Field model tests and bearing capacity analysis of tunnel anchorage of Jindong Bridge
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摘要: 金东大桥隧道锚建在复杂岩体地层中,尚无类似的工程经验借鉴,为分析该桥隧道锚承载能力,在实体锚上游侧山体边坡开挖模型试验洞,制作相似比1∶11的隧道锚模型,采用后推法进行模型试验,包括弹塑性阶段试验、蠕变试验和满负荷的超载试验,配套进行了岩体（石）物理力学性质试验、岩体声波测试。分析结果表明：模型锚岩体性状与实体锚基本接近,模型锚围岩声波低于实体锚,模型锚地层具有较好的地质代表性；模型锚至少在8倍设计荷载作用下变形处于近似弹性阶段,在6倍设计荷载长期作用下未出现蠕变现象,推断实体锚围岩的超载稳定系数>8,长期安全稳定系数>6,成果可为类似复杂围岩的工程设计提供参考。Abstract: Tunnel anchorage of Jindong Bridge is built in the complicated rock stratum, but there is no similar engineering experience for reference. In order to analyze the bearing capacity of tunnel anchorage of Jindong Bridge, a model test tunnel is excavated on the side slope of the mountain at the upstream side of the real anchorage to make a tunnel anchorage model of 1∶11; then, the backstepping method is adopted to conduct the model tests, including elastic-plastic stage tests, creep tests and full-load overload tests, as well as the supporting tests such as physical mechanical property tests on rock mass (rock block) and acoustic wave tests on rock mass. The test results show that the character of the model anchorage rock mass is basically the same as that of the real anchorage, the acoustic wave of the surrounding rock of the model anchorage is lower than that of the real anchorage, and the stratum of the model anchorage has a better geological representation. The model anchorage exhibits the approximate elastic deformation under the action of 8 times the design load, and there is no creep under the long-term action of 6 times the design load. It is deduced that the surrounding rock of the real tunnel anchorage has the overload stability coefficient of more than 8 and the long-term safety stability coefficient of more than 6. The results can be used as the reference for the engineering design of similar complicated surrounding rock.
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Keywords:
- Jindong Bridge /
- tunnel anchorage /
- field model test /
- bearing capacity
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0. 引言
