高地应力软岩隧道长、短锚杆联合支护技术研究

基于考虑应变软化特性的深埋隧道弹塑性解,采用锚杆中性点理论,系统地分析高地应力软岩隧道短锚杆支护失效机制,并论证高地应力软岩隧道中对锚杆长度进行加长的必要性:一方面增大锚固段的围压以提高黏结强度,另一方面增大锚杆头部和尾部处的围岩位移差以提高锚杆对围压的锚固效用。将高密度支护模式的短锚杆等效为复合岩体,同时将长锚杆对围岩的锚固作用考虑为作用在隧道洞壁处的等效支护力,建立隧道长、短锚杆联合支护力学模型,考虑锚杆和围岩的相互作用,得到长、短锚杆联合支护后的围岩特征曲线。通过对比每延米隧道锚杆用量相同情况下,普通短锚杆支护和长、短锚杆联合支护状态下的围岩特征曲线,说明了长、短锚杆联合支护策略对高地应力软岩隧道变形控制的有效性。该长、短锚杆联合支护力学模型考虑了长锚杆与围岩的相互作用,为高地应力软岩隧道长锚杆支护长度的设计提供了一种计算方法。     

大变形锚杆支护效应分析

根据大变形锚杆的力学和变形特性,建立大变形锚杆–围岩相互作用结构模型,研究锚杆加固圆形隧道时的支护效应,并通过数值模拟验证了模型和求解方法的有效性。采用上述求解方法,定量分析了原岩应力、岩体强度以及大变形锚杆安装密度、长度和安装时间对其支护效果的影响规律。结果表明,在高应力或极软岩等恶劣地质条件下,围岩产生较大位移的情况下,大变形锚杆可以更好的发挥支护效应。大变形锚杆加固的主要作用在于限制塑性区围岩的变形,对塑性区边界的位置以及弹性区岩体变形的控制效果不明显。还通过改变安装锚杆时等效内支撑力的大小,揭示了锚杆安装时间对其支护效应的影响规律。研究结果可为大变形锚杆支护设计及参数优化提供基础理论依据。     

锚杆支护技术在软岩隧道施工中的应用

以隧道工程施工锚杆支护作为研究背景,对当前软岩隧道支护、软岩隧道的岩体含义等展开了探讨研究,并提出了锚杆支护技术应用在隧道工程需要实行的质量控制措施,以期保证软岩隧道工程施工质量与支护效果。     

基于复合岩体法的锚杆支护隧道收敛修正分析

基于复合岩体方法考虑锚杆与围岩的相互作用,在引入加锚效应不均匀性基础上,根据对围岩变形约束程度修正复合岩体等效计算刚度,获得了锚杆支护作用下圆形隧道收敛变形的修正解。对比既有解及数值结果验证了本文解的正确性,修正解合理地降低了既有计算方法对锚杆约束效果的过高估计。结果表明:锚杆通过提高复合围岩等效刚度降低隧道收敛变形;增加锚杆密度比增加锚杆长度对降低隧道收敛更为有效;在常规锚杆布置参数条件下,锚杆支护对隧道最终收敛的降低幅度不会超过20%,难以完全依靠系统锚杆来限制软岩隧道的收敛大变形。本文提出的修正解能合理反映锚杆对围岩收敛变形的约束作用,可为锚杆支护下隧道收敛变形的量化分析提供简洁准确的计算方法。     

高地应力软岩隧道初支侵限诱因及控制措施研究

高地应力软弱围岩隧道施工易发生软岩大变形不良地质灾害,进一步引发掌子面失稳塌方、初支结构破坏、钢拱架弯折、初支结构侵限等不良现象,严重影响施工安全,阻碍工期。依托九绵高速白马隧道工程,结合工程特点,从围岩自身力学特性及高地应力软岩变形特征方面深入分析了白马隧道初支侵限机理,并针对此特点,提出了一套适用于软岩大变形初支结构侵限专项施工方案。研究结果表明,由于地下水的侵蚀,炭质千枚岩发生软化,岩体力学性质变差,自承能力降低,在高地应力持续作用下,围岩发生挤压大变形,进一步诱导初支侵限。变更支护方案后,6 m锚杆结合小导管注浆加固对围岩变形有一定控制作用,但6 m锚杆无法将松动区岩块锚固在稳定母体中,不能充分发挥锚杆悬吊能力,对围岩变形控制效果有限,无法满足现场围岩变形需求,建议采用8 m长锚杆。初支拆换过程中应实时监测围岩变化情况,明确围岩变化方向、速率、累计值等,并根据现场实时监测数据反馈施工,实时调整支护参数,确保施工质量。     

