开采深度对沿空掘巷围岩变形规律的影响

开采深度对沿空掘巷围岩变形规律的影响

刘向增1

,张科学2,3

,徐学锋

2,3

,李付冬4,梁 桀4,周仁斌

4

(1.河南煤业化工集团鑫龙煤业红岭公司,河南安阳455141;2.煤炭资源与安全开采国家重点实验室,江苏徐州221008;

3.中国矿业大学矿业工程学院,江苏徐州221008;

4.郑州煤业集团白坪煤矿,河南登封452400)

摘 要:为研究开采深度对沿空掘巷围岩变形规律的影响,运用FLAC 3D

数值计算,建立了沿空掘巷数值计算模型,从巷道围岩应力分布、巷道围岩塑性区分布和巷道围岩表面位移分布3个方面分析了不同开采深度下沿空掘巷围岩变形规律,并成功指导了工程实践。关键词:数值计算;开采深度;沿空掘巷;围岩变形规律

中图分类号:TD322+

.3 文献标志码:A 文章编号:1003-496X(2011)11-0023-04

Study on the Mining Depths Impact on Deformation Law of Surrounding Rock in Roadway Driving Along Next Goaf

LIU Xian -zeng 1,ZHANG Ke -xue 2,3,XU Xue -feng 2,3,LI Fu -dong 4,LIANG Jie 4,ZHOU Ren -bin 4

(1.Hongling Branch of Xinlong CoalCompany,Henan Coal Chemical industry Group,Anyang 455141,China;2.State Key

Laboratory of Coal Resources and Mine Safety,Xuzhou 221008,China;3.School of Mines ,China University

of Mining &Technology,Xuzhou 221008,China;4.Baiping Mining,Zhengzhou Coal industry

Group Co.Ltd,Dengfeng 452400,China)

Abstract:In order to study on mining depths impact on roadway driving along next goaf deformation law of surrounding rock,using of FLAC 3D numerical calculation and establishing numerical calculation model of roadway driving along next goaf,from the surrounding rock stress distribution,the distribution of plastic zone and the surrounding rock roadway surface displacement distribution of three as pects analysis different mining depths roadway driving along next goaf deformation law of surrounding rock,and successfully guided the conclusion of the project practice.

Key words:numerical calculation;mining depths;roadway driving along next goaf;deformation law of surrounding rock

基金项目:国家自然科学基金资助项目(51074155);中国矿业大学煤炭资源与安全开采国家重点实验室开放基金资助项目(09KF08)

近几十年来,国内外对沿空掘巷开展了大量的研究工作,推动了沿空掘巷技术的发展〔1-5〕

。随着锚杆支护技术的迅速发展,沿空掘巷支护方式由架棚被动式支护发展为高预紧力、高强度的锚杆支护〔6〕

,采用锚杆支护方式后的沿空掘巷技术以其独特的优势在回采巷道布置系统中发挥着巨大作用。我国煤矿开采深度以每年8~12m 的速率向深部增

加,使沿空掘巷技术出现一系列的新挑战〔7〕

,如能否适应深部巷道围岩变形、巷道围岩应力是否与浅部围岩应力相同等问题。1 数值计算模型

模拟采用FLAC 3D

数值计算软件进行模拟分析,

FLAC 3D

采用混合离散方法来模拟材料的屈服或塑性流动特性,在模拟非线性问题、大变形问题或动态

问题时更为有效,因而特别适用于采矿工程、岩土工程中几何和物理高度非线性问题的稳定性分析

〔8〕

。

根据某矿15141工作面的实际地质条件,建立

沿空掘巷数值计算模型,采用莫尔-库仑(Mohr -Coulomb)屈服准则判断岩体的破坏、应变软化模型反映煤体破坏后随变形发展峰后强度逐步降低的性质。模型的单元类型全部采用八节点六面体实体单元,每个节点含X 、Y 、Z 方向3个自由度,能较好地模拟围岩的真实情况。整个模型尺寸(长 宽 高)112m 60m 72m,共有168000个单元体,模型的边界条件采用施加约束的方法,在模型的底面加滑动支座以约束垂直自由度,在平行巷道走向的两侧施加滑动支座,只约束Y 方向的自由度而释放X 、Z 方向上的自由度,垂直于巷道走向的两侧施加X 方向的约束,以模拟岩体的沉降,模型上部施加垂直载荷模拟上覆岩层的重量。具体模型如图1。

图1 沿空掘巷数值计算模型

模拟中采用广泛使用的锚杆支护方式,具体支护参数如下:顶板采用 20L2400mm的高强度螺纹钢锚杆5根,间排距为900mm 800mm,采用锚索加强支护,锚索规格为 17.8L6500mm;两帮采用 20L2000mm的高强度螺纹钢锚杆支护,各4根,间排距为900mm 800mm。模拟中锚杆支护强度可达0.25MPa左右。模拟中沿空掘巷窄煤柱宽度设为5m。计算时分别考虑煤层开采深度为100m、300m、600m、800m、1000m和1500m时的沿空掘巷围岩变形规律。各岩层力学参数详见表1。数值计算过程为:原岩应力平衡→上区段工作面回采→沿空掘巷→进行支护并计算至平衡。

表1 各岩层力学参数

岩层

体积

模量

K/GPa

剪切

模量

G/GPa

密度

d/N

m-3

摩擦

角

f/( )

粘结

力

C/MPa

抗拉

强度

t/MPa

上覆岩层 2.7 1.6250035 4.5 2.9老顶 2.1 1.2250030 3.0 2.3直接顶 1.20.6230027 2.2 1.8

煤层0.70.3140025 1.6 1.5直接底 1.20.6230027 2.3 1.9

老底 2.0 1.3250031 3.3 2.5

下覆岩层 2.7 1.6250035 4.5 2.9

2 数值模拟结果与分析

根据不同开采深度下沿空掘巷数值模拟计算结果,从巷道围岩应力分布、巷道围岩塑性区分布和巷道围岩表面位移分布3个方面分析沿空掘巷围岩变形规律。

2.1 巷道围岩应力分布规律

在运用FLAC3D进行数值模拟计算的过程中,对不同开采深度下的巷道顶板、底板、实体煤帮、窄煤柱帮中部层位分别设置垂直巷道表面的观测线,观

测线由巷道表面到煤岩体深部的距离分别为8m、9m、10m和5m。在上区段工作面回采且沿空掘巷计算平衡后对巷道顶板、底板、实体煤帮、窄煤柱帮的应力进行数据收集,整理后如图2。

图2 沿空掘巷围岩应力分布

由图2分析可知,在不同开采深度下沿空掘巷围岩应力分布具有如下规律:

(1)巷道顶板的围岩应力主要集中在距顶板表

面5m 以外范围内的深部围岩;当采深为100m 时,巷道顶板的围岩应力最小,最大应力值6.1MPa;当采深由100m 增加到300m 时,巷道围岩应力最大值由6.1MPa 增加到12.6MPa,增幅为107%;当采深由300m 增加到600m 时,巷道围岩应力最大值由12.6MPa 增加到15.4MPa,增幅为22%;当采深由600m 增加到800m 、800m 增加到1000m 时,巷道围岩应力最大值增幅分别为11%、9%;当采深由1000m 增加到1500m 时,巷道围岩应力最大值由18.9MPa 增加到25.8MPa,增幅为36%;采深为100m 时的顶板围岩应力曲线较为平滑,采深为300m 时顶板围岩应力曲线近似为1条直线,采深为600~800m 时顶板围岩应力曲线较为相似,尤其是当采深为1500m 顶板围岩应力表现为明显的高应力。由此可知,当开采深度由100m 增加到600m 时,巷道顶板围岩应力变化较大,但其应力值并不高;当开采深度为600~800m 时,巷道顶板围岩应力变化不大;当开采深度达到1500m 及其以上时巷道顶板围岩存在明显的高应力。

(2)巷道底板的围岩应力主要集中在距底板表面5m 以外范围内的深部围岩;当采深由100m 增加到300m 时,巷道底板围岩应力变化较为均匀;当采深为600~800m 时,巷道底板围岩应力变化较为相同;当采深为1500m 时,巷道底板围岩应力表现为持续的高应力,这是造成深部沿空掘巷底鼓严重的内在原因。