悬索桥隧道锚通过锚体和围岩协同作用,充分利用围岩承载能力,可承载较大的主缆拉力,采用隧道锚可降低桥梁投资,利于环境保护。目前,国内外已完建或在建的悬索桥隧道锚多布置在岩性单一、较坚硬或坚硬、完整稳定的山体边坡岩体内,而有些悬索桥受路线、地形地貌等条件限制,锚碇选在围岩完整性差、溶洞发育或岩体破碎的山体边坡内。
隧道锚为底部大、上部小、呈城门洞或马蹄形状的钢筋混凝土塞形体。在主缆荷载作用下,锚体与围岩构成一个复杂的受力体,主缆拉力通过锚体向围岩扩散,从而使较大范围的围岩参与承载,在较近处围岩受挤压作用呈压剪应力状态下,因围岩的剪胀性和应变硬化性质,使围岩能够抵抗较大的荷载。
通过不同缩尺的室内相似材料模型试验、现场相似模型试验和数值计算,可获得并逐步深入认知隧道锚围岩的变形机制、破坏模式和承载能力。对广东虎门大桥[1]、鹅公岩大桥[2]、四渡河大桥[3]、坝陵河大桥[4]、普立特大桥[5]、伍家岗大桥[6]等大桥进行了隧道锚现场模型试验、室内模型试验和数值分析,得到锚体与围岩在不同荷载作用下的变形特征、破坏模式和承载力,建议了锚碇系统的围岩稳定安全系数和长期稳定安全系数[7]。文献[7]总结了10余座隧道锚模型试验成果,得出己建和在建隧道锚围岩变形普遍在毫米级、围岩稳定安全系数大于7的特征。
文献[8]基于ABAQUS建立兼顾岩体张拉和剪切破坏机制的弹脆塑性损伤本构模型的数值分析表明,隧道锚围岩存在显著的渐进破坏特征,深埋高围压下沿锚体与围岩接触面的剪切破坏,浅埋低围压下呈喇叭形的张拉－剪切破坏。文献[9]分析指出浅埋层状泥岩隧道锚围岩剪切破坏优先沿锚体与泥岩接触面发生,并引起较大范围的围岩产生大变形,锚体上方的岩体破裂成块体状,与文献[8]结论一致。
隧道锚承载力没有统一的计算公式。规范[10]中对隧道锚抗拔能力计算建议采用岩土力学数值仿真模型计算,并应对锚体－围岩进行筒体抗剪强度验算。文献[4, 11]采用土力学中的侧压力系数计算锚体与围岩接触面（或假定破坏面）上的正应力和剪应力。文献[12]基于极限平衡理论建立锚碇侧壁界面破坏、倒圆锥台破坏两种典型破坏模式的计算模型,推导出锚碇极限承载力计算公式。三者皆因在夹持作用下锚体与接触面应力随变形增大致使应力传递路径及分布的复杂变化且不易获取而做出的简化计算。
目前,有关隧道锚抗拔机制的研究表明,在主缆荷载作用下,锚体向接触围岩挤压,荷载分布和传递过程十分复杂,破坏面上的应力分布复杂,不能借助简单的力系平衡计算而得到,围岩为硬岩或软岩时,锚体与围岩之间的荷载传递过程、变形特征、围岩破坏模式和锚碇极限承载力均有显著差异[13]。
金东大桥左岸隧道锚地层复杂,岩性种类多,多呈片状构造,薄层—中厚层,极软岩—较坚硬岩,节理极其发育,岩体破碎。各悬索桥隧道锚围岩性状不同,在复杂岩体地层内建造隧道锚少见,没有类似的工程经验借鉴,而现场模型试验是获取锚碇围岩变形特征、破坏模式和承载力的主要方式之一,因此开展金东大桥隧道锚现场相似模型试验,获得锚体与围岩的变形、应变特征和承载力,得到锚碇围岩（长期）稳定安全系数,为采用综合分析方法进一步研究和评价实体锚与围岩变形机制、承载能力和安全性提供试验依据[3]。
1. 工程概况
1.1 桥梁及锚碇简述
金东大桥跨越金沙江,路线起于四川省会东县野牛坪乡甘盐井村附近,终于云南省昆明市东川区格勒村象鼻岭大拐弯处。
桥梁总长914.1 m,采用730 m单跨简支加劲钢桁梁悬索桥,设计单缆荷载为1.2×105 kN。会东侧（左岸）、东川侧（右岸）锚碇分别采用隧道锚和重力锚。隧道锚锚体长度40 m,前锚面宽8 m,高10 m,顶拱半径4 m；后锚面高和宽均为14 m,顶拱半径7 m。隧道锚设计抗拉拔安全系数不应小于4.9,主缆安全系数2.5。后期考虑右锚洞围岩的复杂性,锚体加长5 m。
1.2 地质简况
左岸锚碇区地质条件复杂,地层为前震旦系会理群通安组（Pt2t）,上段以灰绿色、黑色千枚岩、变质石英细砂岩为主；下段为变质石英细砂岩、石英绢云母千枚岩,夹有泥质结晶灰岩、含碳质板状千枚岩,薄层状结构,千枚岩构造,该层厚度大于2000 m。高程890 m以上岩性主要为灰色石英绢云母千枚岩夹绿色变质砂岩,薄层状为主,产状为N55°～80°E,SE∠80°,陡倾向坡外。强风化深度12.0～35.3 m,层理及节理裂隙发育,弱风化岩体内局部夹有顺层强风化夹层。表层岩体风化破碎。地下水主要为基岩裂隙水,接受大气降水补给,总体埋深60～70 m,沿桥轴线方向水力坡降较大。锚体埋深在43 m以上,位于弱风化岩体内,岩体多较破碎—较完整,局部破碎。
1.3 锚碇岩体性状
实体锚左锚体段岩性为灰色石英绢云母千枚岩夹变质细砂岩、粉砂质白云岩夹黑云母石英片岩,局部夹黑色碳质千枚岩,薄层—中厚层状,多弱风化,局部强风化,裂隙发育,破碎,洞壁潮湿,渗滴水。主要裂隙有3组,产状N30°E,SE∠40°,间距50～80 m；产状N20°～30°W,NE∠70°～80°,间距20～30 cm；产状N80～90°W,NE∠60°～70°,间距30～40 cm；裂隙面平直粗糙,微张—闭合,铁锰质渲染,平行断续发育。
