技术研究
摘 要：结合明月山隧道下穿既有铁路施工，深入分析研究了隧道施工过程力学状态演化特征和围岩变形趋势，采用了基于连续介质模型的有限元数值计算方法实现了隧道施工全过程动态模拟，预测实时的拱顶沉降和水平收敛值，并掌握隧道及其支护结构的受力特征，以数值模拟优化方法得到合理的初期支护时间、二衬跟进距离、隧道施工错开的距离等参数，保证新建施工隧道围岩及支护结构稳定，本项目通过此方法，顺利完成下穿铁路段隧道施工，安全系数高，本隧道施工技术对小净距下穿隧道爆破控制以及上覆隧道安全保障而言具有重要借鉴意义。
关键词：下穿既有铁路隧道；振动监测；动态模拟；爆破震动
1引言
伴随我国基建事业的持续发展，越来越多的下穿隧道不断涌现。隧道下穿既有运营铁路施工的影响十分显著，其中，爆破的震动对既有运营铁路的振动、沉降最为危险。因此，下穿隧道的爆破施工须应严格控制其爆破震动，进而保证上覆既有铁路的绝对安全。深入分析研究了隧道施工过程力学状态演化特征和围岩变形趋势，及时处理反馈现场监控量测数据，结合数值模拟结果进行施工指导，动态修正施工方法和相应支护参数，保证数值计算模拟过程及结果与施工相吻合，并确定施工初期支护、二衬安全距离等参数，确保施工进度和安全，可在类似隧道工程施工实践中进行推广。
2工程概况
重庆明月山隧道是重庆三环高速公路长合段控制性工程之一，隧道左右洞里程桩号分别为ZK70+920-ZK74+140、K70+915-K74+185，隧道双洞平均全长3245m，
属特长隧道。隧道修建过程中，下穿郑渝和沪蓉两条既有铁路，其中于郑渝铁路下穿越Ⅲ级围岩，于沪蓉铁路下穿越Ⅳ级围岩，双洞影响长度达618m。待建明月山隧道与既有铁路隧道之间的空间位置如图1所示，其具体位置关系详述如下：
左线于ZK72+954.526处下穿郑渝铁路排花洞隧道K1053+910.584，平面交角约为56°，设计高差为39.962m，结构竖向净距最小高差约为29.340m；右线于K72+961.068处下穿郑渝铁路隧道排花洞隧道K1053+941，平面交角约为56°，设计高差为39.562m，结构竖向净距最小高差约为29.052m；左线于ZK73+188.61处下穿沪蓉铁路排花洞隧道K1629+671，平面交角约为48°，设计高差为36.054m；结构竖向净距最小高差约为25.406m；右线与K73+189.381处下穿沪蓉铁路排花洞隧道K1629+715，平面交角约为48°，设计高差为36.333m，结构竖向净距最小高差约为25.683m。
(a) 隧道下穿沪蓉铁路、郑渝铁路平面图
(b) 左线隧道下穿沪蓉铁路、郑渝铁路纵断面图(c) 右线隧道下穿沪蓉铁路、郑渝铁路纵断面图
图1 新建隧道与既有隧道空间关系图
3模型建立与技术参数值的确定
3.1 模型建立与边界条件
通过本项目隧道数值计算侧重于研究以各向同性模拟方法，基于连续性介质假设理论并引入时间因素的新建隧道围岩稳定性与既有隧道沉降控制，综合隧道地质纵断面图、隧道勘察报告中围岩物理力学参数，初期支护与二次衬砌结构材料采用Drucker-Prager屈服强度准则。模型所取岩土层材料计算参数取值如表1所示，支护结构材料力学参数见表2。
表1岩土层材料计算参数
岩性
重度(kN/m3)
弹性模量(GPa)
泊松比
粘聚力(MPa)
内摩擦角(°)
围岩 18 1.3
0.39
0.12 22
围岩锚杆区
21.6 1.56
0.31
0.14 26.4
表2 支护结构材料计算参数
支护材料
弹性模量(GPa)
质量密度(kg/m3)
泊松比
C20初衬混