(3)实体煤帮的围岩应力主要集中在距实体煤帮表面3~5m 的范围内,实体煤帮的应力大致呈现先急剧增大后缓慢减小的趋势;实体煤帮应力峰值的位置在不同采深下表现为阶段的区域性:当采深为100~300m,应力峰值位在距实体煤帮表面2m 左右,当采深为600~800m,应力峰值位在距实体煤帮表面3m 左右,当采深为1000~1500m,应力峰值位在距实体煤帮表面4m 左右;当采深为100、300、600、800、1000、1500m 时,其实体煤帮应力峰值分别为11.8、26.1、39.4、47.1、57.3、75.5MPa 。(4)窄煤柱帮的围岩应力主要集中在距窄煤柱帮表面2m 左右的范围内;当采深为100m 时窄煤柱内的围岩应力较小,且变化较均匀;当采深由300m 增加到1000m 时,窄煤柱内的围岩应力变化幅度不大;当采深为1500m 时窄煤柱内的围岩应力表现为其独有的高应力;当采深为100、300、600、800、1000、1500m 时,窄煤柱帮应力峰值分别为

13.6、23.9、25.3、28.4、32.6、39.2MPa,其值整体上

明显低于实体煤帮的应力峰值,这也是窄煤柱帮变

形较小的一个内在原因。

综上所述,当开采深度由100m 增加到600m 时巷道围岩应力迅速增加,但其应力值不高;当开采深度由600m 增加到800m 时巷道围岩应力变化不大,其应力值稳定在一定的范围内;当开采深度由800m 增加到1500m 巷道围岩保持着高应力状态。2.2 巷道围岩塑性区分布规律

数值模拟计算过程中对沿空掘巷围岩塑性区在不同开采深度下的分布规律进行研究。

(1)当开采深度由100m 增加到600m 时,巷道围岩塑性区分布范围增加较慢,其拉伸破坏区、剪切破坏区多发生在巷道浅部围岩,从巷道浅部围岩的塑性区变化来看,巷道围岩的变形破坏首先从巷道表面的中部开始。

(2)当开采深度由600m 增加到1000m 时,巷道围岩塑性区以一定的速度向四周扩展,剪切破坏在巷道变形破坏中起主导作用,巷道围岩开始发生大范围的变形破坏。

(3)当开采深度由1000m 增加到1500m 时,巷道的浅中部围岩基本都已进入剪切破坏,巷道出现极大变形。

综上所述,巷道围岩塑性区随着开采深度的增加而增加,尤其是当开采深度超过600~800m 以后,巷道围岩塑性区开始迅速扩大。

2.3 巷道围岩表面位移分布规律

为更深刻的研究不同开采深度下沿空掘巷围岩表面位移分布规律,对沿空掘巷围岩表面变形情况进行统计分析,得出不同开采深度下巷道表面位移分布规律,如图3。

图3 沿空掘巷围岩移近量

(1)当开采深度由100m 增加到600m 时,巷道变形主要以顶板下沉为主,最大值为141mm;底鼓和实体煤帮变形也应该引起足够重视,最大值分

别为125mm 和101mm;其窄煤柱帮的变形最小,最大值为85mm 。

(2)当开采深度由600m 增加到800m 时,巷道变形主要以顶板下沉和底鼓为主,最大值分别为206mm 和223mm;实体煤帮变形和窄煤柱帮变形较小,但实体煤帮变形大于窄煤柱帮变形,最大值分别为145mm 和123mm 。

(3)当开采深度由1000m 增加到1500m 时,巷道变形比较严重,主要以底鼓为主,最大值为471mm;顶板和实体煤帮也产生了很大变形,最大值分别为378mm 和316mm;窄煤柱帮变形最小,其最大值为222mm 。3 工程实践

试验巷道为某矿15141进风巷道,其位于二1

煤层,该煤层倾角在8 ~21 之间,厚度5.0~7.0m,平均厚度6.0m 。15141进风巷沿煤层底板掘进,底板标高-362.5m,埋深643m 。顶板以泥岩、砂质泥岩为主,厚度变化较大,厚0.6~22.2m,一般为2~10m;底板以泥岩、砂质泥岩为主,局部为砂岩和炭质泥岩。15141工作面采用走向长壁综合机械化放顶煤一次采全高全部垮落法开采技术,采3m,放3m,工作面长约150m 。

15141进风巷采用锚杆支护,其掘进期间巷道围岩变形如图4。巷道掘进期间顶底板相对移近量和两帮相对移近量最大值分别为331mm 和278mm,与数值计算下开采深度为600mm 的巷道围岩变形量基本吻合。15141进风巷采用锚杆支护,属于主动支护,其提供的支护强度较高,能充分发挥巷

道围岩的自承能力〔9-10〕

,巷道围岩的变形在一定程

度上是可控的。

图4 掘进期间巷道围岩移近量

4 结 论

(1)不同开采深度下沿空掘巷围岩应力分布规

律 当开采深度由100m 增加到600m 时巷道围

岩应力迅速增加,但其应力值不高;当开采深度由600m 增加到800m 时巷道围岩应力变化不大,其应力值稳定在一定的范围内;当开采深度由800m 增加到1500m 巷道围岩保持着高应力状态。

(2)不同开采深度下沿空掘巷围岩塑性区分布规律 巷道围岩塑性区随着开采深度的增加而增加,尤其是当开采深度超过600~800m 以后,巷道围岩塑性区开始迅速扩大。

(3)不同开采深度下沿空掘巷围岩表面位移分布规律 巷道顶板下沉和底鼓是不同开采深度下沿空掘巷围岩变形的主题,实体煤帮在不同开采深度下保持着一种持续变形,窄煤柱帮在不同开采深度下变形最小。

(4)工程实践表明在该开采深度下沿空掘巷围岩变形以顶底板变形为主,两帮变形为辅。参考文献:

〔1〕 陈炎光,陆士良.中国煤矿巷道围岩控制〔M 〕.徐州:

中国矿业大学出版社,1994.

〔2〕 柏建彪,王卫军,侯朝炯,等.综放沿空掘巷围岩控制

机理及支护技术研究〔J 〕.煤炭学报,2000,25(5):478~481.

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州:中国矿业大学出版社,1999.

〔5〕 柏建彪,侯朝炯.深部巷道围岩控制原理与应用研究

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北京:中国水利水电出版社,2009.

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控制技术〔J 〕.煤矿安全,2011,42(1):60-63.

作者简介:刘向增(1986-),男,河南永城人,助理工程师,学士,2008年毕业于河南理工大学,主要从事采矿工程、矿山测量方面的现场实践与研究。

(收稿日期:2011-01-04;责任编辑:梁绍权)

围岩温度对巷道变形规律的影响

内容摘要“三高一时效”是深部巷道工程重要特点,它严重影响巷道围岩的力学响应。高地温是其中一个非常重要特点, 温度的变化会影响到岩体的性质[ 1] 。在温度作用下岩体内部可能出现促使应变产生或发展的各种热效应, 以及能引起岩石相变的应力张弛。一般来说, 随着温度的增高, 岩石的延性加大, 屈服点降低, 强度也降低, 从而影响巷道围岩的稳定性[ 2] 。温度场对深部巷道围岩应力产生重要影响, 同样温度的作用必将影响巷道围岩的流变特性[4]。 岩体温度是热害矿户的最大热源之一在满足工程计算精度要求的前提下, 简便地计算出井巷围岩中任意空间点的温度分布随通风时间变化的规街, 是矿井风温预测计算的基础理论问题。 国内外学者对深井巷道围岩地温场的温度分布规律曾进行过大量的研究〔’一4 〕, 归纳起来说, 对地温场的分析有三大类方法: (l) 通过地质钻孔测温法了解地温场; (2) 建立理想化的数学模型, 借助电子计算机进行地温场的数值模拟分析; (3) 建立理想化的数学模型, 从数学分析出发, 求解地温场温度分布控制微分方程的解析式。由于描述地温场分布的控制微分方程求解困难, 随着计算机技术的飞速发展, 人们便借助计算机来求其数值解, 并在矿山地热学中取得了一定的成果印随着我国煤矿开采深度的不断增加, 其高温环境引起的热害问题越来越受到国内外学者和工程技术人员的关注, 深井巷道岩体温度是热害矿井的最大热源。巷道围岩的温度场分布研究是基础问题之一, 本文基于地质学和热力学理论, 给出巷道围岩温度场受不同的风流冷却时间的无因次解析式, 并导出调热圈外半径的近似计算式, 针对淮南矿区深部开采的高地温(42 ℃左右),采用有限元软件ANSYS9 .0 对深井巷道围岩的温度分布进行了数值模拟分析。 巷道围岩温度场分部 ( 1) 无渗流状态下, 温度场和温度矢量呈对称分 布, 风流速度对温度分布有明显的影响, 但不改变其 对称分布的状态。 ( 2) 渗流所伴随的热迁移现象改变了温度场和 温度矢量原有的对称分布的状态, 热交换平衡区随 着渗流速度的增加, 将向顺渗流的方向移动, 平衡区 的范围也随之扩大。 气流对温度分布的影响