实体锚右锚体段岩性依次为碳钠长石英白云母片岩、方解石黑云母变质细砂岩、含碳白云母石英片岩和含碳钠长石英白云母片岩,裂隙发育,薄层—中厚层状,破碎—较完整。主要有2组裂隙,产状N30°E、SE∠40°,间距50～80 cm为主；产状N20～30°W,NE∠70°～80°,间距20~30 cm；裂隙其他性状同左锚洞。从锚体0+0—0+30 m段右侧贯穿至0+0—0+20 m段左侧的黑色碳质片岩（含有6%～15%的碳质）,形成宽约4.0～4.3 m的软弱条带,约占右锚体围岩总面积的21%。局部洞段渗滴水—线状出水。
模型锚围岩为灰黑色含榴黑云角闪斜长片麻岩,主要有3组裂隙,多数闭合,少数微张—张开,张开度1～5 mm,沿裂隙面有灰色、泥黄色锈蚀,干燥,多数无充填。左侧岩体中厚层状,较完整—较破碎,裂隙多闭合,间距5～50 cm,沿裂隙面有灰色—泥黄色锈蚀；右侧岩体呈薄层状,较破碎—破碎,裂隙发育,多微张—张开状,破碎,层厚0.2～10 cm,走向NW18°～NE74°、倾角∠74°～∠89°。模型锚左锚洞中后部有泥化夹层贯穿,缓倾角,厚度16～35 cm,湿润软塑；右边墙贯穿一条水平缝,宽3～5 cm,充填土。
从表1可知,模型锚与实体锚围岩虽然岩性不同,但岩石基本物理力学参数属于同一量级且数值很接近。
表 1 锚碇围岩岩性及主要物理力学参数Table 1. Lithology and primary physical and mechanical parameters of surrounding rock of anchorage洞别 岩性名称 天然块体密度/(g·cm-3) 含水率/% 孔隙率/% 饱和单轴抗压强度/MPa 软化系数 泊松比 抗拉强度/MPa 岩体变形模量/ GPa 混凝土与岩体抗剪强度f, C/MPa 抗剪断 抗剪(摩擦) 实体锚左锚洞 粉砂质白云岩夹黑云母石英片岩 2.64~2.93 0.10~0.30 0.69~3.86 19.9~81.0 0.35~0.90 0.26~0.29 2.79~5.01 2.13~2.51 1.50, 1.28 1.15, 0.62 2.74 0.17 1.90 56.1 0.68 0.25 4.10 2.35 实体锚右锚洞 石英白云母片岩、含碳白云母石英片岩 2.73~2.82 0.70~0.85 3.98~4.11 16.8~21.0 0.73~0.83 0.20~0.25 1.49~2.11 — 0.49, 0.91 0.47, 0.47 2.77 0.77 4.04 18.7 0.76 0.23 1.81 方解石黑云母变质细砂岩 2.72~2.77 0.14~0.19 1.14~1.71 52.2~53.3 0.64~0.81 0.22~0.26 3.44~4.60 0.74~159 1.20, 1.36 1.08, 0.58 2.73 0.16 1.43 52.9 0.71 0.24 3.99 1.16 模型洞 含榴黑云角闪斜长片麻岩 2.63~2.76 0.09~0.78 0.91~6.11 29.8~58.5 0.44~0.87 0.21~0.26 3.55~4.83 — — — 2.71 0.44 3.06 42.1 0.73 0.25 4.15 注： 表中横线上数值为范围值,横线下数值为平均值。从图1可以看出,实体锚底板岩体声波速度集中范围在1500～3000 m/s占69.2%～71.8%,模型锚围岩声波速度在1500～2500 m/s占82.4%,可见模型锚围岩声波速度较实体底板岩体的声波速度低。
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图 1 岩体波速分段统计直方图Figure 1. Statistical histogram for subsection of wave velocity of rock mass实体锚主要洞段岩石属于较坚硬岩,岩体完整性系数为0.19～0.24,岩体破碎,为Ⅳ级岩体。实体锚右锚塞体0+00—0+30 m段有含碳质片岩,属较软岩,岩体完整性系数0.24,岩体破碎,为Ⅴ级岩体。模型锚围岩完整性系数为0.24,岩体破碎,为Ⅳ级岩体。
1.4 模型锚围岩地质代表性
表1中岩性表明实体锚岩石主要由硅酸盐类矿物构成,模型锚岩石为硅酸盐类、无碳质,与实体锚左锚洞散索鞍基础岩性接近。因碳质与硅酸盐类矿物性状差别较大,硅酸盐类矿物构成的岩体与含碳质的岩体为实体锚的两类不同岩体,模型锚岩体性状与前者相似且接近。
模型锚与实体锚岩石的基本物理力学性质相近,岩体均为较坚硬岩,弱风化,薄—中厚层状,裂隙发育,岩体破碎,为Ⅳ级岩体。但实体锚右锚洞夹碳钠长石英白云母片岩、含碳白云母石英片岩,而模型锚左锚洞含泥化夹层,均为较软岩,破碎—极破碎,为Ⅴ级岩体。
可见,模型锚与实体锚围岩的岩性、风化、完整性、岩体结构、岩体基本质量级别等关键性质、指标基本接近或相同,且模型锚岩体声波波速低于实体锚岩体声波波速,相似模型满足材料性质相似原理的要求,因此模型锚地层具有较好的地质代表性。
