一种基于锚杆受力分析的软岩隧道变形控制方法与流程

本发明属于隧道施工技术领域，尤其是涉及一种基于锚杆受力分析的软岩隧道变形控制方法。

背景技术：

近年来，随着我国公路、铁路建设的飞跃发展，在大埋深、高地应力条件下进行软岩隧道施工成为交通领域发展的必然趋势之一，如国内著名的南昆线家竹箐隧道、乌鞘岭隧道、终南山隧道及峡口隧道等。由于工程地质条件恶劣，围岩自承能力较差，软岩隧道变形剧烈，若支护不及时或方案不合理，极易出现围岩大变形和衬砌结构的破坏。为此，大量专家学者和现场工程技术人员对软岩隧道的施工工法及其支护技术进行了深入研究。李晓红等以石龙隧道为工程背景，根据隧道围岩位移的解析解和现场位移监测，分析了初期支护对软岩隧道稳定性和位移的影响；李丹等将与软岩工程支护设计方法相对应的物理模型置入大型真三轴模型试验机，研究了模型边界相同条件下软岩隧道的支护方法；李鸿博等通过现场测试，分析了峡口高应力软岩公路隧道围岩变形规律及结构的受力特点，提出了高应力软岩隧道大变形的支护设计对策；张德华等分析了型钢支架及格栅钢架在高地应力软岩隧道中的支护机理及其适应性，探索了不同刚度条件下支护结构的力学响应过程；王树仁等分析了乌鞘岭隧道围岩的变形力学机制，提出了刚隙柔层支护技术；陈卫忠等分析了泡沫混凝土吸收软岩隧道变形能和改善二次衬砌结构的受力效果；田洪铭等优化了宜昌至巴东峡口高地应力软岩隧道的断面形态及其支护方案；杨建辉等基于有限元探讨了锚杆及钢架对隧道围岩稳定性的影响。

综上所述，尽管目前针对软岩隧道围岩变形及支护技术取得了较多的研究成果，并在相关规范中强调需要在初期支护和二次衬砌之间预留80mm～120mm的变形量，以避免软岩变形后造成隧道侵限。事实上，对于特定地质条件下的大变形软岩隧道，即使是规范所允许的120mm上限预留变形量也不能满足初期支护后软岩持续变形的要求，围岩应变能不能得到充分释放，最终导致钢拱架破坏和围岩失稳。而迄今为止，尚缺乏对大变形软岩隧道开挖预留变形量系统全面的理论研究。

技术实现要素：

本发明所要解决的技术问题在于针对上述现有技术中的不足，提供一种基于锚杆受力分析的软岩隧道变形控制方法，其方法步骤简单、设计合理且实现方便、使用效果好，根据软岩隧道的围岩变形情况对预留开挖量进行确定，采用柔模支护结构对隧道进行全断面支护并与隧道初期支护结构进行协调变形，能对软岩隧道变形进行有效控制。

为解决上述技术问题，本发明采用的技术方案是：一种基于锚杆受力分析的软岩隧道变形控制方法，其特征在于：沿隧道纵向延伸方向由后向前分多个节段对所施工软岩隧道进行开挖及变形控制施工，多个所述节段的开挖及变形控制施工方法均相同；对软岩隧道的任一节段进行开挖及变形控制施工时，包括以下步骤：

步骤一、围岩基本力学参数确定：通过对现场所取岩样进行室内试验，对当前所施工节段的围岩基本力学参数进行测试，并对测试结果进行同步记录；

步骤二、隧道预留开挖量确定：根据步骤一中所确定的围岩基本力学参数，对当前所施工节段的预留开挖量进行确定；

对当前所施工节段的预留开挖量进行确定时，根据支护完成后软岩隧道的围岩向内位移理论值S进行确定；其中，S＝S₁+S₂ (1)；

公式(1)中，S₁为软岩隧道表面围岩的塑性位移量，

公式(2)中，P₀为开挖前当前所施工节段的隧道围岩岩体的原岩应力；ξ为当前所施工节段的隧道围岩强度参数且为当前所施工节段的隧道围岩岩体的内摩擦角；σ_c为当前所施工节段的隧道围岩岩体的单轴抗压强度；r₀为当前所施工节段的隧道等效开挖半径，E为当前所施工节段的隧道围岩岩体的综合弹性模量，μ为当前所施工节段的隧道围岩岩体的泊松比，为支护完成后当前所施工节段的隧道围岩塑性区等效半径，P₀、σ_c和E的单位均为Pa，r₀和的单位均为m；

公式(3)中，P_i为对软岩隧道进行初期支护时所采用拱墙支护锚杆的支护阻力且其单位为Pa；c为当前所施工节段的隧道围岩岩体的粘聚力且其单位为Pa，A和t均为系数，

公式(4)中，G为当前所施工节段的隧道围岩岩体的岩体剪切模量且其单位为Pa，E_a为拱墙支护锚杆的弹性模量且其单位为Pa，A_s为拱墙支护锚杆的横截面积且其单位为m²，r_b为拱墙支护锚杆的内端至当前所施工节段的隧道中心点的距离且其单位m，k为支护系数且k＝0.8，为支护前当前所施工节段的隧道表面围岩的位移值且其单位为m；P_max为拱墙支护锚杆杆体上的轴向拉力最大值且其单位为N；