影响隧道围岩稳定性因素

B RIDGE&TUNNEL 桥梁隧道 毫无疑问，隧道围岩的稳定性对隧道的正常运营是至关重要的。从许多隧道发生的交通事故中可以知道，隧道围岩的稳定性不仅与岩石的性质、岩体的结构与构造、地下水、岩体的天然应力状态、地质构造等自然因素有关，而且还与隧道的开挖方式及支护的形式和时间等因素有关。但其中起主导作用的还是岩石性质及岩体的结构、岩体的天然应力状态、地质构造、地下水等自然因素。因此了解这些因素对围岩稳定性的影响和机理，才能够客观实际的采取相应的维护隧道围岩稳定的措施。 岩石性质及岩体的结构 围岩的岩石性质和岩体结构通过围岩的强度来影响围岩的稳定性，是影响围岩稳定性的基本因素。从岩性的角度，可以将围岩分为塑性围岩和脆性围岩，塑性围岩主要包括各类粘土质岩石、粘土岩类、破碎松散岩石以及吸水易膨胀的岩石等，通常具有风化速度快，力学强度低以及遇水软化、崩解、膨胀等不良性质，故对隧道围岩的稳定最为不利；脆1性围岩主要各类坚硬体，由于这类岩石本身的强度远高于结构面岩石的强度，故这类围岩2的强度主要取决于岩体的结构，岩性本身的影响不是很显著。从围岩的完整性(围岩完整性可以用岩石质量指标RQD、节理组数J n、节理面粗糙程度J y、节理变质系数Ja、裂隙水降低系数Jw、应力降低系数SRF 八类因素进行定量分析) 角度，可以将围岩分为五级即:完整、较完整、破碎、较破碎、极破碎。如果隧道围岩的整体性质良好、节理裂隙不发育(如脆性围岩) 即围岩为完整或较完整。那么，隧道开挖后，围岩产生的二次应力一般不会使岩体发生破坏， 即使发生破坏，变形的量值也是较少 的。这种情况下，围岩岩性对围岩的稳 定性的影响是很微弱的，即一般是稳定 的，可以不采取支护，能适应各种断面 形状及尺寸的隧道。如果隧道围岩的整 体性质差、强度低，节理裂隙发育或围 岩破碎(如塑性围岩)即围岩为破碎、较 破碎或极破碎，则围岩的二次应力会产 生较大的塑性变形或破坏区域，同时节 理裂隙间的岩层错动会使滑移变形增 大，势必给围岩的稳定带来重大的影 响，不利于隧道洞室稳定;软硬相间的 岩体，由于其中软岩层强度低，有的因 层间错动成为软弱围岩而对围岩的稳定 性不利。 从岩体的结构角度，可将岩体结 构划分为整体块状结构(整体结构和块 状结构) 、层状结构(薄层状结构和厚层 状结构) 、碎裂结构(构镶嵌结构和层状 碎裂结构) 、散体结构(破碎结构和松散 结构) 。松散结构及破碎结构岩体的稳 定性最差;薄层状结构岩体次之;厚层状 块体最好。对于脆性的厚层状和块状岩 体，其强度主要受软弱结构面的分布特 点和较弱夹层的物质成分所控制，结构 面对围岩的影响，不仅取决于结构面 的本身特征，还与结构面的组合关系 及这种组合与临空面的交切关系密切 相关。一般情况下，当结构面的倾角 ≤30°时，就会出现不利于围岩稳定 的分离体，特别是当分离体的尺寸小 于隧道洞跨径时，就有可能向洞内产 生滑移，造成局部失稳;当倾角> 30° 时，将不会出现不利于围岩稳定性的 分离体。而软弱夹层对围岩稳定性的 影响主要取决于它的性状和分布。一 般认为软弱夹层的矿物成分、粗细颗 粒含量、含水量、易溶盐和有机质等 的含量是决定其性质的主要因素，对 不同类型的软弱夹层，这些因素是不 大相同的。由于软弱夹层的抗强度较 低，故不利于隧道围岩的稳定。 围岩岩体的变形和破坏的形式特 点，不仅与岩体内的初始应力状态和隧 道形状有关，而且还与围岩的岩性及岩 体结构有关，但主要的是和围岩的岩性 及结构有关(见表1) 。 岩体的天然应力状态 岩体的天然应力是岩体的自重应 力、构造应力、变异及残余应力在某一 个具体地区以特定方式作用的结果。已 经有大量的实践资料证明，大多数地区 的岩体的天然应力状态是以水平方向为 主的即水平应力通常大于垂直应力。一 般情况下，隧道轴向与水平主应力垂 直，以改善隧道周边的应力状态。但水 平应力很大时，则隧道方向最好与之平 行以保证边墙的稳定性。然而，岩体的 天然应力对隧道的影响主要取决于垂直 于隧道轴向水平应力的大小与天然应 力的比值(ζ) ，它们是围岩内应力重分 布状态的主要因素。例如，圆形隧道， 当ζ= 1 时，围岩中不会出现拉应力集 中，压应力分布也比较均匀，围岩稳定 性最好;当ζ≤1/ 3 时围岩出现拉应力， 压应力集中也较大，对围岩稳定不利。 最大天然主应力的数量级及隧道轴向的 关系，对隧道围岩的变形特征有明显的 影响，因为最大主应力方向围岩破坏的 概率及严重程度比其它方向大。因此， 估算这种应力的大小并设法消除或利用 非常重要的。 地质构造 褶曲和断裂破坏了岩层的完整性 降低了岩体的力学强度，一般来说，岩 分析影响隧道围岩稳定性因素 文/王冠勇 TRANSPOWORLD 2012No.13(Jul) 234

