目前，泄洪洞是尾矿库的主要泄洪方式。当泄洪洞被薄岩层和高尾矿覆盖时，对隧洞采取支护措施是不可避免的。现有的岩石隧道支护结构设计方法:第一种算法采用荷载-结构模型，荷载根据经验假定；第二种算法采用地层结构模型，将岩体视为各向同性体。现行规范根据经验确定岩体的强度参数，然后采用弹塑性数值方法进行计算，改变支护结构的尺寸，得到相应的围岩塑性区尺寸。最后，根据人们对计算出的围岩塑性区大小的判断经验，设计者提出了较为合理的结构类型和大小。对于隧道ⅲ、ⅳ类围岩，支护结构主要承受变形压力，采用上述第二种算法显然是合理的。但目前的第二种算法也存在以下两个问题，严重影响了计算的准确性。第一，根据经验判断围岩塑性区的大小，从而确定支护结构的大小缺乏足够的科学依据。文献中指出了这种方法的缺点。在隧道设计计算中，引入了有限元强度折减法及其安全系数，很好地解决了这一问题。第二，目前围岩强度参数的确定缺乏充分的论证，需要修正。

本研究的目的是根据尾矿排放过程中泄洪洞结构的受力分析，研究尾矿排放过程中泄洪洞支护结构的应力变化规律。

一、尾矿库和主泄洪洞现状

初期尾矿坝坝顶高程为+354m，初期坝坝底高程为+280m，初期坝坝高为74m。2010年1月起，1号水库投入试运行。目前尾矿坝内水面线高程为+319m，二号库尚未下泄。联络洞长44.7米，钢筋混凝土结构墙厚1.0米..连接隧道延伸至主泄洪洞西段3.0 m，延伸至主泄洪洞东段10.5 m，如图1所示。随着尾矿库内尾矿的建设，库内水位逐渐上升，位于尾矿库下部岩体的北口主泄洪洞外的水压力逐渐增大，北口主泄洪洞的结构稳定性势必受到影响。尾矿库区主泄洪洞纵剖面见图2。北口主泄洪洞及连接明洞断面示意图见图3 ~图4。

图1主泄洪洞和北出口连接明洞平面示意图

图2北出口主泄洪洞纵剖面示意图。

图3主泄洪洞和北出口连接明洞的横截面示意图。

图4北口主泄洪洞尾矿最终堆放边界剖面图

二、主泄洪洞工程地质条件

东沟以东泄洪洞0 ~ 35 m段(从Q2#联络井至洞口起点)隧洞围岩主要为强风化千片粉砂岩④，为破碎、半坚硬的工程地质岩组。混凝土衬砌支护已经进行，隧道顶板现已干燥，无水活动痕迹。35 ~ 75m、82 ~ 95m、118~142m、155~380m段隧道围岩主要为中风化千片粉砂岩⑤，厚度中等，呈层状。岩体较完整，裂隙较发育，但大部分闭合，无活动痕迹，顶板干燥。75 ~ 82 m、95 ~ 118 m、142~155 m段围岩主要为中风化千片粉砂岩。受构造挤压影响，岩石裂隙发育，完整性差，部分裂隙面可见水锈。据观察，一般处于潮湿状态，雨后2 ~ 3天有滴水。

东沟以西隧道0 ~ 40m段(从Q2#联络井至洞起点)隧道围岩主要为强风化千片粉砂岩④，破碎，已有衬砌支护。现在隧道顶板干燥，没有发现水活动的痕迹。40 ~ 82m、104~177m、182~203m、209 ~ 247m、254 ~ 301m、322 ~ 346m、356m西，隧道围岩主要为中风化千片粉砂岩⑤，层厚中等，岩体完整，裂隙较发育，但大部分闭合，无水活动痕迹。82 ~ 104 m、177 ~ 182 m围岩主要为中风化千片粉砂岩⑤，受构造强烈挤压。岩石裂隙发育，完整性差，裂隙面常见水蚀锈斑。现在洞顶大部分是湿的。据观察，总体处于潮湿状态，雨后三天有滴水现象。洞穴深度约为95米，应时矿脉穿插其间。岩石破碎，有轻微滴水。围岩为2~3d ~ 209 m、247 ~ 254 m、301 ~ 322 m、346 ~ 356 m等。中风化千片粉砂岩⑤，受构造强烈挤压，岩石裂隙发育，局部致密，裂隙面有铁锈，一般呈潮湿状态，雨季后2 ~ 3天出现滴水现象。

根据调查结果，渗流滞后时间长，渗流速度慢。根据类似工程经验分析，尾矿浆会起到封堵作用，一般不会造成尾矿砂流失。建议尾矿库投入使用时，应进行实时监测，如发现异常情况，应采取必要的防渗措施。

