我国是岩溶发育国家,岩溶地区主要集中在西南地区,在岩溶地区进行隧道工程建设难免会遇到处于发展或衰退阶段的大型溶洞,且溶洞内危岩体遍布,受外界扰动极易造成落石危险,这不仅极大地妨碍施工进展,而且还给隧道开挖和施工安全造成严重威胁。因而,隧道修建过程中需对所穿越溶洞进行施工期稳定性监测,必要时采用施工防护技术进行加固处理,以保证溶洞的稳定性和隧道施工安全。

　　 刘辉等 ^[1]结合清连高速公路白须公1号隧道穿越大型岩溶空洞的施工过程,研究了岩溶隧道施工阶段的监测内容和监测方法,确定了隧道支护参数。邓洪亮等 ^[2]采用有限元软件模拟分析了广西谢家峒隧道大溶洞溶腔的应力、应变变化规律,继而分析了溶洞溶腔的稳定性。陈爱云 ^[3]结合宜万线DK203+060—DK203+110段的溶腔特征,考虑自重荷载作用和列车作用,运用ANSYS软件对不同顶板厚度和直径情况下溶腔周围拉应力分布规律进行了模拟分析,对现场溶腔稳定性判断提供了指导。田育庆 ^[4]在毕都高速公路鸡公山隧道穿越大型溶洞的施工过程中,采用自密实混凝土回填和腔顶竖向立柱加固等施工方法进行了溶洞防护和治理。李勇良 ^[5]结合云桂客专营盘山隧道介绍了采用混凝土回填方案并结合主被动防护、防护棚架措施进行溶洞处治的施工技术。以上研究对大型岩溶空腔稳定性和施工安全防护技术研究深入,但对于巨型溶腔的研究文献目前还较少。

　　 本文以新建高速铁路黔张常线路高山隧道段揭示的巨型溶洞为研究对象,溶洞揭示后采用了无人机和人工勘测技术详细探测溶洞内貌,并结合三维激光扫描仪完成溶洞整体形状测绘工作。随后建立了溶洞表层岩体变形监测、溶洞危岩体裂缝监测和表层落石风险监测。为保证洞内作业人员及设备安全,设计并实施了溶洞侧壁和顶板主动锚网喷加固防护技术。

　　 新建黔张常高速铁路位于渝东南、鄂西南和湘西北三省交界地带。全线穿越武陵山区影响范围,岩溶强烈发育,其中以高山隧道巨型岩溶问题最为突出。2016年8月,巨型溶洞在平导DK53+678处揭示,主要由主溶裂隙通道、厅堂状廊道及支洞3部分构成,如图1所示。溶洞揭示后,在DK53+728处采用平导绕行方案继续向前掘进,并在DK53+595处做2号施工通道连接隧道小里程端轴线,为便于洞内勘察与施工,增设DK53+800处一施工支洞绕行至溶洞底部,采用实地踏勘、无人机探测和三维激光测绘深入研究溶腔内貌并进行整体测绘。

　　 溶洞揭示后,采用无人机对溶洞顶板和侧壁等调查人员无法到达的区域进行多点航拍 ^[6],确定溶洞基本安全情况。如图2所示,溶洞底部为块石土覆盖,顶部呈天然吊顶状,侧壁存在多处危岩体和纵横贯通裂缝,危岩体主要分3类:贴壁式、悬挂式、叠坐式。靠正洞小里程南侧洞壁多为大体积悬挂式危岩体,大里程入口处多为贴壁式危岩体,且危岩体与母岩之间存在多处竖向裂缝,裂缝宽度最大值达30cm。

　　 为得到更详细的地质资料,溶洞补勘阶段采用了地表和洞内实地调查、形态测绘、钻探及物探等多项勘测技术。基本查明该巨型溶洞对隧道的影响平面分布范围为DK53+575—DK53+720段145m范围,洞底堆积体成分主要由黏性土夹层或透镜体和灰岩碎块石组成,分别为溶洞早期和后期塌落物;洞壁无钟乳石、石幔等发育,仅平导大里程侧局部有方解石结晶体,如图3所示,洞顶及洞壁无来水痕迹等,洞内水源补给为上层裂隙水下渗,水量较小,不受降雨影响。