基于分数阶算子灰色理论隧道围岩变形预测

第19卷 第4期 中 国 水 运 Vol.19 No.4 2019年 4月 China Water Transport April 2019 收稿日期：2018-12-01 作者简介：刘鹏程（1992-）男，贵州大学土木工程学院 硕士生。 通讯作者：包 太（1972-）男，贵州大学土木工程学院 教授。 基于分数阶算子灰色理论隧道围岩变形预测 刘鹏程1 ，包 太1 ，蔡 科2 ，刘子利1 ，汪增超3 ，宋文婷1 （1．贵州大学 土木工程学院，贵州 贵阳 550025；2．中核华泰建设有限公司，广东 深圳 518055； 3．黄河勘测规划设计有限公司，河南 郑州 450003） 摘 要：采用新奥法开挖隧道时围岩应力产生重分布，对隧道围岩的变形进行监控量测是必不可少的内容。这些数据也影响着接下来的工况实施，需要对现场监控数据进行有效的处理才可以有效预测。为了避开一些复杂的地质因素、围岩力学效应等较难确定的因素，采用分数阶算子灰色理论进行数据处理。介绍了分数阶算子灰色理论的基本原理与操作步骤，基于传统的GM（1，1）模型，引入分数阶精确调节累加数的数量级，以此建立分数阶算子灰色预测模型。以工程实例为研究背景，对不同模型下隧道围岩位移的预测结果进行对比分析，结果表明，分数阶算子灰色预测模型优于经典GM（1，1）模型，其模拟精度有明显的提高，能满足实际工程的需求。 关键词：围岩位移；变形预测；分数阶算子；灰色模型 中图分类号：U456.3 文献标识码：A 文章编号：1006-7973（2019）04-0084-03 一、引言 近年来，随着我国交通建设的发展，公路隧道的数量也迅速增加，目前以新奥法施工为主，新奥法施工法[1]是结合设计、施工、监测的隧道建造方法。隧道在开挖过程中破坏围岩的初始应力状态，从而使岩石发生变形。因此，对隧道围岩变形的监控量测和科学有效的预测对整个工程来说也是至关重要的。 邓聚龙教授[2]在1982年创立的一门新兴的学科—灰色系统理论，该理论预测模型最早应用于农业和经济领域，随着灰色理论应用技术研究的进步，该理论逐步被应用到土木工程当中，并取得了比较理想效果。灰色理论在建筑物沉降预测、边坡长期变形预测、混凝土长期强度预测等方面都有一些比较成功的范例。对原始数据的分析预测，王涛[3]等采用回归分析和灰色预测方法中短期组合预测，以提高精度。刘能铸[4]通过对比GM（1，1）、DGM（2，1）、Verhulst 模型3种计算模型得出GM（1，1）和DGM（2，1）更接近实际工程预测。胡亮[5]对高速公路隧道进行灰色理论模型预测，得出该运用灰色预测理论能对其高速公路隧道有效的预测，指导施工。贾承辉[6]基于激光断面仪运用灰色理论对隧道进行变形预测。 应用灰色预测模型在很大的程度上有效预测隧道变形，为工程提供了有利施工保障，本文在此基础上引入分数阶拓展算子对隧道进行变形预测。分数阶拓展算子GM（1，1）模型对知道隧道围岩等级、支护参数等基本的信息的隧道进行分析，其模拟结果更加反映实际变化情况，这样更能有效预测结果，其结果也能满足精度要求。 二、分数阶算子GM（1，1）模型 灰色预测模型是灰色系统理论的重要组成部分，以均值GM（1，1）模型与离散GM（1，1）模型最广泛，DGM （1，1）模型[7]虽然提高了精度和预测稳定性，但这几种模型都采用一阶算子生成目标序列，为了更好是提高灰色预测模型精度，本文采用通过调节阶数生成目标序列，以提高灰色预测模型的拟合精度。 分数阶算子-灰色系统[10]通过对隧道原始监测数据的挖掘、整理来寻求其变化规律，就数据寻找数据现实规律，从而弱化表象复杂、数据离散的客观系统的随机性，挖掘出其蕴涵的内在规律。用MATLAB 分析分数阶拓展算子GM （1，1）模型，对原始监测数据进行处理，减小误差。 三、工程实例 1．工程概况 印江隧道全长770m，隧道穿越一山梁，隧址区为构造剥蚀、流水侵蚀中低山河谷斜坡地貌，隧道区上覆第四系残坡积粘土，下伏三叠系下统夜郎组灰、浅灰带肉红色薄至厚层灰岩夹鲕、豆状灰岩、泥质灰岩及泥灰岩，节理裂隙较发育。隧道洞口段为Ⅴ级，开挖易坍塌。因此，为了掌握围岩在开挖过程中的动态和支护结构的稳定状态，必须进行现场监控量测，以便及时调整支护参数，并通过对量测数据的分析和预测，确保隧道施工安全以及围岩支护结构的稳定。 本文以ZK41+987和ZK41+975两个断面测点为研究对象，对其断面拱顶下沉和周边收敛进行预测，断面监控量测数据见表1。 2．数据处理与分析 GM（1，1）模型以一阶累加生成的序列作为建模序列， 而分数阶算子GM（1，1）模型是把原始序列做r 阶累加生成的序列作为建模序列，由此，引入分数阶算子可以对GM （1，1）模型进行改进，其预测结果对比见表2~5，曲线图

分析影响隧道围岩稳定性因素

分析影响隧道围岩稳定性因素 习小华 摘要:主要对影响隧道围岩稳定性的自然因素如岩石性质及岩体的结构、岩体的天然应力状态、地质构造、地下水进行了详细的分析。 关键词:围岩稳定性;天然应力状态;地质构造 毫无疑问,隧道围岩的稳定性对隧道的正常运营是至关重要的。从许多隧道发生的交通事故中可以知道,隧道围岩的稳定性不仅与岩石的性质、岩体的结构与构造、地下水、岩体的天然应力状态、地质构造等自然因素有关,而且还与隧道的开挖方式及支护的形式和时间等因素有关。但其中起主导作用的还是岩石性质及岩体的结构、岩体的天然应力状态、地质构造、地下水等自然因素。因此了解这些因素对围岩稳定性的影响和机理,才能够客观实际的采取相应的维护隧道围岩稳定的措施。 1 岩石性质及岩体的结构 围岩的岩石性质和岩体结构通过围岩的强度来影响围岩的稳定性,是影响围岩稳定性的基本因素。从岩性的角度,可以将围岩分为塑性围岩和脆性围岩,塑性围岩主要包括各类粘土质岩石、粘土岩类、破碎松散岩石以及吸水易膨胀的岩石等,通常具有风化速度快,力学强度低以及遇水软化、崩解、膨胀等不良性质,故对隧道围岩的稳定最为不利;脆性围岩主要各类坚硬体,由于这类岩石本身的强度远高于结构面岩石的强度,故这类围岩的强度主要取决于岩体的结构,岩性本身的影响不是很显著。从围岩的完整性(围岩完整性可以用岩石质量指标RQD、节理组数J n、节理面粗糙程度J y、节理变质系数Ja、裂隙水降低系数Jw、应力降低系数SRF 八类因素进行定量分析) 角度,可以将围岩分为五级即:完整、较完整、破碎、较破碎、极破碎。如果隧道围岩的整体性质良好、节理裂隙不发育(如脆性围岩) 即围岩为完整或较完整,那么,隧道开挖后,围岩产生的二次应力一般不会使岩体发生破坏,即使发生破坏,变形的量值也是较少的。这种情况下,围岩岩性对围岩的稳定性的影响是很微弱的,即一般是稳定的,可以不采取支护,能适应各种断面形状及尺寸的隧道。如果隧道围岩的整体性质差、强度低,节理裂隙发育或围岩破碎(如塑性围岩)即围岩为破碎、较破碎或极破碎,则围岩的二次应力会产生较大的塑性变形或破坏区域,同时节理裂隙间的岩层错动会使滑移变形增大,势必给围岩的稳定带来重大的影响,不利于隧道洞室稳定;软硬相间的岩体,由于其中软岩层强度低,有的因层间错动成为软弱围岩而对围岩的稳定性不利。 从岩体的结构角度,可将岩体结构划分为整体块状结构(整体结构和块状结构) 、层状结构(薄层状结构和厚层状结构) 、碎裂结构(构镶嵌结构和层状碎裂结构) 、散体结构(破碎结构和松散结构) 。松散结构及破碎结构岩体的稳定性最差;薄层状结构岩体次之;厚层状块体最好。对于脆性的厚层状和块状岩体,其强度主要受软弱结构面的分布特点和较弱夹层的物质成分所控制,结构面对围岩的影响,不仅取决于结构面的本身特征,还与结构面的组合关系及这种组合与临空面的交切关系密切相关。一般情况下,当结构面的倾角≤30°时,就会出现不利于围岩稳定的分离体,特别是当分离体的尺寸小于隧道洞跨径时,就有可能向洞内产生滑移,造成局部失稳;当倾角> 30°时,将不会出现不利于围岩稳定性的分离体。而软弱夹层对围岩稳定性的影响主要取决于它的性状和分布。一般认为软弱夹层的矿物成分、粗细颗粒含量、含水量、易溶盐和有机质等的含量是决定其性质的主要因素,对不同类型的软弱夹层,这些因素是不大相同的。由于软弱夹层的抗强度较低,故它不利与隧道围岩的稳定。 围岩岩体的变形和破坏的形式特点,不仅与岩体内的初始应力状态和隧道形状有关,而且还与围岩的岩性及岩体结构有关,但主要的是和围岩的岩性及结构有关(见表1) 。

