学 位 论 文
黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
李起
指导教师姓名：
田稳苓 教 授 河北工业大学
肖成志 副教授 河北工业大学
申请学位级别：硕 士
学科、专业名称： 结构工程
论文提交日期： 2011年11月 论文答辩日期: 2011年12月 学位授予单位：
河北工业大学
答辩委员会主席： 评 阅 人：
2011年11月
Dissertation Submitted to Hebei University of Technology
for
The Master Degree of Structural Engineering
STABILITY ANALYSIS OF LOESS MEDIUM
FOR HEISHAN TUNNEL
by
Li Qi
Supervisor: Prof. Tian Wenling
Assoc. Prof. Xiao Chengzhi
November. 2011
原创性声明
本人郑重声明：所呈交的学位论文，是本人在导师指导下，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，本学位论文不包含任何他人或集体已经发表的作品内容，也不包含本人为获得其他学位而使用过的材料。对本论文所涉及的研究工作做出贡献的其他个人或集体，均已在文中以明确方式标明。本学位论文原创性声明的法律责任由本人承担。
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学位论文作者签名： 日期：
导师签名： 日期：
河北工业大学硕士学位论文
黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
摘 要
本文以黑山隧道为依托进行监控量测来获取施工过程中的监测信息，从而对施工期围岩的稳定性和支护的安全性进行判断，调整和优化支护参数。进而，根据实验和监控得到的围岩力学参数进行数值模拟分析，数值模拟分析是对监控量测分析的一个有效的补充，主要对拱顶沉降、围岩周边位移、围岩对初衬的压力进行模拟分析，并且最终得到隧道开挖过程中的最佳工况。
本文主要工作包括：
(1) 依托工程黑山隧道的工程概况及其隧道黄土介质和土石混合体的性质简述。 (2) 对隧道工程中的一些概念理论做了解释说明。
(3) 黑山隧道施工期选定断面的围岩变形监测与分析：基于隧道工程量测试件的埋置方法和应用原理，并依据监测得到的数据值和允许值的比较，分析和判断围岩和支护结构的稳定性，从而对后续施工进行合理的调整。论文重点通过洞内观测、净空收敛、内部位移、锚杆轴力、围岩对初期支护压力的监测和分析，分析黑山隧道围岩和支护的稳定性及其有效性。
(4) 利用Flack3D软件对黑山隧道进行三维数值模拟分析，模拟主要着重对隧道围岩为黄土介质和土石混合体介质的部分断面，且主要分析隧道施工期的拱顶沉降、净空收敛、内部位移、围岩对初期支护的压力进行分析，并且与监控量测进行比较分析。数值模拟分析结果表明：隧道开挖时，隧道断面上最大变形主要发生在拱角和拱顶处，支护所受的最大压应力主要分布在拱角和拱腰处，所得结果用于指导后续隧道开挖，并建议施工方尽可能多关注这些关键点的监测与量测分析，并在适当时增强支护强度或改变围岩支护方式。
(5) 针对黑山隧道现场施工期数值模拟结果分析，得到隧道后续开挖提供的最佳工况条件为：开挖进尺选择为2米、上下导间隔距离为26~36米，支护间隔时间为滞后2米进行，左右线隧道施工间隔距离为35米。
数值模拟计算作为重要的分析手段，通过与现场量测结果的对比分析可以为隧道施工期的围岩稳定性分析提供很好的指导作用。本文数值模拟结果与现场量测结果的对比分析为完善现场隧道的施工方法与设计起到了较好的效果，并为今后类似黑山隧道地质条件的隧道工程提供了很好的经验。
关键词：黑山隧道，黄土介质，土石混合体，监控量测，数值模拟，围岩稳定性
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黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
STABILITY ANALYSIS OF LOESS MEDIUM
FOR HEISHAN TUNNEL
ABSTRACT
Based on results analysis of monitoring and measurement for Heishan tunnel, the stability of surrouding rocks and feasibility of support during construction are presented in this paper. At the same time, combing the numerical results through Flac3D software with measured values, characteristics of the crown settlement, convergence around tunnel, displacement of different points of interior of surrounding rock, axial forces of rock bolts and pressure of surrounding rock are analyzed comprehensively. Furthmore, the optimum operation method of excavation for Heishan tunnel is obtained.
Generally, the main work contents of the paper are showed as follows:
(1) Introduce the general geologic condition and excavation method for Heishan tunnel, which followed by the description of characteristics of surrounding rocks, such as loess and mixture with loess and crushed rocks.
(2) Explain the relative concepts and basic theories of the tunnel engineering.
(3) Investigate the results of monitoring and measurement of surrounding rocks for given cross sections. Comparative analysis between measured values and numerical results are made to analyze the the stability of the surrounding rock and the supporting structures. And then, the construction suggestions for ahead tunnel are put forward in this paper through analysis of the inner observation, the convergence, the interior displacement, the inner force of anchor and the pressure of surrounding rock for primary support.
(4) Using Flack3D software, numerial simulation for Heishan based 3D model is conducted. The simulation mainly focuses on the analysis of the vault settlement, the clearance convergence, the internal displacement and the pressure of surrounding rock for primary support in the loess medium and mixture with loess and crushed rocks. And then it is coMPared with the monitoring and measurement. The results of the simulation analysis are: At the beginning stage of the tunnel excavation, the maximum deformation occurs mainly in the arch angle and vault place, and the maximum compressive stress on the supporting is mainly distributed in the arch angle and arch waist place. The study results can be used to guide the design, monitoring and construction for following construction of Heishan tunnel.
(5) Determine the optimum operation of the Heishan tunnel excavation. The simulation results are as follows: the excavation progress is 2 meters, the interval distance for heading and bench excavation would be 26-36 m, the supporting interval time is two meters delay, the distance of tunnel faces for the left side tunnel and the right side tunnel is 25~35 m.
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All in all, the numerical simulation method, which combined with measured results for surrounding rocks, has become increasely important analysis method for underground engineering design and construction guidance. The study results can be used to guide the design, monitoring and construction for future tunnels with the similar geological condition.
KEY WORDS: Heishan tunnel, loess medium, mixture with loess and crushed rock, monitoring and measurement, numerical simulation, stability of surrounding rocks.
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目 录
第一章 绪论 ·············································································································· 1
§1-1 研究目的与意义 ................................................................................................ 1 §1-2 国内外研究现状 ................................................................................................ 1
1-2-1 工程类比 .................................................................................................. 1 1-2-1 计算方法 .................................................................................................. 1 §1-3 黑山隧道工程概况 ............................................................................................ 3
1-3-1 气象水文 .................................................................................................. 3 1-3-2 地形地貌 .................................................................................................. 3 1-3-3 地层岩性 .................................................................................................. 3 1-3-4 水文地质条件 ........................................................................................... 5 §1-4 黑山隧道地质条件评价 ..................................................................................... 5 §1-5 论文研究的主要内容 ......................................................................................... 6
第二章 隧道的基本概论 ······················································································ 7
§2-1 新奥法 .............................................................................................................. 7
2-1-1 新奥法的基本概念 .................................................................................... 7 2-1-2 新奥法的发展 ........................................................................................... 7 2-1-3 新奥法的原理 ........................................................................................... 7 2-1-4 新奥法的支护原理 .................................................................................... 8 §2-2 拱效应 .............................................................................................................. 9 §2-3 作用 ................................................................................................................. 9 §2-4 响应 ............................................................................................................... 10 §2-5 浅埋隧道与深埋隧道 ........................................................................................11
第三章 黑山隧道现场监测及数据分析 ························································ 13
§3-1 现场监测的目的及任务 ................................................................................... 13 §3-2 黑山隧道监测项目 .......................................................................................... 13