2. 模型制作及试验
2.1 模型制作
综合考虑隧道锚设计荷载、岩体性状、千斤顶出力大小、安装条件等,模型相似比定为1∶11,锚体长363.6 cm,锚体中心线间距197.3 cm,横断面为城门洞形,前锚面高91 cm、底宽为73 cm,后锚面高和底宽均为127 cm,锚体中心线倾角∠35°。模型设计见图2。
模型布置在与实体锚围岩性状相近、距实体锚约100 m的上游侧山体边坡内。采用连环孔切割模型锚洞周边岩体、爆破中间岩体的方式开挖锚洞,如图3所示。单个模型洞底部安装8台3200 kN的千斤顶,预埋油路和穿线管,安装3层直径Φ16的螺纹钢筋笼,预埋测点,浇筑C40混凝土,制成模型锚体。
2.2 监测内容及布设
采用锚体监测与岩体监测相结合、岩体内部变形与表面变形监测相结合和变形监测与应变监测相结合方式,测得各级荷载作用下锚体与围岩变形、应变、位错和岩体表面裂缝张合度。
在模型区布置了横向6条测线、纵向13条测线共86个测点。锚体与围岩内部变形测点用测杆引出到孔口,用安装在基准梁上的千分表测量变形；应变计安装在锚体内部中纵轴线上和靠近围岩的拱顶、侧墙；位错计安装在锚体与围岩接触面之间；测缝计安装在围岩的前表面。变形测点K,ZM,YM,应变计YB,位错计WC,测缝计CF。监测布置见图4,5。
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图 4 锚体与围岩前表面测点布置图Figure 4. Arrangement of measuring points on front surface of anchorage and surrounding rock![]()
图 5 锚体与围岩内外测点布置图Figure 5. Arrangement of internal and external measuring points of anchorage and surrounding rock2.3 模型试验
模型锚试验加载采用后推法。在模型锚洞后锚室浇筑钢筋混凝土后座,安装钢板和千斤顶,通过在锚体后部施加荷载,以模拟主缆拉拔力作用。
根据模型试验相似原理,1倍设计荷载(1p)为2×120 MN/112=2×991.7 kN。为保证双锚所受的推力相等,将16台千斤顶的进油管并联。试验加载方案为：①1p设计荷载试验,3p,5p和8p超载试验；②在1p,3p,5p,6p荷载下的蠕变试验；③千斤顶满负荷的超载试验（24.59p）。
试验顺序为：设计荷载试验—超载试验—蠕变试验—千斤顶满荷载的超载试验。
每级加载前后进行人工读数和仪器自动采集数据。
3. 试验成果及承载能力分析
3.1 荷载传递规律
通过在模型锚体混凝土中不同深度处预埋应变计,获得各级荷载作用下的测点应变,得到混凝土应变分布特征、荷载经锚体向围岩传递的规律。
由图6～8可知,1p～8p荷载试验锚体混凝土应变的线性规律较好,随着荷载的增加,锚体后部应变大于前部应变,越接近后锚面应变越大。同一横向测线上,锚体合力线上测点应变最大,拱顶测点应变较大,边墙测点应变最小。
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图 8 1p~24.59p荷载试验锚体应变曲线Figure 8. Anchorage load-strain curves of loading tests under 1p~24.59p锚体混凝土是荷载传递的载体,荷载作用在后端部,混凝土内部应变主要产生在中后部,随着荷载增大,应力逐渐向锚体前部扩散,因岩体“夹持效应”作用应力衰减很快。当荷载达8p时,左锚体YB4,YB5,YB6测点应变分别为-6.80με,-50.91με,-60.93με,距后锚面最远处的应变不及最近处应变的12%。YB16测点安装后因振捣混凝土使其轴线与锚体合力线夹角增大,3205.8 kN荷载时应变由压应变向拉应变转变。
当荷载达到24.59p时,靠近后锚面YB13测点最大应变为-354με,钢筋混凝土的变形模量按照40 GPa估计（锚体混凝土实测抗压强度试验值为49.4 MPa）,该部位的应力约为14 MPa,与后锚面上千斤顶的压力约为16.8 MPa相当。
受力锚体混凝土向洞口方向产生位移和压缩,因锚体为前小后大的城门洞形的楔形体,锚体向前变形并向接触围岩施压而产生围岩抗力,围岩变形和抗力随荷载增加而增加,锚体与围岩接触面的摩擦力也随之增大,围岩抗力、摩擦力和锚体自重在拉力方向上的分量之和与千斤顶施加的荷载相平衡,而锚体靠近后锚面的应变远大于前部,当荷载达到24.59p时锚体前部应变不足后部应变的10%,从而揭示了夹持效应带来的巨大承载能力的内在力学机制。
3.2 围岩变形规律
1p～8p荷载试验测线变形曲线见图9,典型测点荷载-变形曲线见图10,11,各测点变形最大值见表2,残余变形见表3,4。24.59p荷载试验典型测点荷载-变形曲线见图12。由图10,11和表2～4可知：