围岩变形弹塑性分析

围岩变形弹塑性分析 Document number：NOCG-YUNOO-BUYTT-UU986-1986UT

§ 隧道围岩重分布应力的计算 隧道开挖前，岩体中每个质点均受到天然应力的作用而处于相对平衡状 态；隧洞开挖后，洞壁岩体因失去了原有岩体的支撑，破坏了原有的平衡状态，从而产生向洞内空间的膨胀变形，其结果又改变了相邻质点的相对平衡关系，引起应力、应变和能量的重新调整，达到新的平衡关系，形成新的应力状态。 弹性围岩重分布应力 对于那些坚硬致密的块状岩体，当天然应力大约等于或小于其单轴抗压强度的一般时，隧道开挖后的围岩将呈弹性变形状态。这类围岩可近似视为各向同性、连续、均质的线弹性体，其围岩应力重分布可用弹性力学的基本理论来分析，隧洞半径相对于洞长很小时，可按平面应变问题考虑，围岩重分布应力可用柯西（Kirsh ）课题求解。 图2-1是柯西课题的简化模型。设无限大弹性薄板，在边界上受沿X 方向的外力P 作用，薄板中有一半径为R 0的圆形小孔。取如图极坐标，薄板中任一点M （r ，θ）的应力及方向如图所示，按平面问题考虑，不计体力，则M 点的各应力分量，即径向应力?r 、环向应力?θ和剪应力τθ与应力函数?间的关系，根据弹性理论可表示为： 22222 2 21111r r r r r r r r r θθ θ θφφσθφσφφτ??=+???=?????? ?? =?? ?? ?? -???（2-1） 上式的边界条件为： ()()() ()000cos 22 2 sin 22 r r b r r b r r r b r b p p b R p b R b R σθτθ στ====? =+ ? ?? =- ?? ? ==?? （2-2） 设满足该方程的应力函数φ是： () 222ln cos 2A r Br Cr Dr F φθ-=++++（2-3） 带入上式并考虑边界条件，可求得应力函数为： 2222 00222 00ln 1cos 22222pR R r r r R R r φθ? ?=-----?????? （2-4） 代入可得各应力分量：

某滑坡的变形和破坏机理分析研究

某滑坡的变形和破坏机理分析研究 介绍了某滑坡的特征，分析了滑坡区区域工程地质和水文地质特征，对该滑坡体的变形和破坏机理进行了研究和分析。分析表明：人为活动和地形地貌是滑坡发生变形破坏的主要因素，降雨诱发、岩层产状等因素是造成滑坡发生滑动和进一步破坏的诱发因素。 标签：滑坡变形破坏诱发因素 1概述 塔山滑坡位于广东省开平市长沙区平岗村塔山开元塔底。由于建设工程的需要，在塔山的东南侧进行采石，采用放炮等土石法，致使塔山南侧岩石大量开采形成陡崖，并使周边岩土体产生裂缝，之后由于人为因素和自然因素的影响，塔山南侧裂缝逐渐扩大，至90年代，开始形成滑坡。1999～2001年，在修建塔山公园公路时对山体坡脚进行开挖，在公路北侧形成高约10～17m，坡度约35～45°的高陡边坡，滑坡距公路最近的平岗村居民区约22m，山坡坡脚距公路最近仅2m左右。2004年和2005年雨季，由于连降暴雨，滑坡有活动下滑的趋势，滑坡体前缘公路路面隆起，最高处隆起约40cm，隆起部分面积约有20～30m2，公路北侧排水沟产生变形歪斜，部分已经破坏，水沟上方在雨水后有地下水浸出，形成间歇性下降泉，平岗村内部分房屋墙面产生裂痕，进出塔山公园的公路曾数次被塔山山坡上崩塌的土体破坏。 2滑坡变形形态特征 X 根据实地踏勘，除滑坡体后壁出现较大裂缝外，滑坡周界及滑坡体底部也有约13处裂缝，现将裂缝走向一致的裂缝分为一组，共五组裂缝（表1）。 3滑坡体的工程地质与水文地质特征 塔山滑坡滑坡体主要由第四系坡积土层、风化残积土层、侏罗系中上统百足山群、全风化、强风化、少量中风化基岩组成（见图1）。滑坡体中上部为残积土层，主要由粉土、粉质粘性土组成，呈可塑状或松散状，含较多的碎石和砂、砾石，透水性较好；风化残积土层主要由粉质粘性土，含少量碎石和砂砾石组成，局部夹有全风化、强风化岩，其透水性较差；基岩主要为全风化、强风化泥质粉砂岩，含少量强、中风化岩块，其透水性较好；滑床基本处在中—微风化泥质粉砂岩、粉砂质泥岩中，岩石呈中厚层状，岩质坚硬，局部裂隙发育，透水性好。 滑坡区地下水主要为第四系冲积土层、残坡积土层中的孔隙水和基岩裂隙水，地下水补给来源主要为大气降水的渗入补给和相邻含水层之间的侧向补给。

软岩隧道大变形成因分析及处置措施

软岩隧道大变形成因分析及处置措施 摘要：本文对软岩隧道大变形机理进行分析，详细介绍了软岩地区常见的支护 设计和软岩区施工阶段的质量控制措施，以解决当前施工阶段出现的问题，以期 为软岩区隧道建设提供借鉴和参考。 关键词：软岩隧道；大变形；成因分析；处置措施 0 引言 由隧道大变形引起的地质灾害屡见不鲜，困扰着软岩区隧道的建设。首例出 现软岩大变形的隧道是1906年建成的新普伦隧道（全长19.8Km），比较有代表 性的是奥地利陶恩隧道，施工期间产生50~120cm的变形，日最大变形量达到 20cm。国内比较有代表性的有乌鞘岭隧道，拱顶沉降达到105cm，周边收敛达到103cm，而凉风垭隧道的周边收敛值达到197.25cm，此类的地质问题还有许多， 软岩隧道不仅延长建设的周期，而且还会大幅增加工程造价。软岩隧道的支护理 论有多种，20世纪初由Haim、Rankine等提出的古典压力理论，以及在之后提出 的塌落拱理论，这也是新奥法的理论基础，其核心是隧道围岩具有自稳能力， L.V.Rabcewicz提出新奥地利隧道施工方法（即新奥法），其后还有应变控制理论、能量支护理论、轴变论、软岩工程力学支护理论等。近年来结合数值模拟技术， 可以对隧道变形进行初步的了解，提高设计的准确性，在施工技术、监测手段上 也取得较大的发展，复合式衬砌、超前支护等应用于隧道工程中，高精度、自动化、智能化的监测设备用于隧道变形和应力监测[1]。 1 隧道围岩大变形机理 1.1 软岩大变形的工程定义 目前对于围岩大变形尚未有明确的定性和定量判断依据，只是根据地质条件，以某一角度进行判断，而在实际的工程中，软岩大变形并未列入规范中。软岩区 隧道产生大变形与地质条件、时间、隧道的尺寸规模、埋深等有着密切关系，根 据以上的影响因素，本文对软岩大变形给出如下定义：软弱围岩在水（包括地下 水和地表渗水）的作用下，采取常规的支护设计，围岩产生塑性变形，且无法有 效控制，其变形量已经超过预留变形量或者规范的允许值，或者具有这种趋势， 当二衬施工工后一段时间内，变形仍不稳定，且导致衬砌结构开裂的现象称为软 岩大变形。 1.2软岩大变形机理 围岩产生大变形破坏取决于岩性，即岩体的性质、构造与结构，其次是围岩 的地质环境，即地应力、地下水分布等，与支护参数也有较大的联系。围岩大变 形发展机理可以归纳为以下几点： ⑴软岩流塑 隧道的开挖会改变围岩的应力状态，围岩的应力状态随开挖而调整，在此过 程中岩体中闭合的结构面会不断的张开，产生滑移，岩体进一步破碎，此时地下 水进入张开的结构面，进一步弱化岩体的强度，导致岩体呈流塑状态而产生较大 的周边收敛。 ⑵板梁弯曲 对于呈薄层状的围岩，在开挖后，其顶板变形呈弯曲状态，这一现象在高地 应力地区更为明显。隧道的法向应力降低而切向应力增加，层状的岩体发生横向 或者纵向挠曲，引起顶板和地板在垂直应力作用下引起顶板下沉和底板的隆起， 侧墙在侧向应力作用下产生较大的收敛。