公式(1)中，S₂为软岩隧道表面围岩碎胀变形后的位移量，

公式(5)中，K_p为当前所施工节段的隧道围岩岩体的碎胀系数，为支护完成后当前所施工节段的隧道围岩松动圈等效半径，

步骤三、隧道开挖：根据步骤二中所确定的当前所施工节段的预留开挖量，由后向前对当前所施工节段进行开挖，获得开挖完成的隧道洞；

步骤四、隧道初期支护结构确定：所采用的隧道初期支护结构包括多个由后向前布设且对隧道洞的拱墙进行的钢拱架和对隧道洞进行全断面支护的锚网喷初期支护结构，多个所述钢拱架的结构和尺寸均相同且其呈均匀布设，所述钢拱架的形状与隧道洞的拱墙的横断面形状相同；所述锚网喷初期支护结构为采用锚网喷支护方法施工成型的初期支护结构，所述锚网喷初期支护结构包括多个由后向前布设的锚杆支护单元，多个所述锚杆支护单元呈均匀布设且其布设位置分别与多个所述钢拱架的布设位置一一对应，每个所述钢拱架外侧均布设有一个所述锚杆支护单元，每个所述锚杆支护单元均包括多个沿隧道洞的拱墙的开挖轮廓线由前至后布设的拱墙支护锚杆和多个沿隧道洞底部的开挖轮廓线由前至后布设的隧底支护锚杆，每个所述锚杆支护单元均与位于其内侧的所述钢拱架布设在隧道洞的同一个横断面上；所述锚杆支护单元中多个所述拱墙支护锚杆(2)的长度均相同，所述拱墙支护锚杆的长度l'＝l₁'+l+l₂'，其中l₁'＝10cm～20cm，l₂'＝30cm～50cm，l为拱墙支护锚杆的有效长度且其单位为m，且l≥1.5m；所述锚杆支护单元中多个所述隧底支护锚杆的长度均相同，所述隧底支护锚杆的长度不小于拱墙支护锚杆的长度；

步骤五、隧道变形控制施工：根据步骤四中所确定的隧道初期支护结构，由后向前对当前所施工节段进行隧道初期支护施工，获得施工成型的所述隧道初期支护结构；对当前所施工节段进行隧道初期支护施工过程中，由后向前在施工完成的所述隧道初期支护结构内侧施工柔模支护结构；

所述柔模支护结构的层厚为S且其横截面形状与隧道洞的横断面形状相同，所述柔模支护结构包括由柔模布加工而成的柔模筒和由灌注于所述柔模筒内混凝土形成的混凝土灌注层；

步骤六、下一节段开挖及变形控制施工：重复步骤一至步骤五，对下一节段进行开挖及变形控制施工；

步骤七、多次重复步骤六，直至完成软岩隧道的全部开挖及变形控制施工过程。

上述一种基于锚杆受力分析的软岩隧道变形控制方法，其特征是：多个所述节段的纵向长度均为10m～50m。

上述一种基于锚杆受力分析的软岩隧道变形控制方法，其特征是：步骤二中根据开挖完成后当前所施工节段的围岩向内位移理论值S，对当前所施工节段的预留开挖量进行确定时，根据公式Δd＝S+Δd1 (7)进行确定；公式(7)中，Δd为当前所施工节段的预留开挖量，Δd1＝0～0.2m。

上述一种基于锚杆受力分析的软岩隧道变形控制方法，其特征是：步骤三中进行隧道开挖之前，先根据步骤二中所确定的当前所施工节段的预留开挖量，并结合当前所施工节段的设计开挖轮廓线，对当前所施工节段的实际开挖轮廓线进行确定；

当前所施工节段的实际开挖轮廓线位于当前所施工节段的设计开挖轮廓线外侧且二者之间的间距为Δd；

步骤三中由后向前对当前所施工节段进行开挖时，按照所确定的当前所施工节段的实际开挖轮廓线进行开挖。

上述一种基于锚杆受力分析的软岩隧道变形控制方法，其特征是：步骤三中由后向前对当前所施工节段进行开挖时，采用全断面开挖法或台阶法进行开挖。

上述一种基于锚杆受力分析的软岩隧道变形控制方法，其特征是：步骤四中所述钢拱架为型钢支架，所述钢拱架包括对隧道洞的拱部进行支护的拱部支护节段和左右两个对称布设且分别对隧道洞的左右两侧边墙进行支护的边墙支护节段，左右两个所述边墙支护节段对称布设于所述拱部支护节段的左右两侧下方，两个所述边墙支护节段的上端分别与所述拱部支护节段的两端固定连接；

所述锚网喷初期支护结构还包括一层铺装在多个所述钢拱架上的钢筋网和一层喷射在隧道洞内壁上的混凝土层，多个所述钢拱架、所述钢筋网和多个所述锚杆支护单元中所有拱墙支护锚杆与所有隧底支护锚杆的内端均固定于所述混凝土层内；所述混凝土层为钢纤维混凝土层且其层厚为20cm～30cm；

步骤五中进行隧道初期支护施工时，先采用多个所述钢拱架由后向前对隧道洞进行支护，再采用锚网喷支护方法进行初期支护，获得施工成型的所述隧道初期支护结构。

上述一种基于锚杆受力分析的软岩隧道变形控制方法，其特征是：步骤二中所述的

公式(8)中，K为拱墙支护锚杆杆体单位长度上的剪切刚度系数且其单位为Pa/m，D为拱墙支护锚杆的横截面周长且其单位为m，B的单位为m²；r_m为拱墙支护锚杆的中性点至当前所施工节段的隧道中心点之间的距离且其单位为m，为未支护时当前所施工节段的隧道围岩塑性区等效半径且其单位为m，

上述一种基于锚杆受力分析的软岩隧道变形控制方法，其特征是：步骤二中所述拱墙支护锚杆和隧底支护锚杆均为砂浆锚杆，剪切刚度系数K＝2MPa/m＝2×10⁶Pa/m；

步骤二中所述的P_max为支护完成后拱墙支护锚杆中性点位置处的轴向拉力。

上述一种基于锚杆受力分析的软岩隧道变形控制方法，其特征是：步骤二中所述的l_s为预先设计的当前所施工节段的隧道横断面的外边缘线长度；

步骤二中所述的

当前所施工节段的隧道中心点为当前所施工节段的隧道横断面等效圆的圆心，r_b＝l+r₀。

上述一种基于锚杆受力分析的软岩隧道变形控制方法，其特征是：步骤四中前后相邻两个所述锚杆支护单元中的拱墙支护锚杆呈交错布设，前后相邻两个所述锚杆支护单元中的隧底支护锚杆呈交错布设，每个所述锚杆支护单元中相邻两个所述拱墙支护锚杆之间的间距以及相邻两个所述隧底支护锚杆之间的间距均为a，前后相邻两个所述锚杆支护单元之间以及前后相邻两个所述钢拱架之间的间距均为a；所述隧道初期支护结构为对隧道洞的拱墙进行支护的组合拱；

