隧道课程设计.

《轨道交通隧道工程》

课程设计

某公路隧道课程设计

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2015 年 1 月 9 日

一、设计资料

1.工程概况

某隧道进出口附近有国道附近，交通条件便利，洞轴线走向方位角约165°。隧道总体走向呈南北向曲线展布。采用分离式隧道，其中：左线起讫桩号为ZK39+321～ZK39+568，长247米，左线起讫桩号为YK39+313～YK39+515，长202米。采用灯光照明，自然通风，属短隧道。

2.工程地质条件 （1）地形地貌

隧道整体属于中低山地貌区、斜坡、冲沟地形，隧道轴线地面标高792～875m之间，相对高差约83m，隧道洞室最大埋深70m。隧道进、出口处总体为斜（陡）坡地形，进口处自然坡度角为35～45°，出口处自然坡度角约为45～50°，局部略陡。 进口处为斜坡地形，出露基岩为强～中风化流纹斑岩，植被发育，主要为杂草及小灌木丛为主，进口下方为修建国道的弃方。

出口处基岩裸露，为强～中风化流纹斑岩，植被发育，多为小灌木丛。出口处为国道。 （2）地质构造

隧址区未发现对隧道方案有明显影响的褶皱和断裂发育。浅部岩石风化裂隙发育，岩石性较差，深部节理裂隙较发育。节理裂隙降低了隧道围岩的稳定性。 （3）地层岩性

据工程地质调绘及钻孔显示，隧道围岩主要为中元古界熊耳群马家河组（Pt2m）和许山组（Pt2x）的流纹斑岩组成，地层岩性特征如下：流纹斑岩：灰绿、紫红色，斑状结构，呈强～微风化状，岩体极破碎~破碎，根据地质调查显示，隧道区岩层受构造影响，小的次级断层及褶皱、节理裂隙发育，是较硬岩，分布于整个隧道区。 （4）岩石强度

隧址山体岩层属于较硬岩石工程地质岩组，中风化流纹斑岩饱和单轴抗压强度Rc=57MPa，属于较硬岩。 （5）岩体的完整性

隧址地层年代为中元古界老地层，主要为硬质岩，岩体坚硬性脆，经历长期的

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构造运动和风化剥蚀作用后，岩体裂隙很发育～较发育，裂隙面大多倾角较大，贯穿性较好，多成张开、微张状。愈接近地表，风化裂隙和构造裂隙愈发育，无充填或少量粘土或碎石充填，掩饰的完整性厚道破坏。山体内岩体的结构为层状、块状结构。根据洞口节理裂隙统计，岩体完整性系数Kv=0.13～0.30，为破碎岩体。 （6）隧道围岩级别划分 1）进、出口稳定性评价

进、出口段围岩风华裂隙发育，岩体破碎，完整性差，围岩分级为V级。成洞条件较差，围岩易坍塌，处理不当可能出现坍塌及冒顶。 2）隧道洞身

根据隧道围岩分级标注，综合钻探资料集地调成果。隧道围岩课划为IV、V两级，详细如下：

ZK39+321～ZK 39+390 围岩为中风化流纹斑岩，属较硬岩，节理裂隙发育，岩体极破碎，碎石状结构，工程地质性质及围岩自稳能力差，围岩易坍塌，未见地下水，雨季有渗水漏水现象，应加强支护。弹性波纵波速度4259m/s，围岩基本质量指标BQ值为230，Rc41.7Mpa，Kv0.14，围岩级别为V级。

ZK39+390～ZK 39+500 围岩为中～微风化流纹斑岩，属较硬岩，节理裂隙发育，岩体破碎，裂隙块状结构，围岩稳定性一般，无支护时，侧壁和拱顶部易产生小坍塌，未见地下水，雨季有滴水渗漏现象，应加强支护。弹性波纵波速度4488m/s，围岩基本质量指标BQ值为321，Rc57Mpa，Kv0.32，围岩级别为IV级。 ZK39+500～ZK 39+568 围岩为中风化流纹斑岩，属较硬岩，节理裂隙发育，岩体极破碎，碎石状结构，工程地质性质及围岩自稳能力差，围岩易坍塌，未见地下水，雨季有渗水漏水现象，应加强支护。弹性波纵波速度4234m/s，围岩基本质量指标BQ值为224，Rc40.8Mpa，Kv0.13，围岩级别为V级。

YK39+313～YK 39+363 围岩为中风化流纹斑岩，属较硬岩，节理裂隙发育，岩体极破碎，碎石状结构，工程地质性质及围岩自稳能力差，围岩易坍塌，未见地下水，雨季有渗水漏水现象，应加强支护。弹性波纵波速度4254m/s，围岩基本质量指标BQ值为227，Rc41.7Mpa，Kv0.13，围岩级别为V级。

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YK39+363～YK 39+448 围岩为中～微风化流纹斑岩，属较硬岩，节理裂隙发育，岩体破碎，裂隙块状结构，围岩稳定性一般，无支护时，侧壁和拱顶部易产生小坍塌，未见地下水，雨季有滴水渗漏现象，应加强支护。弹性波纵波速度4306m/s，围岩基本质量指标BQ值为316，Rc57Mpa，Kv0.30，围岩级别为IV级。 YK39+448～YK 39+515 围岩为中风化流纹斑岩，属较硬岩，节理裂隙发育，岩体极破碎，碎石状结构，工程地质性质及围岩自稳能力差，围岩易坍塌，未见地下水，雨季有渗水漏水现象，应加强支护。弹性波纵波速度4306m/s，围岩基本质量指标BQ值为222，Rc40.8Mpa，Kv0.12，围岩级别为V级。 3.气象及水文地质条件 （1）气象

隧址进口端所在县位于暖温带半干旱性季风气候区，四季分明，降水量、蒸发量、气温等气象要素年内、年际变化明。据灵宝市气象站1956-2000年气象资料：多年平均气温13.6℃，元月最冷，平均气温-1.0℃；七月最热，平均气温26.1℃。历年最高气温42.7℃，最低气温-16.2℃。无霜期年平均215天，最短无霜期199天。

隧址出口端所在县跨亚热带、暖温带两个气候带，均具有性季风气候的共同特点，季节性变化明显，温度低，日照时数少，无霜期短，气候因素垂直变化大，年平均日照时数2118.0小时，平均日照率为47.7%.年平均气温12.6℃，元月最冷，平均气温-1.5℃；七月最热，平均气温25.6℃，极端最高为42.1℃。卢氏盆地无霜期平均为184天，年平均降水量为90～99气象部门提供的（十年）资料为630mm。 （2）地表水