锚固围岩流变特性与隧道衬砌压力演化规律研究

安装锚杆是解决软岩隧道大变形的有效手段之一。为进一步探讨锚杆对隧道的支护效用,本文基于Burgers模型,建立了可描述锚固岩体流变特征的宏观力学模型。以围岩-锚杆耦合模型为基础,推导了在锚杆支护作用下隧道位移和衬砌压力的解析解。并利用数值模拟,验证了理论解答的可靠性。通过对锚杆参数的分析表明:锚杆的安装能有效地减小由于围岩流变导致的作用在衬砌上的形变压力与隧道位移。锚杆的支护效果与锚杆的参数密切相关。在锚杆参数值处于较小水平时,随着锚杆参数的增大,衬砌受力状态的改善效果十分显著;但当参数达到一定值后,这种改善效果的加强越来越不明显。因此,在隧道支护中,锚杆的设计参数存在最优值。     

早强锚杆在高地应力层状软岩隧道中的应用研究

以在建的成都-兰州铁路杨家坪隧道为工程依托,选取条件基本相同的30m典型围岩区段为试验段,对普通锚杆、早强锚杆支护时的洞周位移、围岩与初支接触压力、型钢拱架应力及其锚杆轴力进行实测对比分析,探讨了早强锚杆在高地应力陡倾层状软岩隧道中的作用机制。结果表明：高应力软岩隧道中锚杆轴力为拉力,早强锚杆比普通锚杆轴力更大,可以使隧道洞周位移减小40%|早强锚杆使隧道边墙围岩压力和钢架拱顶应力减小,围岩压力分布和钢架受力趋于均匀|早强锚杆通过注浆材料深入围岩,可以提高围岩层面强度|及时发挥锚固作用,抑制了围岩渐进破坏过程,从而减小围岩塑性区|加长了锚杆的拉拔长度,减小围岩与初支接触压力,改善隧道支护的受力状况,有效地控制隧道变形。     

侧压力系数对高地应力隧道系统锚杆影响分析

高地应力隧道中围岩侧压力是导致围岩发生分区破裂、岩爆及挤压大变形等非线性破坏的原因之一,研究不同侧压力系数下隧道围岩分区破裂的规律有助于合理布设高地应力隧道系统锚杆。本文通过建立全粘结锚杆与围岩相互作用的数值分析模型,基于锚杆中性点理论及隧道围岩分区破裂理论,分析了高地应力下不同围岩侧压力对锚杆中性点及围岩分区破碎的影响,确定高地应力隧道在不同侧压力系数下围岩分区破裂的范围及厚度,根据围岩分区破裂特征,对不同侧压力系数下高地应力隧道系统锚杆的布设给出建议。     

高地应力软岩隧道松弛效应研究

高地应力软岩隧道的长期稳定性评价是个技术与理论难题，隧道工程衬砌施工后，一方面要承担由于岩体本身强度较低而产生的蠕变变形，另一方面需要承担围岩的自承能力随时间不断降低产生的松弛荷载。高地应力软岩隧道通过选择合理的施工工法和支护参数，减小围岩的变形和松动范围，降低作用在支护结构上的荷载，是当前软岩隧道设计施工的重要发展方向。以某高速公路隧道软岩隧道为例，通过现场地应力测试与数值仿真，研究其松弛机理，为高地应力软岩隧道的设计与施工方案的选择提供有益的探索。     

