥浆液，提升喷头旋喷形成桩体，桩体长度为3～4m，拱部外侧桩体长度为3m，边墙外侧桩体为4m，旋喷桩组合固结形成混凝土应力环。旋喷钻机是通过高压水、高压气对土体进行切割成孔，高压喷入水泥浆置换土体或部分土体空间，旋喷形成固结体，达到改良地层和围岩的目的。旋喷浆液水泥用量为400km/m（初喷100kg/m，复喷300kg/m），水灰比选用0.8：1，成桩无侧限抗压强度大于1.5MPa。 3 旋喷桩施工工艺介绍 3.1 施工准备 （1）修建临时生活设施，平整场地，接通施工用水、用电，设置回浆池。检查机器运转情况并做好各易损件的储备工作。
浅埋软弱围岩隧道变形与受力现场监测研究 发表时间：2019-08-30T11:49:00.463Z 来源：《建筑模拟》2019年第29期作者：李乐乐1，2 闫飞亚1，2 李源禛1，2 [导读] 通过对韶山一号工程隧道进行研究发现隧道围岩总体处于稳定状态，但在上下台阶的开挖施工中，由于受到施工振动的影响，地表会出现一定程度的沉降问题，但在二次衬砌，混凝土强度达到设计要求之后，其沉降会逐渐趋于稳定。 李乐乐1，2 闫飞亚1，2 李源禛1，2 1.武汉港湾工程质量检测有限公司湖北武汉 430040 2.海工结构新材料及维护加固技术湖北省重点实验室湖北武汉 430040 摘要：通过对韶山一号工程隧道进行研究发现隧道围岩总体处于稳定状态，但在上下台阶的开挖施工中，由于受到施工振动的影响，地表会出现一定程度的沉降问题，但在二次衬砌，混凝土强度达到设计要求之后，其沉降会逐渐趋于稳定。而钢支撑的应力值随时间变化曲线经历急剧增大缓慢增大趋于平缓这三个阶段，在拱部承受较大的土压力，为钢支撑的最不利部位；拱顶的压力比拱腰两测点的压力值明显偏大，在浅埋情况下拱顶部位为最不利位置。 关键词：隧道工程；软弱围岩；浅埋；现场监测；变形与受力 1 浅埋软弱围岩隧道现场监控量测技术 1.1 隧道监控量测方法 （1）周边位移监测法，不同的施工方法，运用周边位移监测法时，在对测点进行布置的过程中需要按照不同的位置。 （2）地表下沉监测，在此类隧道施工过程中，避免不了会出现地表下沉情况，因此，为了避免其对施工造成影响，就需要对地表下沉进行监测。 （3）围岩压力量测。在围岩压力量测中，每一级围岩需要选择 3 监测断面，并在其中沿隧道周边埋设三个压力盒，以保证量测的准确性。 2 隧道沉降与变形监测结果 2.1 收敛变形分析 通过对工程中的实际情况进行分析可以发现，在施工的过程中，所产生的水平收敛主要表现在支护强度上。通常情况下，在支护结束之后，由于混凝土还没有达到设计中的强度要求，这个时候就会发生快速的收敛，而当混凝土强度达到要求，支护结构开始发挥作用之后，收敛就不会再继续发生。另外，在施工过程中还发现，如果在开挖过程中所发生的振动比较大，或者是隧道受到山体两侧的压力比较大，所产生的收敛情况就会比较明显，反之，则不会出现明显收敛，也不会发生太大程度变形问题。 2.2 地表下沉分析 在本文所研究的隧道施工中，在开挖工作时，由于受到开挖施工的影响，在掌子面的附近，约7 m左右的范围内，分别出现不均匀沉降的情况。在下台阶开挖的过程中，由于上台阶的洞室地表会受到开挖振动的影响，所以也会出现沉降情况；同时，在整体开挖施工结束之后，在进行二次衬砌时，在混凝土没有达到设计强度之前，也会出现一定的沉降这些在施工中都需要进行针对性控制。