隧道进、出口位于分水岭的下方，四周山体汇水区域较大，仅沿斜披在大气降雨时有一定的地表面流。隧道进出口位于山体斜坡位置，应注意暴雨期间地表面流对洞口的冲刷破坏作用，宜采用截流、疏排措施。 （3）地下水

在隧道设计标高范围内基岩裂隙水总体不甚发育，暂时性地表水体大部分顺冲沟或斜坡坡面向外排泄，地下水不甚发育。

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4.抗震设计参数及地震效应

根据国家地震局2001年8月1日颁布实施的《中国地震参数区划分》（GB18306-2001)、《建筑抗争设计规范》（GB50011-2001)等资料，设计基本地震加速度值为0.15g，设计地震分组为第二组，设计特征周期为0.25s，相当于地震基本烈度7度。按照《公路隧道设计规范》（JTJ004-）并结合区域构造较差的特点，高速公路隧道应提高1度设防。 5.区域稳定性评价

隧址区属构造剥蚀中低山地貌单元，无区域性深大断裂通过，近代无强震记录，属相对稳定地块。下伏基岩属较硬岩类，稳定性一般，适宜拟建隧道的建设。 6.不良地质现象

地质调会资料显示，隧道进出口地形较陡，岩体较破碎，在隧道施工时可能产生浅层的岩石崩塌，需采取相应的支护措施。 7.设计标准

设计等级：高速公路分离式单向双车道隧道 地震设防烈度：7级 设计速度：100km/h 设计荷载：公路Ⅰ级 8.计算断面资料 桩号：YK39+500 地面高程：823.44m 设计高程：799.472m 围岩类别：Ⅲ级，Ⅳ级

隧道埋深：20-100米 9.设计计算内容

（1）确定隧道断面布置图（曲墙式）； （2）围岩压力计算（曲墙式）； （3）隧道支护设计图； （4）隧道衬砌设计图；

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（5）隧道施工方案比选（施工方法的横断面分块图和纵断面的工序展开图）； （6）选定施工方案的监控量测方案布置图。 10.提交的资料

（1）确定隧道断面布置图、隧道支护设计图、隧道衬砌设计图、施工方法的横断面分块图和纵断面的工序展开图、选定施工方案的监控量测方案布置图； （2）隧道围岩压力计算书、施工方案比选说明、监控量测方案说明。 11.设计依据

本设计严格按照交通部颁布的行业规范、规程及《工程建设标准强制性条文》（公路工程部分）。

《公路工程技术标准》 （JTG B01-2003)； 《公路隧道设计规范》 （JTG D70-2004)； 《公路隧道通风照明技术规范》 （JTJ F60-2009)； 《公路水泥混凝土路面设计规范》 （JTG D70-2002)； 《公路沥青路面设计规范》 （JTG D50-2006)； 《公路工程抗震设计规范》 （JTJ2004-2008)； 《地下工程防水技术规范》 （GB50108-2008)； 《锚杆喷射混凝土支护技术规范》 （GB 50086-2001)； 《混凝土结构设计规范》 （GB50010-2002)；

《公路建设项目环境影响评价规范》 （JTG B03-2006)； 《公路环境保护设计规范》 （JTJ/006 -98)； 《建筑设计防火规范》 （GB 50016-2006)； 《隧道工程》王毅才 主编 人民交通出版社；

《地下结构静力计算》 天津大学建筑工程系地下建筑工程教研室 编 中国建筑工业出版社。

二、隧道断面设计 1.隧道位置及洞口位置

由于没有实际的地形图和地质资料图，故将隧道位置和进出口位置的地质资料罗列如下：某隧道进出口附近有国道，交通条件便利；隧道进、出口处总体为斜坡

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地形，进口处自然坡度角为35～45°，出口处自然坡度角约为45～50°，局部略陡；进口处为斜坡地形，出露基岩为强～中风化流纹斑岩，植被发育，主要为杂草及小灌木丛为主，进口下方为修建国道的弃方；出口处基岩裸露，为强～中风化流纹斑岩，植被发育，多为小灌木丛，出口处为国道；进、出口段围岩风华裂隙发育，岩体破碎，完整性差，围岩分级为V级。成洞条件较差，围岩易坍塌，处理不当可能出现坍塌及冒顶。 2.隧道平面设计

公路隧道设计规范规定，应根据地质、地形、路线的走向、通风等因素确定隧道的平、曲线线形。当为曲线时，不易采用设超高的平曲线，并不应采用设加宽的平曲线。隧道进出口附近有国道附近，交通条件便利，洞轴线走向方位角约165°。隧道总体走向呈南北向曲线展布。其中：左线起讫桩号为ZK39+321～ZK39+568，长247米，右线起讫桩号为YK39+313～YK39+515，长202米。采用灯光照明，自然通风，属短隧道。

公路隧道设计规范规定，高速公路、一级公路的隧道应设计为上、下行分离的双洞。分离式双洞的最小净距，按对双洞结构彼此不产生有害影响的原则，结合隧道平面线形、围岩地质条件、断面形状和尺寸、施工方法等因素确定，一般情况可按表1取值。

表1 分离式双洞间最小净距

围岩类别 I Ⅱ 最小净距 1.0B 1.5B 注：B为隧道开挖断面宽度 Ⅲ 2.0B Ⅳ 2.5B Ⅴ 3.5B Ⅵ 4.0B 本隧道为设计等级为高速公路分离式单向双车道隧道，满足规范要求。围岩等级为Ⅴ级，故最小净距为3.5B。 3.隧道纵断面设计

公路隧道设计规范规定，隧道内纵面线形应考虑行车安全性、营运通风规模、施工作业效率和排水要求，隧道纵坡不应小于0.3%，一般不大于3%；受地形等条件时，高速公路、一级公路的中、短隧道可适当加大，但不宜大于4%；隧道内的纵坡形式，一般宜采用单向坡；地下水发育的长隧道、特长隧道可采用人字坡。 本隧道左线起讫桩号为ZK39+321～ZK39+568，长247米，右线起讫桩号为

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YK39+313～YK39+515，长202米。由于隧道长度较短，故隧道坡道形式选择单面坡。本隧道为单向隧道，设计等级为高速公路分离式单向双车道隧道，设计交通量N为25000-55000辆/h，,故应该采用机械通风，所以坡度设计为3.5%，通风方式采用半横向式。

4.隧道横断面设计

公路净空包括公路建筑限界、通风及其他所需的断面积。公路隧道的建筑限界包括车道、路肩、路缘带、人行道等的宽度，以及车道人行道的净高。公路隧道的净空除包括公路建筑限界以外，还包括通风管理、照明设备、防灾设备、监控设备、运行管理设备等附属设施所需要的空间以及富余量和施工误差等。