3-2-1 黑山隧道的监测项目 ............................................................................... 13 3-2-2 黑山隧道监测项目的断面选择 ................................................................. 13 3-2-3 监测项目断面布置 .................................................................................. 13 3-2-4 量测预警值及量测频率 ........................................................................... 14 §3-3 监测方法及技术要求 ....................................................................................... 14
3-3-1 洞内观测 ................................................................................................ 14 3-3-2 净空收敛监测 ......................................................................................... 15 3-3-3 内部位移监测 ......................................................................................... 15
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黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
3-3-4 锚杆轴力监测 ......................................................................................... 16 3-3-2 围岩对初期支护压力监测 ........................................................................ 17 §3-4 黑山隧道监测数据整理及分析 ......................................................................... 18
3-4-1 黑山隧道桩号K25+373数据整理及分析 .................................................. 18 3-4-2黑山隧道桩号K25+197数据整理及分析................................................... 23 3-4-3黑山隧道桩号Y1KK25+183数据整理及分析 ............................................ 29 §3-5 小结 ............................................................................................................... 34
第四章 黑山隧道数值模拟分析 ······································································ 35
§4-1 模型的建立及参数的选取 ................................................................................ 35
4-1-1 模型的建立 ............................................................................................. 35 4-1-2 模型参数的选择 ...................................................................................... 35 §4-2 模拟断面处数据分析 ....................................................................................... 36
4-2-1 K25+373断面处模拟分析......................................................................... 36 4-2-2 K25+197断面处模拟分析......................................................................... 41 4-2-3 Y1K25+183断面处模拟分析 .................................................................... 47 §4-3 最佳工况选择 ................................................................................................. 53
4-3-1 支护时间的选择 ...................................................................................... 53 4-3-2 开挖进尺的选择 ...................................................................................... 55 4-3-3 上下台阶的最佳间隔距离 ........................................................................ 57 4-3-4 左右线隧道相互之间的影响 .................................................................... 59 4-3-4 左右线隧道最佳开挖间隔距离 ................................................................. 60 §4-5 本章小结 ........................................................................................................ 63
第五章 结论与展望 ······························································································ 64
§5-1 结论 ............................................................................................................... 64 §5-2 展望 ............................................................................................................... 64
参考文献 ··················································································································· 65 致谢 ···························································································································· 67 攻读学位期间所取得的相关科研成果··························································· 68
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第一章 绪论
§1-1 研究目的与意义
黄土是世界范围内分布广泛的一种土地介质，尤其是在中国的分布面积更是广泛，约占到我国国土面积的6.3%。因此，作为世界上黄土面积分布最广的国家之一，中国的黄土面积主要分布在黄河流域，尤其在黄河中游地区
[1][2][3]
。黄土介质是第四纪半干旱条件下的产物，主要分为新黄土和老
黄土两类。新黄土呈浅黄色，大孔隙，垂直节理裂隙发育，并具有湿陷性；相比之下，老黄土则强度比较大，埋藏比较深，一般没有湿陷性。现在随着我国经济明显的进步，西部地区的大力发展，黄土隧道的开挖数量日益越多。但是根据多年来建设积累的资料显示，黄土隧道的塌方率比较高，并且我国对黄土隧道开挖设计和施工也并没有在相应的规范中做出明确的规定[4][5][6][7]。
此外，土石混合体是由土体与碎石混合而成的一种特殊的围岩介质，具有高度的非均质和非均匀性，力学行为极其复杂，其性质不仅与土体的力学性质有关，还与岩石力学性质有关，并且与混合体中含石量的多少也有很大的关系。研究表明，含石量在土石混合体中是一个相当重要的参数，当含石量小于25%时，混合体的力学性质就会接近土体介质自身的性质。
隧道开挖是一个动态的三维过程，开挖中地质条件、埋深、围岩力学性质、围岩的应力和变形都会随着隧道的开挖而发生变化。当隧道为浅埋隧道时，雨水、气候和温度等外界环境变化的影响，也会使岩体的力学性质发生变化。另外，考虑到隧道地质条件与早前勘探结果可能会存在一定的出入，会造成支护的安全余度和施工风险的差异，这些问题都是在开挖前所不能充分了解到的。
基于上述黄土和土石混合体的性质，因此，依据开挖前和开挖中的地质描述和监控等信息来进行围岩变形和破坏程度的风险评估与支护安全评价，优化支护参数，并在后续的开挖过程中进行验证和评价，在隧道施工期开展围岩稳定性评估和调控的动态反馈分析具有重大的工程意义。
§1-2 国内外研究现状
当前，围岩稳定性问题是隧道和地下洞室等工程中重要的问题，传统的研究方法主要包括：工程类比、计算分析、模型研究、现场监测。[8] 1-2-1 工程类比
该方法法是通过将拟建工程的围岩地质条件、隧道埋深、设计断面尺寸及形状，以及施工方法等情况同一些类似的已建工程进行类比，并利用已建工程的安全分析与施工经验来指导现有工程，该方法是围岩安全性问题分析中比较重要的方法之一。总体上，工程类比又分为直接法和间接法两大类。其中，直接类比法是通过收集国内外已建和在建的相近工程的围岩变形和安全性资料来与拟建工程进行对比分析研究；而间接类比则主要侧重通过隧道围岩的分类进行对比分析。
工程类比法是通过大量的人为的资料的积累来对工程安全进行分析的，且地点的不同，工程地质上肯定也存在不同，况且工程施工本就是一个动态的过程，不确定因素很多，因此，工程类比法的功能的可靠性和合理性很难得到保证。[8][9] 1-2-2 计算方法
借助一些数学与力学的分析手段，并结合现有的数值对隧道工程施工期间的围岩的观测与监测
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黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
数值分析，可以实行对施工期间围岩稳定性进行总体评价与分析，并实施隧道施工期的动态反馈分析，进而为现场施工人员提供理论支持与技术指导。因此，针对隧道围岩稳定性与动态反馈分析研究是当前地下工程中很适用且必要的手段。
目前，解析分析法和数值模拟分析方法是隧道计算方法中重要的两个部分。解析分析法是利用高等数学的力学计算过程来求取隧道围岩变形和应力等方面的闭合解，该方法可以获得椭圆形洞室的理论弹性解和弹性、黏弹性及弹塑性介质中圆形洞室的封闭解，这些计算结果均可以直接用于隧道工程的实际设计与施工期稳定性分析中。然而，当隧道或地洞室的截面为矩形、马蹄形等形状时，则需要采用复杂地复变函数来求得相应的参数，且所得结果为近似解。通常复变函数对隧道洞室的分析是以获取洞室的映射函数为前提的，因此，获得简单合理的映射函数已经成为近年来比较热点的一个问题。如钱伯勤
[38]
基于复变函数理论对单孔无限域应力函数进行了分析；王润富
[39]
研究得到
了一种保角映射方法，并且依此编写了对应的计算机程序；范广勤等[40]求解非圆形洞室的外域映射函数是通过三个绝对收敛级数相乘的方法来解决的；进而，吕爱钟[41]提出研究求得任何形状截面的巷道的映射函数是靠最优化技术来解决的，该方法为隧道的计算分析提供很好的借鉴作用；朱大勇等[42]提出了一种新的可以求解任意形状洞室映射函数的计算方法，该方法可以方便的对复杂形状洞室围岩应力求得弹性解析解。由于受理论上一些假设条件及实际隧道工程的各自特点的限制，目前实际工程还是不能依靠这些解析方法得到解决，但是，采用这些解析方法的研究结果，通常可以得到一些规律性的认识，这在实际工程中也是具有重要意义的。
此外，数值分析方法是当前应用很广的计算方法，该类数值分析法是在数学、力学理论以及计算机技术的发展而在20世纪70年代发展起来的。而目前随着计算机计算速度的不断提高，大量的计算分析软件的不断产生，使数值分析在工程地质领域应用已经越来越广泛，而且这些计算软件还可以用于复杂的介质和边界条件问题的求解。
当前，工程计算中常用的数值分析方法包括有限元分析方法、有限差分法以及离散元法。(1) 有限元法: 该分析方法是目前应用最为广泛的一种数值模拟方法，它是通过将一种将连续体分成许多单元组合体，并通过离散的有限自由度问题来解决连续无限自由度问题的一种数值分析方法。有限元法对于结构面的处理主要分为节理单元模拟和等效处理两种方法。节理单元模拟又根据不同的形式分为：A. 用于模拟闭合、不含填充物或含有薄层填充物的节理间隙的无厚度节理单元；B. 用于模拟具有一定厚度的夹层时采用的等厚度节理单元；C. 对于模拟较厚或变化较大的软弱围岩时采用的变厚度节理单元。其中，等效处理方法也是分为强度等效处理和变形等效处理两种方法。(2) 有限差分法: 其主要的计算原理是基于拉格朗日分析(Flack)，该方法起源于流体力学，后来逐渐发展并应用到固体力学分析中，现在已经由二维发展为三维空间，美国ITASCA咨询集团开发的Flack3D大型数值模型软件业已成为岩石力学方面计算的重要计算软件。(3) 离散单元法: 此方法是Cundall在20世纪70年代初研究出来的。该方法可以很好的模拟岩体的节理面，且该方法中可以允许大变形和大位移，即可以用于岩块相互分离、转动分析，这些恰好是节理岩体的重要变形和破坏机制，同时也是当前一些粒子流分析的重要手段。如今，Cundall完成的UEDC已经广泛的运用到岩土工程当中，而3DEC和动力离散元法也都已经完成并投入使用。
一直以来，数值分析方法都在不断发展当中。近些年以来，石根华博士研究了非连续变形方法，并且提出了包括有限元方法、非连续变形分析法和解析方法包含在内的数值流行方法。数值流行方法是一种全新的统一的计算方法，使得单元的划分更加容易，对复杂边界条件的处理更加功能强大，同时，该方法也大大地提高了数值分析的应用价值，应用前景非常看好，得到了业内人士广泛的认可和赞誉。
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§1-3 黑山隧道工程概况
黑山隧道是张家口至涿州高速公路的一座分离式隧道，位于涿鹿县黑山寺乡下井口村。呈西北东南走向。隧道左线起始里程桩号为K22+964-K25+760，右线的起始里程桩号为Y1K22+930-Y1K25+770，隧道开挖方式采用上下台阶的方法。隧址区大部分地段均为第四系上更新统黄土状土、中元古界蓟县系雾迷山组白云岩，侵入闪长岩脉。黑山隧道V级围岩地段共1990 m，占隧道总长度的69 %。左线V级围岩地段长990 m，右线V级围岩地段长1000 m。围岩有黄土、黄土状土混碎石、破碎围岩。黑山隧道Ⅳ级围岩地段共917 m，占隧道总长度的31 %。
该工程标段为黑山隧道施工过程中的重点和难点，按高速公路双向六车道上、下分离式隧道设计，设计速度为100 km/h。单洞净宽14.25 m，净高8.0 m，建筑限界净高5 m，设双侧检修道。洞内路面设计荷载公路-I级。隧道内设车行横洞和人行横洞各一处。隧道纵断面设计为单向坡，纵坡为2.3%的反向坡。隧道断面设计与施工方法见图1.1.
cm50距间22的a，喷初浆砂护泥期支缝水初形cm钢变25字土留布厚工凝预水m混型防c5筋、2.钢板的水防cm50厚22锚100杆L=3cm*m50c,间距m右线左线
图1.1 隧道断面设计与施工方法
Fig1.1 Geometry of design sections and construction method of Heishan tunnel
1-3-1 气象水文
测区属温带大陆性季风气候区，冬季寒冷漫长，夏季凉爽短促，春秋季多风沙。常年多风雨，十年九旱，昼夜温差大。距涿鹿气象站资料：多年平均降水量408.7mm;平均蒸发量1919.1mm;年平均最高气温16.5度，平均气温4.6度；最大冻土深度1.4m;平均风速2.9m/s,盆地、平原无霜期140-150天，丘陵区120-130天，山区100天左右。 1-3-2 地形地貌
隧道区属中山区，地形较复杂，两侧洞口处为黄土地貌，陡坎、沟壑发育，两侧洞口坡度较缓，为8度-12度。山体总体呈东北-西南走向。最高海拔1221.6m,最低海拔871.4m,相对高差350.2米。 1-3-3地层岩性