软岩大变形

软岩大变形 软岩大变形问题从20世纪60年代就作为世界性难题被提了出来，在地下工程的建设过程中，软岩问题一直是困扰工程建设和运营的重大难题之一。特别是“九五”期间，我国10个能源建设基地有8个都相继出现了软岩问题，造成多对矿井的停产建设。每年有大量的隧洞在软弱围岩中开挖，随着开挖深度的增加，软岩问题愈趋严重，直接影响着工程安全以及人身安全。随着人类工程活动的不断增强， 软岩隧洞系指塑性大变形工程岩体有关的岩体工程，而工程软岩是指在工程力作用下能产生显著塑性变形的工程岩体。工程软岩的定义不仅重视软岩的强度特征，而且强调软岩所承受的工程力荷载的大小，强调从软岩的强度和工程力荷载的对立统一关系中分析、把握软岩的相对性实质。 1.软岩大变形破坏特征 软岩隧洞的大变形破坏特征不仅受围岩的力学性质影响，而且受隧洞所处的地应力环境和工程因素控制。我国许多煤矿在采深不大的情况下，坑道的变形破坏并不强烈，常规支护即可维护隧洞稳定。加大采深后，这些煤矿坑道额稳定性降低，变形破坏趋于强烈，常规支护难以维护坑道稳定，因此，软岩隧洞的变形破坏特征受多种因素控制。一般来说，软岩隧洞的破坏具有以下特征： (1) 变形破坏方式多 除一般隧洞中常见的变形破坏方式拱顶下沉、坍塌外，还有片帮和底鼓、底围隆破，隧洞表现出强烈的整体收敛和破坏。变形破坏表现的形式既有结构面控制，又有应力控制型，尤以应力控制型为主。 (2) 变形量大 拱顶下沉大于10cm，有的高达50cm，两帮挤入在20~80cm之间，底鼓非常强烈，在常规无仰拱支护的情况下，强烈的底鼓往往将整个隧洞封闭。 (3) 变形速度高 软岩隧洞初期收敛速度可以达到3cm/d，即使施作了常规锚喷支护以后，软岩隧洞的收敛速度依然很高，可达2cm/d，而且其变形收敛速度降低缓慢，因此，在不长的时间内其变形收敛就很大，多则一年，少则几个月就将隧洞封闭。 (4) 持续时间长 由于软岩具有强烈的流变性和低强度，因此，软岩隧洞开挖以后，围岩的应力重分布持续时间很长，软岩隧洞变形破坏持续很长时间，往往长达1~2年。 (5) 因位置而异

金属材料损坏与变形

金属材料与热处理陈健 晶体的缺陷第二章金属材料的性能 ⑴了解金属材料的失效形式， ⑵了解塑性变形的基本原理， ⑶提高对金属材料的性能的认识。 正确理解载荷，内力、应力的含义。 应力的应用意义。 ⑴与变形相关的概念 ⑵金属的变形 讲授、提问引导、图片展示、举例分析、

一，晶体的缺陷： 1点缺陷：间隙原子，空位原子，置代原子，在材料上表现为：使材料强度，硬度和电阻增加。 2线缺陷：刃位错（如图：P-6），在材料上表现为：使得金属材料的塑性变形更加容易。 3面缺陷：有晶界面缺陷和亚晶界面缺陷，表现为金属的塑性变形阻力增大，内部具有更高的强度和硬度。因此晶界越多，金属材料的力学性能越好。 第二章金属材料的性能 导入新课： 我们经常见到一些机械零件因受力过大被破坏，而失去了工作能力。大家能否举些身边的例子呢？ ——如：弯曲的自行车辐条，断掉的锯条、滑牙的螺栓等。 机械零件常见的损坏形式有三种： 变形：如铁钉的弯曲。 断裂：如刀具的断崩。 磨损：如螺栓的滑扣。 本次课给大家介绍金属材料损坏的形式、变形概念与本质等等，首先我们来了解一些基本概念。

一、与变形相关的概念 ㈠、载荷 1、概念 金属材料在加工及使用过程中所受的外力。 2、分类：根据载荷作用性质分，三种： ⑴、静载荷：大小不变或变化过程缓慢的载荷。 ——如：桌上粉笔盒的受力，用双手拉住一根粉笔两端慢慢施力等。 ⑵、冲击载荷：突然增加的载荷。 ——如：用一只手捏住粉笔的一端，然后用手去弹击粉笔。 ⑶、变交载荷：大小、方向或大小和方向随时间发生周期性变化的载荷。 ——如：通过在黑板上绘图分析自行车轮转动时辐条的受力。 根据载荷作用形式分，载荷又可以分为拉伸载荷、压缩载荷、弯曲载荷、剪切载荷和扭曲载荷等。 拉伸载荷压缩载荷弯曲载荷 剪切载荷扭曲载荷 ㈡、内力 见车工工艺书 P32， 图2—20

黄土隧道围岩变形规律

科技信息 ＳＣＩＥＮＣＥ＆ＴＥＣＨＮＯＬＯＧＹＩＮＦＯＲＭＡＴＩＯＮ 2013年第5期0引言 近些年来，甘肃省经济发展迅速，但是发展经济的前提，交通必需先发展。随着高含水率黄土隧道修筑的增加，施工中出现了一些问题，许多学者作了大量的研究。采用隧道理论计算与现场监控量测相结合的方法，为隧道安全施工提供了重要保证，进一步优化了初期支护和二次衬砌的参数，提高了施工速度和质量。本文以石羊岭隧道为工程依托，通过MIDAS/GTS 数值计算和现场监控量测，对隧道留核心土施工法施工过程进行数值计算，并与现场监控量测数据对比，得出留核心土施工法施工对石羊岭隧道开挖比较合理[1-3]，为高含水率黄土隧道施工积累经验，研究具有一定的参考价值。 1工程概况 石羊岭隧道位于定西市安定区。隧道全长1288m ，隧道起点端里程桩号K6+232，隧道终点端里程桩号K7+520，洞体最大埋深约123.7m ，位于K6+824.3m 处；进出口均位于黄土冲沟，距乡村公路较近，交通便利。 隧道位于临县境内黄土梁峁区，隧址区（Q 3eol ）黄土大面积覆盖，微地貌为黄土残梁、黄土陡坎，隧址区走向近东北向，山梁顶部较平缓，山梁两侧为冲沟，山坡为中陡坡。 石羊岭梁隧道进口段围岩由第四系上更新统（Q 3al+pl ）粉质粘土组成，其状态为坚硬-硬塑，松软结构，地下水出水状态为滴渗水，围岩级别Ⅴ级。岩体较破碎，含水率高，稳定性差，开挖后易坍塌，侧壁不稳定，需加超前小导管，本文用于数值计算的目标断面为K6+450，隧道埋深70m 。 计算所采用的断面初期支护采用型钢混凝土联合支护，C25喷射混凝土、I20a 型钢、钢筋网联合支护，对于Ⅴ级围岩需在顶部做超前小导管，采用准42超前小导管，长3m ，混凝土喷层厚度为0.3m 。 2隧道施工过程数值模拟 2．1模型建立2．1．1约束的确定 依据圣维南原理、有限元计算误差和工程的要求，选取的计算范围为3～5倍洞径，但当超过5倍洞径，位移一般控制在5%以内，误差较小。 2．1．2钢拱架力学模拟 运用等效的方法考虑时，采取抗压刚度相等的原则，并用钢架的弹性模量折算给喷射混凝土，简化初期支护，计算为： E=E 0+ S g ×E g S c 上式中，E 为折算后混凝土弹性模量；E 0为原混凝土弹性模量；S g 为钢拱架截面积，E g 为钢材弹性模量；S c 为混凝土截面积。 因此模型尺寸长×宽=100m ×84m 。模型地面为无约束自由面，四周采用横向变形约束条件，底部采用竖向约束条件。计算中土体采用摩尔—库仑准则，初期支护采用C25混凝土材料，厚度0.3m 。初始应力场仅考虑土体自重应力场，忽略地层的地层构造应力。整个模型共个363节点，共1263单元。地层采用平面单元，初期支护采用梁单元[4-5]，计算模型见图1。2．2参数选取 根据工程地质勘察报告，数值计算采用的参数见表1。 表1 模型计算材料参数 Table 1Physical and mechanical parameters of model materials 2.3 现场开挖过程模拟 依据现场施工方案，留核心土法施工模拟，先开挖上半部分，再开挖核心土，最后开挖下半部分，在开挖时荷载释放系数为0.6，初期支护阶段荷载释放系数为0.4。2.4数值模拟结果分析 2.4.1隧道围岩竖向位移分析 （a ）开挖上台阶竖向位移云图 （b ）开挖核心土及下台阶竖向位移云图 图2围岩竖向位移云图 Fig.2Vertical displacement contours of the surrounding rock, 黄土隧道围岩变形规律分析 辛纯涛吴勇 （甘肃省交通科学研究院有限公司，甘肃兰州730050） 【摘要】结合石羊岭隧道工程，对高含水率黄土隧道开挖支护后围岩变形进行了研究。利用Midas/GTS 有限元分析软件，建立了有限元计算模型，分析了石羊岭黄土隧道开挖支护后的位移场，并与现场监控量测数据进行了分析对比，得到了黄土隧道的围岩变形规律，给出了合理的支护方案。结果表明：留核心土施工法适用于此隧道，并从开挖过程得到隧道位移分布及影响范围；从现场监控量测数据可以得出，变形经历三个过程，最终处于稳定状态。数值计算结果与现场监测数据基本一致，并得到初期支护与二次衬砌间隔的时间为25天。 【关键词】黄土隧道；MIDAS/GTS 数值计算；现场监测；围岩变形 作者简介：辛纯涛（1986—），男，助理工程师，主要从事隧道检测及岩土数值计算。 图1隧道计算模型 Fig.1Computation model of the tunne 名称密度 (KN/m 3)弹性模量 (MPa)粘聚力 (KPa)内摩擦角 (°)泊松比 层厚 (m)黄土18.50534.420.050.3100喷射混凝土24.0015000--0.20.3小导管 78.50 20000 - - 0.3 4.5 ○科教前沿○78