本隧道设计等级为高速公路分离式单向双车道隧道，查规范可得，建筑限界高度为5.0m，其他建筑限界宽度详见见表2。

表2 公路隧道建筑限界基本宽度表

公路等级 设计速度 左侧右侧余宽C 0 人行道R 0 检修道左 0.75 检修道右 0.75 车道宽度 2×3.75 LL 高速公路 100km/h 0.5 LR 1.0 注：单位为m 由于本隧道为短隧道，故可以不设紧急停车带，则公路隧道的建筑限界查规范见图1。

图1 公路隧道建筑界限

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本隧道采用单心圆方案，半径R1=6m，1=110º，半径R2=10.74m，2=32º。本隧道的内轮廓设计详见图2。

图2 公路隧道内轮廓图

三、围岩内力计算

根据隧道围岩分级标注，综合钻探资料及调查成果，本隧道围岩分为Ⅳ和Ⅴ级，且在不同的标段围岩等级不同，地质条件和水文地质条件也不相同。计算断面为ZK39+536，其计算资料如下：

设计等级为高速公路分离式单向双车道隧道，围岩级别为Ⅴ级，围岩容重为

rs18kN/m3，弹性抗力系数为K=150MPa/m,变形模量E=1.5GPa。衬砌材料为C25混凝土，衬砌材料容重为rh23kN/m3，弹性模量为E=29.5GPa，衬砌厚度为d=0.65m，地面高程为828.32m，设计高程为799.6m，衬砌结构断面图如图3所示。

图3隧道衬砌断面图

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1.荷载确定

按铁路隧道破坏状态设计垂直压力公式计算： qrhq0.452s1rw

其中w为宽度影响系数：

w1i(B5)10.1(13.35)1.83

q0.45251181.83237.17KPa

围岩水平均布压力：e0.35q0.35237.1783.01KPa 2.衬砌几何要素

内轮廓线半径为r6m，外轮廓半径为r2dr26.65m，拱轴线半径为

r0r1d/26.325m，拱轴线圆弧中心角为110。

3.半拱线长度s及分段轴长Δs 半拱线长度s180r0108.96.32512.0217，将半拱轴线等分为8180段，每段轴长为：ss/812.0217/81.5027 4.各分块接缝中心几何要素

每个分块与竖直轴夹角i，接缝中心点坐标（Xi，Yi）见表3。

表3 分块几何中心要素计算表（单位：m） 分块 几何要素 1 2 3 4 5 6 7 8 i sini cosi 1-cosixi 0.0281 0.1108 0.2434 0.4186 0.62 0.8552 1.0922 1.3239 1.4886 2.36 4.1360 5.1461 5.8670 6.2584 6.2981 5.9840 yi 13.6125 0.2354 0.9719 27.225 0.4575 0.82 40.8375 0.6539 0.7566 54.45 0.8136 0.5814 68.0625 0.9276 0.3736 81.675 0.95 0.1448 95.2875 0.9957 -0.0922 108.9 0.9461 -0.3239 注：因墙底面水平，计算衬砌内力时用8=90º 0.1777 0.7007 1.5397 2.76 3.9620 5.4092 6.9079 8.3738 另一方面，8=108.9º，角度闭合差Δ=0。 衬砌内力计算按图4进行计算。

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图4衬砌结构计算图示

5.计算位移 （1）单位位移

用辛普森法近似计算，按计算列表进行，单位位移的计算见表4。

表4 单位位移计算表

截面 0 1 2  0 13.6125 27.225 40.8375 sincos 0 1 x 0 y 0 d I 1I yI y2I 2（1y）I0.20.971354 9 0.40.8575 2 0.60.756539 6 1.40.1886 777 2.80.7936 007 4.136 1.5397 0.65 0.0229 0.65 0.0229 0.65 0.0229 0.65 0.0229 0.65 0.0229 0.65 0.0229 43.6681 43.6681 43.6681 3 4 0.80.58154.45 136 4 68.0625 0.90.373276 6 5.12.61 476 5.867 3.962 5 0.0000 7.7598 30.5983 43.667.681 2358 43.6115681 .6157 43.6173681 .0131 0.0000 1.37 21.4402 103.5230 306.1042 685.4779 43.61 681 60.54 667 126.2 3048 281.4 6627 581.2 0037 1075.1722 4 系数1/3

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6 81.675 95.2875 0.90.1445 8 0.9-0.09957 22 6.25.4584 092 6.26.9981 079 5.984 8.3738 0.65 0.0229 0.65 0.0229 0.65 0.0229 7 8 0.9-0.32108.9 461 39  43.6236681 .2096 43.6301681 .6550 43.6365681 .6681 110349.9.73450 234 1277.17937050 .7923 2083.27308027 .7809 3062.38370317 .0361 84915923..8780868 6 2 4 1 单位位移计算值计算如下：

11s11.50276349.345017.795310 7EhI2.9510122122sy1.50271109.723456.5282106 7EhI2.9510s11.502765923.0868301.716010 7EhI2.9510计算精度校核为：

1121222=（17.7953+2×56.5282+301.7160）=432.567710

2s（1y）1.50276 888491.8786432.5677107EhI2.9510-6闭合差=0

(2) 载位移——主动荷载在基本结构中引起的位移 1)每一楔块上的作用力

竖向力：Qiqbi；水平压力：Eiehi式中：bi为衬砌外缘相邻两截面之间的水平投影距离，hi为衬砌外缘相邻两截面之间的竖直投影距离 由图4衬砌结构计算图示量得，具体数据见表5。

表5 衬砌结构计算图示量测数据

i 1 2 3 4 5 6 7 8  6.6216 bi 1.5653 1.4773 1.3063 1.0620 0.7579 0.4113 0.0415

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hi i0.1868 0.5500 0.8823 1.1650 1.3822 1.5218 1.5758 1.4360 8.6999 h=8.6999≈8.7000（校核） 自重力：Gidi-1dish式中：di为接缝i的衬砌截面厚度 2 注：计算G8时，应使第8个楔块的面积乘以h