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黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
隧道区地层岩性主要为第四系主要为第四系上更新统黄土状土，中元古界蓟县系雾迷山组白云岩，侵入闪长岩脉。如图1-4，隧道岩性分布如下：
(1) 黄土状土：浅黄色，稍湿，硬塑，大孔隙，垂直性节理裂隙发育。
(2) 黄土状土（黄土状土混碎石）：灰色，灰黄色，稍湿，硬塑，局部混有少量碎石，含量5%-30%。 (3) 中风化白云岩：灰白色，岩体呈薄层-中厚层状，岩心见少量溶隙，溶孔，隐晶质结构，层状构造，节理性裂隙发育
(4) 断层破碎带：以断层角攦岩为主，灰白色，岩心成碎块状，少量短柱状，手可掰断，漏水严重。
图1.2 左线工程地质纵断面图
Fig 1.2 Geologic Profile of left side tunnel for Heishan tunnel
图1.3 右线工程地质纵断面图
Fig 1.3 Geologic Profile of right side tunnel for Heishan tunnel
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(1) 黄土 (2）土石混合体
（3）碎石岩体
图1.4 黑山隧道岩石 Fig1.4 Rock of Heishan tunnel
1-3-4水文地质条件
隧道区没有发现地表水，地下水径流、排泄主要受地形控制，表现为大气降水从山顶处向两侧山凹处汇流，地下水贮存主要分布在断裂构造、岩性接触带、地势低凹处，具体分布在洞口，断层、岩性接触带与线位相交处。水位及流量随大气降水量及节理、断层构造、岩溶裂隙变化而变化，围岩富水部位不均衡，富水性不均一、透水性弱。总之，地下水类型主要是孔隙水、构造裂隙水、少量岩溶水，水文地质条件比较简单。
§1-4 黑山隧道的地质条件评价
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黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
本课题主要研究黑山隧道的黄土和土石混合体两种介质部分。固结黄土地层直立性非常好，现场开挖揭露出的掌子面稳定性较好，在不实施超前支护的情况，开挖仍能够获得较好的工程稳定性。当然，此时埋深较浅，地应力水平较低。但随着埋深的增大和地应力水平的升高，对于同样的地层条件，是否仍能满足要求，这对于施工方式的适时决策非常重要。黑山隧道土石混合体呈灰黄色，经过筛分实验研究，现场中土石混合中的含石量在5%-30%左右。
基于现场情况，实验室进行了三种不同含石量(10%、20%、30%）的土石混合体三轴实验研究，结果表明，当含石量小于40%时，侧限压缩模量随着含石量的增长而缓慢增长，甚至可以和土体的模量相等。所以说土石混合体的性质已经基本接近为黄土介质。
§1-5 论文研究的主要内容
本文通过现场监控量测和数值模拟分析，来对隧道围岩稳定性进行分析，判断施工过程中围岩的安全性和支护的效果性，从而进行围岩安全评价和支护参数的优化、确定施工过程中最佳工况，并对后续开挖及施工进行指导。具体内容包括：
(1) 开挖前对黑山隧道工程进行数值模拟分析，分析得到围岩变形、应力、塑性区的演化规律。得到这些变量随隧道开挖的变化特征。
(2) 进行现场监测，通过对现场监测数据的采集分析，来对围岩稳定性和支护安全性作出评价，并及时发现问题，解决问题，进行合理评估，必要时进行合理的调控。
(3) 通过现场采集到的信息，可以得到开挖后基于现场的围岩和支护参数，并对后续开挖段进行数值模拟分析，判定围岩稳定性，并通过多种工况的模拟对比，来得到工程当中最佳施工工况和支护优化参数。
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第二章 隧道的基本概论
隧道是修建在地下的一种建筑物，由于其复杂的边界条件和介质条件都是无法提前预见的，且
复杂的围岩应力和开挖后的二次应力重分布都是对工程取决定性作用的荷载，所以隧道建设比其它类型的土木工程建设复杂的多。
§2-1 新奥法
2-1-1 新奥法的基本概念
新奥法的的全称是奥地利隧道工程法，是在20世纪60年代由奥地利学者L.V.Rabcewiez、L.Muller等人创建的。新奥法是靠薄层为主的支护手段来保持围岩的强度，控制其变形，充分发挥围岩其自身的原有强度，并在其施工过程伴随监控量测，及时掌握围岩与支护随施工的动态过程，为指导施工提供依据。[10~13]
对于以上概念的说明有以下几点：
(1) 平常人们常常把新奥法认为是一种施工的方法和技术，但确切的说，它是一种隧道修建的基本理论。
(2) 施工中采用锚喷的支护手段不是判断是否为新奥法的标准。实事上，采用锚喷只是做到了加强围岩强度，控制其变形，充分发挥围岩介质自身原有承载力的目的，同时，我们还必须在施工中随时掌握围岩和支护的安全性与稳定性，为指导设计和施工提供依据，所以还必须进行监控量测。
(3) 施工监控量测在新奥法中并不是一个可有可无的项目，它是施工中一个必不可少的项目。 2-1-2新奥法的发展
Rabcewiez是最早把新奥法应用到阿尔卑斯隧道建设中去的。阿尔卑斯隧道本身为深埋硬岩性质，通过柔性支护来保持围岩自身的强度，充分发挥隧道的“拱效应”。随后，muller将新奥法施工运用到慕尼黑等城市的软岩浅埋地铁隧道的开挖中去，隧道埋深大约在3米左右，岩层介质复杂，地表上的建筑物对地表沉降有很大的要求。因此，muller认为在软岩隧道当中，不可以采用和硬岩隧道当中相同原理的柔性支护方法。因为软岩隧道开挖后，隧道距地表非常薄，承受二次应力的可能性不大，只能承受较大的自身重力，所以无法利用围岩其自乘能力，且不允许围岩有较大的变形。解决办法是进行地下预加固或者预支护的方法，从而使其具有足够的强度和刚度来保证围岩的自身承载能力。德国学家格拉兹尔研究出了岩石条件和岩土条件差别：对于硬岩隧道来讲，应采用柔性支护，允许围岩产生一定变形，使其发挥原有的自身承载力，产生更好的“拱效应”。对于软岩隧道来讲，应采用刚度较大的支护，以防止地层过大的扰动，且防止地表产生过大的沉降，从而充分发挥和调动围岩自身的强度。[12]
总之，新奥法在软岩和硬岩中有本质的区别，我们应该在设计和施工中充分认识实际隧道工程的地质条件与特征，然后再采取相应的方法与技术进行施工，从而做到更加安全、可靠和经济。 2-1-3新奥法的原理
目前，新奥法现在已经发展成为最为广泛的一种隧道设计与施工理论，它的发展与应用是在科学理论基础上，经过了大量的实践证明，现在归纳了主要以下几点[11-12]：
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黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
(1) 打破了传统认为围岩本身就是加在支护上的受力荷载，其实围岩本身可以作为自身的一大部分承载结构。
(2) 围岩自身承载是最主要的承载部分，而加强支护只是为了保持围岩的强度，充分发挥围岩自身的“拱效应”。
（3）允许围岩产生一定的变形，以便使其发挥原有的自身强度，产生更好的“拱效应”。但是围岩变形还不能过大，过大的变形可能会使围岩产生松弛卸载。
（4）初期支护应该最好做成柔性的，这样可以使支护和围岩紧密的联系在一起，共同承受荷载，共同变形。
（5）隧道开挖要尽早进行闭合支护，以便形成承载受力环区。
（6）隧道监测过程中，洞边的收敛监测是一个必不可少的项目，因为它可以为选择支护结构形式与尺寸和指导下一步施工提供依据。
（7）衬砌支护一般分为两次：第一次为锚喷初衬，它为一层薄层结构；待围岩趋于稳定以后，再进行二次衬砌。
以上各方面，是新奥法必须遵守的原则，其中把围岩看作是支护的一个重要组成部分，并且通过监控量测，及时掌握围岩与支护随施工的动态过程，为指导施工提供依据，是新奥法的精髓部分。
2-1-4新奥法的支护原理
隧道新奥法施工中支护原理如图2.1所示。由图可知，1的刚度最大，变形最小，受力最大，而4的刚度最小，变形最大，受力最小。但是1中的围岩自身仅承担很小一部分力，容易造成支护受力过大，这样必然会对初期支护加大用料，在经济上不太实用。而对于4的刚度，由于柔度过大，容易使支护变形过大，这样会导致围岩承载松弛，引起地表下降，造成围岩塌方。因此由图可以看出，支护的刚度不能太大也不能太小。
从图中也可以看出支护时间选择的影响，显然支护过早，围岩释放的压力会大部分分担给支护。如果支护过晚，则变形发生过大，容易发生松动、坍塌，对支护产生松动压力。
图中的D点被认为是一个界限点，在这个点附近，可以保证围岩自身充分发挥它的强度，既可以发生较大的变形，又可以承受较大的压力，而这时支护还可以在承受较小的压力下，围岩而不发生松弛、坍塌、失稳的现象。
P1U123D4UUlimitU4U2U3
图2.1 围岩与支护结构的相互作用关系图
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Fig 2.1 Interaction between surrounding rock and lining
§2-2拱效应
拱效应是开挖后应力重分布在围岩表层当中形成一定厚度的承载区，该承载区能充分发挥围岩自身的强度，提高围岩的稳定性，因此，在隧道设计中要尽力形成“拱效应”，以保证其承载力。
二次应力大小与承载区的围岩屈服强度决定了围岩的稳定性，如图2.2。当二次应力小于围岩的屈服强度时，围岩变形处于弹性变形，变形不大，拱效应形成于围岩表层，围岩不用支护即处于稳定状态；当二次应力大于围岩承载区屈服强度时，围岩介质进入屈服阶段，围岩变形处于塑性变形，塑性变形不可恢复，于是表层围岩遭到破坏，围岩承载圈向围岩内部扩展，在这种情况下，必须对围岩提供一些支护才能形成拱效应；当应力达到峰值后，岩体开始出现破坏，开始时，破裂面由于摩擦作用，还能承受一定的荷载，但是随后，应力急剧减小，围岩产生坍塌，对于这种形式，必须对隧道开挖进行超前支护，然后再进行开挖后的支护，这样才能形成良好的“拱效应”。
图2.2 隧道开挖过程中的拱效应 Fig 2.2 Arch effect with tunnel excavation
§2-3 作用
响应是随着隧道开挖导致地应力场的变化。隧道的开挖，地应力场的改变，会在一定范围内形成一个半径为R的扰动区，如图2.3所示。扰动区的范围大约在2倍洞径宽度范围内，在这个范围内，由掌子面前到掌子面后，围岩切向应力增大，径向应力减小，特别在掌子面后，切向应力增长速度很大，而径向应力减小也较快，故形成了较大的应力差，所以掌子面后一倍洞径范围内的围岩很容易遭到破坏。在掌子面前半径R以外的区域，由于开挖影响波及不到，围岩还是处于初始应力状态，所以称为未扰动区。掌子面后半径R以外，围岩开挖的二次应力已经调整完毕，隧道开挖的影响已经越来越小，围岩变形已经收敛，即为稳定区。
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黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
隧道稳定区扰动区非扰动区
图2.3 开挖过程中围岩内的应力分区
Fig 2.3 Subarea of surrounding rock stress with tunnel excavation
§2-4响应
响应是隧道开挖对变形的影响，如图2所示。隧道开挖中变形的响应是和地应力场的变化相对应的，即在稳定区，应力重新平衡，围岩变形收敛趋于稳定；在扰动区，应力处于扰动状态，围岩变形变化比较大，如果围岩是在弹性状态下，则变化较小，如果发展到塑性状态下，围岩变形则变化比较大。在未扰动区，应力还是处于原始应力状态，故围岩变形没有发生[19]。
图2.4 隧道开挖过程中的变形响应
Fig 2.4 Eformation response of surrounding rock with tunnel excavation
现场监控中，我们最注重的还是扰动区的围岩变形响应，扰动区的围岩变形的部位不同，那么控制围岩稳定性的效果也不同，围岩失稳、控制失稳、带来的后果均不相同。围岩介质本身的强度特性和变形机制会使围岩发生不同的力学响应。当围岩在扰动区还处弹性变形状态时，则围岩变形相对较小，围岩拱效应在围岩表层，围岩处于稳定状态，如图2.5(1)。如果围岩进入塑性状态，围岩
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介质强度已经超过屈服强度，则会产生塑性变形，掌子面处的围岩则会产生挤压变形，开始时，围岩岩体还能承受一定的荷载，围岩暂时还能处于稳定状态，但是随后，应力急剧下降，围岩全面崩溃，掌子面岩体坍塌，掌子面失稳，如图2.5（2）。严重时，甚至塌方还会向后发展，已经支护完毕的隧道也有可能发生塌方，致使整个工程垮掉。所以，掌子面开挖或开挖后，进行必要的监控量测和稳定性分析，即而对围岩的安全和支护的效果作出评价是非常重要的。
(1)掌子面稳定状态 （2）掌子面失稳状态
图2.5 隧道开挖过程中掌子面岩体的稳定性 Fig 2.5 Stability of tunnel face rock with tunnel excavation
§2-5 浅埋隧道与深埋隧道
一般情况下，深埋与浅埋隧道的界定是靠顶部能不能形成“自然拱”为原则，不能单凭隧道埋设深度和围岩介质条件来判断。但是硬性的为两者分出一个界限是一件很困难的事，因为它与许多因素相关，从深埋隧道来看，深埋隧道的松动压力值是靠施工塌方高度出发，但是为了形成此高度值，则隧道上方的承载区必须有一定的厚度，否则则不能承受围岩压力，而形成塌方，因此，深、濳埋隧道的临界值就是以施工塌方高度为基础来界定的。根据经验，这个临界值为2-2.5倍的塌方高度，即[11]
Hp2~2.5hp (2-1)错误！未找到引用源。
式中：Hp为深、浅埋隧道临界值；
hp为隧道塌方的高度值；
当HpH时，隧道为浅埋隧道，浅埋隧道一般清况受外界环境的影响比较大，如温度、气
候、雨水的影响。且围岩介质比较复杂，很难形成拱，容易塌方。
当HHp时，隧道为深埋隧道。
由于黄土介质隧道介质的不同，与广泛定义的深埋浅隧道界定值不太相同。且对黄土介质隧道的定义形式也不太统一，我国基本上按三种方式来定义黄土隧道的深浅埋。
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黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
（1）《铁路隧道设计规范》依靠成拱作用，把2.5倍塌方高度作为深浅埋隧道的临界值。 （2）《铁路隧道设计手册-隧道》[20]规定深浅埋隧道的临界值为：当隧道按单线设计时，规定值为15-29m,隧道按双线设计的时候，那么规定值为20-25m。
（3）中国铁道第一勘察院则认为深浅埋隧道的临界值在40-60m。
通过以上三种对黄土隧道的深浅埋隧道的临界值定义，这三种临界值都是各自通过多年的积累而得到的，所以经过多年的总结，现在对于黄土介质的隧道深浅埋深的定义最新研究成果为：
（1）对于黄土介质大断面来说，一般定义临界值为40~60m。
（2）对于新黄土介质隧道一般取55-60 m,对于老黄土介质的隧道则一般取40~50m。 （3）当黄土介质隧道埋深不超过11 m时，定义为超浅埋隧道。
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第三章 黑山隧道现场监测及数据分析
本章工作主要是了解黑山隧道现场监测的项目及布置分布，通过对监测项目数据的采集来对围岩的稳定性进行分析，从而提出更加合理的支护参数，并对后续开挖进行相应的指导施工。
§3-1 现场监测的目的及任务
监测分为安全监测与科研监测。安全监测是施工单位在施工期间为了了解开挖过程中围岩和支护的稳定性展开的监控量测，通过量测发现问题所在，进而及时解决问题，以保证施工安全及围岩的稳定，安全监测是全洞段分布式监测。科研监测则是通过典型洞段的监测，来获取施工或运营过程中的力学和环境响应，并作为相应洞段的基本数据信息。通过该洞段监测可以检验科研中的分析方法和评价方法的合理性，并分析支护响应过程，提出合理的运用支护安全性的评估方法，并运用到其他洞段当中。
本论文为了研究围岩力学动态响应及围岩的稳定性，是在隧道内挑选了几处典型洞段来对安全监测进行数据分析，并且必要的增加了一些相应的监测项目。
总体上，通过现场监测，主要的目的与任务在于：
⑴ 得出围岩动态变化过程，了解围岩的稳定性和支护结构的安全性，对于有可能出现的险情，可以及时通过数据显示，做到防患于未然。
⑵ 判断支护效果的安全性，建立合理的支护参数和优化施工方案，并对后续开挖进行指导。 ⑶ 通过监测的数据分析进一步确定二衬的合理时间。
§3-2黑山隧道监测项目
3-2-1黑山隧道的监测项目
黑山隧道典型洞段部分，主要进行了： （1）洞内观察
（2）净空收敛位移量测 （3）隧道内部位移量测
（4）围岩对初衬的压力量测 （5）锚杆的轴力量测
3-2-2黑山隧道监测项目的断面选择
由于本文主要是对黑山隧道黄土和土石混合体部分进行稳定性分析，所以我们在这一部分共选择了3个典型洞段进行了实验，具体位置选定为
⑴ 左洞：桩号K25+373 黄土段 ⑵ 左洞：桩号K25+200 土石混合体段 ⑶ 右洞：桩号Y1k25+180 土石混合体段
为了进一步了解黑山隧道左右线施工过程中的相互影响，选取左右线大致在同一个断面上施工点进行了围岩对初衬的压力监测分析，这里选定了桩号K25+200和Y1K25+180来进行试验。
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黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
3-2-3 监测项目断面布置
在同一断面处，净空收敛、轴力监测、内部位移监测、围岩对初期支护的压力监测项目的布置如图3.1所示。
图3.1 测点布置图
Fig 3.1 Arrangement of measuring points
3-2-4 量测预警值及量测频率
根据黑山隧道现场情况，针对《张涿高速L5标段黑山隧道施工图设计》及相应的规范黑山隧道量测预警值及量测频率设置如下，见表3.1.