另外，在开挖初期阶段，在接近和进人监测断面的时候，地表都会出现一定程度的沉降，而当开挖施工越过监测断面之后，沉降就会逐渐减轻，等到越过断面约 100 m 时，地表沉降基本上就已经固定，不会再继续沉降。 3 隧道受力监测结果 3.1 钢支撑内力计算方法 在对内力进行计算的过程中，首先采用 ZX—210T 表面型钢筋应变计测试钢支撑上下翼缘的应变，然后再利用虎克定律对测点处的应力进行计算，最后根据截面应力分布换算出钢支撑的实际内力。 3.2 结果分析 钢支撑应力值随时间的变化示意图，通过该图能够看出，应力值一共经历了从急剧增大到缓慢增大再到逐渐平稳的过程。第一阶段，为上台阶开挖阶段，该阶段受影响较大，所以应力值变化较快；第二阶段为下台阶开挖阶段，该阶段的应力值扩大速度便逐渐降低了下来；而到了第三阶段，也就是从仰拱施工做到二次衬砌结束，应力值的变化逐渐趋于平稳，并最终稳定。 在本工程中，钢支撑的轴力较大值为297.4kN，分布在隧道拱顶，而拱腰处两测点仅为23．5kN和21．8kN，着说明拱部承受的土压力比较大，在支护过程中应该加强对该部分的控制。另外，通过对钢支撑所承受的弯矩进行分析可发现，其呈对称分布，因此，在对支护进行设计的过程中，一定要确保其拥有足够强的刚度。 4 软弱围岩隧道变形控制技术研究 4.1 控制理念 软弱围岩变形控制理念，主要可归纳为减轻作用在支护结构上的荷载并允许支护结构产生较大变形的方法和为了控制围岩松弛而尽可能早地控制支护变形的方法，即所谓的柔性控制和刚性控制，两者的设计理念是完全不同的。 4.1.1 刚性控制理念 大范围围岩加固：在浅埋地层、地层自重或围岩压力小、地层松软条件下，为减少地面沉降变形或隧道变形，着力改善并加固地层。采用深孔大范围超前注浆或刚性较大的水平旋喷或大管棚超前支护、掌子面超前长锚管加固、提高围岩强度和刚度。 4.1.2 柔性控制理念 该理念是允许围岩变形，但控制围岩产生有害的变形。其结构形式分为多重支护法、可缩式支护法和分阶段综合控制法。它们的基木理念相同，都是容许围岩变形，释放地应力，减低支护压力，同时又能约束围岩松弛和过分变形，保持隧道稳定。但在技术手段上又有各自差异，经济、工期上具有较大差距。 多重支护方法：预留足够允许变形量，在超前锚管或锚杆支护下，开挖后先设置第一层支护，约束围岩的初期变形；而后在距掌子面后方适当位置设置第二层支护，使隧道稳定、从而控制围岩大变形。本方法的概念是允许一次支护发生屈服，设置二次支护后，地压和支护反力应得到平衡。
松软破碎围岩地层掘进、支护方式摘要：针对在建某煤矿井底车场地压大、围岩松软，极为破碎、巷道爆破成型差，支护后巷道变形严重问题，通过对巷道围岩破坏机理的分析，确定了一套采用钢管帷幕法前探支护掘进，36U型钢＋壁后、巷底注浆的支护技术，实践表明，该技术有效解决了松软围岩巷道掘进支护难的难题。关键词：松软围岩钢管帷幕法前探支护新型支护注浆 该煤矿设计生产能力为300万t/a，目前正处于开拓建井阶段，由于井底车场巷道、硐室所处围岩岩性以炭质泥岩为主，由于受断层等地质构造影响，井底车场所处岩层节理裂隙极为发育，在施工初期工作面放炮后在支护过程中，大量破碎矸石冒落，采用放炮后及时喷浆的方法也不能阻止矸石冒落，对施工生产安全造成极大威胁。