作用在个楔块上的力均列入表6，各集中力均通过相应图形的形心。 2)外荷载在基本结构中产生的内力

楔块上各集中力的力臂由图4衬砌结构计算图示中量得，分别记为aqagae。 内力按下式计算：

0Mi0-1，p-xi（QG)-yiE-Qaq-Gag-Eae 弯矩：Mipi-1i-10sini（QG)-cosiE 轴力：Nipi-1i-1 式中：xi、yi为相邻两接缝中心点的坐标增值，按下式计算：

xixi-xi-1；yiyi-yi-1

图5 弯矩内力计算图示

00Mip、Nip的计算见表6及表7。

12

表6载位移Mip计算表

OMp0 0 -285.0850 0 0 0 0 0 0 0 0 -6.3467 0 -16.6042 0 -262.1341 0 0 0 0 -1094.25 -8.1098 -553.1592 -2298.1420 -51.3148 -952.3545 -3709.2984 -148.9034 -1109.9229 -5117.3536 -303.7686 -9.9144 -6328.19 -500.5063 -616.6042 -7199.1974 -707.00 -67.3152 -7621.4196 -883.9035 542.7352 -yEi-1-x（QG)i-1y 0.1777 0.5230 0.8390 1.1079 1.3144 1.4472 1.4987 1.4659 1.4886 1.4050 1.2424 1.0101 0.7209 0.3914 0.0397 0 15.5063 393.7076 -25.7497 -15.4337 -206.7190 61.1618 766.5442 -50.3157 -13.3961 -136.5046 134.4015 1098.8248 -74.5995 -10.6059 -67.1246 231.1082 1373.17 -93.2233 -7.2181 -13.9307 345.8446 1575.3812 -102.0577 -3.4260 11.3058 472.1692 1695.5977 -99.1387 -0.3141 602.9767 1727.9057 -85.5873 x Ei-1（QG)i-1 -Eae -Gag 0.5571 4.5335 2.9813 0.0000 -Qaq臂力 aeag 0.4093 0.50 0.6870 0.7714 0.8125 0.8079 0.7579 0.7180 0.7391 0.6870 0.5963 0.4721 0.3213 0.1525 -0.0248 -0.3029 130.8072 22.4654 -0.2018 0.0000 119.2024 22.4654 aq力中集 0 0.7061 0.5900 0.4406 0.2665 0.0775 45.6555 22.4654 350.3712 2 73.2397 22.4654 309.8152 3 96.7067 22.4654 251.8745 4 114.73 22.4654 179.7511 5 -0.1159 126.3246 22.4654 97.5480 6 E G Q 0 15.5063 0 22.4654 0 371.2422 0 1 9.8426 0.0000 7 8 截面

13

表7 载位移Np计算表

截面 0sin0 1 2 3 4 5 0.9276 6 7 8 0.95 0 0.2354 0.4575 0.6539 0.8136 cos 1 0.9719 （QG) ∑E （QG)sincosE 0 15.0706 54.3851 101.6882 134.3663 0Np 0 0 15.5063 61.1618 134.4015 231.1082 345.8446 472.1692 602.9767 722.1791 0 92.6788 350.6940 718.5215 1117.2068 1461.3236 1677.7939 1720.4757 1656.0261 0 77.6082 296.30 616.8334 982.8405 393.7076 766.540.82 42 1098.80.7566 248 1373.10.5814 7 1575.30.3736 812 0.1448 1695.5977 1727.90.9957 -0.0922 057 1750.30.9461 -0.3239 711 1332.116129.2075 1 1609.42 68.3701 38 1776.070-55.5945 2 18.939-233.9138 9 基本结构中，主动荷载产生弯矩的校核为：

BB13.313.3M80q-q（x8-）-237.17（5.984-）-4193.7230

2424e83.012M80e-H2-（8.7）-3143.5135

220M8（-22.4654（75.984-32.08782.7417）-281.7559 g-Gix8-xiagi）0M8-4193.72303143.5135281.7559）-7618.9953 p（另一方面，从表6中得到M80p=-7621.4196 闭合差Δ=

-7618.99537621.41960.032%

7618.9953 3)主动荷载位移

计算过程见表8。

14

表8 主动荷载计算表

截面 0 1 2 3 4 5 6 7 8 00Mp 1I 43.6681 43.6681 43.6681 43.6681 43.6681 43.6681 43.6681 43.6681 43.6681 yI （1+y） 10yMpMI I 0p（1y）系M1I 数3 0p0 -285.085 -809.1714 -1203.8856 -1411.15 -1408.0552 -1211.2883 -870.5555 -422.2222 0 1 0 -12449.1203 -35334.9776 -52571.3968 -61622.5188 -61487.0953 -524.6586 -38015.5046 -18437.13 -325411.4731 0 -2212.2026 -24759.2692 -80944.2114 -163151.8350 -243611.9951 -286117.9248 -262607.4194 -154393.17 -1153318.1872 0 -14661.32 -60094.1925 -133515.57638 -224774.29954 -305098.96677 -339012.44598 -300622.80906 -172830.76157 -1478729.1234 1 4 2 4 2 4 2 4 1 7.7598 1.1777 30.5983 67.2358 115.6157 173.0131 236.2096 301.655 365.6681 1.7007 2.5397 3.76 4.962 6.4092 7.9079 9.3738 ∑ Mps1.50271p-325411.4731-16576.1295106 7EhI2.95102pMpys1.5027-1153318.1872-58748.8556106 7EhI2.95100计算精度校核：

1p+2p=-（16576.1295+58748.8556）×10-6=-75324.9851×10-6

M（s1.5027p1y）6 sp-1478729.1234-75324.9577107EhI2.95100闭合差≈0

（3）载位移——单位弹性抗力及相应摩擦力引起的位移 1）各接缝处的抗力强度

抗力零点假定在接缝3，3=40.8375º 最大抗力值假定在接缝5,5=68.0625º

15

cos2b-cos2i最大抗力值以上各截面抗力强度按右式计算：i

cos2b-cos2h查表并算得3=0，4=0.5311h，5=h

2yi最大抗力值以下各截面抗力强度按右式计算：i（1-2）h

yh由图4量的y6=1.4004m，y7=2.9762m，y8=4.4122m

1.400422.97622（1-）h0.87h，7（1-）h0.5450h，80 则64.412224.41222按比例将所求的抗力绘在图4上。 2）各楔块上抗力集中力Ri

按有式近似计算：

式中：Si外为楔块i外边缘长度，可通过量取夹角，用弧长公式求的，Ri的方向垂直于衬砌外缘，并通过楔块上的抗力图形的形心。 3）抗力集中力与摩擦力Ri

按下式计算：RiRi（12

式中：为围岩与衬砌间的摩擦系数，此处取=0.2。 则：RiRi（10.221.0198Ri

其作用力方向与抗力集中力方向Ri的夹角arctan11.3099º。由于摩阻力的方向与衬砌位移方向相反，其方向向上。

将Ri的方向线延长，使之交于竖直轴，量取k，将Ri分解为水平和竖直两个分力。RHRisink，RVRicosk

表9 弹性抗力及摩擦力计算表

截面 3 4 5  1（i-1i）2 0 0.4311 1 0 Δs外 R 0.0000 0.3445 1.1435 k sinkcoskRH 0.0000 58.9588 72.5727 0.0000 0.8568 0.9541 1.0000 0.5157 0.2995 0.0000 0.2952 1.0910 RV 1.5669 1.5660.2156 9 1.5660.7156 9 0.0000 0.1776 0.3425