表3.1 监测量测预警值和频率值
Table3.1 measured value and Warning Value of monitoring measurement
量测项目 预警值 量测频率 洞内观察 1.当位移量大于10MM/d时，说明位移变形在急剧已经不安全，需要对支护系统加强。 2当位移量小于0.2mm/d时，说明位移变形基本上稳定 开挖工作面，每开挖一次要监测一次。对于已经施工完的地方，要基本上1次/2-3天。如果遇到异常的 [23]
，对
序号 1 加大，围岩支护系统时候，要加密观察 2 洞内收敛 拱顶沉降 拱顶下沉 钢筋轴力 初期支护所受的围岩压力 监测初期1次/天 后期稳定时可以1次/2-3天 §3-3 监测项目的监测方法及技术要求
3-3-1洞内观测
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黑山隧道洞内观测主要是指掌子面开挖过程中地质的描述，观测内容主要包括岩层的倾角、倾向、有无断层、是否含水，含水量是否大、有无漏水现象、岩石紧密程度。从而为位移监测数据变化分析提供依据。 3-3-2净空收敛监测 3-3-2-1 净空收敛监测目的
所谓净空收敛就是指隧道洞壁两点间直线方向距离变化的量测，是隧道围岩由于应力变化而发生变形的最直观的反映。此项监测的主要目的是为了掌握隧道开挖过程中的时空响应规律；同时对围岩支护的效果做出评定，从而为优化支护提供依据;并判断二衬的合理支护时间。 3-3-2-2 净空收敛监测实验仪器
净空收敛监测实验的仪器为净空收敛仪，它是由百分表、钢尺、挂钩、螺母等组成，见图3.2。
图3.2 钢尺收敛仪
Fig 3.2 Steel-made convergence meter
3-3-2-3 净空收敛的测试方法
⑴ 首先应在隧道围岩两侧墙处埋设挂钩，保证挂钩在同一水平线上，挂钩的一端要伸向围岩10cm左右，另一端露出初期支护。
⑵ 监测时首先用收敛仪的钩子挂住一侧墙处的挂钩，然后拉到另一侧，把挂钩挂在另一侧墙处的钩子上，然后转动把手，使尺子初期绷紧，然后将固定梢插入适当的小孔中。
⑶ 转动调节螺母，从而调动百分表，使尺子收紧到尺子和百分表的读书线为止，然后读取两个位置的读数，相加得测试值。
⑷ 测试完毕后，松动百分表，取下尺子，擦拭干净，安全放置好。 3-3-3内部位移监测 3-3-3-1 内部位移监测目的
内部位移是指随着围岩的垂直深入位移的变化。此项监测的主要目的是为了掌握位移随围岩深入的变化情况，从而判断围岩的松动范围，强度下降区以及弹性区的范围[28] 3-3-3-2 内部位移监测实验仪器
内部位移监测的实验仪器是振玄式多点位移计，多点位移计是由传感器及外面直径为145 mm的保护筒、测试杆、PVC保护管、测杆锚头等部分组成，见图3.3。
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黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
图3.3 多点位移计 Fig 3.3 Multi-point extensometer
3-3-3-3多点位移计的埋设安装方法
⑴ 多点位移计一共有三组传感器，分别对应不同埋置深度的的测杆，黑山隧道项目采用了1m、2m、3m的测杆。将不同位置的测杆插入传感器的保护筒中，分别对应于各自的传感器，用螺丝拧紧。
⑵ 用PVC管套住测杆，但是不能全部套住，要露出一部分测杆。 ⑶ 在测杆尾部，拧上锚头，并检查是不是所有螺丝全部拧紧。 ⑷ 用固定器将三个测杆固定，使他们扎成一束。
⑸ 将仪器放入事先打好的洞中，洞深要求3m，端部洞壁处要求有145mm直径大，45cm深的大洞，以固定传感器保护筒，其余直径为60cm。然后插入注浆管和导气管，开始注浆。
⑹ 最后对仪器进行调试定位、并把仪器保护好，以免喷浆时破坏。见图3.4。
图3.4 埋装完成的多点位移计 Fig 3.4 Buried multi-point extensometer
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3-3-4锚杆轴力监测 3-3-4-1 锚杆轴力监测目的
锚杆轴力监测的主要目的是为了了解锚杆的实际工作状态及大小；确定锚杆的有效长度，以此修正锚杆设计参数;结合内部位移量测，判断围岩的发展趋势，分析围岩强度下降趋势.[28] 3-3-4-2 锚杆轴力监测实验仪器
锚杆轴力监测实验仪器是振玄式钢筋计，它是通过不同深度的传感器的频率来转化成锚杆的拉力，见图3.5。
图3.5 连接好的钢筋计
Fig3.5 Reinforcement meter after connection
3-3-4-3 振玄式钢筋计埋设安装方法
⑴ 振玄式钢筋计分为两部分：一部分是带有螺纹的直径为25mm的钢筋；另一部分则是传感器，两端各有螺孔，便于与带有螺纹的钢筋连接。本课题锚杆采用的长度为3m，每根锚杆装有两个钢筋计，即1m和2.5m处。于是在1m和2.5m处处，传感器两边与带有螺纹的钢筋拧紧，然后两个钢筋分别与相应长度同直径的锚杆对焊焊接。
⑵ 将锚固剂放入事先钻好的洞中，洞孔深度为3m，直径为60mm。
⑶ 锚固剂注满后，将安装好钢筋计的锚杆插入洞孔中，插入锚杆时，要注意保护好测试线不受损坏。
⑷ 整理测线，做好保护措施，钢筋计埋设完成。如图3.6所示。 3-3-5围岩对初期支护压力监测 3-3-5-1围岩压力量测目的
隧道开挖时，围岩由于卸载会发生变形，那么支护结构则会抵制这种变形，所以围岩与支护之间产生的力，就称为围岩压力。
通过对围岩压力的测试，可以大体了解压力分布趋势，从而判断围岩和支护的稳定性。 3-3-5-2 围岩压力量测实验仪器
围岩压力量测实验仪器是TXR-2020型振玄式土压力计，原理是通过传感器受外力作用时，弦的内应力发生变化，随着应力的变化，自振频率也发生相应的变化。如图3.7所示。
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黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
3-3-5-3压力计的埋设安装方法
⑴ 由于本科题测试的是围岩对初衬的压力，所以在围岩的洞壁处固定压力计，使压力计必须垂直于围岩面，而且放置压力盒之前要剔除凹凸石子，一定要保持围岩面足够平整。
⑵ 用直径8mm的钢筋网固定压力盒，一定要使钢筋网牢牢拖住压力盒，使其足够固定，以致喷浆时不会移动。
⑶ 做好对测线的保护工作，安装完成。
图3.6 埋装好的钢筋计图
Fig3.6 Buried vibrating string extensometer
3.7 压力盒 Fig 3.7 Pressure cell
§3-4 黑山隧道监测数据整理及分析
3-4-1 黑山隧道桩号K25+373数据整理及分析
桩号K25+373处，地质为黄土，直立性好，潮湿。此处开挖进尺为2m，初期支护采用工字钢22cm、间距50cm钢拱架和25cm厚的混凝土喷浆。
此断面，主要测量的项目为AB两点的净空收敛、锚杆轴力、内部位移。 3-4-1-1净空收敛的数据监测及分析
AB两点净空收敛数据变化如图3.8，速率变化如图3.9，在监测初始阶段，净空收敛一直在持续
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直线增长，这主要是监测断面距掌子面较近，一直受开挖等施工环境的影响。陆续监测到18天时，测试点距掌子面为40m左右，即两倍洞径宽度时，净空收敛增长开始变缓，说明围岩开始趋于稳定。
监测36天后，下导开挖接近测试断面，开挖的影响导致围岩应力再次释放，监测数据变化速率再次变大，净空收敛又开始呈现直线增大的趋势，速率最大值接近1.5mm/d，说明下导开挖对AB两点位移变化有一定的影响。陆续监测50天之后，收敛开始趋于平缓，说明下导开挖远离测试断面，围岩最终趋于稳定。
在60多天监测的期间里，净空收敛监测变形一共为11.1mm,其中包括了上导开挖和下导开挖的影响，其中上导开挖的影响变形大约为3.5 mm.下导开挖影响变形大约为7.6 mm,变形都不是太大。
图3.8 左洞K25+373断面收敛监测时程曲线
Fig3.8 Time-history curves of convergence around tunnel at section K25+373
图3.9 左洞K25+373断面收敛监测变形速率曲线
Fig3.9 Time-history curves of convergence-rate around tunnel at section K25+373
3-4-1-2 锚杆轴力数据监测及分析
K25+373处锚杆的轴力变化数据如图3.10、3.11，轴力速率变化曲线如下页的图3.12、3.13。
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黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
由图得知，由于掌子面距监测断面较近，两侧墙处的轴力开始都是呈线性增大的，只是左侧墙处轴力值迅速增加的时间短，大约持续了五天时间便开始趋于平缓，而右侧墙处的轴力值持续了15天时间之后才开始趋于平缓，说明右侧墙处围岩趋于稳定时间比较长。由速率图可以看出，两侧的轴力在监测到40-42天左右时，都有变大的趋势，但是变化值并不大，这是因为受下导开挖的影响，随后又都开始趋于平缓。
对于左侧墙处不同点的轴力，1m和2.5m处非常接近，在监测到80-100天之间时，轴力值又有增大的趋势，这是因为监测面前方10m正在开挖的人行横洞对左侧墙造成了影响。右侧墙处，1米处大于2.5m处的轴力值，其中，1m处的轴力值在50天时开始减小，这是因为下道支护完成，形成了闭合的钢拱圈，因此轴力有些变小。
由锚杆最终的监测结果可以看出，锚杆承受的都为拉力，而且数值都不是太大，因此锚杆支护对黄土介质效果并不明显。
图3.10 K25+373断面锚杆应力时程曲线
Fig3.10 Time-history curve of summation axial force of anchor at section K25+373
图3.11 左洞K25+373断面锚杆应力时程曲线
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Fig3.12 Time-history curve of total axial force of anchor at section K25+373
图3.12 K25+373断面锚杆应力速率变化曲线
Fig3.11 Time-history curve of summation axial force-rate of anchor at section K25+373
图3.13 左洞K25+373断面锚杆应力速率变化曲线
Fig3.13 Time-history curve of summation axial force-rate of anchor at section K25+373
3-4-1-3内部位移数据监测及分析
桩号K25+373处内部位移数据监测变化如图3.14、3.16，内部位移的速率变化如图3.15、3.17 由图观察可知，洞口处和距洞口2m处的位移大，而中间位移小，根据基本理论可知，围岩位移变换应是从洞口向洞内逐渐减小，所以此处断面中岩石内部环境可能太过复杂，也可能距洞口一米处的位移计安装时出现了一些错误，导致测量出的结果不对，所以我们只看洞壁处和距洞口2m处的相对位移。
由另两点可知，都是在洞壁处变形最大，在2m处就减小。右侧墙处0m和2m处埋设点的相对
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黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
位移相差很小，位移在监测前十天内变形相对较大，陆续监测十天之后，变形就开始趋于平缓，出现收敛迹象。左侧墙处的变形增长较快阶段发生在开挖前几天内，陆续监测5天之后，变形就开始趋于收敛。由于隧道为上下开挖式，在监测35天之后，下导开挖到监测断面附近，变形速率又开始出现增大趋势，变形又开始加大。陆续监测50天之后，下导远离监测断面，围岩变形开始趋于收敛，围岩稳定。但是等监测到75天时，左侧墙处的围岩变形又开始增大，这并不是围岩突然失稳的象征，而是因为前方十米处，人行横洞正在开挖，因而造成此处断面围岩变形又开始变化。陆续监测110天之后，围岩趋于稳定。
图3.14 左洞K25+373断面内部位移监测时程曲线
Fig3.14 Time-history curves of monitoring points displacement at section K25+373
图3.15 左洞K25+373断面内部位移监测速率变化曲线
Fig3.15 Time-history curves of monitoring points displacement-rate at section K25+373
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图3.16 左洞K25+373断面内部位移监测时程曲线
Fig3.16 Time-history curves of monitoring points displacement at section K25+373
图3.17 左洞K25+373断面内部位移监测速率变化曲线
Fig3.17 Time-history curves of monitoring points displacement-rate at section K25+373
3-4-2 黑山隧道桩号K25+197数据整理及分析
桩号K25+197处，地质为土石混合体，石子以层状分布于掌子面，顶部稳定性不好。隧道开挖进尺为2m，初期支护采用工字钢22cm、间距50cm钢拱架和25cm厚的混凝土喷浆。
在此断面，主要测量的为AB两点的净空收敛、锚杆轴力、内部位移、围岩对初衬压力. 3-4-2-1净空收敛数据监测及分析