3.泄洪洞的数值模拟

(一)数值分析的步骤和思路

分析步骤与现场的实际情况有关。主泄洪洞在山体开挖前(应力应变分布)→隧洞开挖→隧洞支护→山体上部尾矿蓄水。因此，在分析和计算中考虑以下步骤:

1.第一阶段。山体开挖前的应力场分布。

2.第二阶段。隧道开挖后山体应力场的分布。

3.第三阶段。支撑隧道。

4.第四阶段。装上山顶后。

支撑结构的应力分布和受力情况(监测不同荷载条件下支撑结构的弯矩)。①上部尾矿10m②上部尾矿为20m③上部尾矿达到最终标高(尾矿高度为105。783m)。

(2)计算模型

本次结构稳定性分析主要是针对目前山体中的主泄洪洞。围岩为强风化至中风化千片粉砂岩。泄洪洞建于2003年，衬砌为素混凝土。断面形状为三心圆拱直墙，上覆围岩厚度为12.3m

取模型剖面的剖面1-1。岩体为强风化的千块粉砂岩。岩石较破碎，岩芯多呈块状，部分呈短柱状或扁柱状。岩体完整性差，岩石质量差。岩石基本质量等级为V级，围岩裂隙较发育，完整性较差，稳定性一般或较差。模型的宽度为60米，高度为30米，如图5所示。

图5 1-1剖面模型

边界条件:由于研究的主体是隧道支护，上部围岩为12.3 m，远大于隧道的尺寸。根据圣维南原理可以看出，上边界线对隧道支护的应力影响很小，岩体两侧的水平位移受到约束，而底部的水平和垂直位移受到约束。

(3)力学参数和屈服准则

1.机械参数。数值计算结果的可靠性在一定程度上取决于模型岩体力学参数的准确性。岩体力学参数以实验室岩样为基础，考虑了岩体的结构效应，结合工程实践的经验公式，对岩体力学参数进行了适当的折减和修正。最终模拟计算采用的岩体力学参数见表1。

表1岩石计算参数

2.屈服准则。德鲁克-普雷格准则。目前，国际上流行的大型有限元软件很多，如美国MSC公司开发的ANSYS、MARC和NASTRAN等。，采用D-P标准，即

其中I1和I2分别是应力张量的第一不变量和应力挠度张量的第二不变量；a，k是与岩土材料的内摩擦角φ和粘聚力C有关的常数。不同的A，k代表π平面上不同的圆。各判据的参数换算关系见文献。主应力空之间的D-P屈服准则的屈服面是光滑的圆锥面，平面上呈圆形，在尖顶处不存在数值计算问题。

(4)计算结果及分析

1.挖掘前后的单元网格图如图6和图7所示。

图6 1-1截面初始状态单元

图7 1-1单元断面开挖后

根据3.1节所列的计算步骤，本研究仅列出了1-1段尾矿堆达到最终标高(+407.509m)时第四阶段对隧道周围岩体和支护的影响，如图8 ~图13所示。

图8 1-1剖面尾矿堆至最终标高Y方向位移

图9 1-1剖面尾矿堆至最终标高Y方向应力

图10 1-1剖面尾矿堆至最终标高等效塑性区

图11 1-1尾矿堆至最终标高梁单元截面剪力

图12 1-1尾矿砂堆至梁单元最终标高的轴向力

图13 1-1尾矿堆至最终标高梁单元截面弯矩

在不同尾砂高度监测隧道支护单元的弯矩值、剪力值和轴力值。监测数据随尾矿高度的变化见图14 ~图16。

图14支撑梁结构监测点弯矩变化

◆-10:▲-12:●-16

(数字指的是图13中顺时针方向单元的数量)

图15支撑梁结构监测点剪力变化

▲-3;●-8:■-23

(数字指的是图13中顺时针方向单元的数量)

图16支撑梁结构监测点轴力变化

▲-15;●-41;■-51

(数字指的是图13中顺时针方向单元的数量)

从图中可以看出，每个监测点的上覆荷载值与支护结构的弯矩值、剪力值和轴力值成正比，因此对于每个监测点，弯矩值、剪力值和轴力值与上部荷载的关系如下

Mi=kiH，

其中Mi为第I个监测点的弯矩值、剪力值和轴力值；h是尾矿的高度；Ki为第I个监测点的比例系数。

从图14 ~ 16可以看出，不同监测点对应的ki是不同的，其值取决于具体的断面和位置。

四。结论

泄洪洞支护结构的弯矩值、剪力值、轴力值与上部荷载成正比，比例系数由实际围岩强度、围岩高度、裂缝等确定。在确定比例系数ki后，可通过简单的计算来检查隧道支护的安全性。