并且按原设计支护方案出现了巷道前掘后修、反复修复的被动局面，部分巷道虽已经过修复，但仍然难以有效地控制巷道围岩强烈变形。为此，在井底车场3#—4#交叉点及－325轨道石门掘进采用了钢管帷幕法前探支护进行掘进施工，支护方式采用了36U 型钢＋壁后、巷底注浆的新型支护技术。经过实践表明，此新型支护技术有效地解决了井底车场巷道掘进、支护难的难题。 1地质基本概况 煤矿井底车场为卧式车场，3#—4#交叉点及－325轨道石门是矿井运输的首要咽喉通道，其所处围岩岩性以炭质泥岩为主，该岩层节理裂隙极为发育，遇水极易泥化膨胀，该岩层位于巷道中下部，见图1；局部巷道顶部为二1煤，该煤层极为软弱，且极易风化、潮解，由于二1煤顶板为完整性很高的中粒砂岩，在掘进过程中巷道围岩局部冒落严重。
2原掘进支护状况 井底车场3#—4#交叉点及－325轨道石门初期掘进按照常规的掘进方法掘进放炮，由于岩石及煤层极为破碎松软，极易发生冒顶事故，原使用的前探支护，不能有效的控制顶板冒落，工作面放炮后在支护过程中，大量破碎矸石冒落，初期采用放炮后及时喷浆的方法也不能阻止矸石冒落，对施工生产安全造成极大威胁。 最初设计为普通锚网支护，锚杆间排距为800×800mm，该支护难以控制巷道围岩的强烈变形，采用了补打顶板锚索和36U型钢棚支护进行修复，并对巷道全断面进行喷浆封闭，但巷道修复后大量存在喷层开裂、锚索梁大量屈服破坏现象，巷道两帮也存在明显变形。最大变形量达到0.8m。 3钢管帷幕法前探支护掘进方式 针对岩石破碎松软的特点，根据围岩性质及施工工艺分析，主要是在放炮后初期临时支护不能阻挡顶板破碎岩石的大面积垮落，在巷道施工前采用1寸钢管按照200mm间距围绕巷道轮廓线对巷道顶板围岩封闭，钢管长度3米，采用少装药、放小炮的施工方法，每次掘进1.5m，钢管在未施工巷道的剩余长度为1.5米，相当于在掘进中施工了超前支护，人员在超前支护的掩护下立即进行架设U型钢支护施工，有效的控制了巷道围岩冒落，保证了巷道成型质量及施工速度。确保了施工安全。 4新型支护技术 4.136U型钢＋壁后、巷底注浆 4.1.136U型钢棚架设在巷道掘进出断面后，立即对其进行对其进行喷浆临时支护，然后按照设计0.5m间距架设36U型钢棚，在36U型钢棚后敷
软弱围岩隧道变形特性分析 发表时间：2018-12-20T10:33:31.127Z 来源：《防护工程》2018年第26期作者：杨璐[导读] 根据软弱围岩现场监测情况，对软弱围岩隧道变形特性进行了分析。 江西省高速公路投资集团有限责任公司江西宜春 336000 摘要：根据软弱围岩现场监测情况，对软弱围岩隧道变形特性进行了分析。利用三维有限差分，对深埋隧道围岩变化的时空效应变化情况进行了计算研究。软弱围岩隧道变化特性主要变现为：隧道软弱围岩变形除具有一般的隧道围岩变形相同特性外，还有初期变形速率大、变形持续时间长，围岩破坏范围更大，隧道时空效应变形较大；地表沉降变化距开挖面距离成曲线变化等特性，对指导施工具有很好 的借鉴意义。 关键词：隧道变形；软弱围岩；变形特性；有限差分 一、引言 在我国随着土木工程的飞速发展，预计自21世纪至中期将是我国大规模建设地下工程的年代。