高地应力软岩隧道围岩压力研究和围岩与支护结构相互作用机制分析

岩体开挖后受扰动而产生应力重分布过程极其复杂,尤其是在不良地质环境下更甚。对于地质条件差、地应力为高~极高的软弱围岩,其结构受力大小与受力特征对隧道结构安全尤为重要。针对目前研究中存在的问题,结合工程中出现的问题和实际需求,以高地应力软弱围岩条件下的关角隧道、木寨岭隧道等工程为背景,通过地应力现场实测、理论研究与数值分析,对高地应力软岩隧道围岩压力和围岩与支护结构相互作用机制进行研究。主要进行以下几方面的研究工作:(1)在中国地应力场分布规律统计分析基础上,统计得到我国青藏地区平均水平地应力与垂直地应力的比值随深度变化的分布曲线。(2)采用水压致裂法进行兰渝线天池坪隧道和两水隧道地应力现场实测。在此基础上,分析隧道所处的原始高地应力水平及隧道开挖后的地应力分布规律;采用改进的BP神经网络进行了木寨岭、天池坪等隧道的宏观地应力场拓展分析,获得地应力的宏观分布形态与特点。(3)针对现有本构关系,对高地应力软岩尚不具有广泛代表性和卡斯特耐尔公式无法直接计算出在塑性区范围不同发展过程对应的塑性形变压力的问题,以原岩应力和隧道容许位移(或支护后实际量测位移)为出发点,采用岩体软化"直–曲–直"模型,推导了隧道形变压力计算公式。(4)利用台阶法开挖中存在的空间效应和改进的BP人工神经网络模型预测位移以及多项式拟合预测方法,提出两类在高地应力软弱围岩条件下使用开挖应力释放率模型的方法。通过在关角隧道和木寨岭隧道大战沟斜井高地应力软岩地段的应用,探讨其结构荷载与应力释放规律,其结果得到三维数值分析的验证。(5)为验证卡斯特耐尔扩展公式合理性,基于参数全过程变化的应变软化FLAC3D三维数值模型,模拟木寨岭隧道正洞高地应力软岩地段隧道开挖支护过程。三维数值结果与卡斯特耐尔扩展公式计算结果吻合,进一步证明该公式在高地应力软弱围岩条件下应用的可靠性、适用性。在统计青藏地区地应力分布规律基础上,结合现场实测和拓展分析,准确获得高地应力软岩隧道位置原始地应力,为研究围岩压力和围岩与支护结构相互作用机制提供依据。在原始地应力基础上,结合理论分析和数值仿真,获得高地应力软岩隧道的围岩压力计算方法和围岩与支护结构相互作用机制。主要创新点体现以下4个方面:(1)统计分析得到我国青藏地区平均水平地应力与垂直地应力的比值随深度变化的分布曲线。总结出青藏地区地应力分布规律与特点,为判别该区域地应力测试结果的合理性提供依据。(2)针对高地应力条件下软岩隧道大变形问题,引入岩体软化"直–曲–直"模型,推导出适用于高地应力软岩隧道基于原岩应力和隧道位移的隧道形变压力计算公式。(3)提出2种在高地应力软弱围岩条件下使用开挖应力释放率模型的方法。(4)为在三维数值分析中反映软弱围岩参数随坑道变形而不断变化的特性,引入参数全过程变化的应变软化模型,利用FLAC3D软件验证卡斯特耐尔扩展公式应用于高地应力软岩隧道的可靠性和适用性。     

An analytical model to predict axial load in grouted rock bolt for soft rock tunnelling

An analytical model is proposed to predict the axial force of grouted rock bolt in the tunnelling design. The interaction mechanism of the rock bolt and the soft rock mass has been described according to their consistent displacement. Coupling and decoupling behaviors of the rock bolt around a circular tunnel have been analyzed. According to case studies, the theoretical prediction of the axial force agrees well with the in situ measured results. The installing time and the length of the rock bolt, and the deformation modulus of the rock mass are taken as study parameters to analyze the supporting behavior of the rock bolt. According to the results of the theoretical analysis, there are some conclusions as followings: (1) a lower axial force is resulted because of the delay of installing rock bolt and its supporting effect may be reduced; (2) the larger displacement is caused by the lower deformation modulus of the rock mass, and a higher axial force is resulted in the rock bolt. If the shear strength of the rock mass is not enough, the decoupling behavior will take place interior the rock mass, and the performance of rock bolt may be reduced; (3) the position of a neutral point is related with the radius of tunnel, the physical properties of the rock bolt and the rock mass. It is found that the position of the neutral point and the maximum axial force of the rock bolt installed in the soft rock may tend to be constant when its length is long enough, which means that the supporting effect of the rock bolt can not be improved significantly only by increasing the length of the rock bolt. By using this model, a way is supplied to analyze the supporting behavior of the rock bolt, and a method is provided for the quantitative evaluation of its supporting effect in NATM tunnelling.     