AB两点净空收敛数据变化如图3.18和图3.19所示。由于开挖台车的影响，此处断面净空收敛变形监测是在掌子面往前开挖到距埋测点7m后开始监测的。在监测初始阶段，由于监测断面距掌子面较近，受隧道开挖影响较大，收敛呈线性增长，速率最大值接近1mm/d。陆续监测6天之后，监测变形量为2.4mm,这时，掌子面距监测断面大约30m，即2倍洞径宽，监测数据开始趋于平缓。
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黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
监测30天之后，下导开挖到监测断面，收敛变形又开始增加变快。陆续监测46天之后，由于下导的影响减小，围岩开始趋于稳定。
在这监测的59天里，收敛变形一共为11.65mm,其中上道开挖部分对变形量的影响为 4.5mm，下道开挖部分对变形量的影响为7.15mm。
图3.18 K25+195敛监测时程曲线
Fig3.18 Time-history curves of convergence around tunnel at section K25+195
图3.19 K25+195敛监测时程曲线
Fig 3.19 Time-history curves of convergence-rate around tunnel at section K25+195
3-4-2-2 锚杆轴力数据监测及分析
K25+197处锚杆轴力数据监测变化如图3.20，速率变化如图3.21，埋测完毕喷完浆后即可监测。 由于下导开挖到监测面时，右侧墙处的锚杆钢筋计受到放炮的影响，不能使用，采集到的数据不够，所以只对左侧墙处的数据进行分析
左侧墙两点处的轴力都是承受拉力，且1m处大于2.5m处的轴力，但是两点之中，最大值也只有3.3kN，所以轴力值远远小于设计承载力。两点处的轴力变化在监测初始阶段受开挖影响都呈线
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性增长，陆续监测8天之后，轴力变化开始趋于平缓，说明监测断面受上导开挖的影响越来越小，围岩开始趋于稳定。
监测第46天后，下导开挖到监测断面，从而引起围岩应力再次释放，致使围岩出现新的收敛变形，从而使轴力变化再次增大。但是四天之后，轴力又开始呈现减小趋势，这是因为左墙部分下导支护形成，形成了闭合的钢拱圈，致使轴力变小。
由于黑山隧道中土石混合体的石子含量较少,所以岩体性质比较接近黄土，致使本断面的轴力监测值也并不大，所以结果显示锚杆对黑山隧道中土石混合介质的作用也不大。
图3.20 K25+197锚杆应力监测时程曲线
Fig 3.20 Time-history curve of summation axial force of anchor at section K25+197
图3.21 K25+197锚杆应力变化速率曲线
Fig 3.21 Time-history curve of summation axial force-rate of anchor at section K25+197
3-4-2-3 内部位移数据监测及分析
桩号K25+197处内部位移数据监测变化如图3.22、3.24，内部位移的速率变化如图3.23、3.25。埋设完毕，喷完浆后即可监测。监测数据全部是相对于3m处的位移。
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黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
两侧墙各点处的位移整体情况都是洞口处最大，距孔口2m处最小，内部位移整体趋势是由洞口向内部逐渐减小。但是由监测数据可以看出，内部位移减小的梯度并不太大。
左侧墙处的内部位移监测，距洞口2m处的相对位移一直在0mm处起伏，说明2m处和3m处位移基本相同。距洞口1m和0m处的位移，开始监测初始阶段，位移增长较快，监测15天之后，开始趋于收敛。但是陆续监测到45-50天时，下导开挖到监测面处，位移变化又有少许增大，但增长速率并不明显。监测50天之后，下导远离监测断面，收敛又开始趋于平缓，说明围岩基本稳定。
右侧墙处的内部位移，在前20天之内，位移增长较快，说明监测断面一直受上导开挖的影响。陆续监测20天之后，收敛开始趋于平缓。陆续监测30天后，下导开挖到监测断面，所以内部位移又开始增加较快，监测40天后，位移曲线开始收敛，围岩内部位移基本稳定。
综合净空收敛，轴力监测、内部位移，对于本隧道土石混合体介质，首先锚杆的选取显然有点过长，完全可以把长度参数再取小一些来设计。由于下导分为左右两部分来开挖，围岩稳定时间大概是60天的时间，所以我们建议二衬与初衬的时间差为60天左右。
图3.22 K25+197内部位移监测时程曲线
Fig 3.22 Time-history curves of monitoring points displacement at section K25+197
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图3.23 K25+197内部位移变化速率监测曲线
Fig 3.23 Time-history curves of monitoring points displacement-rate at section K25+197
图3.24 K25+197内部位移监测时程曲线
Fig 3.24 Time-history curves of monitoring points displacement at section K25+197
图3.25 K25+197内部位移变化速率监测曲线
Fig 3.25 Time-history curves of monitoring points displacement-rate at section K25+197
3-4-2-4 围岩压力数据监测及分析
桩号K25+197处内部位移数据监测变化如图3.26，内部位移的速率变化如图3.27、3.28。 上导开挖时，埋测了5个压力盒，两侧的平台处与起拱处的压力盒是在下导开挖时分别埋设的。 围岩压力最大值出现在右侧与平台成60度角的地方；左侧与平台成60度、30度位置，右侧与平台成30度的位置，压力相差不多；而拱顶处的压力则最小。总体上，由围岩压力分布情况可知，压力值呈“猫耳朵”分布形式。
拱顶处的压力在监测初期呈现增大趋势，这是由于开挖影响使得拱顶处围岩对初期支护产生压力。随后拱顶处围岩压力又开始减小，一直到0MPa附近，甚至出现负值，这主要是因为拱顶处围
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黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
岩与支护产生“脱离区”的缘故，故而使压力减小，至于出现负值，可能是因为压力盒埋设后把第二天采取的数值作为初始数据原因，从而致使丢失一部分压力值。
上导其他点上的压力值，在监测初期直线增大，陆续监测15天后，随着钢拱架“拱效应”的形成，压力变化开始缓慢。且压力值在监测30-45天的时间范围内，每一个测试点处，都会出现压力值变小的现象，这是因为下导开挖时，上导支护完的钢拱架失去支撑，略略有所下降，致使围岩对初级支护的压力变小，但下导支护完毕后，围岩对上导初级支护的压力又开始增大。然后慢慢趋于平缓，围岩压力收敛。
下导埋设的压力盒是在两侧平台处与仰拱处，最大值出现在左侧拱顶处，最大值为0.06MPa，而且两侧的起拱处的压力值都大于两侧平台处的值。
图3.26 K25+197断面压力监测时程曲线
Fig 3.26 Time-history curve of pressure at section K25+197
图3.27 K25+197断面压力速率变化监测曲线
Fig 3.27 Time-history curve of pressure-rate at section K25+197
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图3.28 K25+197断面压力速率变化监测曲线
Fig 3.28 Time-history curve of pressure-rate at section K25+197
3-4-3黑山隧道 桩号Y1K25+183处的数据整理及分析
桩号Y1K25+183处，地质为黄土中混有石子，为土石混合体，石子以层分布于掌子面，顶部稳定性不好。开挖进尺为2m，开挖后进行的初期支护采用工字钢22cm、间距50cm钢拱架和25cm厚混凝土喷浆。
在此断面，主要测量的为AB两点的净空收敛、锚杆轴力、内部位移、围岩对初衬压力。 3-4-3-1 净空收敛的监测及数据分析
AB两点的净空收敛数据变化曲线如图3.29，速率变化曲线如图3.30。
图3.29 Y1K25+183断面净空收敛监测时程曲线
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黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
Fig 3.29 Time-history curves of convergence around tunnel at section Y1K25+183
由于台车的影响，净空收敛监测是在掌子面开挖过测试点7m时开始监测。由图观察可知，在监测初期，由于开挖断面距监测面较近，收敛增大较快。陆续监测8天后，位移增长开始缓慢，有收敛迹象。监测20天后，净空收敛变化速率再次开始慢慢增加，监测到32-45天时，下导开挖到测试断面，变形速率增大到最大，最大速率值能达到1.2mm/d。陆续监测50天后，由于下导远离监测断面，净空收敛变化速率开始慢慢变小，收敛变形再次开始缓慢增长， 呈现收敛迹象。
在60多天的监测时间里，收敛变形值一共为9.34mm，其中上导开挖部分，变形为3mm,下导开挖部分，变形为6.34mm.。
图3.30 Y1K25+183断面净空收敛速率变化监测曲线
Fig 3.30 Time-history curves of convergence-rate around tunnel at section Y1K25+183
3-4-3-2 锚杆轴力监测及数据分析
锚杆轴力数据监测如图3.31，轴力速率变化曲线如图3.32。
图3.31 Y1K25+183断面锚杆轴力变化监测时程曲线
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Fig 3.31 Time-history curve of summation axial force of anchor at section Y1K25+183
由图可知，1米处的监测点在监测初期，轴力值一直增大比较快，轴力变化速率比较大。陆续监测20天之后，通过速率曲线可知，速率比之前减小，且基本维持不变，所以轴力值有收敛的迹象。在监测35天时，由于下导开挖接近监测断面，轴力速率变化又开始变大。但是到了监测47天时，轴力值开始减小，这主要是下导两侧支护完毕，形成了闭合的钢拱圈，从而使轴力减小。减小情况大约持续了10天的时间，然后轴力值曲线开始平缓，说明轴力最后趋于稳定。
2.5m处的监测点轴力变化并不大，一直维持在0kN附近，在监测35天之后，由于下导的开挖，轴力值有缓慢的增长，但是增长并不大，最大值才达到0.3kN。
图3.32 Y1K25+183断面锚杆轴力速率变化监测曲线
Fig 3.32 Time-history curve of summation axial force-rate of anchor at section Y1K25+183
3-4-3-3 内部位移监测及数据分析
桩号Y1K25+183处内部位移数据监测变化如图3.33、3.34，内部位移的速率变化如图3.35、3.36。埋设完毕，喷完浆后即可监测。监测数据全部是相对于3m处的位移。
两侧墙各点处的位移整体情况都是洞口处最大，距孔口2m处最小，且距洞口1m和2m处相差不大，内部位移整体趋势是由洞口向内部逐渐减小。但是由监测数据可以看出，内部位移减小的梯度并不太大，说明围岩的松动范围并不大。
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图3.33 Y1K25+183断面内部位移时程监测曲线
Fig 3.33 Time-history curves of monitoring points displacement at section Y1K25+183
图3.34 Y1K25+183断面内部位移时程监测曲线
Fig 3.34 Time-history curves of monitoring points displacement at section Y1K25+183
图3.35 Y1K25+183断面内部位移速率变化监测曲线
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Fig 3.35 Time-history curves of monitoring points displacement-rate at section Y1K25+183
图3.36 Y1K25+183断面内部位移速率变化监测曲线
Fig 3.36 Time-history curves of monitoring points displacement-rate at section Y1K25+183
右侧墙处的内部位移，距洞口2m处和1m处的相对位移一直在0mm处起伏，说明1m处、2m处和3m处位移基本相同。距洞口0m处的位移，开始监测初始阶段，位移增长较快，监测15天之后，开始趋于收敛。且下导开挖对其影响并不大。监测50天之后，收敛开始趋于平缓，说明围岩基本稳定。
左侧墙处的内部位移和右侧墙处的相似，也是距洞口2m和1m处的相对位移在0mm处附近。距洞口0m处的位移变化规律和右侧墙处距洞口0m处点的变化形式相同， 大小也相差不大。
综合净空收敛，轴力监测、内部位移，对于本隧道土石混合体介质，首先锚杆的选取显然有点过长，完全可以把长度参数再取小一些来设计。由于下导分为左右两部分来开挖，围岩稳定时间大概是60天的时间，所以我们建议二衬与初衬的时间差为60天左右。 3-4-3-4 围岩对初衬的压力监测及数据分析