岩体的变形与破坏的本构关系

第三章岩体的变形与破坏 变形：不发生宏观连续性的变化，只发生形、体变化。 破坏：既发生形、体变化、也发生宏观连续性的变化。 1．岩体变形破坏的一般过程和特点 （1）岩体变形破坏的基本过程及发展阶段 ①压密阶段（OA段）： 非线性压缩变形—变形对应力的变化反应明显； 裂隙闭合、充填物压密。 应力-应变曲线呈减速型（下凹型）。 ②弹性变形阶段（AB段）： 经压缩变形后，岩体由不连续介质转变为连续介质； 应力-应变呈线性关系； 弹性极限B点。 ③稳定破裂发展阶段（BC段）： 超过弹性极限（屈服点）后，进入塑性变形阶段。 a．出现微破裂，随应力增长而发展，应力保持不变、破裂则停止发展； b.应变：侧向应变加速发展，轴向应变有所增高，体积压缩速率减缓（由于微破裂的出现）；

④不稳定破裂发展阶段（CD段）： 微破裂发展出现质的变化： a.破裂过程中的应力集中效应显著，即使是荷载应力保持不变，破裂仍会不断地累进性发展； b. 最薄弱部位首先破坏，应力重分布导致次薄弱部位破坏，直至整体破坏。“累进性破坏”。 c. 应变：体积应变转为膨胀，轴向及侧向应变速率加速增大； ※结构不均匀；起始点为“长期强度”； ⑤强度丧失、完全破坏阶段（DE段）： 破裂面发展为宏观贯通性破坏面，强度迅速降低， 岩体被分割成相互分离的块体—完全破坏。 （2）岩体破坏的基本形式 ①张性破坏（图示）； ②剪切破坏（图示）：剪断，剪切。 ③塑性破坏（图示）。 破坏形式取决于：荷载条件、岩体的岩性及结构特征； 二者的相互关系。 ①破坏形式与受力状态的关系： a.与围压σ3有关： 低围压或负围压—拉张破坏（图示）； 中等围压—剪切破坏（图示）； 高围压（150MN/m2=1500kg/cm2）—塑性破坏。 的关系： b.与σ 2 σ2/σ 3 <4（包括σ 2 =σ3），岩体剪断破坏，破坏角约θ=25°； σ2/σ 3 >8（包括σ 2 =σ1）：拉断破坏，破坏面∥σ1，破坏角0°; 4≤σ2/σ3≤8：张、剪性破坏，破坏角θ=15°。 ②破坏形式与岩体结构的关系： 完整块体状—张性破坏； 碎裂结构、碎块结构—塑性破坏； 裂隙岩体—取决于结构面与各主应力之间的方位关系。

千枚岩隧道大变形原因分析及施工对策

千枚岩隧道大变形原因分析及施工对策 摘要：柳树垭隧道地处千枚岩地段，施工初期由于围岩变形较大，导致初期支护开裂等问题，严重影响了施工安全和施工进度。通过对围岩变形原因的分析，在施工过程中，针对不同围岩采取不同的、有效的施工方法，对抑制围岩变形取得了较好的效果。 关键词：千枚岩；大变形；分析；施工对策 Abstract: the same tunnel is located in thousand pieces willow rock location, construction because of surrounding rock deformation is early, leading to the primary support the problem such as craze, serious impact on the construction safety and construction schedule. Through the analysis of the reason of surrounding rock deformation, in construction process, according to different rock mass take different, effective construction method, to control the deformation of the surrounding rock has a good effect. Keywords: thousand pieces rock; Large deformation; Analysis; Construction strategies 引言 近年来，国家对基础建设的投入越来越大，铁路、公路、城市地下工程、资源开采等工程项目随处可见，工程很多都是在软弱围岩中进行的。如作者参与修建的西汉高速公路大（河坝）两（河）连接线工程中的柳树垭隧道。在软岩工程越来越频繁的情况下，对软岩工程中的围岩变形问题进行总结研究具有重要的工程实用价值和现实意义。文中作者通过施工过程的实际方法，总结了千枚岩隧道变形的基本特征，分析了变形原因及采取的施工对策。 1、千枚岩隧道变形的主要原因 千枚岩隧道的变形有很多形式，其中以仰拱起鼓、隧道两侧挤压、初期支护开裂、拱顶下沉等类型发生较多。引起变形发生的主要原因如下：（1）围岩自身因素。

围岩大变形定义

关于软岩大变形，目前还没有形成一致和明确的定义。Karl Terzaghi(1946)最早对隧道围岩大变形进行描述和定义，他指出：“挤压变形岩石是指含有相当数量黏土矿物的岩石”，变形行为会以“不容易察觉的体积增加缓慢地侵入隧道净空，挤压变形的先决条件是岩石中高含量的具有膨胀性细微或亚微云母矿物和黏土矿物”。国际岩石力学学会于1995 年成立了专业委员会研究岩石挤压变形问题，提出挤压变形的定义“挤压变形是一种与时间相关的变形行为，通常发生在地下空间开挖面周边，一般由于极限剪切应力失稳而导致的蠕变所造成，这种变形可能会在开挖期间停止，也有可能持续非常长的时间”。 仔细分析这两种经典定义，太沙基实际上讨论了地质软岩的概念，定义强调岩石成分的特殊性，对力学机制没有涉及。而国际岩石力学学会的定义则强调大变形是与时间有关的变形行为，产生原因是由于极限剪切应力失稳。实际上，上述定义只强调了一个现象的两个方面，均有一定缺陷。陈宗基等(1983)认为，围岩收敛变形机制应包括塑性楔体、流动变形、围岩膨胀、扩容、挠曲五个方面，与前述定义有重叠之处；翁汉民等(1999)认为不能从变形量的大小定义大变形，具有显著变形是大变形问题的外在表现，其本质是由剪应力产生的岩体剪切变形发生错动、断裂分离破坏，岩体向地下空间方向产生挤压变形来定义大变形；何满潮等(2002)基于地下空间大变形现象将软岩分为膨胀型软岩、高应力软岩、节理化软岩、复合型软岩四类；李天斌等(2005)基于产生围岩大变形的地质环境及力学机制，将其定义为：隧道及地下工程中，由软弱岩体构成的围岩，在高或相对高地应力、地下水或自身膨胀性的作用下，其自承能力丧失或部分丧失，产生具有累进性和明显时间效应的塑性变形且变形得不到有效约束的现象，它既区别于岩爆运动脆性破坏，又区别于围岩松动圈中受限于一定结构面控制的坍塌、滑动等破坏；赵旭峰（2007）提出挤压现象是一种在隧道开挖中与时间有关的大变形，与岩体的时效力学行为紧密相关，表现为在工程扰动力作用下，当岩体所承受的剪应力超过某极限值时，所发生的随时间发展的显著粘弹塑性变形；上述对大变形的定义均较好地概况了前述两种经典定义。