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图 9 1p~8p荷载试验测线变形曲线Figure 9. Deformation curves at measuring points of loading tests under 1p~8p![]()
图 10 1p和3p荷载试验典型测点荷载-变形曲线Figure 10. Load-strain curves at typical measuring points of loading tests under 1p and 3p![]()
图 11 5p和8p荷载试验典型测点荷载-变形曲线Figure 11. Load-strain curves at typical measuring points of loading tests under 5p and 8p表 2 1p~24.59p荷载试验模型锚与围岩测点变形最大值Table 2. Maximum deformations of anchorage and surrounding rock at measuring points of loading tests under 1p~8p荷载级别 测线 左侧测孔（测点） 左锚 中隔墙 右锚 右侧测孔（测点） K11 K9 K7 K5 K3 K1 ZM K0 YM K2 K4 K6 K8 K10 K12 1p L0 7 7 18 11 20.5 29 53.5 36 49 21.5 18 14 10 8 6 L1 14.5 17.5 21 48 37 48 19 16.5 9 L3 17 18 38 36.5 38 17 12 L5 13 17 37 34 30 18.5 9 3p L0 1 12 30 41 61 106 141 143 136 83 64 30 20 6 0 L1 22 36 52 144 145 142.5 55.5 43 8 L3 25 48 188 136 173 56 37 L5 14.5 33 195 119 191 54.5 24 5p L0 33 53 100 119 177 260 342.5 352 337 236 188.5 106 76 42 24 L1 89 115 144 352 352 358 185 131 48 L3 80 86 129 408 336.5 410 168 121 29 L5 65 116 436 342 439 145 79 8p L0 56 109 201 265 385 585 730 719 699 499 389 230 157 59 33 L1 159 228 295 750 744 737 392 263 91 L3 157 175 272 831 718 826 352 264 20 L5 121 228 871 717 881 286 159 24.59 p L0~ L5 845 1303 1980 4030 4770 5209 4940 5230 3790 3790 1860 830 442 表 3 1p~8p荷载试验锚体与围岩测点变形残余量Table 3. Residual deformations point of anchorage and surrounding rock at measuring points of loading tests under 1p~8p(μm) 荷载 K3-1 K3-2 K3-3 K3-4 K1 ZM1 ZM2 ZM3 ZM4 K0-1 K0-2 K0-3 K0-4 YM1 YM2 YM3 YM4 K2 K4-1 K4-2 K4-3 K4-4 1p 20.5 13 14 14 19 31.5 31 23 32 19 27 31.5 23 39 34 32 23 17.5 16 18 12 15.5 3p 5 9 2 4 9 10 9 20 10 16 5 5 6 10 5.5 8 6 5 11 0.5 0 5 5p 9 5 2 2 10 12.5 22 21 20 19 13 17 19 15 21 21 19 17 0.5 12 2 18 8p 26 1 0 0 44 33 40 41 35 34 30 36 46 28 42 35 36 27 20 1 0 1 表 4 1p~8p荷载试验位错计及测缝计测点最大值及残余量Table 4. Maximum values and residual volumes at measuring points by dislocation meter and jointmeter of loading tests undr 1p~8p(μm) 荷载级别测点编号 1p 3p 5p 8p WC3 WC7 CF2 CF3 WC3 WC7 CF2 CF3 WC3 WC7 CF2 CF3 WC3 WC7 CF2 CF3 最大值 3.95 0 0 5.6 17.25 3.45 1.68 2.8 14.22 4.62 2.25 11.25 18.96 2.31 1.68 14 残余量 1.58 0 0 5.6 5.75 0 1.68 1.12 0 2.31 2.25 7.25 6.3 2.31 1.68 0 ![]()
