0 引言

　　由于岩溶的发育程度、溶腔压力、岩溶分布方位及岩溶充填物的不确定性给隧道施工带来较大的安全隐患，尤其是隧道掌子面前方遇到带压溶腔时，极易引发突泥突水事故。因此需研究隧道掌子面前方带压溶腔对隧道围岩稳定性的影响。

　　张林等^[1]采用正交弹塑性三维有限元法评价各因素对溶洞顶板稳定性的影响程度;赖金星等^[2]为研究常见小型溶洞引起的隧道稳定性问题，结合工程实例，应用有限元方法，分析全断面开挖时Ⅱ类溶洞处于隧道不同位置对围岩位移和隧道结构受力的影响;何翊武等^[3]以温克尔弹性地基梁理论为基础，研究岩溶地区隧道底部溶洞对衬砌受力的影响;周雪铭等^[4]结合清连高速公路白须公特大岩溶隧道施工过程，采用三维有限元软件(ANSYS)对白须公隧道的处治结构与隧道开挖相互作用进行数值模拟。现阶段，位于隧道底部、顶部、侧部的带压溶腔对隧道围岩稳定性的影响已有较多研究^[5,6]，但溶腔相对位置处在隧道掌子面正前方的带压溶洞对围岩稳定性影响研究较少。且对掌子面前方带压溶腔的研究主要集中在施工经验的总结及理论安全距离的计算，对隧道掌子面前方有压溶腔的压力变化对隧道围岩影响分析较少。

　　本文以某3车道公路隧道工程为对象，采用FLAC3D数值模拟施工中掌子面正前方遇到带压溶腔时，当隧道开挖至安全距离，溶腔内压增至掌子面崩坏过程中，对周边围岩压力、位移、破坏形态及塑性区的变化规律进行研究。

　　1 工程概况

　　某3车道公路隧道全长4 000多m。围岩开挖宽约16m，停车带开挖宽度19.3m。隧址区域地下水分布广泛，地表、地下水联系复杂，岩溶构造及富水主要发育。同时，本隧道穿越的地表水库、泉眼、鱼塘密布，地下水资源丰富，洞内可能涌水较大，施工困难。岩溶分布规模不均，隧道施工遇高压涌水、突泥风险性较高。施工中掌子面正前方所遇溶洞长、宽、高一般≤2.5m，岩溶段隧道洞顶水柱高150～200m，静水压力达1.60～2.00MPa。隧道预计平时涌水量10 000m³/d，雨季涌水量26 000m³/d。为保证施工及结构安全，降低施工风险，高压富水地段采用动态施工。

　　2 数值模拟分析

　　目前，关于隧道掌子面与溶洞安全距离的理论研究已取得一定成果^[7,8,9]。根据统计发现，掌子面与溶洞安全距离一般集中在1～1.5倍溶洞洞径。根据地质勘察资料，此隧道所遇溶洞洞径一般≤2.5m，故本次数值模拟中溶腔直径为2.5m，安全距离选最不利情况为2.5m。

　　2.1 模型建立

　　因溶腔模拟较复杂，一般采用矩形或平面结构进行模拟^[1,2,3,4]，易出现应力集中或不能反映溶腔三维应力状态的情况，因此本文研究模型溶腔采用球形进行模拟，由ANSYS有限元软件划分网格后导入FLAC3D中进行下步计算。

　　根据隧道实际情况，选择模型宽为130m、高为120m、纵向长度40m，溶腔直径2.5m，溶腔中心位置距开挖完成后掌子距离为3.75m。模型围岩采用实体单元模拟，采用莫尔-库仑理想弹塑性模型进行计算，初期支护采用Shell结构单元模拟，在溶腔内表面施加径向内压力模拟有压溶腔。通过地质勘察资料看出模型构造应力较小，采用施加位移的方法进行约束。实际工程中隧道埋深约150m，故模型上部边界施加竖向应力(2.6MPa)模拟上覆围岩自重产生的压力。最后计算模型如图1所示。

　　图1 三维有限元模型 

　　2.2 计算参数

　　围岩材料及初期支护参数根据JTG D70/2—2014《公路隧道设计规范》Ⅳ级围岩物理力学参数选取，如表1所示。施工中锚喷初期支护和围岩加固注浆措施通过在数值模拟中适当提高围岩加固区的参数实现，即围岩黏聚力取值0.72MPa，内摩擦角取值32°，容重取值24kN/m^3[10]。

　　表1 围岩物理力学参数  

　　2.3 开挖方案模拟

　　隧道模型开挖通过FLAC3D中的Null模型实现，采用超短台阶法开挖，每循环开挖进尺2.5m，上台阶超前下台阶5m，共模拟长度17.5m的隧道施工全过程。具体开挖过程如图2所示。