步骤四中进行隧道初期支护结构确定时，还需根据公式b＝l-a·cotθ(11)，对a进行确定；公式(11)中，b为所述组合拱的厚度且θ为拱墙支护锚杆对隧道围岩破裂区岩体压应力的作用角且θ＝45°。

本发明与现有技术相比具有以下优点：

1、方法步骤简单、实现方便且投入成本低。

2、所采用的隧道开挖方法设计合理且实现方便，为确保开挖效果，沿隧道纵向延伸方向由后向前分多个节段对软岩隧道进行开挖；并且，对软岩的任一个节段进行开挖时，先确定围岩基本力学参数，再根据所确定的围岩基本力学参数对当前所施工节段的预留开挖量进行确定，最后根据所确定的当前施工节段的预留开挖量由后向前对当前所施工节段进行开挖，施工简便且施工过程易于控制，可操性强。

3、针对软岩隧道开挖支护一段时间后围岩变形才趋于稳定的特点，从隧道初期支护施工中采用的全长锚固锚杆的受力分析入手，通过确定拱墙支护锚杆的中性点半径(即锚杆的中性点至当前所施工节段的隧道中心点之间的距离r_m)及其最大轴力(即支护完成后拱墙支护锚杆中性点位置处的轴向拉力P_max)，推导出隧道围岩变形稳定后的塑性区范围(即支护完成后当前所施工节段的隧道围岩塑性区等效半径)与破裂区范围(即支护完成后当前所施工节段的隧道围岩破裂区等效半径)，并考虑破裂区岩体的扩容碎胀特性，推导出隧道表面围岩隧道空间内发生的位移(即支护完成后软岩隧道的围岩向内位移理论值S)，并根据S对隧道预留开挖量进行确定。

4、所采用的当前所施工节段的预留开挖量的确定方法简单、实现简便且使用效果好，所确定的预留开挖量合理、准确，能有效保证确保成型后的隧道内部空间符合设计要求，并且确保隧道初期支护结构与隧道二次衬砌的结构稳定性和支护效果。所确定的预留开挖量根据支护完成后软岩隧道的围岩向内位移理论值S进行确定，其中S为软岩隧道表面围岩的塑性位移量S₁与隧道表面围岩碎胀变形后位移量S₂之和，并且考虑到实际施工中软岩隧道的复杂变形因素，对计算得出的支护完成后软岩隧道的围岩向内位移理论值S叠加一定的调整量(即Δd1)。同时，本发明采用的软岩隧道表面围岩的塑性位移量S₁与隧道表面围岩碎胀变形后位移量S₂确定方法简单、合理且精度高，根据预先确定的围岩基本力学参数，并结合隧道实际结构参数，能简便、快速且准确地对S₁和S₂进行确定。

5、所采用的隧道初期支护结构结构设计合理且支护效果好，包括多个由后向前布设且对隧道洞的拱墙进行支护的钢拱架和对隧道洞进行全断面支护的锚网喷初期支护结构，能简便、快速对开挖成型的隧道洞进行初期支护。锚网喷初期支护结构中包括多个锚杆支护单元，多个锚杆支护单元沿隧道纵向延伸方向由后向前布设，施工简便且施工质量易控。并且，锚杆支护单元包括多个对隧道洞进行全断面支护的锚杆，在隧道洞的拱部、底部和左右两侧边墙上均设置锚杆(包括拱墙支护锚杆和隧底支护锚杆)，并且拱墙支护锚杆与隧底支护锚杆的长度和间距设计合理，能进一步改善软岩隧道的初期支护效果。所采用的隧道初期支护结构不仅能对隧道洞进行有效地初期支护，避免初期支护后发生安全事故，确保隧道洞结构的稳定性，并且能适应围岩变形需求，通过在隧道初期支护结构与隧道二次衬砌之间设置柔模支护结构后，能有效解决围岩变形对隧道二次衬砌的损害，该柔模支护结构的层厚为S且其横截面形状与隧道洞的横断面形状相同，实际施工简便。

6、所采用隧道初期支护结构结构的确定方法简单、设计合理且实现方便、使用效果好，能简便、快速对锚杆支护单元中所采用拱墙支护锚杆的有效长度进行确定，并相应对所采用拱墙支护锚杆的长度进行确定，拱墙支护锚杆的长度设计合理，同时相应对隧底支护锚杆的长度进行确定，通过锚杆支护单元能对软岩隧道的整个破裂区进行有效加固，并且省工省料省时。

7、采用本发明从理论上分析了软岩隧道初期支护后围岩塑性区及破裂区的大小，并计算得到了围岩变形稳定后的总位移(即支护完成后软岩隧道的围岩向内位移理论值S)，进而优化了初期支护方案及支护参数。施工成型的隧道初期支护结构能与围岩变形进行协调变形，确保隧道二次衬砌结构的安全稳定。并且，将预留刚隙柔模混凝土支护技术应用于软岩隧道围岩变形的控制，为高地压大变形软岩隧道的稳定控制提供了一种新方法。所采用的柔模支护结构施工简便，柔模支护结构内注入钢纤维混凝土，该柔模支护结构以其固有的刚度和强度与隧道初期支护结构协调变形，既可以大量吸收围岩碎胀的应变能、改善结构受力，又具有一定的残余强度，确保隧道二次衬砌结构的安全稳定。