　　 采用三维激光扫描仪对溶洞进行非接触式高速激光测量测绘 ^[7],获得溶洞完整的、高精度的测绘数据,完成对溶洞整体形状测绘。如图4所示,结合无人机航拍数据及人工勘测的勘察资料,在溶洞三维测绘图中,对溶洞厅堂状廊道进行了稳定性分区,其中溶洞顶部A1～A2为稳定区域,溶洞侧壁B1～B7为不稳定区域。

　　 探测发现,溶洞内壁及洞顶存在多处危岩,为施工安全,建立施工期稳定性监测系统,监测隧道施工过程中溶洞内表面位移变化、典型危岩体裂缝发展和溶洞落石风险监控,判断溶洞稳定性。

　　 考虑到溶洞规模巨大,溶洞内作业环境极差,如运用传统的监测方式无法满足工期要求和精度要求,故采用三维激光扫描仪对溶洞进行变形监测。三维激光扫描仪可快速而全面地扫描溶洞形态,利用软件中的3D色谱比较功能对溶洞内前后2次扫描数据叠加处理求得位移差值,形成变形量的色谱成像分析溶洞表面位移 ^[8,9]。

　　 采用溶洞内分区域分周期独立设站扫描监测方法,将溶洞内垂直于施工支洞方向平行划分为6个监测区域,如图5所示,各区域通过对不同期监测数据处理和分析,得到岩体表面变形量,并可查询所需特征点的变形量。对于重点位置的危岩体表面位移,可采用全站仪近距离辅助监测,以提高精度。这种布网方式及扫描监测方法规律性强,监测精度高,可有效避免多站扫描点云数据的拼接误差。

　　 通过近3个月的不连续扫描监测,将多期数据叠加处理形成色谱分析图,如图6所示,白圈范围代表侧壁向溶洞内位移。分析表明:受平导绕行施工和隧道主洞掘进施工影响,溶洞岩体表面位移现象普遍,小里程端视角色谱图中施工支洞入口侧呈现红色面域,此处岩壁变形范围大,位移值高;主洞入口也存在多处危岩体,位移明显。经统计,溶洞洞顶及侧壁有22处危岩体位移量>30mm,最大值>80mm。

　　 经统计,2016年12月27日至2017年1月7日,溶洞内有16处位置发生落石现象,落石位置与色谱分析图中白圈位置相吻合,将16处落石进行编号,1～16号展现在色谱图中,如图7所示,证明三维激光扫描仪监测岩体表面位移精度高、效果好。

　　 溶洞内危岩体裂缝宽度变化监测采用无棱镜全站仪进行,由贴在岩体表面的反射性靶标返回测量信号。在正线与溶洞相交的2个入口附近选取2处典型竖向裂缝作为监测对象,如图8所示,图8a为一贴壁式危岩裂缝,位于大里程端平导口处,选取裂缝宽度较为严重的3个测点1～3号;图8b为一悬挂式危岩裂缝,位于小里程端入口处,自下而上选取测点4～6号,裂缝宽度初始值为:1号为29mm,2号为189mm,3号为75mm,4号为35mm,5号为46mm,6号为20mm。

　　 通过对危岩体裂缝宽度监测,记录监测点裂缝宽度的累计变化值如表1所示,绘制裂缝宽度变化与监测周期的相关曲线,如图9所示。

　　 通过裂缝监测数据及曲线图可做如下分析。

　　 1)监测周期内2处危岩体裂缝宽度呈近似线性增长状态。

　　 2)贴壁式危岩裂缝宽度增长量较悬挂式危岩大,增长速度快,需及时加固。

　　 溶洞侧壁危岩体掉落主要受爆破扰动的影响,为做溶洞表层落石风险分析,采用爆破振动测试仪、磁电式振动传感器和DHDAS动态信号测试分析软件进行岩体爆破振动测试,监测内容为爆破掘进时溶洞侧壁表层振动波速(见图10)。