21 2200 0.23
凝土
C35二衬混凝土
32 2500 0.2
锚杆 200 7800 0.3
模型计算采用有限元计算软件Ansys建立三维实体模型。鉴于隧道处于半无限地层中，为了准确模拟隧道埋深，根据圣维南提出的弹性体局部效应原理，使用等效面荷载施加在模型的顶面上模拟实际埋深，面荷载P计算方法如下：
式中，ρ为围岩密度（kg/m3），g取9.8（m/s2），h为模型顶部以上未建立岩层厚度。
完整数值计算模型共划分13.2万个节点，40.3万个实体单元。根据平面应变隧道模型特点，模型左边界和右边界做水平方向位移约束，下边界做竖直方向位移约束，施加全局重力加速度模拟上覆岩层自身重力。为保证隧道开挖对模型的边界无影响，本数值计算所采用的模型尺寸为：长×宽×高=200m*90m*150m。建立的数值计算模型如图2~4所示。
图2数值计算模型
图3新建隧道模型网格化 图4既有隧道模型网格化
3.2 计算结果分析
本节以下表3所示九种具有代表性的典型工况计算结果进行展示，分析出最优施工支护参数与不同支护参数下，新建隧道围岩体内位移场随掌子面推进距离演化规律，并对影响下部隧道围岩稳定性的两个主要影响因素进行分析。
表3支护结构材料计算参数
A 试验号 开挖方法 B C D E 初期支护时间/h 二衬跟进距离/m 掌子面错距/m 初支强度系数 1 CD法 8 20 30 1.2 2 CD法 6 40 60 1.4 3 CD法 4 20 90 1.6 4 台阶法 4 20 60 1.4 5 台阶法 6 40 90 1.6 6 台阶法 8 60 30 1.2 7 全断面法 4 40 30 1.6 8 全断面法 6 60 60 1.2 9 全断面法 8 20 90 1.4
从新建公路隧道交叉点拱顶沉降曲线图5中可看出，交叉点拱顶沉降全过程总体呈S形状曲线规律，而具体在不同施工参数与工况作用下的沉降变化呈现各不相同的规律。从时间和空间顺序来看，当掌子面距离交叉点超过40m时，开挖活动对其影响相对较轻微，沉降增长缓慢，沉降绝对值也较小；当掌子面推进至距离交叉点30m范围内时，采用台阶法和全断面法的工况4~9沉降曲线增长率开始增大，而采用CD法的最优方案（工况3）和工况1~2则直到掌子面距离交叉点
10m范围内时对交叉点处影响才开始增大；当掌子面通过交叉下穿点时沉降值快速增加，主要原因是交叉点处围岩体开挖应力重分布，拱顶瞬间产生较大弹性变形，并以较快的速率继续增长；直到掌子面通过交叉点20m后，拱顶沉降变形速率才开始减小，曲线增长率降低，形变值趋于收敛，主要原因是掌子面远离交叉下穿点，开挖活动造成的影响逐渐减小；包括初期支护和二次衬砌在内的支护结构陆续施作和跟进，支护结构与围岩逐步形成较稳定的整体，共同承担外部荷载，对围岩形变起到了明显抑制作用。
得出最优施工参数下交叉点最终拱顶沉降值最小，与采用相同开挖方法的工况1、工况2相比较，在初期支护时间、初支强度系数和二衬跟进距离三个参数的选择上都更保守和严格，因此得到了更小的拱顶沉降值，围岩稳定性最高；而相比于其余六种工况，采用CD法开挖所得交叉点拱顶沉降量均值分别比台阶法和全断面法减小23.2%和41.8%，可知开挖方法对下部隧道围岩稳定性影响程度最大。