图 12 锚体与围岩前表面及内部测点变形-时间曲线Figure 12. Strain-time curves at measuring points of anchorage and surrounding rock（1）锚体与围岩变形具有对称性,呈双峰形；同级荷载试验同一横向测线上锚体变形大于围岩变形,两侧围岩变形随锚体径向距离增大而逐渐减小,呈驼峰状。总体上,左侧围岩变形大于右侧。
（2）1p荷载试验左锚体ZM1测点变形最大（53.5 μm）,右锚体YM1次之,后部L5测线上变形最小；3p～8p荷载试验L0测线上K1、ZM1、YM1、K2测点较其他测线小；1p荷载试验K0孔底部测点变形最小,其他测点变形接近,而每级荷载试验K0孔4个测点变形值较接近,不排除中隔墙底部岩体产生拉应变的可能。
（3）锚体左侧围岩变形大于右侧,与岩体结构有关。左侧岩体有软弱夹层,岩体声波测值偏低（左侧K3—K7孔岩体声波单孔平均值2057～2497 m/s,低于右侧K4—K8孔岩体声波单孔平均值2105～2606 m/s）,与岩体变形相对应。
（4）左锚后部左侧WC3测点、右锚前部右侧WC7测点最大值范围2.31～18.96 μm,残余量1.58～6.30 μm,说明锚体与围岩接触紧密,协同变形；CF1和CF4测点裂缝张合无变化,左锚洞口左上裂缝L10、中隔墙裂隙L12张开度随荷载增大而扩大,退压后多不能闭合。
（5）1p荷载试验锚体与围岩残余变形大于3p～5p,但小于8p荷载残余变形,3p～8p荷载残余变形逐渐增大,锚体、中隔墙和近锚体围岩残余变形量相当,但较锚体远侧围岩残余变形量大,说明1p～3p荷载下围岩多处于压密阶段。
（6）1p～3p荷载试验实测K13,K14测点无测值,得出3p荷载下围岩前表面水平横向变形区长度约为锚体后锚面至洞口长度425 cm的2.35倍,相应的应力扩散角约为∠38°。
（7）1p～8p荷载试验围岩测点的荷载P-W变形曲线呈近似直线,均没有屈服拐点,说明岩体处于近似弹性变形阶段；24.59p荷载试验围岩测点的荷载P-W位移曲线呈近似直线,没出现明显的屈服拐点。
3.3 围岩蠕变特征
每级荷载蠕变试验稳压时间达15 d,得到各测点变形（应变）-时间曲线,见图12,13。
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图 13 锚体内部测点应变-时间曲线Figure 13. Strain-time curves at internal measuring points of anchorage由图可知,前三级荷载下变形幅度较小,各级荷载蠕变试验前期测点变形持续增大,之后测点变形逐渐趋于稳定,各测点变形的趋势线大致平直,无明显增大趋势。各级荷载下各测点应变基本无变化或变化在很小幅度内,应变随荷载级别的增大而增大,应变随测点埋深增大,规律性较好。
6p荷载蠕变试验,锚体与围岩测点变形、锚体应变曲线变幅不大,变形趋势线近似平直收敛,残余变形35～120 μm,为测点最大变形的9.1%～27.3%。WC3,WC7测点位错值为15,4 μm,小于对应锚体30 cm长混凝土压缩变形18.3,5.3 μm。CF3测点裂缝最大张开度22 μm,残余值7.3 μm。
在每级荷载作用下超过15 d的蠕变试验,对于较坚硬岩在弹性范围内蠕变一般较轻微波动,因锚体围岩的完整性差,波动呈齿状,反映了较坚硬的破碎岩体的变形特征,围岩变形基本收敛稳定；锚体与围岩之间发生极微小位错,岩体表面缝隙张开度微小。
4. 结论及建议
金东大桥隧道锚建造在复杂岩体地层中,在隧道锚上游边坡开挖试验平洞,制作相似比为1∶11的隧道锚模型,采用后推法加载进行模型试验,初步获得了模型锚与围岩的荷载传递、变形规律和承载力,为深入分析、评价实体锚与围岩的变形机制、承载能力和安全性提供试验依据。主要结论及建议如下：
（1）模型锚与实体锚围岩的岩性、岩体结构、岩石基本物理力学指标接近,岩体风化、完整性和岩体基本质量级别相同,实体锚底板岩体声波速度略高于模型锚围岩,因此模型锚地层具有较好的地质代表性。
（2）在8p荷载试验下,模型锚围岩各测点荷载 P-W变形关系曲线近乎平行且光滑,残余变形、位错、裂缝开度均较小,说明围岩变形处于近似弹性阶段,且24.59p超载试验围岩各测点的荷载P-W变形曲线未出现明显的拐点,可以推断实体锚承载能力和围岩稳定安全系数均大于8。
（3）在超过15 d的6p荷载稳压作用下,模型锚围岩内外测点变形未出现蠕变现象,可确定实体锚围岩长期稳定安全系数大于6。
（4）考虑实体锚围岩性状的复杂性,建议根据实体锚围岩地质特性、岩体（石）试验和现场模型试验成果,采用综合分析方法,进一步对实体锚与围岩的变形机制、承载能力和安全性进行研究和评价。
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图 1 岩体波速分段统计直方图