围岩压力监测变化如图3.37，速率变化如图3.38。
图3.37 Y1K25+183断面压力监测时程曲线
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黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
Fig 3.37 Time-history curve of pressure at section Y1K25+183
图3.38 Y1K25+183断面压力速率变化监测曲线
Fig 3.38 Time-history curve of pressure-rate at section Y1K25+183
由图可知，压力的分布并不是“猫耳朵”的分布形式，而是呈现中间大，两边小的分布形式。这是因为中间拱顶部分的围岩介质稳定性比较差，强度不高，容易发生塌方造成的。
拱顶处的压力值在监测初期增长较快，这主要是隧道开挖影响造成的。陆续监测20天之后，拱顶处的压力开始增长缓慢，说明围岩开始趋于稳定。监测42天后，下导开挖到监测断面附近，但是从图看出，下导开挖对拱顶处的压力变化并不明显。监测60天之后，压力曲线趋于平缓，围岩开始趋于稳定。
其余点的压力值都是在监测初期增长较快，陆续监测10天之后，压力曲线就开始趋于平缓，说明周边围岩稳定性较好，与内部位移监测相符。监测60天后，围岩压力曲线基本平缓，说明围岩基本趋于稳定。
§3-5 小结
通过以上各个断面监测数据分析来看，可以有以下总结
（1）在上下台阶法开挖方式中，净空收敛、围岩对初衬压力、锚杆轴力值的变化都是呈现出：增大——缓慢变化——再次增大——缓慢变化——趋于稳定的变化形式。
（2）黄土介质中锚杆的效果并不明显。这是因为黄土介质稳定性控制还是依赖表面支护，这一点对黄土施工段保护掌子面稳定性也具有很好的提示作用。
（3）左洞先行开挖应力水平的提高，致使围岩压力和变形分布都是右洞小于左洞，这主要是因为相当于埋深增大，改变了围岩的分布规律，有利于拱效应的形成。
（4）通过三个断面的数据监测结果对比来看，各个断面的监测值相差不大，这说明黑山隧道中的土石混合体介质的性质基本接近黄土介质。
（5）综合净空收敛，轴力监测,围岩压力，由于下导分为左右两部分来开挖，围岩稳定时间大概是60天的时间，所以我们建议二衬与初衬的时间差为60天左右。
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黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
第四章 黑山隧道数值模拟分析
黑山隧道数值模拟分析是对监控量测的一个有效补充，它可以通过实际工程中的地质参数来对后续开挖提供一个最佳工况，以期为后续开挖和施工提供一个有益的参考。本课题当中的数值模拟采用的是Flack3D软件。
Flack3D软件是美国ITASCA国际咨询与软件开发公司在Flack基础上开发采用的一个三维数值分析软件。Flack3D在土木工程领域尤其是地下工程中的应用比较广泛，并且得到了业内人士的高度的好评。它的具体特征体现在：
（1）应用比较广泛：Flack3D不是仅仅只针对某一类典型问题进行分析的软件，它的应用非常广泛，它可以对岩石工程力学当中任何一种连续介质的力学进行研究分析。
（2）运行速度非常快：Flack3D可以很好的来控制运行时间和运行效率，它当中的Fish语言可以很好的帮助其实现对软件运行时的有效控制。
（3）功能强大：Flack3D的原理是有限差分法，它可以对复杂的地质和边界问题做出很好的分析。
（4）实践证实：Flack3D已经被世界上许多国家应用与实践，并且得到了高度的赞誉和好评，已经发展成为应用最为广泛的软件之一
[30]
。
§4-1 模型的建立及参数的选取
4-1-1 模型的建立
由于隧道开挖一般只会波及到掌子面前后2倍洞径范围内，故我们只选取典型洞段来模拟，而后把分析结果运用到后续开挖当中即可。且各典型洞段模拟分析中的测点位置完全按照监控量测中的仪器布置位置洞段来选取的，目的就是为了与监控量测中的数据进行对比分析。
对于模拟的3个典型洞段来讲：
（1）K25+373为黄土段，此断面处，隧道埋深为50m，我们设置的模型尺寸为：长度80m，宽度195m，高度90m。见下页图4.1-1。
（2）K25+197和Y1K25+185处断面为土石混合体段，两个断面在同一横切直线上。隧道埋置深度为65m，，设置的模型尺寸为：宽度195m，长度8m，高度为105m。见下页图4.1-2 。 4-1-2 模型参数的选择
黑山隧道采取的是上下台阶的开挖方式，支护参数选取的是C25的喷射混凝土和I22型工字钢，钢筋网则采用直径为8毫米的钢筋，模拟时由于没有专门的模拟钢拱架单元，所以把I22型的工字钢考虑到喷射混凝土当中，成为一个支护构件来模拟。模型的参数选择如下页表4.1。
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（1）黄土 （2）土石混合体
图4.1 黑山隧道数值计算模型 Fig4.1 Numerical Model for Heishan tunnel
表4.1 计算模型参数 Fig4.1 Model parameter
泊松比 容重(kN/m3) 0.35 0.35 0.25 18.1 19.2 25
材料类别 黄土 土石混 混凝土 弹性模量(MPa) 380 420 23000 黏聚力 (MPa) 75 65 内摩擦角 (度) 24 29 §4-2 模拟断面处数据分析
4-2-1 K25+373处断面模拟分析 4-2-1-1 净空收敛模拟分析
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黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
(1)右侧点
（2）左侧点
图4.2 X轴位移采样记录
Fig 4.2 Data acquisition and recording of horizontal displacement
由水平位移采样记录图4.2可以画出上导与下导开挖过程中随掌子面距离的收敛位移如图4.3和图4.4所示。
由图4.3得知，上导开挖期间，监测断面在掌子面前10m时，收敛影响不大，围岩基本处于稳定期间。当在掌子面前8m时，收敛变形开始增加，且随着掌子面越来越靠近监测面，变化速率变得也越来越大，当掌子面到达监测断面时，收敛变化速率达到最大，最大值达到5mm/d。当监测断面在掌子面后时，且距掌子面较近时，收敛变化速率比较大，且最大值大于在掌子面前的最大值，最大值达到7mm/d，所以掌子面后的影响要比掌子面前大。但是随着开挖的越来越远，对监测断面影响越来越小，净空收敛变化速率逐渐变小，说明围岩开始趋于稳定。
图4.3 上导开挖期间侧墙收敛变形
Fig 4.3 Convergence between left wall and right wall with top heading excavation
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图4.4 下导开挖期间侧墙收敛变形
Fig4.4 Convergence between left wall and right wall for bench excavation
下导开挖时如图4.4，下导开挖时的变形量整体来说对于监测两点的收敛影响效果没有上导开挖时影响大，且变化规律与上导开挖时的影响一样。 4-2-1-2拱顶沉降模拟及分析
拱顶沉降分析分多种工况，主要工况为：
（1）在掌子面前8m，即0.5倍洞径宽处，拱顶下沉达4.67mm。 （2）在掌子面处时，顶拱下沉为15.10mm,增大了10.43mm。
（3）掌子面后8m，即0.5倍洞径宽处时，拱顶下沉为23.81mm.增大了8.71mm。 （4）掌子面后16m，即1倍洞径宽处时，拱顶下沉为26.52mm。
（5）掌子面后24m，即1.5倍洞径宽处时，拱顶下沉为28.82mm,变化速率开始缓慢，围岩开始稳定。
（6）下导对拱顶影响，由(5) (6) (7)可以看出，下导开挖对拱顶下沉影响并不是太大。
(1)掌子面前8米 （2）掌子面处
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黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
（3）掌子面后8米 （3）掌子面后16米
（4）掌子面后24米 （5）下导掌子面处
（6）下导掌子面后8米 （7）下导掌子面处16米
图4.5 开挖过程中拱顶沉降响应 Fig 4.5 Vault settlement induced by excavation
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图 4.6 拱顶处Z轴位移采样记录
Fig 4.6 Data acquisition and recording of Vertical displacement
由图4.5和图4.6得知，变形为整个隧道开挖过程中的变形过程，与监测过程不同，监测变形不能观测到掌子面前的位移变形， 我们把监测中丢失的这部分位移叫做损失位移。由模拟结果知，拱顶沉降在掌子面前时变化比较缓慢，而在掌子面后增长比较迅速，且掌子面在监测点附近时，对拱顶影响最大，拱顶下沉量成直线增加。这主要是掌子面前时，掌子面的支撑作用使得拱顶处围岩变形比较小，当在掌子面后时，拱顶失去了掌子面的支撑，所以变形开始增大。但随着掌子面的远去，在稳定情况下，围岩变形就会趋于收敛。如果在超过了3-4倍洞径后变形仍在不断发展时，可能是流变变形的发展，如果不能有力的控制，变形长期发展则会影响到隧道的安全问题；也可能是初期支护强度不够，导致变形不能收敛，这也将影响隧道的安全。至于哪种情况，还要看具体的发展趋势。但是通过图4.5和4.6可以看出，当随着掌子面远去的时候，开挖基本不再对围岩稳定性产生影响，变形不再继续发展，说明拱顶围岩趋于稳定。 4-2-1-3 内部位移模拟分析
图4.7为多点位移计的布置高程平切图，该高程的位移值并不是太大，且洞壁表面处位移变化梯度大，洞壁向洞内位移迅速衰减，说明松动圈的范围并不大。
图4.7 多点位移计布置高程平切图
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黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
Fig 4.7 slice graph of internal displacement
4-2-1-4 与监控量测的对比分析
（1）监控量测时，由于只能监测到上导开挖后的结果，所以上导开挖时收敛变化值为3.5mm,数值模拟时，结果取图4.3中开挖过后5m处的值，收敛变化值为4.2mm,两处结果基本类似。下导开挖时，监控量测的结果为7.1mm.数值模拟的结果为9mm,比监测结果略大。但是总体来看，模拟结果和监测结果是基本吻合的。
（2）内部位移模拟结果总体来看比监测结果大，但是总体来看，变化趋势和影响范围大体相似。 4-2-2 K25+197断面处数值模拟分析 4-2-2-1 净空收敛模拟分
由水平位移采样记录可以画出上导与下导开挖过程中随掌子面距离的收敛位移图。如图4.9和图4.10所示。
（1）左侧点
（2）右侧点
图4.8 X轴位移采样记录
Fig 4.8 Data acquisition and recording of horizontal displacement
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图4.9 上导开挖期间侧墙收敛变形
Fig 4.9 Convergence between left wall and right wall with top heading excavation
图4.10 下导开挖期间侧墙收敛变形
Fig 4.10 Convergence between left wall and right wall with under excavation
由图4.9可以看出，在监测断面距掌子面前10m时，对净空收敛的影响不大，基本可以忽略。在距掌子面前小于10m时，对监测断面收敛的影响开始慢慢变大，且随着距监测面越来越近，收敛变化速率也越来越大。当到达监测断面时，速率达到6mm/d。监测断面在掌子面后面时，距监测断面较近时，收敛变化速率比较大，最大值达到8mm/d，所以掌子面后的影响比掌子面前大。但是随着开挖的越来越远，净空收敛开始趋于稳定。
由图4.10可以看出，下导开挖对收敛的影响，在距掌子面前10m时，也是对收敛影响不大。在距掌子面前小于10m时，下导开挖开始对断面的收敛影响慢慢变大，等到了监测断面时，收敛变化速率达到最大。当监测断面在掌子面后时，收敛很快趋于稳定，这说明下导支护完成形成了闭合的钢拱圈。且下导开挖对于监控两点收敛的影响并不是太大。 4-2-2-2 拱顶沉降模拟分析
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黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
（1）掌子面前8米
（3）掌子面后8米 （5） 掌子面后24米 44
（2）掌子面处
（4）掌子面后16米
（6） 下导掌子面处
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（7） 下导掌子面后8米 （8） 下导掌子面后16米
（9）最终结果
图4.11 开挖过程中拱顶沉降响应
Fig 4.11 Vault settlement response with excavation
(1) 掌子面前8m，即0.5倍洞径宽时，拱顶下沉达到3mm