另一个对下部隧道围岩稳定性影响较大的因素是初期支护时间。以相同开挖方法将工况分组，第一组为最优施工参数和工况1~2，在分别对应的三种不同初期支护时间下，最终沉降量有明显不同，8小时支护比4小时支护最终沉降量大1.4cm，增加17.1%。第二组为台阶法的工况4~6，开挖前期对交叉点影响相比CD法更显著，不同初期支护时间下8小时支护比4小时支护沉降量大2cm，增加20%。第三组为工况7~9，值得注意的是工况7所得最终拱顶沉降量反而略小于采用台阶法开挖的工况6，主要原因是工况7在初期支护时间、初支强度系数与二衬跟进距离的参数选取上均远优于工况6，三因素共同作用得到了更好的围岩稳定性。在全断面开挖中8小时支护比4小时支护沉降量大2.39cm，增加21%。
图5下部公路隧道交叉点拱顶沉降时间曲线
4 隧道下穿既有铁路段施工方法
根据动态监测模拟，明月山隧道分阶段施工流程为：无天窗时间要求的控制爆破区→有天窗时间要求的控制爆破区→非爆破开挖段→非爆破开挖支护加强段→非爆破开挖段→有天窗时间要求的控制爆破区→无天窗时间要求的控制爆破区，流程示意图如下。
图6 隧道下穿段分阶段示意图
4.1 非爆破开挖段操作要点 ①临时支护与中隔墙
在拆除临时支护时，竖直支撑拆除应先拆除拱顶以下1m范围内的混凝土，每次拆除临时钢架的长度不宜超过5m。中隔壁拆除时间应在全断面成环后，拱顶下沉量与净空收敛值7天内增量应当分别小于4mm、2mm才能拆除，拆除中与拆除后安全控制参数如下表4所示。
表4 安全管理参数
管理水平
管理阶段
中隔墙拆除中位移
量/mm
中隔墙拆除后位移量
/mm
1
安全
3 6
2
注意
6 12
3
危险
12 24
②依据本项目所做支护参数优化研究，对明月山隧道非爆破开挖支护加强段使用。的开挖施工支护参数如下表5所示。
表5 非爆破开挖支护加强段支护参数
参数
初期支护时间(h)
二衬跟进距离(m)
隧道施工错距(m)
初支强度系数
取值 4 20 90 1.6
4.2控制爆破开挖段操作要点
在铁路隧道外缘以外50m~1000m范围内，采用控制爆破，其中铁路隧道外缘以外50~200m范围内施工应严格控制爆破震速≤1cm/s。
表6下穿段范围外施工段划分
分段
有天窗要求控制爆破段 无天窗要求控制爆破段
描述要求
50m 200m
ZK73+023~ZK73+100（中间
左线
段）ZK73+260~ZK73+410（出口侧）ZK72+724~ZK72+874（进口
侧）
ZK71+924~ZK72+724（进口侧）ZK73+410~ZK74+210
（出口侧）
右线
K73+046~K73+123（中间段）K73+283~K73+433（出口侧）K72+747~K72+897（进口侧）
K71+947~K72+747（进口侧）K73+433~K74+233（出口
侧）
(1)辅助眼炮眼直径采用: d=42mm,，药卷直径φ32m，连续装药: 周边眼炮眼直径采用: d-38m. 药卷直径φ20mm,空气间隔装药。
(2)循环进尺为3.0m，炮眼利用率94%。 (3)掏槽方式采用楔形掏槽。 掏槽孔装药量计算:
Q=n1q=0.6*3. 6*0.78=1.685kg,取Q=1.8kg。(线装药密度 q=0.78kg/m. ) (4)辅助孔爆破参数。
抵抗线:根据经验取抵抗线W=850~ 900mm。 炮孔间距取: ar=800~900m。 辅助孔装药量: Q=qv=qarwl.
(5)周边孔爆破及参数:周边孔参数按经验公式计算。
孔间距: E= (8~18)d,在计算时取E=13*38=494mm，故取E=500mm。 抵抗线: W=(1.0~1.5)E,在计算时取W=1.3*500mm=650m 装药集中度: q=0.04~0.19kg/m.取q=0.18kg/m, 故Q=0.18*3.2=0.576kg取Q=0.59kg.