　　图2 开挖过程 

　　溶腔初始均布压力0.25MPa，开挖至监测断面后按0.125MPa/次的幅度增加溶腔压力计算，直至掌子面产生位移突变，此时认为溶腔压力过大，掌子面已发生破坏。

　　2.4 监测项目

　　数值模拟过程中，掌子面监测断面为Y=17.5m处，主要监测初期支护背后围岩压力与掌子面前方围岩变形。监测项目及布置点如图3所示。

　　图3 监测点布置  

　　2.5 计算结果分析

　　2.5.1 掌子面位移

　　掌子面位移情况采用FLAC3D软件中y方向位移云图进行表示，具体情况如图4所示。

　　由图4可以看出压溶腔影响掌子面位移大小及范围。初始影响范围主要为近似的半圆且影响程度较小，随着两者间距离增大迅速减弱，掌子面最大位移增量为0.6mm。随着溶腔压力增量增至2.125MPa，溶腔对隧道主要影响范围变小，近似呈梯形，且影响程度与距离间关系逐渐减弱，掌子面最大位移增量为90mm。因此在实际施工情况下，掌子面某部位出现较大位移突变时，表明隧道易崩坏，此时应采取相应支护或释压降能措施。

　　图4 掌子面位移云图 

　　为直观分析溶腔压力变化对掌子面位移数值的影响，溶腔压力增量与掌子面最大位移关系如图5所示。

　　图5 溶腔压力与掌子面位移关系 

　　由图5可知，掌子面前方溶腔压力由0.25MPa增至1.25MPa时，掌子面最大位移增量近似呈正比例，增加约为3.0mm/MPa，当溶腔压力增量由1.25MPa增至1.75MPa时，掌子面位移增量变化速率增至13.4mm/MPa，当溶腔压力增量由1.75MPa增至2.125MPa时，掌子面位移增量出现突变，产生大变形使计算停止，此时变化速率增至210.7mm/MPa。可以看出，随着溶腔压力增加，掌子面呈位移初期变化不大、后期迅速增加的趋势，原因主要为前期掌子面在安全距离内能承受一定溶腔压力，位移变化不大，随着溶腔压力超过掌子面承载能力，位移迅速增大，掌子面发生崩坏。

　　根据分析结果可知，在1.5倍洞径情况下，溶腔压力达2.125MPa(约212m水头)时，掌子面发生大位移变形而破坏，接近实际工程中150～200m水头情况，说明取1.5倍溶洞大小为掌子面与溶洞安全距离较合理。

　　2.5.2 掌子面塑性区情况

　　根据掌子面位移情况，观察溶腔增量时掌子面前方塑性区变化情况，如图6所示。

　　由图6可知，当溶腔压力由0.25MPa增至1.0MPa时，溶腔周边的塑性区随溶腔压力增加逐渐增大，掌子面处的塑性区变化较小;随着溶腔压力从1.0MPa增至1.75MPa，溶腔处塑性区与掌子面处塑性区逐渐贯通，掌子面与溶腔处塑性区面积均随溶腔压力的增大而增加。当溶腔压力增至2.125MPa时，塑性区完全贯通，掌子面位移发生突变而破坏。可以看出围岩塑性区变化与掌子面位移情况基本相同，掌子面在初期稳定时未完全贯通，在溶腔压力超过承载能力后，塑性区影响区域逐渐变大。

　　图6 溶腔压力与掌子面位移关系  

　　2.5.3 初支背后围岩压力

　　初支背后的围岩压力通过监测点(见图7)对应单元处的径向围岩应力进行表示。

　　图7 溶腔压力与围岩压力增量关系 

　　根据围岩压力增量柱状图可以看出，溶腔压力变化影响初支背后的围岩压力。监测点1,2,6处围岩压力呈负增长，其中监测点4的围岩压力变化最大，而监测点3,4,5处围岩压力呈正增长，其中监测点6的变化最大。当溶腔水压力由0.25MPa增至1.25MPa，围岩压力变化较小，为-2.77～2.06kPa。当溶腔内部压力由1.25MPa增至2.125MPa时，可以明显看出初支背后围岩压力的大幅度变化，为-12.68～6.15kPa。该2种情况表明在安全距离内且掌子面自稳情况下，溶腔压力不同对初支背后围岩的压力影响不大，而当掌子面发生较大位移变形后，对初支背后围岩压力产生较大影响。因此，可以认为掌子面位移的变化是影响围岩压力及应变的主要因素，而溶腔压力自身大小为次要因素。

　　3 结语

　　1)由数值模拟所得隧道承受溶腔极限压力与实际溶腔水压情况可知，选取1.5倍溶洞直径为掌子面与溶洞安全距离较合理。

　　2)当溶腔压力处在掌子面能完全自稳的范围内时，影响范围主要为近似半圆且影响程度较小;随溶腔压力增加，溶腔对隧道的主要影响范围变小并近似呈梯形。掌子面位移表现为初期变化不大，后期迅速增加的趋势，最大位移90mm。

　　3)溶腔压力发生变化时，围岩背后的围岩压力主要与掌子面位移有关，其次受溶腔压力自身大小的影响，尤其是仰拱及拱顶处围岩压力的变化最明显。围岩压力整体表现如下:隧道上下两侧围岩压力减小，左右两侧围岩压力增大。当溶腔压力在稳定范围时，变化较小，随溶腔压力的大小接近然后超过掌子面的自稳范围时，围岩背后压力变化速率逐渐增大，最后产生较大幅度应力变化。

　　根据以上结论可知，溶腔压力的变化造成掌子面位移变化，从而造成周围应力的释放。掌子面位移变化情况是影响围岩压力、围岩应变及初期支护内力的主要因素，而溶腔压力自身的大小为次要因素。