(2) 掌子面处时，拱顶下沉达到17.91mm,在开挖了8米这段距离范围内，拱顶变形了14.91mm (3) 掌子面后8m时，即0.5倍洞径宽时，拱顶下沉达到27.57mm,增大了9.66mm (4)掌子面后16m，即1倍洞径宽时，拱顶下沉达到30.45mm,增大了2.85mm (5)掌子面后24m，即1.5倍洞径宽时，拱顶下沉达到32.98mm,增大了2.53mm (6)下导掌子面处时，拱顶下沉达到34.87mm,增大了2.11mm (7)下导掌子面后8m时，拱顶下沉达到37.04mm,增大了2.17mm (8)下导掌子面后16m时，拱顶下沉达到38.30mm,增大了1.26mm (9)最终拱顶沉降达到40.21mm,增大了1.91mm。
由图4.11看出，监测断面在掌子面处时，拱顶下沉变化非常大。随着掌子面的远离，并没有出现流变变形或者支护强度不够引起的变形，而是拱顶下沉开始慢慢变小，说明围岩开始趋于稳定。由图4.11中的（6）、（7）、（8）可以看出，下导的开挖使拱顶沉降变化并不明显，说明下导开挖对拱顶沉降并不会造成太大的影响。在地质和边界条件相同的前提下，此断面的最终运行结果要比下
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黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
个断面Y1K25+183大，这主要是因为受后行右洞开挖的影响。 4-2-2-3 内部位移模拟分析
由多点位移计布置高程平切图看出，此处断面的水平位移洞壁变化梯度也非常大，位移由洞壁向洞里迅速减小，但是往洞里不远处，位移变化已经不大，说明围岩松动圈范围不大。
图4.12 多点位移计布置高程平切图 Fig 4.12 slice graph of internal displacement
4-2-2-4 围岩对初衬压力模拟分析
图4.13是上导监测断面处的围岩对初衬的压力分布响应图，从图中可知 （1）掌子面处，初期支护刚刚形成，围岩对支护压力达到6.21 MPa
(2) 掌子面后8m，即0.5倍洞径范围内，围岩对支护压力达到8 MPa,增长了1.8 MPa. (3) 掌子面后16m，即1倍洞径宽时，围岩对支护压力达到8.44 MPa,增长了0.44 MPa a。 （4）掌子面后24m和下导掌子面前8m时，围岩对支护压力达到9.29 MPa,增长了0.85 MPa。 （5）下导掌子面时，围岩对支护的压力达到9.64 MPa,增长了0.4 MPa。 （6）下导掌子面后8m时，围岩对支护的压力达到10.13 MPa,增长了0.4 MPa (7)下导掌子面后16m时，围岩对初期支护的压力达到10.3 MPa增长了0.17 MPa。
(1) 掌子面处 （2）掌子面后8米
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（3）掌子面后16米 （4）掌子面后24米
(5)下导掌子面前8米 （6）下导掌子面处
（7）下导掌子面后8米 （8）下导掌子面后16米
图4.13 开挖过程中围岩对初衬的压力响应
Fig 4.13 Pressure response between surrounding rock and primary lining with excavation
在监测断面开挖期间，围岩释放压力是最大的，所以在初期支护形成之后，支护所受最大压力
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黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
突然就达到6.21Mpa，由图得知压力最大值基本分布在拱肩和拱腰处。随着上导掌子面的远离，围岩对初衬压力增长速率减小，压力开始趋于稳定。当下导开挖接近监测断面时，围岩对上导支护的压力只有稍微的增长，说明下导开挖对上导支护压力影响并不太明显。而后随着下导开挖的远去，围岩压力基本不变，说明围岩趋于稳定。 4-2-2-5 与监控量测的对比分析
（1） 监控量测时，由于只能监测到上导开挖后的结果，所以上导开挖时收敛变化值为4.5mm,数值模拟时，结果取图4.9中开挖过后5m处的值，收敛变化值为5.5mm，模拟结果比监测结果略大。下导开挖时，监控量测的结果为7.15mm，数值模拟的结果为10mm，比监测结果略大。但是总体来看，模拟结果和监测结果还是基本吻合的。
（2）内部位移模拟结果比监测结果大，但是由监测结果和模拟结果总体来看，变化范围大体趋势相差不大，松动圈的范围基本接近。
（3）对于支护压力的对比分析来看，模拟结果总体要比监控量测大，这可能是因为监控量测是在初期支护形成以后，隔了一段时间才进行采集作为压力初始值的原因，从而造成了部分压力损失。 4-2-3 Y1K25+183断面处数值模拟分析 4-2-3-1 净空收敛模拟分析
由左右两侧的水平位移采样记录可以画出上导与下导开挖过程中随掌子面距离的收敛位移图，如4.15和图4.16所示。
此处断面的净空收敛模拟结果趋势和上两个断面相似，上导监测断面在掌子面前10米时，基本上收敛不受影响，当掌子面进入10m以内时，收敛开始慢慢变大，当到达监测断面时，变化速率达到最大，最大值为6mm/d.监测断面在掌子面后面时，变形速率最大值达到8.7mm/d,且随着掌子面的远离，速率逐渐变小。下导对净空收敛的影响趋势与上导基本相似，只是影响程度远没有上导开挖影响大，最大速率才为1.3mm/d。且随着下导开挖的远离，闭合拱圈的形成，净空位移开始收敛，围岩趋于稳定。
此断面与K25+197在围岩介质和边界条件相同的前提下，净空收敛比K25+197处偏小，这可能主要是后行右洞的开挖改变了左洞开挖形成的围岩水平变形规律，致使位移变小。
右侧点
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左侧点
图4.14 X轴位移采样记录
Fig4.14 Data acquisition and recording of horizontal displacement
图4.15上导开挖期间侧墙收敛变形
Fig 4.15 Convergence between left wall and right wall with upper excavation
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黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
图4.16下导开挖期间侧墙收敛变形
Fig4.16 Convergence between left wall and right wall with under excavation
4-2-3-2 拱顶沉降模拟分析
（1）掌子面前8m，即0.5倍洞径宽时，拱顶沉降达到6mm
（2） 掌子面处时，拱顶沉降达到21.44mm,增大了15.44mm变化比较明显
（3）掌子面后8m时，即0.5倍洞径宽时，拱顶沉降达到31.65mm,增大了10.21mm。 （4）掌子面后16m，即1倍洞径宽时，拱顶沉降达到34.76mm,增大了3.11mm。 （5）掌子面后24m，即1.5倍洞径宽时，拱顶沉降达到36.47mm,增大了1.71mm。 （6）下导掌子面处，拱顶沉降达到38.6mm,增大了2.13mm。 （7）下导掌子面后8m，拱顶沉降达到39.16mm,增大了0.56mm。 （8）下导掌子面后16m，拱顶沉降达到39.78mm,增大了0.62mm。 （9）最终拱顶下沉达到39.93mm,增大了0.2mm.
由于右洞为后行洞的原因，所以受左洞提前开挖的影响，沉降的分布趋势是整体偏向左洞的。且在地质条件和边界条件为一样的情况下，在同掌子面处时拱顶沉降比左洞桩号K25+197稍大，这主要是因为两洞的间隔距离为46m，还没有把右洞对左洞的影响考虑进去，所以左洞稍小一些。但是随着后行的右洞的施工，最终运行结果左洞要比右洞大一些。
（1）掌子面前8米 （2）掌子面处
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（3）掌子面后8米 （5）掌子面后24米
（7）下导掌子面后8米
（4）掌子面后16米
（6）下导掌子面处
（8）下导掌子面后16米 51
黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
（9）最终结果
图4.17 开挖过程中拱顶沉降响应
Fig 4.17 Vault settlement response with excavation
4-2-3-3 内部位移模拟分析
由多点位移计布置高程平切图看出，此处断面的水平位移洞壁变化梯度也非常大，位移由洞壁向洞里迅速减小，但是往洞里不远处，位移变化已经不大，说明围岩松动圈范围不大。
图4.18 黑山隧道内部位移平切图
Fig 4.18 slice graph of internal displacement for Heishan tunnel
4-2-3-4 围岩对初期支护压力模拟分析
图4.13是上导监测断面处的围岩对初衬的压力分布响应图，从图中可以看出： （1）掌子面处时，围岩对初期支护的压力达到6.29MPa。
（2）掌子面后8米，即0.5倍洞径宽时，支护压力达到8.13MPa,增大了1.84MPa。 （3）掌子面后16米，即1倍洞径宽时，支护压力达到8.77MPa,增大了0.64MPa。 （4）掌子面后24米，即1.5倍洞径宽时，支护压力达到9.65MPa,增大了0.88MPa。 （5）下导掌子面处时，围岩对初期支护压力达到10.80MPa,增大了1.15MPa （6）下导掌子面后8米时，支护压力达到11.01MPa,增大了0.21MPa。 （7）下导掌子面后16米时，支护压力达到11.16MPa,增大了0.15MPa。
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围岩对初期支护的压力最大值分布在拱腰和拱肩处，且在监测断面的开挖期间，围岩对初期支护的压力增长最快。随后随着掌子面的远离，支护压力增长开始缓慢。下导开挖到监测断面时，上导围岩对初期支护压力的变化不太明显，说明下导开挖对上导支护压力影响不大。
(1)掌子面处 （3）掌子面后16米 （5）下导掌子面处
（2）掌子面后8米
（4）掌子面后24米
（6）下导掌子面后8米
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黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
（6）下导掌子面后24米
图4.19开挖过程中围岩对初衬的压力响应
Fig 4.19 Pressure response between surrounding rock and primary lining with excavation
4-2-3-5 与监控量测的对比分析
(1) 监控量测时，由于只能监测到开挖后的上导开挖后的结果，所以上导开挖时收敛变化值为3.5 mm,数值模拟时，结果取图4.15中开挖过后5m处的值，收敛变化值为3.5 mm，模拟结果与监测结果基本吻合。下导开挖时，监控量测的结果为6.34 mm.数值模拟的结果为7 mm,与监测结果也基本吻合。所以总体来看，模拟结果和监测结果还是基本吻合的。
(2) 内部位移模拟比监测结果大，但是由监测结果和模拟结果总体来看，变化范围大体趋势相差不大，松动圈的范围基本接近。
(3) 对于围岩压力的对比分析来看，由与监控量测采集信息较晚，造成一部分压力损失，故模拟值要比监测值大，且此处断面的监控量测信息显示围岩压力在拱顶处最大，其次才是拱腰部位，而模拟结果还是拱腰处最大，这是因为现实中地质有太多不确定条件，而模拟中总是要把一些条件理想化，所以造成此处有些出入。
§4-3 最佳工况选择
4-3-1 支护时间的选择
对于支护时间的选择，分别按开挖后立即支护、开挖滞后2m进行支护、开挖滞后4m进行支护来模拟。开挖后即进行支护为工况1，滞后两米进行支护为工况2，滞后4米进行支护为工况3：
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（1）工况1的水平位移 （3）工况3的水平位移
（5）工况2的拱顶沉降 （2）工况2的水平位移
（4）工况1的拱顶沉降
（6）工况3的拱顶沉降
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黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
（7）工况1的支护压力 （8）工况2的支护压力
（9）工况3的支护压力
图4.20支护时间的工况比较 Fig 4.20 comparation of Support time
由图4.20可以看出，支护时间的选择的影响如下：
X方向的位移影响并不是太大，工况1的最大X位移为18.06 mm，工况2的最大X位移为18.67mm。工况2相对于工况1来说，增大0.61mm，增幅为3.4%。变化并不明显，工况3的最大值为23.46mm,相对工况2来说，增大4.79mm,增幅为25.7%，变化比较明显。Z方向的位移的影响：工况1最大Z位移为29.96mm,工况2最大Z位移为31mm，增大1.04mm，增幅为3.4%.工况3的最大值为36.07mm,相对工况2来说，增大5.07mm,增幅为16.3%。说明支护时间的选择对拱顶沉降有一定的影响。如果不及时支护，可能会引起拱顶沉降下沉过大，造成围岩失稳。所以不能支护过晚。 支护受压影响：工况1最大应力值为8.78MPa,工况2的最大应力值为7.11MPa，减少1.67pa,减幅为20%，减幅比较明显。工况3的最大应力值为6.18MPa,相对工况2来说，减少1.07MPa,减幅为15%
综上所述：支护时间一般情况不会立即支护，都会滞后一段时间再进行，因为立即支护有可能形成围岩对支护压力过大。而由模拟的滞后时间可以看出，从滞后2m到滞后4m，围岩的变形增幅变化明显。如果造成围岩变形过大，倘若支护强度不够，则会造成支护破坏，所以不宜选择支护过晚。本课题黑山隧道建议支护时间选择为滞后两米进行。
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4-3-2开挖进尺的选择