16

6 7 8 0.87 1.5669 1.5660.545 0.7219 9 1.5660 0.2725 9 0.9494 1.5171 1.1535 0.4354 86.1867 99.8007 112.9363 0.9978 0.9854 0.9209 0.0665 -0.1702 -0.37 1.5137 1.1367 0.4010 0.1009 -0.19 -0.1697 4）计算单位抗力及其相应的摩擦力在基本结构上的内力

0弯矩：Mi0 ，轴力：-RrNjjiisiniRVcosiRH

式中：rji为力Rj至接缝中心点ki的力臂，由图4量得。计算见表10、11。

表10 弯矩

截面 R40.3445hR1.14355hr4i-R4r4ir5i 4 5 6 7 8 0.8076 2.3057 3.7476 5.0521 6.1461 -0.2782 -0.7943 -1.2910 -1.7404 -2.1173 0.8076 2.3057 3.7476 5.0521 0 R61.5171h R71.1535h R80.4354hM -R5r5ir6i -R6r6ir7i -R7r7ir8i -R8r8i -0.9235 -2.6366 -4.2854 -5.7771 0.8076 2.3057 3.7476

-1.2252 -3.4980 -5.6855 0.8076 2.3057 -0.9316 -2.6596 -0.2782 -1.7178 -5.1528 -10.4554 0.86-0.3-16.03 746 6141 表11 轴力

截面 a sin cos 0.5814 0.3736 0.1448 RV(h) sinRV(h) RH(h) cosRH(h)0N (h) -0.0271 -0.0354 0.1946 0.8136 68.0620.925 5 76 0.98 81.6756 95 4 54.45 0.1770.1445 6 0.5200.4824 1 0.6210.6145 0 0.2952 1.3862 2.99 0.1716 0.5179 0.4199

17

95.2877 5 8 0.9957 -0.0922 0 90.0000 1 0.4240.4228 6 0.2540.2549 9 4.0366 4.4376 -0.3722 0 0.7949 0.2549

5）单位抗力及相应摩擦力产生的载位移。计算见表12。

表12 单位抗力及相应摩擦力产生的载位移计算表

截面 M(h) 01I 43.6681 43.6681 43.6681 yI (1y) 0MI 0MyI 0M(1y)I 4 -0.2782 5 -1.7178 6 -5.1528 115.6157 3.76 173.0131 4.962 236.2096 6.4092 301.655 7.9079 -12.1485 -32.13 -44.3127 -75.0131 -297.2019 -372.2148 -225.0130 -1217.1408 -1442.1532 -456.5675 -3153.9237 -3610.48 -725.5062 -6075.24 -6800.7498 -1108.717-7459.4530 -8568.1667 0 7 -10.4554 43.6681 8 -16.6141 43.6681 365.6681 9.3738 Σ 120Ms1.5027-1108.7170-56.4769106 7EhI2.95100yMs1.50276 -7459.4530-381.8108107EhI2.9510校核为：

1+2=-438.2877×106

s0s(1y）M1.50276 -8568.1667-436.4536107EhI2.9510闭合差≈0

（4）墙低（弹性地基上的刚性梁）位移 单位弯矩作用下的转角：

主动荷载作用下的转角：

00pM8p1143.6959291.3061066KI80.15101143.69597621.41962220165.258106 6KI80.1510 单位抗力及相应摩擦力作用下的转角：

18

0M801143.695916.61414839.7870106 6KI80.15106.解力法方程

衬砌矢高： f=y8=8.3738 计算力法方程的系数为：

66a(17.7953291.3063)10309.1016101111

66af(56.52828.3738291.306)102495.86101212 2266af(301.71608.3738291.306)1020728.2461102222

00a101p（1）hp（-16576.12952220167.74956.4769h4839.7870h）106-6（-2236741.38846.2639）10h

00a202pf（2f）hp（-58748.85568.37382220165.258381.8108h8.37384839.7870h）106-6（-1968.6940909.2192）10h

以上将单位抗力及相应摩擦力产生的位移乘以h，即为被动荷载的载位移。求解方程为：

2X1a12a20a22a10/a11a22a121035.58003.4480hX2a12a10a11a20/a11222aa121024.43012.3888

h其中：X1P1035.5505；X1-3.4510；

X2P1024.4258；X22.31

以上解的X1，X2值应带入原方程，校核计算。

7.计算主动荷载和被动荷载（h1）分别产生的衬砌内力

计算公式为：

0MXyXMp1p2pp0NXcosNp2pp

19

0MX1yX2M0NXcosN2 

计算过程列入表13、14。

表13 主、被动荷载作用下衬砌弯矩计算表

截面 0 0 M0p X1p X2py [Mp]oMX1X2y[M] (h) 0.0000 (h) (h) (h) -3.4510 -3.0260.4245 5 -1.7771.6740 0 0.0000 3.6785 0.2275 6.3254 2.5962 9.4656 4.2968 12.9231 16.5037 20.0058 4.3193 2.5973 -0.0593 1035.58 0 1035.58 1035.58 182.040466 717.81515806 1577.3084043 2712.2697481 4058.7750196 5541.3240374 7076.6309838 8578.3367 1035.5800 1 -285.085 2 -1094.25 3 -2298.142 1035.58 4 5 6 7 8 -3709.2984 -5117.3536 -6328.19 -7199.1974 -7621.4196 1035.58 1035.58 1035.58 1035.58 1035.58 -3.4510 -3.451932.5355 0.0000 0 -3.451659.1388 0.0000 0 -3.451314.74 0.0000 0 -0.2782 -3.45138.5513 0 -1.7178 -3.451-22.9986 0 -5.1528 -3.451248.2621 0 -10.455-3.451913.0136 4 0 1992.497-16.614-3.4511 2 0 表14 主、被动荷载作用下衬砌轴力计算表