8、使用效果好且实用价值高，针对软岩隧道开挖支护一段时间后围岩变形才趋于稳定的特点，先计算得出支护完成后软岩隧道的围岩向内位移理论值S，并根据计算得出的围岩向内位移理论值S对隧道预留开挖量进行确定，能有效解决因隧道实际预留开挖量小于围岩向内位移理论值S导致隧道初期支护结构在纵向与环向均出现严重开裂、严重影响隧道支护结构的支护效果、需对软岩隧道进行返修、投入成本高、施工风险大灯问题，并能有效解决软岩隧道内围岩变形后侵入隧道净空并影响隧道正常使用的问题。由上述内容可知，本发明针对因软岩隧道开挖支护一段时间后围岩变形才趋于稳定这一特点直接影响隧道开挖方案及其支护效果的问题，并针对现有软岩隧道变形稳定后的塑性区范围与破裂区范围确定方面理论研究的不足和现场实测的客观困难，采用合理的软岩隧道变形稳定后的塑性区范围与破裂区范围确定方法，对支护完成后软岩隧道的围岩向内位移理论值S进行计算，并相应确定合理、准确的隧道预留开挖量。

同时，采用隧道初期支护结构对开挖成型的隧道洞进行简便、快速且有效支护，在满足支护稳定、可靠且安全的前提下，达到节约成本的目的，具有经济、投入施工成本较低、安全可靠等优点，因而能为软岩隧道正常施工提供有力保障，能有效解决软岩隧道围岩变形后侵入隧道净空并影响隧道正常使用的问题，隧道开挖时预留合理的开挖量，确保成型后的隧道内部空间符合设计要求；同时，采用可压缩的全断面刚支护与锚网喷初期支护结构对软岩隧道进行有效加固、支护，并且在隧道初期支护结构与隧道二次衬砌之间施工柔模支护结构，隧道二次衬砌按照原设计进行施工，有效避免了软岩隧道的返修工作，且施工成本低。

另外，本发明采用分段开挖及分段支护的方式，能对软岩隧道进行有效加固，并能有效保证长距离隧道的支护效果，并且施工成本较低。

综上所述，本发明方法步骤简单、设计合理且实现方便、使用效果好，根据软岩隧道的围岩变形情况对预留开挖量进行确定，采用柔模支护结构对隧道进行全断面支护并与隧道初期支护结构进行协调变形，能对软岩隧道变形进行有效控制。

下面通过附图和实施例，对本发明的技术方案做进一步的详细描述。

附图说明

图1为本发明的方法流程框图。

图2为本发明隧道支护结构的结构示意图。

附图标记说明:

1—软岩隧道； 2—拱墙支护锚杆； 3—钢拱架；

4—隧底支护锚杆； 5—柔模支护结构； 6—隧道二次衬砌。

具体实施方式

如图1所示的一种基于锚杆受力分析的软岩隧道变形控制方法，沿隧道纵向延伸方向由后向前分多个节段对所施工软岩隧道1进行开挖及变形控制施工，多个所述节段的开挖及变形控制施工方法均相同；对软岩隧道1的任一节段进行开挖及变形控制施工时，包括以下步骤：

步骤一、围岩基本力学参数确定：通过对现场所取岩样进行室内试验，对当前所施工节段的围岩基本力学参数进行测试，并对测试结果进行同步记录；

步骤二、隧道预留开挖量确定：根据步骤一中所确定的围岩基本力学参数，对当前所施工节段的预留开挖量进行确定；

对当前所施工节段的预留开挖量进行确定时，根据支护完成后软岩隧道的围岩向内位移理论值S进行确定；其中，S＝S₁+S₂ (1)；

公式(1)中，S₁为软岩隧道表面围岩的塑性位移量，

公式(2)中，P₀为开挖前当前所施工节段的隧道围岩岩体的原岩应力；ξ为当前所施工节段的隧道围岩强度参数且为当前所施工节段的隧道围岩岩体的内摩擦角；σ_c为当前所施工节段的隧道围岩岩体的单轴抗压强度；r₀为当前所施工节段的隧道等效开挖半径，E为当前所施工节段的隧道围岩岩体的综合弹性模量，μ为当前所施工节段的隧道围岩岩体的泊松比，为支护完成后当前所施工节段的隧道围岩塑性区等效半径，P₀、σ_c和E的单位均为Pa，r₀和的单位均为

公式(3)中，P_i为对软岩隧道1进行初期支护时所采用拱墙支护锚杆2的支护阻力且其单位为Pa；c为当前所施工节段的隧道围岩岩体的粘聚力且其单位为Pa，A和t均为系数，

公式(4)中，G为当前所施工节段的隧道围岩岩体的岩体剪切模量且其单位为Pa，E_a为拱墙支护锚杆2的弹性模量且其单位为Pa，A_s为拱墙支护锚杆2的横截面积且其单位为m²，r_b为拱墙支护锚杆2的内端至当前所施工节段的隧道中心点的距离且其单位m，k为支护系数且k＝0.8，为支护前当前所施工节段的隧道表面围岩的位移值且其单位为m；P_max为拱墙支护锚杆2杆体上的轴向拉力最大值且其单位为N；