岩体的变形与破坏

岩体的变形与破坏 1 基本概念及研究意义 变形：岩体的宏观连续性无明显变化者。 破坏：岩体的宏观连续性已发生明显变化。 岩体破坏的基本形式：（机制）剪切破坏和拉断（张性）破坏。 一、岩体破坏形式与受力状态的关系 岩体破坏形式与围岩大小有明显关系。 注意：岩全破坏机制的转化随围压条件的变化而变化。 破坏机制转化的界限围压称破坏机制转化围压。 一般认为，1/5~1/4[σ]不可拉断转化为剪切。 1/3~2/3[σ]可由剪切转化为塑性破坏。 有人认为（纳达），可用2σ偏向1σ的程度来划分应力状态类型。 应力状态类型参数 3 13122σσσσσα---= （＝1，即σ2＝σ1； ＝－1，即σ2＝σ3） 二、岩体破坏形式与岩体结构的关系 低围压条件下岩石三 轴试验表明。 坚硬的完整岩体主要表现为张性破坏。 含软弱结构面的块状岩体，当结构面与最大主应力夹角合适时，则表现为沿结构面的剪切。 碎裂岩体的破坏方式介于二者之间。 碎块状或散体状岩体主要为塑性破坏。 对第一种情况，某破坏判据已经介绍很多了。 第二种情况，可采用三向应力状态莫尔圆图解简单判断。 三、岩体的强度特征 单轴应力状态时，结构与1σ方向决定了岩体的破坏形式。 复杂应力状态时，含一组结构面的岩体破坏形式与岩体性质、结构面产状，应力状态关系很大。 2 岩体在加荷过程中的变形与破坏 2.1 拉断破坏机制与过程 一、拉应力条件下的拉断破坏 当0331≤+σσ时，拉应力对岩石破坏起主导作用。

t S -=][3σ 二、压应力条件下的拉断破坏 压应力条件下裂缝尖端拉应力集中最强的部位位于与主压应力是?=40~30β地方向上，并逐渐向与 1σ平行地方向扩展。当0 331>+σσ时，破坏准则为： t S 8)/()(31231=+-σσσσ 3σ=0时为单轴压拉断。 2.2 剪切变形破坏机制与过程 一、潜在剪切面剪断机制与过程 A ．滑移段 B ．锁固段 进入稳定破裂阶段后，岩体内部应力状态变化复杂。产生一系列破裂。 （1）拉张分支裂隙的形成，原理同前。 （2）不稳定破裂阶段法向压碎带的形成，削弱锁固段岩石。 （3）潜在剪切面贯通。 剪胀，压碎带剪坏，锁固段变薄弱，最终全面贯通。 剪切破坏过程中岩石销固段被各个击破，所以整个剪切过程中剪切位段具有脉动的特征。 二、单剪应力条件下变形破坏机制与过程 即力偶作用于有一定厚度的剪切带中。 这种应力条件下可出现的两种破坏，张性雁裂和压扭性雁裂。其中张性雁裂对软弱带的强度削弱最大。 三、沿已有结构面剪切机制及过程（略） 2.3 弯曲变表破坏机制与过程 一、弯曲变形的基本形式 按受力条件：横弯、纵弯。 按约束条件：简支梁、外伸梁、悬臂梁。 梁弯曲时，轴受挤压，两翼受剪力作用→板梁滑脱 二、横弯条件下岩体的弯形与破坏 a. 轴部区 若以[] 2)()()(2121213231σσσσσσσ-+-+-=，y σ代表岩石的曲服应力。 极梁弯曲变形分三个阶段。 ①轻微隆起阶段 弯曲初期。梁底中心两侧出现局部塑性破坏，顶部受拉，但尚未破坏。（H/D=1.8%），H 上隆量。 ②强列隆起阶段

地下洞室围岩大变形机制研究

地下洞室围岩大变形机制研究 发表时间：2015-10-08T13:12:07.820Z 来源：《基层建设》2015年5期供稿作者：罗荣辉[导读] 四川公路桥梁建设集团有限公司华东机华分公司四川成都隧道穿越高应力、软弱破碎围岩条件及复杂恶劣地质环境的情况不可避免，与此同时，隧道围岩大变形问题也凸显出来。罗荣辉 四川公路桥梁建设集团有限公司华东机华分公司四川成都 610200 摘要：基于地下洞室危岩大变形工程特性，揭示了围岩大变形卸荷作用机制，并介绍了卸荷作用过程及围岩变形特性；提出了瞬时—弹性—塑性—流变变形机制，其机制包括瞬时变形、弹性变形阶段、塑性变形阶段、流变变形阶段；解译了弱面剪切机制，并给出弱面剪切机制的强度准则。 关键词：地下工程；大变形机制；围岩；地下洞室1 引言 近年来，随着中国队基础设施建设投资力度的逐渐加大，铁路、公路隧道工程的建设规模得到了迅猛发展，隧道工程施工的机械化程度和施工技术水平也得到了很大的提高。目前，在中国路网主骨架“八纵八横”总体战略实施过程中，铁路、公路隧道已经向长、大、深埋方向发展[1，2]，因此隧道穿越高应力、软弱破碎围岩条件及复杂恶劣地质环境的情况不可避免，与此同时，隧道围岩大变形问题也凸显出来。 本文介绍了地下洞室围岩大变形的卸荷作用机制、瞬时—弹性—塑性—流变变形机制、弱面剪切机制等机制，研究成果对于深入了解围岩大变形机理具有积极意义。 2 地下洞室围岩大变形机制研究2.1 卸荷作用机制地下洞室岩体开挖后，产生应力重分布，如图1所示，应力迹线岩体应力在没开挖前平面上受竖向均布荷载，开挖后被开挖的洞室岩体产生应力集中，应力迹线在洞室周围由直线变为弧形曲线，越靠近洞室周壁应力变化越显著。因此洞室开挖后岩体由三向应力状态变为平面应力状态，即在洞室周围形成侧向临空面，而临空面的形成伴随着而瞬间卸荷作用的产生。岩石的卸荷破坏变形主要是因卸荷导致的破裂前的扩容作用和宏观剪切破坏。从岩石三轴和单轴压缩试验应力——应变曲线可以看出当岩体受荷达到某一值时岩石体积膨胀，这是由 应力差急剧变化引起的变形破坏，此后岩体进入累进破坏阶段，最终完全破裂。卸荷变形破坏作用机制过程：1）卸荷初始阶段，岩体基本保持原状，但岩体内有微小裂缝的形成；2）卸荷达到一定程度后，侧向临空面处岩体处于平面应力状态，即拉—压作用，受拉—压作用微小裂缝尖端应力集中而张拉扩展，由卸荷岩体应力—应变曲线可知，此时侧向应变和轴向应变基本相等，但由侧向应变曲线和轴向应变曲线的切线斜率知侧向应变速率明显大于轴向应变速率，并处于加速增长状态。3）卸荷作用继续发展，裂缝继续扩展，对于硬质岩体由于拉——压作用裂缝部分贯通并表现为竖向裂缝的增多和侧向岩体的鼓起，裂缝表现为追踪效应，应力——应变曲线上表现为应变的急剧增大，变形速率趋于稳定并有减缓的趋势，但侧向变形速率仍大于轴向变形速率。对于软质岩体随着时间的推移表现为一定的流变特性，岩体变形曲线为近于平行。4）卸荷作用最后阶段对于硬质岩体裂缝完全贯通破裂，破裂面形成，表现为剪切破坏，岩体较为破碎，并且竖向裂隙比较集中，并伴有显著的竖向破裂面。对于软质岩体流变使变形缓慢进行，表现为侧向挤出和塑性流变。 2.2 瞬时—弹性—塑性—流变变形机制1）瞬时变形 瞬时变形是岩体开挖应力释放后瞬间产生的变形量，与岩体性质、岩体初始应力场、地下水、岩体构造等有关，是一种非线性变形机制，变形伴随岩体的张裂，一般变形量较小。2）弹性变形阶段弹性变形是岩体进入线弹性变形阶段产生的变形量，此阶段弹性模量（E）为一常数，应力和应变呈现线性关系，表达式如下：（1）式中，——应力值；——变形量对于硬质岩体弹性变形时间较长，但变形量较小，对于许多处于高应力区的硬质岩体开挖后一般处于弹性变形阶段；对于软质岩体，弹性变形很快结束进入屈服阶段，但变形量较硬质岩体大。3）塑性变形阶段塑性变形是岩体卸荷后受拉压作用使岩体超过屈服强度后产生的不可逆的变形量。对于硬质岩体，变形进入此阶段，岩体变形急剧增大并趋于峰值。对于软质岩体或处于高温高压作用下的硬质岩体塑性变形持续时间较长，表现为塑性变形和侧墙的岩体挤出，如围岩颈缩、底鼓、侧向突出等。现有的弹塑性机制弹性阶段在应力应变图上为线性变化，而对塑性变形有线性、幂指数型等变化。4）流变变形阶段