0Np截面 X2pcos [Np]0NX2cos(h) 2.31 2.32196629 N(h) 2.31 0 0 0 0 (h) 0 1 2 3 4 5 0 77.6082 296.30 616.8334 982.8405 1332.1161 1024.4258 1024.4258 995.63943502 910.91942136 775.08056028 595.60116012 1073.247635 1207.2283214 1391.9139603 1578.4416601 -0.0271 2.32196629 2.1243872.12438772 72 1.8075931.80759306 06 1.3619221.302274 74 0.256776 0.857167 382.72547 1714.84157 -0.0354

20

6 7 8 1609.4238 1776.0702 18.9399 148.33685584 -94.45205876 0 1757.7606558 1681.6181412 18.9399 0.1946 0.7949 0.2549 0.34594168 -0.22027502 0 0.54054168 0.57462498 0.2549 8.最大抗力值求解

首先求出最大抗力方向内的位移。考虑到接缝5的径向位移与水平方向有一定的偏离，因此修正后有：

MpS(y5yi)sin5hp5pEIhMSI(y5yi)sin55hEh

计算过程列入表15，位移值为：

hpMps1.5027（y-y）sin373879.99990.9276I5i5Eh2.95107Ms1.5027（y-y）sin-309.73430.9276I5i5 Eh2.95107

17666.2041106h-14.6353106则可得最大抗力hhp/1/Kh17666.2041/1/0.1514.6353829.3227。

表15 最大抗力位移修正计算表h

截面 MpI 45250.600122 40747.977954 28801.663091 13753.12722 MI(h) -150.7945509 (y5yi) MpM(y5yi)(y5yi)II(h) -597.44801067 -500.45718056 -253.232152 24.0791625 积分系数1/3 0 1 2 3 3.962 -132.245135 3.7843 -77.76143 9.94081725 3.2613 2.4223 179282.87768 154202.57297 93930.863838 33314.2000 1 4 2 4

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4 5 1684.5337497 -1004.9445257 113.44329558 187.75254312 1.3144 0 Σ 2214.1511606 0 373879.9999 149.10986771 0 -903.7343 2 4 9.衬砌总内力计算

按下式进行计算：MMphMNNphN

表16衬砌总内力计算表

截面 0 MP M M Np N N M/IMy/I1 2 3 4 5 6 7 8 -2861035.-18261024.1.995800 .4126 4258 26 -250932.5-15771073.9.94355 .4097 2476 52 -147659.1-814.1207.3.70388 5676 2283 314.7188.503.41391.4 6709 173 9140 215338.552191.1578..08713 63 4417 6 3563-22.93540.1714..433986 4352 8416 8 3582248.23830.1757..093621 3556 7607 5 2153913.03067.1681..999136 0134 6181 8 1992.-49.1943.18.4972 1788 3184 9399 1981.3005.3349 7607 1925.2998.6594 9070 1761.2969.8030 0313 1499.20.0780 9919 -79806.7440.0000 0 -62-12248.6.3342096 4 -3559-24940.3.2662015 0 2199733869.2.2726 007 积分系数 1 4 2 4 2 1129.2707.95765253549.4734 9151 .6339 0924 710.8687 448.2835 476.5495 211.3944 154702425.612931.2.5017103 3108 5 167372206.905342.0.8360441 3311 9 134012158.925768.5.9131677 5251 0 2101.84915711061.3343 .0449 6030 475783073415∑ 4.040.7849 4 4 2 4 1

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10.衬砌内力图绘制

将内力计算计算结果按比例绘制成弯矩图M与轴力图，如图6所示。

图6 内力计算图

四、隧道施工 1.隧道开挖方法的选择

隧道施工是要挖除坑道范围内的岩体，并保持坑道围岩的稳定。开挖是隧道施工的第一道工序，也是极为关键的工序。隧道开挖的基本原则是：在保证围岩稳定或减少对围岩扰动的前提条件下，选择恰当的开挖方法和掘进方式，并尽量提高掘进速度。一方面应考虑隧道围岩地质条件及其变化情况，选择能很好地适应地质条件及其变化，并能保持围岩稳定的方法；另一方面应考虑坑道范围内岩体的坚硬强度，选择能快速掘进，并能减

少对围岩扰动的方法和方式。 图7 短台阶开挖示意图

按开挖的横断面分布情况来分，隧道开挖方法可分为全断面开挖法、台阶开挖法、分布开挖法等。全断面开挖方法适用于I～Ⅳ级围岩、有钻孔台车或自制作业

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台架及高效率装运机械设备、长度较长的隧道。本隧道长度为247m、围岩等级为Ⅳ、Ⅴ级，长度较短，围岩较不稳定。如果采用全断面开挖法，在经济上不合理、在施工上对于Ⅴ级围岩需采用加强初期支护等方式才能使围岩稳定，所以本隧道不采用全断面开挖法。分部开挖法包括环形开挖预留核心土法、双侧壁导坑法、中洞法、中隔壁法等。由工程施工经验可知：分部开挖法适用于围岩地质条件较差的隧道、双线及多线隧道、浅埋软弱隧道。本隧道为单线、深埋、岩石较坚硬的隧道，所以在本隧道的施工方法选择中，分部开挖法不考虑。台阶法，根据长度不同可划分为长台阶法、短台阶法和微台阶法三种。在台阶法的选择中，要考虑初期支护形成闭合断面的时间要求、上部断面施工所采用的开挖、支护、除渣等机械设备需要施工场地大小的要求。长台阶法的台阶长度较长，一般在围岩地质条件相对较好、工期不受控制、无大型机械化作业时选用。微台阶法，适用于地质条件特别差的围岩（如无法正常进行钻眼和拱部的喷锚支护的隧道），且具有作业时相互干扰大，生产效率低，施工速度慢的缺点。综合考虑地质条件、围岩等级、隧道长度、隧道设计标准、

工期等要求，本隧道采用短台阶法。开挖示意图如图7所示。

短台阶法适用于Ⅲ～Ⅴ级围岩，台阶长度为10～15m。本隧道围岩等级为Ⅳ、Ⅴ级，满足短台阶法的要求。短台阶法有可缩短支护闭合时间、改善初期支护的受力条件、有利于控制围岩变形的优点，有上部出渣对下部断面施工干扰大、不能全部平行作业的缺点。通过短台阶法的优、缺点，在本隧道上影响的对比，发现优点明显大于缺点。如果在本隧道的施工过程中，监控量测发现不稳定的地质及施工不稳定因素，可采取分部开挖和台阶开挖组合等方式，保障施工安全和进度。通过以上综合分析，本隧道采用短台阶法是可行的、合理的、经济的。 2.初期支护