公式(1)中，S₂为软岩隧道表面围岩碎胀变形后的位移量，

公式(5)中，K_p为当前所施工节段的隧道围岩岩体的碎胀系数，为支护完成后当前所施工节段的隧道围岩松动圈等效半径，

步骤三、隧道开挖：根据步骤二中所确定的当前所施工节段的预留开挖量，由后向前对当前所施工节段进行开挖，获得开挖完成的隧道洞；

步骤四、隧道初期支护结构确定：所采用的隧道初期支护结构包括多个由后向前布设且对隧道洞的拱墙进行的钢拱架3和对隧道洞进行全断面支护的锚网喷初期支护结构，多个所述钢拱架3的结构和尺寸均相同且其呈均匀布设，所述钢拱架3的形状与隧道洞的拱墙的横断面形状相同，详见图2；所述锚网喷初期支护结构为采用锚网喷支护方法施工成型的初期支护结构，所述锚网喷初期支护结构包括多个由后向前布设的锚杆支护单元，多个所述锚杆支护单元呈均匀布设且其布设位置分别与多个所述钢拱架3的布设位置一一对应，每个所述钢拱架3外侧均布设有一个所述锚杆支护单元，每个所述锚杆支护单元均包括多个沿隧道洞的拱墙的开挖轮廓线由前至后布设的拱墙支护锚杆2和多个沿隧道洞底部的开挖轮廓线由前至后布设的隧底支护锚杆4，每个所述锚杆支护单元均与位于其内侧的所述钢拱架3布设在隧道洞的同一个横断面上；所述锚杆支护单元中多个所述拱墙支护锚杆2的长度均相同，所述拱墙支护锚杆2的长度l'＝l₁'+l+l₂'，其中l₁'＝10cm～20cm，l₂'＝30cm～50cm，l为拱墙支护锚杆2的有效长度且其单位为m，且l≥1.5m；所述锚杆支护单元中多个所述隧底支护锚杆4的长度均相同，所述隧底支护锚杆4的长度不小于拱墙支护锚杆2的长度；

步骤五、隧道变形控制施工：根据步骤四中所确定的隧道初期支护结构，由后向前对当前所施工节段进行隧道初期支护施工，获得施工成型的所述隧道初期支护结构；如图2所示，对当前所施工节段进行隧道初期支护施工过程中，由后向前在施工完成的所述隧道初期支护结构内侧施工柔模支护结构5；

所述柔模支护结构5的层厚为S且其横截面形状与隧道洞的横断面形状相同，所述柔模支护结构5包括由柔模布加工而成的柔模筒和由灌注于所述柔模筒内混凝土形成的混凝土灌注层；

步骤六、下一节段开挖及变形控制施工：重复步骤一至步骤五，对下一节段进行开挖及变形控制施工；

步骤七、多次重复步骤六，直至完成软岩隧道1的全部开挖及变形控制施工过程。

其中，S、S₁、S₂和的单位均为m。

本实施例中，所述钢拱架3为可压缩钢拱架(具体是为可压缩的U形架)，也称为可伸缩钢拱架。并且，所述钢拱架3的压缩量能满足支护完成后软岩隧道的围岩向内位移需求。

地壳中没有受到人类工程活动(如矿井中开掘隧道等)影响的岩体称为原岩体，简称原岩。步骤二中所述的原岩应力是指存在于地层中未受工程扰动的天然应力，也称为岩体初始应力、绝对应力或地应力。

其中，碎胀系数，也称为松散系数，是指岩石破碎后体积与破碎前体积之比值。

根据本领域公知常识，软岩隧道(即软弱围岩隧道)开挖后，由于围岩应力重分布及其显著的流变特性，围岩变形破坏在初期支护一段时间后才趋于稳定，研究支护状态下围岩变形范围及其位移量将为合理地确定大埋深软岩隧道预留变形量及其支护方案提供重要的理论依据。为充分发挥围岩自承作用，容许初期支护和围岩有一定的变形，而将设计开挖线作适当扩大的预留量，称之为隧道预留变形量。预留变形量是指从隧道初期支护施工开始，到隧道周边位移基本稳定时，周边位移的累计值。

对支护完成后软岩隧道围岩位移(即围岩向内位移理论值S，指考虑扩容碎胀的隧道围岩位移)进行分析时，假设围岩塑性区体积不变，由弹塑性状态下深埋圆形硐室围岩径向位移的几何方程及塑性应力应变关系可知：隧道表面围岩的塑性位移为S₁；工程实际中，当隧道围岩强度低于围岩应力时，隧道周边表面围岩必然由塑性变形进入破碎状态，出现扩容碎胀变形，围岩将在原有塑性位移的基础上进一步向隧道空间产生位移，进而可得：其中为隧道表面围岩碎胀变形后的等效半径，由此可得隧道表面围岩碎胀变形后的位移量由此可以看出，对于一个确定的隧道断面，其围岩变形引起的位移取决于其等效开挖半径、围岩剪切模量与弹塑性界面上的应力差及初期支护后围岩的塑性区与破裂区半径。

其中，支护完成后指的是隧道初期支护施工完成后，支护前指的是隧道初期支护之前。

长期以来，全长锚固锚杆在公路隧道围岩支护中被广泛采用。设隧道开挖初期围岩处于弹塑性状态，表面围岩在垂直压力作用下向隧道空间内持续变形后形成破裂区。为便于讨论，假设：第一、将隧道断面等效为圆形，其纵向长度远大于横向宽度，属于平面应变问题；第二、将锚杆周围岩体简化为均质、连续且各向同性的弹塑性体；第三、锚杆表面任一点与其周围岩体之间不产生相对滑动；第四、锚杆抗拉强度远大于周围岩体的抗拉强度，其长度为围岩表面至弹性区外边界。本发明中通过将隧道围岩简化为理想弹塑性介质，在隧道围岩中布设全长锚固锚杆。