Figure 1. Statistical histogram for subsection of wave velocity of rock mass
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图 4 锚体与围岩前表面测点布置图
Figure 4. Arrangement of measuring points on front surface of anchorage and surrounding rock
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图 5 锚体与围岩内外测点布置图
Figure 5. Arrangement of internal and external measuring points of anchorage and surrounding rock
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图 8 1p~24.59p荷载试验锚体应变曲线
Figure 8. Anchorage load-strain curves of loading tests under 1p~24.59p
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图 9 1p~8p荷载试验测线变形曲线
Figure 9. Deformation curves at measuring points of loading tests under 1p~8p
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图 10 1p和3p荷载试验典型测点荷载-变形曲线
Figure 10. Load-strain curves at typical measuring points of loading tests under 1p and 3p
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图 11 5p和8p荷载试验典型测点荷载-变形曲线
Figure 11. Load-strain curves at typical measuring points of loading tests under 5p and 8p
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图 12 锚体与围岩前表面及内部测点变形-时间曲线
Figure 12. Strain-time curves at measuring points of anchorage and surrounding rock
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图 13 锚体内部测点应变-时间曲线
Figure 13. Strain-time curves at internal measuring points of anchorage
表 1 锚碇围岩岩性及主要物理力学参数
Table 1 Lithology and primary physical and mechanical parameters of surrounding rock of anchorage
洞别 岩性名称 天然块体密度/(g·cm-3) 含水率/% 孔隙率/% 饱和单轴抗压强度/MPa 软化系数 泊松比 抗拉强度/MPa 岩体变形模量/ GPa 混凝土与岩体抗剪强度f, C/MPa 抗剪断 抗剪(摩擦) 实体锚左锚洞 粉砂质白云岩夹黑云母石英片岩 2.64~2.93 0.10~0.30 0.69~3.86 19.9~81.0 0.35~0.90 0.26~0.29 2.79~5.01 2.13~2.51 1.50, 1.28 1.15, 0.62 2.74 0.17 1.90 56.1 0.68 0.25 4.10 2.35 实体锚右锚洞 石英白云母片岩、含碳白云母石英片岩 2.73~2.82 0.70~0.85 3.98~4.11 16.8~21.0 0.73~0.83 0.20~0.25 1.49~2.11 — 0.49, 0.91 0.47, 0.47 2.77 0.77 4.04 18.7 0.76 0.23 1.81 方解石黑云母变质细砂岩 2.72~2.77 0.14~0.19 1.14~1.71 52.2~53.3 0.64~0.81 0.22~0.26 3.44~4.60 0.74~159 1.20, 1.36 1.08, 0.58 2.73 0.16 1.43 52.9 0.71 0.24 3.99 1.16 模型洞 含榴黑云角闪斜长片麻岩 2.63~2.76 0.09~0.78 0.91~6.11 29.8~58.5 0.44~0.87 0.21~0.26 3.55~4.83 — — — 2.71 0.44 3.06 42.1 0.73 0.25 4.15 注： 表中横线上数值为范围值,横线下数值为平均值。