开挖进尺分别采用2m和3m、4m进行模拟，进尺2m为工况1，进尺3m为工况2.进尺4m为工况3，3种工况模拟图如下：
（1）工况1的水平位移
（3）工况3的水平位移 （5）工况2的拱顶沉降
（2）工况2的水平位移
（4）工况1的拱顶沉降
（6）工况3的拱顶沉降
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（7）工况1的支护压力 （8）工况2的支护压力
（9）工况3的支护压力
图4.21 开挖进尺工况比较
Fig 4.21 Comparation of excavation progress
由图4.21可以看出，进尺的长度对变形和压力最大值的分布位置没有影响，无论进尺2m还是3m、4m，X方向的位移最大值大体分布在拱腰处，Z方向的位移最大值分布在拱顶处，支护受的最大压应力分布在拱肩和拱腰范围内。通过以过点（0,18,0）断面的数据为例说明：
对于X方向的位移：工况1的最大值为11.42mm,工况2的最大值为11.90mm,增加0.48mm,增幅为4.2%;工况3的最大值为18.63mm,相对工况2来说，增加6.73mm,增幅为57%。对于Z方向的位移：工况1的最大值为28.96mm,工况2的最大值为29.14mm,增加 0.18mm,增幅为0.7%；工况3的最大值为32.89mm,相对工况2来说，增加3.75mm,增幅为12.9%。对于支护所受的最大压应力：工况1所受的最大值为8.56MPa，工况2所受的最大压应力值为8.84MPa,增加0.32MPa，增幅为3.7%。工况3的最大值为9.07MPa,相对工况2来说，增加0.23MPa,增幅为2.6%
综上所述，开挖进尺越大，对维护围岩稳定性越不利，其中对于X方向的位移的影响最为明显，即对净空收敛和内部位移的影响明显。如果不控制开挖进尺，则容易引起围岩的坍塌。故由以上的数据对比，工况1和工况2相差并不明显，但是从工况2到3时增幅比工况1到2时大的多，工况3的水平位移增幅达到57%，z方向的增幅也增大到12.9%。所以由模拟结果可以得出，黑山隧道黄
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土介质部分开挖进尺最好控制在3m以内 ，所以本着优化的选择，建议选择2m作为黄土介质部分的开挖进尺。
4-3-3上下台阶段的最佳间隔距离
模拟选用开挖进尺为2米，支护采用滞后2米进行，上下台阶的间隔距离分别采用工况1:26m，工况2:36m，工况3:46m，模拟结果如下图：
（1）工况1的水平位移 （3）工况3的水平位移
（2）工况2的水平位移
（4）工况1的拱顶沉降
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（5）工况2的拱顶沉降 （6）工况3的拱顶沉降
（7）工况1的支护压力 （8）工况2的支护压力
（9）工况3的支护压力
图4.22上下台阶间隔距离的工况比较
Fig 4.22 Spacing comparation of upper tunnel face and lower tunnel face
由于上导开挖前两米是因为开挖后立即支护，所以模拟分析支护所受的最大压应力是从开挖进尺2m后开始分析的，由图4.22可以得到，通过过点（0,3,0）的断面数据为例说明如下：
X方向的位移：各工况之间的最大值基本都集中在拱角和拱腰处，拱角处工况1最大值为22.96mm,工况2的最大值为24.22 mm,增加1.26mm，增幅为5.5%，工况3的最大值为25.06mm,相对工况2来说，增加0.74mm,增幅为3.1%。可以看出，3种工况增幅并不是太大。但是在拱腰处，工况1与工况2相差不大，值大约为20mm，但是工况3值为约25mm，增加5mm，增幅为25%，增幅比较大，这说明由工况2到工况3，对净空收敛影响比较大。Z方向的位移：各工况之间的最大位移基本集中在拱顶处。工况1的最大值为34.50mm,工况2的最大值为35.06mm，增加0.56mm，增幅为1.6%；工况3的最大值为35.34mm，相对工况2来说，增加0.28mm,增幅为0.08%，增幅不大。这说明3种工况对拱顶沉降的影响不是很明显。支护所受压力图得出：压力最大值集中在拱腰处。工况1的最大值为9.025MPa，工况2的最大值为9.024MPa，减小0.001MPa，减幅为0.01%；工况3的最大值为9.017MPa，相对工况2来说，减小0.007MPa，减幅为0.076%，减幅不大。
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综上所述，上下台阶的间隔距离对于净空收敛的影响比较大，如果间隔距离过长，围岩不能得到及时的支撑，围岩稳定性就会遭到破坏，所以要选用合适的间隔距离。由3种工况来看，间隔距离越短越好，即形成闭合的钢拱圈的时间越短，限制变形的效果越明显，而且支护所受压力增加也并不是太大。根据本工程实际得到的参数来看，在间隔距离26m和36m之间，变形相差不是太大，但到了间隔46米时，净空收敛增大了25%，变形增加比较快，所以在及时形成闭合钢拱圈又不影响上导施工作业面的前提下，本工程最佳间隔距离定在26~36m之间。 4-3-4 左右线隧道相互之间的影响
黑山隧道左右线之间的水平距离在30m左右，左线隧道的开挖能改变未开挖的右线隧道的地应力场的分布。如图4.23所示，右线隧道受左线的开挖的影响，处于扰动应力场之内。应力水平的提高，能对右线隧道产生两种不同的效应：一是应力水平提高，导致围岩受力增大，加大破坏程度，使围岩变形增大；第二种是右线隧道开挖时，改变了原有的位移变形规律，抑制了变形的加大，相当于拱效应的形成。至于隧道开挖时会出现哪种情况，还要看具体的监测结果和模拟结果。
图4.23 左线隧道开挖后右线隧道的地应力场
Fig 4.23 Geostress field of right tunnel after finish left tunnel excavation
由第三章中桩号K25+197和Y1K25+183中监测数据分析来看，右洞的监测值比左洞小，而第四章中对桩号K25+197和Y1K25+183的模拟结果分析来看，右洞拱顶沉降和水平收敛位移也都比左洞要小。由此得出为第二种情况。
由4-3-2-2中的拱顶沉降结果分析得出，后行右洞的施工也会对左洞产生一定的影响，但是拱顶沉降的变形量非常小，对围岩和支护的稳定性不会造成影响。 4-3-5 左右线隧道最佳开挖间隔距离
左右线隧道开挖间隔距离分别采用6m和26m、46m进行模拟，间隔距离6m为工况1，间隔距离26m为工况2.间隔距离46m为工况3，3种工况模拟图如下：
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（1）工况1的水平位移
（2）工况2的水平位移
（3）工况3的水平位
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（4）工况1的拱顶沉降
（5）工况2的拱顶沉降
（6）工况3的拱顶沉降
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（7）工况1的支护压力
（8）工况2的支护压力
（9）工况3的支护压力
图4.23 左右线隧道开挖间隔距离的工况比较
Fig 4.23 comparation of excavating space for left side tunnel and right side tunnel
由图4.23可以看出，左右线隧道开挖最佳间隔距离的选择的影响如下：
X方向的位移影响：工况1的最大X位移为24.64 mm，工况2的最大X位移为20.42 mm，工64
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况2相对于工况1来说，减小4.22 mm，减幅为20.07%，变化比较明显；工况3的最大值为24.24mm,相对工况2来说，增大3.82mm，增幅为18.71%，变化比较明显。
Z方向的位移的影响：工况1最大Z位移为41.30mm，工况2最大Z位移为41.12mm，减小0.18mm，相对工况1来说，减幅为0.43%；工况3的最大值为40.83mm,相对工况2来说，减小0.29mm,减幅为0.71%。说明间隔距离的选择对拱顶沉降影响不大。
支护受压影响：工况1最大应力值为14.22MPa，工况2的最大应力值为14.1MPa，减少0.12MPa,减幅为0.84%；工况3的最大应力值为13.99MPa,相对工况2来说，减少0.11MPa,减幅为0.78% 。说明左右线开挖间隔距离对于初期支护的压力影响也不明显。
综上所述：左右线开挖间隔距离的选择对于拱顶沉降和初期支护压力的差距不太明显，基本可以忽略不计。但是间隔距离的选择对于水平位移影响较大，由以上分析可知，左右线基本同时开挖时水平位移较大，说明左右线的开挖间隔距离较近时会对彼此造成较大的影响。然后随着间隔距离的变大，水平收敛位移开始变小，但是当左右线开挖间隔达到46m时，水平位移又开始变大。所以左右线的间隔距离既不能太长，也不能太短，太长和太短都会使水平位移增大。 本工程左右线的最佳间隔距离建议选择为25-35m。
§4-5 本章小结
通过黑山隧道三个断面的模拟分析来看，可以得到如下结论：
（1） 三个断面的数值模拟分析和监测结果对比分析来看，模拟结果基本都大于监测结果，这主要还是现场监测当中受外界环境影响因素太多。但是总体来看，两者还是基本吻合。
（2）通过模拟分析来看，黑山隧道黄土介质部分在上下台阶开挖方式中，开挖进尺最好选择为2m；上下台阶的间隔距离在不影响操作面的情况下，间隔距离越短越好，所以建议选择在26-36m；支护时间最好选择在滞后2m进行。
（3） 黑山隧道左右线间隔距离为33m左右，通过模拟分析来看，左右线隧道之间相互存在一定的影响，本工程建议最佳间隔距离为35m。
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第5章 结论与展望
§5-1 结论
隧道工程施工建设中，由于地质条件和边界条件的复杂性，以及更加复杂的受力条件，因此，对于隧道开挖和开挖后围岩稳定性和支护安全性的研究性具有重要的意义。而当前通过数值计算与现场监测结果的对比分析，对于隧道开挖过程中围岩的变形及其稳定性分析具有重要意义。
本课题依托于黑山隧道黄土和土石混合体围岩介质洞段，通过监控量测和数值模拟分析的有效结合，判断隧道开挖或开挖后的围岩稳定性和支护安全性，并优化支护参数，判断施工期最佳施工工况，从而将结果用于指导后续开挖施工，为今后与本工程相似的隧道建设提供开挖依据与建议。
通过本课题的研究，可以得出如下结论：
(1) 通过监控量测和数值模拟分析来看，黑山隧道开挖经过黄土和土石混合体介质时，围岩变形均经历了初始增大—缓慢变化—再次增大—缓慢变化—趋于收敛的变化形式。结果表明施工过程中现有的支护与开挖方法可以保证围岩的稳定，支护结构安全且可靠，隧道具有较好的安全余度。
(2) 通过监控量测和数值模拟发现，黑山隧道的土石混合体介质部分性质基本类似于黄土介质。这与三轴实验和筛分实验做出土石混合体的碎石含量接近15%是吻合的。在这两部分介质中锚杆的效果非常不明显，锚杆所受的拉力远远小于设计承载力。所以建议后续开挖施工中可以不再使用锚杆或增大锚杆的间距。
(3) 通过数值模拟分析，后期施工时最佳工况为：开挖进尺选择为2m、上下导间隔距离为26-36m，支护间隔时间为滞后2m进行，左右线隧道施工间隔距离为25m~35m。
(4) 隧道开挖时，最大变形主要发生在拱角和拱顶处，支护所受的最大压应力主要分布在拱角和拱腰处，所以后续开挖中，应尽可能的对这几处的监测频率放大，适当时需要对这几处加强支护。
(5) 隧道开挖经过黄土和土石混合体围岩介质时，初期支护完成60天左右后，洞内围岩位移基本完成收敛，围岩对初期支护的压力也开始收敛，根据能量释放原理来讲，在这个时候，围岩内部已经释放了大部分能量，二次支护仅仅承担一小部分释放的能量，因此，建议二次衬砌和初次衬砌的最佳时间间隔为60天。
§5-2 展望
（1）黑山隧道黄土和土石混合体介质部分的监控量测还可以继续进行，积累隧道建成后长时间的监测数据，进行进一步的研究分析。
（2）对于隧道的围岩的力学参数的研究分为正分析和反分析，针对此问题，还可以进一步对黑山隧道围岩力学参数进行反分析研究。
（3）本课题研究的最佳工况中最佳开挖进尺仅为2m，对于浅埋软岩隧道来讲，基本上都是采取短进尺、弱爆破、跟进支护的方法。但是这种方法对施工耗时量非常大，如果提高施工速度，则势必会在支护部分有较少的措施，这样就会降低安全余度。如何在适当提高施工速度和适当降低安全余度方面找到一个平衡点，进可能提高挖掘速度，有待进一步的研究。
（4）积累研究的围岩稳定性的研究资料，为以后类似条件的隧道开挖提供参考。
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河北工业大学硕士学位论文
致谢
本论文是在导师田稳苓教授悉心指导和帮助下完成的，两年半的研究生阶段，田老师不光使我的专业知识方面得到了提高，而且还教会了我许多做人的道理，使我受益无穷，在此，我要向我的导师献上我最真诚的感谢和敬意！同时本论文的创作也得到了老师肖成志副教授的精心指导和帮助，肖老师认真负责的态度才得以使我的论文顺利完成，在此我要向肖老师表达真诚的感谢！
感谢黑山隧道施工单位河北燕峰路桥建设公司胡耀东总工及相关领导和工作人员的大力帮助！感谢廊坊市交通公路工程有限公司的大力支持！感谢朋友董卫莹、孙瑞方在监测、学习、生活方面的大力帮助！
感谢一切给予我帮助和支持的人！
最后，对本论文进行审阅和评定、出席答辩的专家、老师表示由衷的感谢！
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黑山隧道黄土介质围岩稳定性分析
攻读学位期间所取得的相关科研成果
[1] Wenling Tian, Qi Li, Chengzhi Xiao. Analysis of Monitoring and Measurement for Heishan Tunnel. Advanced Materials Research.2012.3
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