软岩隧道开挖后，沿拱墙支护锚杆2长度方向上由内至外依次为围岩破碎区、塑性区及弹性区，由于各区岩体具有不同的径向变形量，越靠近隧道表面，围岩径向位移速率越大。靠近隧道表面的一段杆体具有阻止破碎区岩体向隧道内产生变形的趋势，其表面产生指向隧道内的正摩阻力；由于弹塑性区岩体的位移速率较破碎区偏小，其余一段杆体则在靠近隧道表面杆体的拉拔作用下产生指向深部围岩的负摩阻力。杆体所受正负摩阻力的分界面即为锚杆的中性点，该点杆体与其周围岩体的相对位移及表面摩阻力为零，但其轴向拉力却达到最大值。因而，所述拱墙支护锚杆2上存在一个表面摩阻力指向相反的分界点，该分界点为所述拱墙支护锚杆2与其周围岩体相对位移为零的中性点，该点摩阻力为零。但该分界点处，所述锚杆2的轴向拉力达到最大且由该分界点向所述拱墙支护锚杆2的两端轴向拉力逐渐减少并趋于零。

这样，本发明基于锚杆与围岩的协调变形原理，且通过建立拱墙支护锚杆2杆体与其周围岩体相互作用的力学模型，分析出拱墙支护锚杆2表面摩阻力及轴力的分布规律，并根据杆体的静力平衡条件，推导拱墙支护锚杆2杆体与岩体相对位移为零的中性点位置及其最大轴向拉力值，并分析得出初期支护条件下隧道围岩的塑性区和破裂区的等效半径计算公式，详见公式(3)和公式(6)。根据公式(3)和公式(6)能简便、直接看出：所述拱墙支护锚杆2的支护阻力(即拱墙支护锚杆2作用于表面围岩上的阻力，具体是锚杆2作用于软岩隧道表面围岩单位面积上的阻力，也称锚杆支护反力)对隧道围岩塑性区和破裂区范围的影响均不大，表明围岩变形是一种当围岩强度低于围岩应力时隧道周边客观存在的物理状态，人为支护并不能彻底避免围岩发生变形破坏。同时，能直接看出，隧道等效开挖半径r₀对隧道围岩塑性区和破裂区范围的影响显著，支护完成后当前所施工节段的隧道围岩塑性区等效半径和支护完成后当前所施工节段的隧道围岩破裂区等效半径均随隧道等效开挖半径r₀的增加而近似呈线性增长，且受开挖半径的影响较显著。

根据公式(3)和公式(6)，能简便、快速得出支护完成后隧道围岩的变形厚度，即与

由上述内容可知，当隧道壁由塑性状态进入破碎状态后，洞壁岩体卸载，围岩所受集中压力的峰值向深部岩体转移，开挖初期所形成的围岩弹塑性区将进一步扩展，围岩支护后的塑性区等效半径详见公式(3)；当隧道表面围岩所受垂直支承压力大于其强度时将出现塑性滑移而破坏，形成破裂区，其范围与塑性区等效半径存在一定的关联，围岩支护后的破裂区等效半径详见公式(6)。

由于因而所述拱墙支护锚杆2的有效长度根据和r₀进行确定，所述拱墙支护锚杆2的有效长度确定方法简单且所确定锚杆2的有效长度l合理且准确，能有效保证拱墙支护锚杆2的支护效果。

本实施例中，本发明在钢拱架3的基础上，在隧道底部增设隧底支护锚杆4，所述隧底支护锚杆4的有效长度l1大于拱墙支护锚杆2的有效长度，所述隧底支护锚杆4的长度＝l₁'+l1+l₂'，并且l1≥2.5m。

本实施例中，多个所述隧底支护锚杆4的长度均相同，每个所述锚杆支护单元中相邻两个所述隧底支护锚杆4之间的间距与相邻两个所述拱墙支护锚杆2之间的间距相同。

本实施例中，多个所述节段的纵向长度均为10m～50m。

实际施工时，可根据具体需要，对多个所述节段的纵向长度分别进行相应调整。

步骤二中根据开挖完成后当前所施工节段的围岩向内位移理论值S，对当前所施工节段的预留开挖量进行确定时，根据公式Δd＝S+Δd1 (7)进行确定；公式(7)中，Δd为当前所施工节段的预留开挖量，Δd1＝0～0.2m。

本实施例中，Δd1＝0。因而，Δd＝S。

本实施例中，步骤三中进行隧道开挖之前，先根据步骤二中所确定的当前所施工节段的预留开挖量，并结合当前所施工节段的设计开挖轮廓线，对当前所施工节段的实际开挖轮廓线进行确定；

当前所施工节段的实际开挖轮廓线位于当前所施工节段的设计开挖轮廓线外侧且二者之间的间距为Δd；

步骤三中由后向前对当前所施工节段进行开挖时，按照所确定的当前所施工节段的实际开挖轮廓线进行开挖。

本实施例中，步骤一中进行围岩基本力学参数确定之前，先从当前所施工节段中选取一个节段作为测试段，所述测试段位于当前所施工节段后端且其长度为1m。

步骤一中进行围岩基本力学参数确定时，从所述测试段取岩样进行室内试验，且所获得的试验结果为开挖后当前所施工节段的围岩基本力学参数。

并且，鉴于软岩隧道1的隧道围岩的非均质、非连续及各向异性等特性，其力学参数必须在试验的基础上来确定，以确保数据准确可靠，减小计算误差。

本实施例中，步骤三中由后向前对当前所施工节段进行开挖时，采用全断面开挖法或台阶法进行开挖。

并且，所采用的全断面开挖法或台阶法，均为常规的隧道开挖方法。

本实施例中，步骤四中所述钢拱架3为型钢支架，所述钢拱架3包括对隧道洞的拱部进行支护的拱部支护节段和左右两个对称布设且分别对隧道洞的左右两侧边墙进行支护的边墙支护节段，左右两个所述边墙支护节段对称布设于所述拱部支护节段的左右两侧下方，两个所述边墙支护节段的上端分别与所述拱部支护节段的两端固定连接。

所述锚网喷初期支护结构还包括一层铺装在多个所述钢拱架3上的钢筋网和一层喷射在隧道洞内壁上的混凝土层，多个所述钢拱架3、所述钢筋网和多个所述锚杆支护单元中所有拱墙支护锚杆2与所有隧底支护锚杆4的内端均固定于所述混凝土层内。本实施例中，所述混凝土层为钢纤维混凝土层且其层厚为20cm～30cm；