　　 溶洞周边爆破工作有主洞大里程端掘进爆破、平导掌子面爆破和2号施工通道爆破,在溶洞侧壁选取4处监测点1～4号,每处用环氧树脂固定布设水平拾振器和垂直拾振器(振动传感器),并保证拾振器标识方向与所测振速方向一致,利用振动采集仪实时采集表层振动波速,并与现场溶洞落石情况结合做落石风险分析。

　　 随着主洞掘进位置不断向溶洞推进,溶洞岩体表面位移量逐渐增大,落石现象不断发生。提取1号测点振动波速数据,做表面振动速度V与爆心距R(爆破掌子面距测试点距离)的关系曲线 ^[10],如图8所示,结合现场落石记录做落石风险分析。

　　 1)随着爆心距的减小,溶洞表面振动波速的增长速度不断增大。

　　 2)当爆心距R=63m时,溶洞表面振动波速>1cm/s,溶洞内开始出现落石,落石位置发生在DK53+678侧平导口处;当爆心距R=53m时,溶洞表面振动波速>1.5cm/s,溶洞侧壁和洞顶危岩体掉落数量增大,出现大体积落石,长度达1.78m。

　　 由溶洞施工期稳定性监测成果可知,溶洞稳定性状态极差,随时可能发生落石危险,为保证溶洞内作业人员和设备安全,遵循“弱扰动,强加固”的危岩体处理理念,采取控制、改变隧道主洞掘进方式以降低施工扰动影响,对溶洞内作业区顶部和侧壁围岩进行清除和锚网喷主动加固处理以预防落石危险。

　　 遵循“短推进、弱爆破、微扰动”理念 ^[11],临近溶洞改变或控制隧道主洞掘进方式,减小扰动源影响,进而增强溶洞稳定性。

　　 1)采用控制爆破等弱爆破,通过改变控制爆破参数的方式,如装药量和钻眼深度等,由原来的全断面爆破掘进改为分部分段控制爆破掘进,减少对溶洞表面的爆破扰动。

　　 2)鉴于溶洞自稳能力差,在主洞掘进接近溶洞时,采用机械掘进配合人工开挖替代爆破掘进,尽量减少对溶洞的扰动影响,掘进时可考虑先小洞掘通,然后再扩大洞口断面。

　　 1)通过在溶洞侧壁和顶板处施作锚杆可增强松动破碎岩体的完整性,将其稳固在稳定岩层上,增强锚固区岩体的强度(如弹性模量、黏聚力等),同时能限制、约束岩体变形 ^[12]。

　　 2)在岩层表面及时施作喷射混凝土能及时封闭岩体,防止围岩风化;同时,填充岩体表层节理裂缝,连接被裂缝分割的岩块,转移不稳定的危岩荷载,提高其黏结力、摩阻力,也可均匀地分配外力给锚杆。

　　 3)钢筋网支护一般同喷射混凝土一起工作。钢筋网可约束岩体变形,可有效提高喷层的支护抗力和抗裂能力,提高喷层的柔性和密闭性,防止混凝土喷层因收缩和养护不当而产生裂纹,使喷层压力得到更均匀分布。

　　 根据弹塑性岩体极限平衡理论,存在一个使岩体处于极限平衡状态而不造成松散岩石压力的最小支护抗力。锚网喷支护实际提供的抗力大于此最小抗力便能保证围岩稳固。锚网喷支护所能提供的抗力由锚杆、喷射混凝土层及钢筋网三者组成 ^[13],总支护抗力为:

　　 式中:P_iA为锚杆抗力(MPa);P_iS为混凝土抗力(MPa);P_iT为钢筋网片抗力(MPa)。

　　 对于全黏结式锚杆支护,它对围岩变形的约束力通过锚杆杆体与胶结材料之间的剪应力来传递,在岩体向溶洞内变形过程中锚杆理论上始终受拉。同时,锚杆所能提供的约束力与灌浆的质量密切相关。

　　 1)锚杆抗力

　　 式中:A为锚杆断面积;σ_A为锚杆的抗拉强度;θ₀为承载环和剪切滑面相交处与中心连线的垂直轴的夹角;α为滑面与最大主应力作用方向的夹角,取α=π/4-φ/2(φ为围岩内摩擦角)。