隧道是围岩与支护结构的综合体。初期支护一般由锚杆、喷射混凝土、钢架、钢筋网等其他的组合组成。初期支护施作后即成为永久性承载结构的一部分，它与围岩共同构成了永久的隧道结构承载体系。锚喷支护具有灵活性、及时性、迷贴性、深入性、柔性等特点。锚杆的支护效应有支承围岩、加固围岩、提高层间摩阻力，形成“组合梁”及“悬吊”作用。喷射混凝土有支承围岩、“卸载”作用、填平补强围岩、覆盖围岩表面、阻止围岩松动及分配外力的作用。目前锚喷支护设计的主要

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方法有工程类比法、监控量测法、理论演算法、典型类比监控法及特征线法。本隧道锚喷设计将工程类比法与监控量测法结合起来，来保障施工的进度和安全。根据工程类比，选择支护参数、支护时机及施工方法，而监控量测用来调整支护参数，修正支护设计。 （1）锚杆支护

本隧道初期支护采用普通水泥砂浆式锚杆、格栅钢架及网喷混凝土。普通水泥砂浆锚杆，是以普通水泥砂浆作为黏结剂的全长黏结式锚杆。杆体材料为20MnSi钢筋，直径为18mm；普通水泥砂浆式锚杆必须满足一下设计和施工要求：水泥采用普通硅酸盐水泥，砂子粒径不大于3mm，并过筛；砂浆强度不低于M10，配合比为水泥：砂：水=1:1.2:0.48；钻孔应与杆件配合良好；锚杆及黏结剂材料应符合设计要求；粘结砂浆应拌合均匀，并调节其和易性，随拌随用；注浆体系应略多于需要的体积；杆体插入孔内的长度不得短于设计长度的95%；杆体到位后要用木楔或小石子在空口卡住，防止杆体滑出。

1）锚杆长度

新奥法对锚杆长度的设计，基于支护要促使围岩形成自然拱的思路，锚杆主要给隧道围岩松动圈内的岩体提供支护力使其形成拱的效应，锚杆长度按以下原则确定：对于岩质条件较好的硬岩，锚杆长度取为1.0～1.2m；对于岩质条件稍差的中硬岩，锚杆长度取隧道宽度的1/3～1/4，通常取为2.0～3.0m；对于软岩、破碎岩体和土砂质地层，锚杆的长度取隧道宽度的1/2～1/3，通常取为4.0～6.0m；对于膨胀性地层，锚杆长度取隧道宽度的1/2～2/3，通常为4.0～6.0m。

查GB50086-2001“锚杆喷射混凝土支护技术规范”提供的锚喷支护参数表可得：开挖宽度为12m，Ⅳ、Ⅴ级围岩下的支护参数，具体参数见表17；根据国内外经验，锚杆经验长度见表18。

表17 隧道洞身锚喷支护设计参数

B Ⅳ 1025

注：①Ⅳ级以下的围岩初期支护参数，可按此表确定，而后期支护应根据监控量测法设计确定。

②此表中的数值是初期支护和后期支护之和，故确定支护参数时，应小于表中数值。

表18 砂浆锚杆长度经验数据

位 置 拱 顶 边 墙 国 内 （0.1～0.5）B （0.05～0.2）B 国 外 （0.23～0.35）B （0.1～0.5）B

注：本隧道开挖宽度B为12m

由本隧道的地质资料及新奥法的经验数据可知，锚杆长度取为1.0～1.2m根据表17可知Ⅳ级围岩锚杆经验长度为3.0～4.0m，Ⅴ级围岩根据监控量测进行设计。根据表18可知拱顶锚杆的经验长度为1.2～6m，边墙锚杆经验长度为0.6～2.4m。综合考虑地质资料及施工方法及公路隧道复合式衬砌设计参数，本隧道拱顶锚杆长度取为3m（Ⅳ级围岩）3.5m（Ⅴ级围岩），边墙锚杆长度取为2m。 2）锚杆的间距和布置

由本隧道洞身段地质资料可知：洞身岩体破碎或极破碎、碎石状结构。由工程类比法知，破碎的围岩一般采用系统布置的锚杆，对围岩起到整个加固作用、对于局部破碎的、软弱围岩部位或可能出现过大的变形的部位，应加设长锚杆。锚杆系统布置的原则：在隧道的横断面上，锚杆宜垂直隧道的周边轮廓布置，对水平成层围岩，应尽可能与层面垂直，或使其与层面成斜交布置；在岩面上锚杆宜成菱形排列，纵、横间距为0.6～1.5m，其密度约为0.6～3.6根/m；为了使系统布置的锚杆形成连续均匀的压缩带，其间距不宜大于锚杆长度的1/2，在Ⅳ、Ⅴ级围岩中，锚杆间距宜为0.5～1.2m。新奥法对锚杆的布置设计，从支护应使围岩形成自然拱出发，锚杆的间距规定为：硬岩的间距取1.5m；中硬岩的锚杆间距取2.0～1.5m；软岩、破碎岩体和土砂质地层的锚杆间距取2.0～1.5m；膨胀性地层的锚杆间距取2.0～1.5m。

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综上所述：本隧道围岩属较硬岩，破碎或极破碎，锚杆采用系统布置，锚杆的间距取为0.8m。 （2）喷射混凝土支护

喷射混凝土既是一种新型的支护结构，又是一种新的施工工艺。它是使用混凝土喷射机，按一定的混合程序，将掺有速凝剂的细石混凝土，喷射到岩壁表面上，并迅速固结成一层支护结构，从而对围岩起到支护作用。

根据工程类比法，本隧道采用钢筋网喷射混凝凝土。钢筋网混凝土喷射混凝凝土是在喷射混凝土之前，在岩面上挂设钢筋网，然后再喷射混凝土。钢筋网喷射混凝土支护在我国各类隧道中应用较多，主要用于软弱破碎围岩，这与本隧道的岩体破碎、极破碎的条件相符合。由公路隧道复合式衬砌设计参数知Ⅳ级围岩拱、墙@25×25，Ⅴ级围岩拱、墙@20×20。环向筋采用直径为12mm的R235钢筋，纵向筋采用直径为8mm的R235钢筋；混凝土等为C25。对于围岩松散破碎严重的洞身段采用直径为6mm的R235钢筋，间距适当减小。

本隧道钢筋网喷射混凝土采用湿喷工艺。湿喷是将骨料、水泥和水按设计比例拌合均匀，用湿式喷射机压送到喷头处，再在喷头上添加速凝剂后喷出。 湿喷混凝土具有质量容易控制、喷射过程中的粉尘和回弹量很少等优点，同时也具有喷射机械要求高、机械清洗及故障处理较麻烦的缺点。对于本隧道雨季有渗水、漏水现象，所以本隧道的钢筋网喷射混凝土的湿喷，应该避开雨季。