(6)炮孔堵塞长度ld的计算: ld=(0.2~0.5)W.
采用液压凿岩台车进行钻孔，运用短进尺、光面弱爆破技术，减少爆破对围岩扰动，尽量降低围岩损伤程度，保证良好的爆破效果。钻孔应保证眼位误差≤10cm，孔底保证在同一垂直面上（掏槽眼需加深20cm）。钻爆施工应尽可能减少单循环装药量并减少爆破产生的震动，通过增加监测频率实时掌控围岩及周边建筑物的稳定性，根据监测结果进行数据分析并实时反馈施工意见给现场施工，不断优化调整爆破参数。
图7 爆破开挖段炮眼布置图
表7 爆破开挖钻爆参数表
炮眼名称 炮眼个数/个 炮眼深度/m 雷雷单孔药卷数/个 单孔药卷量/kg 合计装药量/kg 管段别/管个数/段 个 掏槽眼 6 3.6 1 6 12 1.8 10.8 3 3.2 3 3 10 1.6 4.8 10 3.2 5 10 10 1.6 16 14 3.2 7 14 12 2.1 29.4 辅助眼 17 3.2 9 17 12 2.1 35.7 20 3.2 11 20 12 2.1 42 20 3.2 13 20 12 2.1 42 17 3.2 14 17 12 2.1 35.7 周边眼 72 3.2 15 72 8 0.59 42.48 合计 179 179 258.88
在爆破装药过程中除了周边眼采用间隔装药外，其他炮眼均采用连续装药，采用正向起爆:周边眼间隔装药药包采用竹片绑扎固定，药包之间采用导爆索连接引爆。具体装药结构示意图见图8。
图8 装药结构图
表8 主要经济技术指标
断面积（m2） 84 比钻眼量（个/m2） 2.13 循环进尺（m） 3.0 炸药单耗（kg/m3） 1.03 炮眼数（个） 179 每延米炸药消耗量（kg/m） 86.29 爆破方量（m2） 252 每延米雷管消耗量（个/m） 59.7 炸药总量（kg） 258.88 每延米需要炮孔长度（m） 191.73
5 结论
在重庆合长高速工程施工过程中,采取以上方法,顺利地完成了长距离隧道下穿铁路段隧道施工安全、质量、进度等要求。该施工工艺通过对力学状态演化特征和围岩变形趋势，同时对隧道施工全过程动态模拟，预测实时的拱顶沉降和水平收敛值，并掌握隧道及其支护结构的受力特征，以数值模拟优化方法得到合理的初期支护时间、二衬跟进距离、隧道施工错开的距离等参数。
得出一下方案结论：距离上覆既有铁路隧道结构外缘50m范围内采用非爆破开挖，50m-1000m范围内采用控制爆破开挖，其中，在50m-200m范围内采用有窗口期要求的控制爆破开挖。
参考文献:
（1） 刘唐利,凌同华,陈增辉,等. 爆破振动对既有隧道影响的数值模拟分析[J]. 交通科学与工程, 2019,35(3):79-84.
（2） 桑运龙,何国华,孙州,等. 爆破振动对隧道不同级别围岩松动范围影响分析[J]. 现代隧道技术（增刊2） 2019,56(S2):291-297.
（3）周林立,许俊,严赫. 爆破振动对既有隧道安全影响分析[j]. 土工基础, 2019,33(5):550-554.
（4） 王旭辉. 自动化监测技术在轨道交通隧道结构运营监测中的应用[J]. 2019（第三届）上海国际城市轨道交通建设高峰论坛论文集, 2019,Suppl.2:185-189.
（5）王万仁,王海亮,肖业辉,等. TBM导洞先行大断面地铁隧道爆破方案优化研究[J]. 国防交通工程与技术, 2020,18(06):57-60.
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