　　 2)混凝土抗力

　　 式中:d_s为喷射混凝土厚度;τ_s为喷射混凝土抗剪强度,通常取τ_s=0.43σ_s;α_s为喷层的剪切角,通常取α_s=30°;b为剪切区高度,取b=2rcosφ,r为溶洞等效半径。

　　 3)钢筋网片抗力

　　 式中:f_st为钢筋横截面面积;τ_st为钢筋网片抗剪强度;E为环向筋间距。

　　 巨型溶洞侧壁和顶板危岩有掉落风险,锚网喷防护的目的是加固溶洞侧壁和顶板存在掉落风险的岩体,根据目前观测,存在掉落风险的表层岩体中面积最大的为平导下方6m×4m面层,厚度约1m,需防护力应不低于掉落荷载的2倍,取岩石重度25kN/m³,则防护力≥0.05MPa。

　　 采用砂浆锚杆支护,锚杆长度为4m,呈梅花形布置,间距为150cm×150cm,挂设8钢筋网片,间距20cm×20cm,并喷射15cm厚C25早强混凝土。

　　 带入相关参数至式(1)～式(4),计算可得:

　　 1)锚杆支护抗力

　　 2)喷层支护抗力

　　 3)钢筋网片支护抗力

　　 总支护力为:

　　 由计算可知,锚网喷支护提供的总支护抗力大于危岩体掉落荷载,满足设计要求,锚网喷支护设计参数合理。

　　 溶洞工作开展前需排查工作区域侧壁危岩体状况,对含危岩体的不稳定区域进行标识,对于小块危岩体直接敲落清除,大块危岩体进行加固处理。其中,对于低处危岩体,在下部浇筑混凝土形成危岩体基座以固定危岩体;对于高处危岩体,采用布鲁克网+锚喷主动防护体系进行加固处理。具体施工工艺为:(1)对溶洞侧壁稳定区域采用22砂浆锚杆支护,锚杆长度为4m,呈梅花形布置,间距为150cm×150cm;(2)不稳定区域利用周边稳定区域锚杆挂设布鲁克网覆盖危岩体;(3)布鲁克网张紧后由周边向中心加密锚杆;(4)喷射15cm厚C25早强混凝土,最终形成整体主动防护体系。

　　 溶洞顶板采用涨壳式预应力中空注浆锚杆+钢筋网片+喷层主动防护体系加固,以顺线路方向自两侧向中间方式进行施工。

　　 首先施工32涨壳式预应力中空注浆锚杆,杆体壁厚6mm,锚杆长6m,间距150cm×150cm,具体施工工艺为:(1)使用十字形钻头钻孔成型并彻底清孔;(2)将安装有涨壳锚头的杆体插入孔的底部;(3)用专用工具用力预紧杆体,使涨壳锚头在锚孔中充分胀开,施加力量直到扭不动为止;(4)施加预应力完成后及时注浆,注浆质量是永久支护锚杆耐久性的关键。

　　 锚杆成型后,挂设8钢筋网片,间距20cm×20cm,并喷射15cm厚C25早强混凝土。

　　 根据溶洞侧壁和顶部支护参数计算可得,支护安全系数高,支护合理可靠。

　　 1)巨型溶洞揭示后,采用无人机、人工踏勘和三维激光扫描技术详细探测溶洞内貌,探明了溶洞内危岩体分布,对溶腔进行了稳定性分区。

　　 2)建立了施工期溶洞稳定性监测系统,监测发现溶洞稳定状态极差,洞内危岩体位移量大,裂缝发展量大,落石风险高。爆破振动测试显示危岩体质点振动速度>1.0cm/s,溶洞内便有落石初现。

　　 3)针对溶洞极差的稳定状态,提出控制和改变掘进方式以降低溶洞表面岩体扰动,采用锚网喷主动加固处理溶洞顶板和侧壁危岩体,通过计算选型确定防护参数,锚网喷主动加固处理为溶洞内作业人员和设备提供安全保障。