本隧道的钢筋网喷射混凝土施工要点主要有：钢筋网应根据被支护围岩岩面上的实际起伏形状铺设，且应在喷射一层混凝土后再行铺设；为便于挂网安装，常将钢筋网做成网片，长宽可为100～200cm；钢筋网应与锚杆或锚钉头连接牢靠，并尽可能多点连接，以减少喷射混凝土时钢筋发生“弦振”的现象；开始喷射时，应缩短喷头至受喷面之间的距离，并适当调整喷射角度，使钢筋网背面混凝土密实；施工应尽量避开雨季。 3.监控量测

在隧道施工过程中，为了掌握围岩力学形态的变化和规律、掌握支护结构的工作状态、提供理论分析及数据分析的计算数据和对比指标、积累隧道设计和施工资料，应进行监控量测。监测的项目和内容主要包括地质和支护状态现场观察、岩体

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（岩石）力学参数测试、应力应变测试、压力测试、位移测试、温度测试及物理探测。其中应测项目为地质和支护状态观察、周边位移、拱顶下沉及地表下沉。选测项目根据地质条件、工程性质等具体条件和对现场量测要取得的数据类型进行选择。 量测断面有两种：单一的测试断面和综合的测试断面。应测项目按一定间隔设置量测断面，常称为一般断面。由于各量测测试项目要求不同，其量测断面间隔亦不相同，在应测项目中，原则上净空位移与拱顶下沉量测应布置在同一断面上。量测断面间距视隧道长度、地质条件和施工方法等确定，具体可参考表19。

表19 必测项目量测断面间距和每断面测点数量

围岩等级 断面间距（m） 每断面测点数量 净空变化 Ⅴ～Ⅵ Ⅳ Ⅲ 5 ～ 10 10 ～ 30 30 ～ 50 1～3条基线 1条基线 1条基线 拱顶下沉 1～3点 1点 1点 4.地质和支护状态的观察

与隧道施工进展同步进行的洞内围岩地质（和支 护状况）的观察及描述，通常称为地质素描。它是隧道设计和施工过程中不可缺少的一项重要地质详勘工作，是对围岩工程地质特性和支护措施合理性最直观、最简单、最经济的描述和评价。

地质素描一般包括对以下内容的描述：

（1）代表性测试断面的位置、形状、尺寸及编号； （2）岩石名称、结构、颜色；

（3）层理、片理、节理裂隙、断层等各种软弱面的产状、宽度、延伸情况、连续性、间距等；

（4）岩脉穿插情况及其围岩接触关系，软硬程度及破碎程度； （5)岩体风化程度、特点、抗风化能力；

（6）地下水的类型、出漏位置、水量大小及喷锚支护施工的影响等； （7）施工开挖方式方法、锚喷支护参数及循环时间；

（8)围岩内鼓、弯折、变形、岩爆、掉块，坍塌的位置、规模、数量和分布情况，

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围岩的自稳时间等；

（9）溶洞等特殊地质条件描述； （10）喷层开裂起鼓、剥落情况描述；

（11）地质断面展示图或纵横剖面图，必要时应附彩色照片。 5.坑道周边相对位移量测

隧道开挖后，围岩向坑道内部的位移是围岩动态的最显著表现，最能反映出围岩（或围岩加支护）的稳定性。为量测方便起见，除对拱顶、地表下沉及底鼓可以量测绝对位移值外，坑道周边其他各点，一般均用收敛计测两点之间的相对位移值，来反映围岩位移动态。测试仪器是净空位移测试的主要构成部分，一般由测表、张拉力设施与支架组成。工程中常用的测量手段主要有位移测杆和净空变化测定计（收敛计）。本隧道的坑道周边位移量测采用收敛计测量，采用单向重锤式。 6.拱顶下沉量及地表下沉量量测

隧道拱顶内壁的绝对下沉量称为拱顶下沉值，单位时间内拱顶下沉值称为拱顶下沉速度。本隧道采用拱顶变位计，将钢尺或收敛计挂在拱顶点作为标尺，后视点可设在稳定衬砌上，用水平仪进行观测，将前后两次后视点读数相减得差值A，两次前视点读数相减得差值B，计算C=A-B；若C值为正，则表示拱顶向上位移；反之

表示拱顶下沉。量测仪器采用隧道拱部变位观测仪。

洞顶地表沉降测试，是为了判定地下工程建筑对地面建筑物的影响程度和范围，并掌握地表下沉规律，为分析洞室开挖对围岩力学形态的扰动状况提供信息。一般是在浅埋下观测才有意义。本隧道为深埋隧道，所以可以在洞顶地表沉降测试中，选用较大的间距，或进行适当减少测点的位置。 7.选测项目量测

由于本隧道围岩破碎、或极破碎，本隧道的选测项目为围岩内部位移和压力测试。围岩内部各点的位移不仅反映了围岩内部的松弛程度，而且更能反映围岩松弛范围的大小，这也是判断围岩稳定性的一个重要参考值指标。压力既反映了支护状态，又反映了围岩施加于支护的形变压力情况。综上本隧道选用围岩内部位移量测及压力测试，是合理的。

围岩内部位移测试采用机械式位移计，测试的方法和测点的位置可参考围岩周

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边位移量测。围岩压力的测点一般埋设在拱顶、拱脚和仰拱的中间，其量测断面一般和支护衬砌间压力以及支护、衬砌内力的测点布置在一个断面上，以便量测结果相互印证。

综上所述：本隧道的施工过程中的监控量测项目及量测频率，见表20。

表20 监控量测项目及量测频率

序号 1 地质支护观察 2 周边位移 开挖后及初期支护后进行 每5-100m一个断面，每断面2-3个对测点 3 拱顶下沉 每5-100m一个断面 1-2次/d 1次/2d 1-2次/周 4 地表下沉 每5-100m一个断面，每断面至少11个测点 5 围岩内部位移 每5-100m一个断面，每断面2-11个测点 6 围岩压力 每代表性地段一个断面，每断面宜为15-20个钻孔 1-2次/d 1次/2d 1-2次/周 1-3次/月 开挖面间距量测断面前后<2B时，1-2次/d 开挖面间距量测断面前后<5B时，1次/2d 开挖面间距量测断面前后>5B时，1次/周 1-2次/d 1次/2d 1-2次/周 1-3次/月 1-3次/月 1-2次/d 项目名称 布置 1-15d 量测间隔时间 16d-30d 30d-90d 每次爆破后进行 1次/2d 1-2次/周 1-3次/月 90d以上

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