步骤五中进行隧道初期支护施工时，先采用多个所述钢拱架3由后向前对隧道洞进行支护，再采用锚网喷支护方法进行初期支护，获得施工成型的所述隧道初期支护结构。

本实施例中，步骤五中所述柔模筒上开有多个混凝土灌注口，多个所述混凝土灌注口沿当前所施工节段的隧道纵向延伸方向由后向前进行布设。

步骤五中对柔模支护结构5进行施工时，先将所述柔模筒挂设在步骤五中施工完成的所述隧道初期支护结构内侧，并将所述柔模筒固定在多个所述锚杆外露节段上，再通过多个所述混凝土灌注口由后向前进行混凝土灌注，获得施工成型柔模支护结构5。

所述锚杆外露节段的长度为0.3m～0.4m。

并且，步骤五中由后向前在施工完成的所述隧道初期支护结构内侧施工柔模支护结构5过程中，由后向前对当前所施工节段的隧道二次衬砌6进行施工，并且采用二次衬砌台车进行施工。

所述二次衬砌台车为常规的隧道二次衬砌施工用台车，所采用的隧道二次衬砌6的施工方法为常规的隧道二次衬砌施工方法。

本实施例中，步骤二中所述的

公式(8)中，K为拱墙支护锚杆2杆体单位长度上的剪切刚度系数且其单位为Pa/m，D为拱墙支护锚杆2的横截面周长且其单位为m，B的单位为m²；r_m为拱墙支护锚杆2的中性点至当前所施工节段的隧道中心点之间的距离且其单位为m，为未支护时当前所施工节段的隧道围岩塑性区等效半径且其单位为m，

本实施例中，步骤二中所述拱墙支护锚杆2和隧底支护锚杆4均为砂浆锚杆，剪切刚度系数K＝2MPa/m＝2×10⁶Pa/m。

其中，剪切刚度系数是指岩石试件在一定的法向应力和剪应力作用下,相应的剪应力与剪切位移之比值。

本实施例中，步骤二中所述的P_max为支护完成后拱墙支护锚杆2中性点位置处的轴向拉力，因而P_max也可以通过试验测试得出。

本实施例中，步骤二中所述的l_s为预先设计的当前所施工节段的隧道横断面的外边缘线长度。

并且，步骤二中所述的实际使用时，σ_c也可以采用试验测试得出的测试值。

本实施例中，当前所施工节段的隧道中心点为当前所施工节段的隧道横断面等效圆的圆心，r_b＝l+r₀。因而，当前所施工节段的隧道中心点为当前所施工节段的隧道横断面等效圆的圆心，r_b为所述锚杆2的等效长度l与当前所施工节段的隧道横断面等效圆半径(即当前所施工节段的隧道等效开挖半径)r₀之和。

本实施例中，步骤二中当前所施工节段的隧道围岩为当前所施工节段的隧道拱部或左右两侧边墙所处位置的围岩。

本实施例中，l_s为预先设计的当前所施工节段的隧道横断面的外边缘线长度。

本实施例中，步骤四中前后相邻两个所述锚杆支护单元中的拱墙支护锚杆2呈交错布设，前后相邻两个所述锚杆支护单元中的隧底支护锚杆4呈交错布设，每个所述锚杆支护单元中相邻两个所述拱墙支护锚杆2之间的间距以及相邻两个所述隧底支护锚杆4之间的间距均为a，前后相邻两个所述锚杆支护单元之间以及前后相邻两个所述钢拱架3之间的间距均为a；所述隧道初期支护结构为对隧道洞的拱墙进行支护的组合拱。

步骤四中进行隧道初期支护结构确定时，还需根据公式b＝l-a·cotθ(11)，对a进行确定；公式(11)中，b为所述组合拱的厚度且θ为拱墙支护锚杆2对隧道围岩破裂区岩体压应力的作用角且θ＝45°。

其中，每个所述锚杆支护单元中相邻两个所述拱墙支护锚杆2之间的间距指的是相邻两个所述拱墙支护锚杆2内端之间的距离，所述拱墙支护锚杆2的内端指的是拱墙支护锚杆2位于所述隧道洞内的一端。

每个所述锚杆支护单元中相邻两个所述隧底支护锚杆4之间的间距指的是相邻两个所述隧底支护锚杆4内端之间的距离，所述隧底支护锚杆4的内端指的是隧底支护锚杆4位于所述隧道洞内的一端。

本实施例中，所施工的软岩隧道1为位于茂县至龙塘区间的榴桐寨隧道，是新建成都至兰州铁路线的关键性控制工程，左线全长16262m，最大埋深约1400m，右线全长16257.5m，最大埋深约1410m，左右线间距30m～40m。隧道围岩以炭质千枚岩、千枚岩夹石英岩、灰岩、砂岩及石英岩为主。隧址区位于板块边缘构造带，具有地形切割极为强烈、构造条件极为复杂活跃、岩性条件极为软弱破碎、汶川地震效应极为显著以及高地壳应力、高地震烈度、高地质灾害风险的“四极三高”的显著特点，软岩大变形问题十分突出，隧道左线大变形预测段落累计6850m，隧道右线大变形预测段落累计6810m。该隧道设计开挖高度7.65m，最大跨度8.0m，原设计初期支护采用直径为Φ22mm的全长粘结砂浆锚杆，所述砂浆锚杆的间排距1.2m×1.2m且其长度为3.0m。在地质条件较差段采用锚网喷及钢拱架联合支护，二次衬砌为模筑混凝土，开挖过程中涉及预留变形量为15cm。