软弱破碎岩体中锚杆抗拔受力机理及试验研究

为深入了解锚杆的锚固机理及其在软弱破碎围岩中的加固效果,开展了一系列针对不同材质、不同锚固刻距的锚杆抗拔力试验。通过对试验结果的分析和研究,得出了如下结论:在软弱破碎围岩中,锚杆的失效主要是灌浆体与岩土体之间的剪切破坏所致;当外荷载较小时,锚杆、灌浆体和岩土体协同受力,但当荷载增大到一定程度后,锚固体与岩体之间就会进入剪切屈服状态,并在达到峰值强度后破坏;锚杆体的线性刚度值越大,对应的抗拔力也就越大;在模型试验中,合理选择锚杆的线性刚度和间距对于准确模拟锚杆的锚固效果至关重要。     

深部软弱围岩叠加拱承载体强度理论及应用研究

 目前,长锚索与锚喷网支护相结合的支护方式在深部软弱围岩中已经得到了广泛应用,但是对于这种联合支护结构的承载特点缺乏深入了解,特别是对于初次支护和二次支护的承载能力没有量化解析式。因此,在岩石力学理论的基础上,针对深部软弱围岩的“锚喷网+锚索”联合支护特点,提出由主压缩拱(锚杆支护)和次压缩拱(密集型锚索支护)共同构成的叠加拱承载体力学模型;根据弹塑性理论、锚杆的中性点理论和锚索的力传递机制推导初次支护和适当让压后二次支护的承载体强度方程;并将“围岩–支护结构”组成的共同体看作一种等效耦合围岩,运用弹塑性力学方法得到这种等效耦合围岩的力学参数随释放位移(让压位移)变化的关系式。工程计算表明,金川III矿区破碎硐室经叠加拱支护后,极限承载能力 可达到513.34 kN,等效耦合岩体 值可达到47.54°, 最大值为1.37 MPa,提高围岩的峰后强度,有利于硐室围岩的长期稳定;现场监测也表明,进行叠加拱承载体支护后的硐室围岩变形趋于平稳,收敛速率小于0.1 mm/d。     

杆状支护系统的耦合模型及应用

锚杆/锚索等杆状支护系统在土木工程界的应用很广。但到目前为止，杆状支护物与被支护体之间的耦合机理却尚未十分清晰，有关支护效果的可靠合理的评价方法也并未成熟。基于Shear-Lag理论，提出一种改良的计算分析方法来描述杆状支护材料、交界面和被支护体之间的耦合作用机理。分析锚杆拉拔试验中由耦合到破坏的整个过程，提出一个计算交界面其实粘结强度的新方法。普通拉拔试验中，交界面的平均剪切强度低于其真实强度。二者的差别受支护杆的锚固长度和试件材料的物理力学性质的影响。若忽略试件材料的变形模量，可能导致试验的计算值与其实强度之间出现很大的偏差。分析不同变形模量试件体的拉拔试验过程，对于软岩支护中金属体的室内拉拔试验，建议试件材料的变形模量和相应的锚固长度。圆形隧道周边锚杆的受力状态分析表明，锚杆受力后存在拉拔区、中性点和锚固区。中性点的位置不但和隧道的几何尺寸有关，还与岩石的物理力学性质有关．计算结果和实测结果进行了对比，二者较为接近。     

任意岩石锚杆计算模型及其算法

针对目前岩土工程中锚杆数值模型存在的局限性,提出了任意岩石描杆的计算模型,该模型能考虑任意方向穿过岩体单元的锚杆,且岩体单元的划分不需要考虑锚杆的具体位置,锚杆信息可由已形成的岩体单元信息自动生成,可以适应岩石边坡、复杂地下结构支护分析以及加锚参数优化设计。应用表明,该模型方便可行,提高了加锚岩体数值模拟的适用性。     

单锚锚杆加固碎裂结构岩体模型试验研究

针对锚杆加固后的碎裂结构岩体进行了室内模型试验。根据多种锚固方案试件的试验结果 ,研究了锚杆锚固碎裂结构岩体模型的强度变形特征。通过试验中不同布锚方式的单锚对模型试件强度变形的不同影响 ,研究了各种模型试件中所体现出的锚固效应 ,得出了有益的结论     

中厚软岩板静载弯曲时中面特性的时间相关分析

上覆岩层对采动岩体活动全部或局部起决定性作用，上覆岩层运动是一个复杂的时空过程，具有时效性。采用中厚软岩板，基于岩体流变的Burger模型，对中厚软岩板静载弯曲时中面特性进行了时间相关分析。结果表明，中厚软岩板中面位置在相当长的时间段内是随时间变化的，它受岩体的刚度、粘滞特性等因素的影响。对于采动岩体而言，初始阶段的支护是保持中厚软岩板稳定的关键。