在大量的工程实践过程中，软弱围岩大变形是我们经常遇见的问题，造成了隧道界面侵限、初期支护破裂、坍塌等大变形灾害。在软弱围岩隧道施工过程中大变形问题尤为突出。引起隧道大变形主要有两方面原因：其一，具有遇水发生膨胀效应的矿物成分，矿物质发生膨胀效应导致隧道的周边产生大变形；其二，受高地应力作用软弱围岩将会发生挤压性变形效应，由于岩石的强度较低在复杂应力作用下，在开挖隧道后，周边将会发生大范围的塑性破坏，塑性区内的岩体发生挤压、剪切作用，导致围岩中的质点向开挖区域移动而产生大变形。 在软弱围岩中开挖隧道，隧道洞周边围岩的变形具有一定的时间效应，在初期支护和二次衬砌结构施作完成后，围岩的变形也不能立即稳定，其变形将会随时间的推移而发展，最终缓缓趋于稳定。同时，随着隧道开挖使围岩应力得到初步释放，致使隧道围岩的变形同时具有空间效应。关宝树[1]、何满潮[2]、房倩[3]、刘建友[4]、孙峰[5]、徐卫亚[6]、孙元春[7]、张祉道[8]等学者针对软弱围岩地下工程的力学特性利用理论解析、数值模拟、现场监测等方法进行了研究。由于隧道工程特点和地质环境的复杂性，这些研究成果在工程建设中一直没有得到很好地应用。 二、隧道围岩的变形特性 隧道开挖造成的围岩变形受多重因素的影响，它是一种缓慢演变的过程。隧道围岩变形相关因素包含有岩石特性、地下水状态、隧道断面尺寸形状、开挖工法、支护措施和支护施作时机等。其中地质因素和工程活动因素具有不确定性，所以在工程建设中很难对隧道围岩变形进行精确计算；然而从统计意义上而言，隧道围岩变形在时空分布上，仍然具有一定的规律性和可预测性。 根据隧道围岩变形的发生机制，围岩变形可分为两种：结构变形和材料变形。其中，结构变形可以根据岩层地质特征和力学特征分为结构面的张开或闭合变形；材料变形则可以根据力学性质分为黏性变形、弹性变形和塑性变形[9-10]。根据隧道围岩变形的时空效应，围岩变形又可分为掌子面超前、掌子面挤出和掌子面后方变形三种形态。 隧道开挖使围岩原有的平衡状态发生变化，由此将会引起隧道掌子面周围的围岩变形。根据隧道纵向变化的特点把隧道变形分成三个阶段[11]：（1）掌子面前方的超前变形阶段，(2)掌子面后方变形急剧增大段阶段，(3)变形稳定阶。在一般围岩状况下，掌子面处的超前变形量占总变形量的25%左右[12]；围岩状况越差掌子面前方超前变形量越大，但是超前变形量所占总变形量的比值越小。虽然隧道工程中的常规变形监测不能够完全反映隧道围岩的总变形量，但是可以通过监测到的变形量和变形速率对隧道围岩的稳定状况进行评判，进一步选择合理的时机施作初期支护和二次衬砌。 现场监测结果与分析 图1我国某隧道拱顶沉降的监测结果 我国学者对某隧道掌子面拱顶上方沉降进行监测，其沿隧道纵向水平设置长约50m监测管的方法，以此得到隧道拱顶沉降的空间分布特征[13]，如图１所示。我国学者采用现场监测方法，得到某隧道三台阶开挖法施工引起的地表沉降时程曲线变化[14]，如图２所示。由图１和图２分析可得：隧道开挖掌子面至监测断面前，拱顶和地表都具有一定的变形，其变形量占最终变形量的20%左右，其掌子面处的监测断面变形速率最大，掌子面后方围岩的变形将缓慢趋于稳定。