本实施例中，步骤一中进行围岩基本力学参数确定时，所确定的围岩基本力学参数至少应包括开挖前所施工软岩隧道1中当前所施工节段的隧道围岩岩体的原岩应力P₀、当前所施工节段的隧道围岩岩体的内摩擦角当前所施工节段的隧道围岩岩体的综合弹性模量E、当前所施工节段的隧道围岩岩体的泊松比μ、对软岩隧道1进行初期支护时所采用锚杆的支护阻力P_i、当前所施工节段的隧道围岩岩体的粘聚力c、支护前当前所施工节段的隧道表面围岩的位移值

并且，还需对当前所施工节段的隧道等效开挖半径r₀、所述拱墙支护锚杆2的弹性模量E_a、所述拱墙支护锚杆2的横截面积A_s、所述拱墙支护锚杆2的内端至当前所施工节段的隧道中心点的距离r_b和所述拱墙支护锚杆2杆体上的轴向拉力最大值P_max分别进行确定。

本实施例中，所施工软岩隧道1的埋深H＝912m，上覆岩层平均容重γ＝25kN/m³，原岩垂直地应力(即原岩应力)P₀＝22.8MPa＝22.8×10⁶Pa，隧道开挖半高a＝3.5m，半宽b＝4.0m，隧道等效开挖半径r₀＝5.3m，粘聚力c＝8.0MPa＝8.0×10⁶Pa，内摩擦角t＝1.464，泊松比μ＝0.25，综合弹性模量(也称为变形模量)E＝9.8GPa＝9.8×10⁹Pa，岩体剪切模量G＝3.92GPa＝3.92×10⁹Pa，支护前(具体指开挖完成后且隧道初期支护之前)当前所施工节段的隧道表面围岩的位移值原设计拱墙支护锚杆2的有效长度l＝3m、直径为Φ22mm且拱墙支护锚杆2的间排距为0.8m，所述拱墙支护锚杆2杆体表面单位长度上的剪切刚度系数K＝2MPa/m＝2×10⁶Pa/m，所述拱墙支护锚杆2的弹性模量E_a＝200GPa＝200×10⁹Pa，所述拱墙支护锚杆2的横截面积A_s＝4.91cm²＝4.91×10^-4m²，所述拱墙支护锚杆2的直径(即杆体直径)为25mm，所述拱墙支护锚杆2的横截面周长D＝0.08m，隧道表面围岩支护反力P_i＝300kPa＝300×10³Pa(具体是指隧道边墙表面围岩支护反力)，所述拱墙支护锚杆2的内端至当前所施工节段的隧道中心点的距离r_b＝8.3m，当前所施工节段的隧道围岩岩体的碎胀系数K_p＝1.05。

根据公式(10)，得出未支护时当前所施工节段的隧道围岩塑性区等效半径

根据公式(9)，得出

根据公式(9-1)，得出

根据公式(8)，得出

根据公式(4)，得出

根据公式(3)，得出

根据公式(6)，得出

同时，计算得出隧道围岩强度参数

根据公式(2)，得出

根据隧道表面围岩碎胀变形后的等效半径的计算公式，得出

根据公式(5)，得出

根据公式(1)，得出S＝S₁+S₂＝0.068+0.113＝0.181m。

由于目前进行隧道施工过程中，为避免软岩变形后造成隧道侵限，一般在初期支护和二次衬砌之间预留80mm～120mm的变形量，即与原先设计的开挖预留量(即施工开挖设计预留量)最大值为120mm。

而根据公式(1)，计算得出支护完成后软岩隧道的围岩向内位移理论值S＝0.181m，并且根据现场测试得出围岩向内位移理论值S与现场围岩实际位移量基本吻合，但计算得出的围岩向内位移理论值S大于施工开挖设计预留量，最终导致隧道初期支护结构在纵向与环向均出现严重开裂，并威胁后期隧道二次衬砌结构的稳定，因而需要对所施工软岩隧道1开挖时的预留开挖量进行重新确定，并且根据计算得出的围岩向内位移理论值S进行确定。

之后，再按照步骤四中所述的方法，对所采用的隧道初期支护结构进行确定，再根据所确定的隧道初期支护结构，在隧道开挖过程中，同步由后向前对所述隧道洞进行隧道初期支护施工；并且，对所述隧道洞进行隧道初期支护施工过程中，同步由后向前在施工成型的所述隧道初期支护结构内施工柔模支护结构5；所述柔模支护结构5施工过程中，同步由后向前在施工成型的柔模支护结构5内施工隧道二次衬砌6。

本实施例中，所述隧道洞底部增设隧底支护锚杆4进行支护，并且采用可压缩的钢拱架3，同时将拱墙支护锚杆2的间排距由1.2m×1.2m调整为0.8m×0.8m，能显著增加围岩组合拱的厚度；同时，在所述隧道洞内壁喷射形成层厚为25cm的所述混凝土层，所喷射的混凝土为C30钢纤维混凝土，能进一步改善软岩隧道1的初期支护效果。同时，在所述隧道初期支护结构与隧道二次衬砌6之间施工柔模支护结构5，该柔模支护结构5能与所述隧道初期支护结构进行协调变形，从而能确保隧道二次衬砌6的结构稳定性。所述柔模支护结构5形成软回填层，在所述隧道初期支护结构与柔模支护结构5的基础上，按照原有设计设置钢筋混凝土二次衬砌支护结构(即隧道二次衬砌6)，以大幅度提高所述隧道支护结构的整体强度与刚度，防止所述隧道初期支护结构与柔模支护结构5的过大变形，确保所述软岩隧道1的长期稳定。

本实施例中，所述拱墙支护锚杆2的有效长度为3m，所述隧底支护锚杆的有效长度为3.5m。

以上所述，仅是本发明的较佳实施例，并非对本发明作任何限制，凡是根据本发明技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、变更以及等效结构变化，均仍属于本发明技术方案的保护范围内。