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表 2 1p~24.59p荷载试验模型锚与围岩测点变形最大值
Table 2 Maximum deformations of anchorage and surrounding rock at measuring points of loading tests under 1p~8p
荷载级别 测线 左侧测孔（测点） 左锚 中隔墙 右锚 右侧测孔（测点） K11 K9 K7 K5 K3 K1 ZM K0 YM K2 K4 K6 K8 K10 K12 1p L0 7 7 18 11 20.5 29 53.5 36 49 21.5 18 14 10 8 6 L1 14.5 17.5 21 48 37 48 19 16.5 9 L3 17 18 38 36.5 38 17 12 L5 13 17 37 34 30 18.5 9 3p L0 1 12 30 41 61 106 141 143 136 83 64 30 20 6 0 L1 22 36 52 144 145 142.5 55.5 43 8 L3 25 48 188 136 173 56 37 L5 14.5 33 195 119 191 54.5 24 5p L0 33 53 100 119 177 260 342.5 352 337 236 188.5 106 76 42 24 L1 89 115 144 352 352 358 185 131 48 L3 80 86 129 408 336.5 410 168 121 29 L5 65 116 436 342 439 145 79 8p L0 56 109 201 265 385 585 730 719 699 499 389 230 157 59 33 L1 159 228 295 750 744 737 392 263 91 L3 157 175 272 831 718 826 352 264 20 L5 121 228 871 717 881 286 159 24.59 p L0~ L5 845 1303 1980 4030 4770 5209 4940 5230 3790 3790 1860 830 442
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表 3 1p~8p荷载试验锚体与围岩测点变形残余量
Table 3 Residual deformations point of anchorage and surrounding rock at measuring points of loading tests under 1p~8p
(μm) 荷载 K3-1 K3-2 K3-3 K3-4 K1 ZM1 ZM2 ZM3 ZM4 K0-1 K0-2 K0-3 K0-4 YM1 YM2 YM3 YM4 K2 K4-1 K4-2 K4-3 K4-4 1p 20.5 13 14 14 19 31.5 31 23 32 19 27 31.5 23 39 34 32 23 17.5 16 18 12 15.5 3p 5 9 2 4 9 10 9 20 10 16 5 5 6 10 5.5 8 6 5 11 0.5 0 5 5p 9 5 2 2 10 12.5 22 21 20 19 13 17 19 15 21 21 19 17 0.5 12 2 18 8p 26 1 0 0 44 33 40 41 35 34 30 36 46 28 42 35 36 27 20 1 0 1
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表 4 1p~8p荷载试验位错计及测缝计测点最大值及残余量
Table 4 Maximum values and residual volumes at measuring points by dislocation meter and jointmeter of loading tests undr 1p~8p
(μm) 荷载级别测点编号 1p 3p 5p 8p WC3 WC7 CF2 CF3 WC3 WC7 CF2 CF3 WC3 WC7 CF2 CF3 WC3 WC7 CF2 CF3 最大值 3.95 0 0 5.6 17.25 3.45 1.68 2.8 14.22 4.62 2.25 11.25 18.96 2.31 1.68 14 残余量 1.58 0 0 5.6 5.75 0 1.68 1.12 0 2.31 2.25 7.25 6.3 2.31 1.68 0
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