首页 | 本学科首页   官方微博 | 高级检索  
相似文献
 共查询到19条相似文献,搜索用时 140 毫秒
1.
以京沪高铁西渴马1号隧道为工程背景,采用室内相似模型试验研究管棚和双排小导管预加固措施的加固效果。通过分析开挖过程中不同预加固措施下围岩应力和位移的变化规律,得到以下结论,(1)在隧道轴向上,管棚和双排小导管支护起到了梁的作用,能很好地控制上方岩土体由于隧道开挖而导致的松动,且减少掌子面上方围岩应力,保证掌子面的稳定性;(2)在隧道横向上,管棚和双排小导管能与周围的岩体形成承载拱,可限制上部围岩应力释放,提高支护结构的安全 性;(3)管棚的纵向梁效应要强于双排小导管,但双排小导管的横向拱效应要强于管棚。  相似文献   

2.
在隧道施工前,应用数值模拟分析的方法,分析浅埋砂质黄土隧道施工力学效应和变形特征。根据浅埋砂质风积黄土隧道在施工过程中地表沉降量大和洞内施工安全风险大等特点,结合隧道实际监测数据,反演计算得到侵限段地质力学参数,为迈式管棚超前支护及径向迈式锚杆的全施工过程数值模拟提供计算依据,为控制隧道围岩变形提供数据支撑。计算结果显示,隧道侵限段地表最大沉降11.4 mm、最大拱顶下沉30.4 mm、最大水平收敛48.5 mm,隧道整体变形量减小,迈式管棚超前支护可以有效地提供纵向支撑,承受侵限土体压力、约束围岩变形和控制地表沉降,同时为支护侵限段钢拱架的安全拆换提供保障。研究结果表明:径向迈式锚杆、迈式管棚超前支护、环形支撑钢拱架和锁脚锚杆一起,构成了浅埋风积砂质黄土隧道主被动变形综合控制体系,有效地解决了浅埋风积砂质黄土隧道软弱围岩超前支护的难题。  相似文献   

3.
西龙池抽水蓄能电站位于山西省五台县境内,总装机容量为1 200 MW,额定发电水头640 m。地下厂房开挖尺寸(长×宽×高)为149.3 m×23.5 m×49.0 m。厂区岩性为泥质鲕状灰岩、薄层条带状灰岩、薄层石英粉砂岩,近水平产状;厂房轴线与主要断层、裂隙成大角度相交。地下厂房围岩位移、锚杆应力呈明显各向异性特点,且边墙围岩位移平均值为 3.0 mm、锚杆应力平均值为45 MPa,均较小,构成了近水平薄层灰岩、粉砂岩互层岩体内地下厂房围岩位移、应力特点。  相似文献   

4.
本文介绍在断裂构造发育的风化花岗岩中采用长锚杆喷锚支护坑道的抗爆试验研究。在爆炸瞬时测定了锚杆和喷层的受力状态及洞周边的质点运动规律,以检验设计的可行性;爆后用声波法、钻孔电视和宏观调查确定其破坏状态,未发现有掉石和底鼓等现象。对比相邻的毛洞段和短锚杆试验段的破坏状态,表明长锚杆支护效果显著,抗爆性能优良,设计合理。  相似文献   

5.
深部破碎软岩巷道围岩稳定性分析及控制   总被引:1,自引:0,他引:1  
何富连  张广超 《岩土力学》2015,36(5):1397-1406
针对深部破碎软岩巷道围岩稳定性控制难题,以邢东矿-980车场巷道为研究对象,采用现场调研、数值模拟、井下试验及现场观测等方法分析围岩变形破坏特征,揭示其破坏机制,针对性地提出了以高强锚杆密集支护、新型喷层结构护表、滞后注浆加固为主体的多层次锚喷网注联合支护系统,详细阐明了具体支护措施的围岩控制机制,并用数值方法分析了锚杆间距、喷层厚度对于围岩应力场和位移场的影响规律。研究表明:(1)随着锚杆间距减小(0.7 m→0.3 m),锚杆承压拱和喷层结构的承载能力呈幂函数增长趋势,锚固区围岩压应力呈线性增长趋势,围岩变形量明显降低;(2)随着喷层厚度增大,喷层结构承载能力近似线性增长,锚固区围岩压应力亦呈增长趋势,各部位围岩位移量显著降低;(3)当喷层厚度达到200 mm时,非锚固区内围岩大部分处于压应力状态,拉应力区大幅减少。基于上述研究,结合现场地质、生产条件确定试验巷道围岩支护方案,并进行现场应用。工程实践表明,多层次锚喷网注联合支护技术可有效控制深井破碎软岩巷道围岩大变形,实现深井巷道围岩的稳定性控制。  相似文献   

6.
通过平面装药加载试验,研究了平面装药爆炸荷载作用下不同高跨比结构的抗爆性能。结合历次强爆炸结构效应试验,分析了强爆炸作用下硬岩中支护结构不同破坏等级对应的破坏特征。详细描述了不同高跨比结构的宏观破坏形态,揭示了结构的破坏机制。试验表明:3种不同高跨比结构在荷载环境相同情况下,结构的破坏特征和破坏等级不同,高跨比为1.17的结构试验段,拱部产生挤压、压剪破坏,坑道内呈现中等堵塞,属于严重破坏;高跨比为1.50的结构试验段,拱脚产生贯穿压剪破坏带,直墙受拉伸剥离破坏,坑道内呈现中等剥离,剥落混凝土在底板形成大量堆积,属于中等破坏;高跨比为1.00的结构试验段,主要受劈裂剥离破坏,坑道内呈现轻微剥离,剥落混凝土在底板形成局部堆积,属于中等破坏。综合分析可知,高跨比为1.00的结构型式整体抗爆性能最佳。  相似文献   

7.
基于岩体破坏准则和Hoek-Brown曲线分析了软岩巷道围岩的受力特征。结合山脚树煤矿的实例,选择中空注浆锚索巷道支护方案,模拟了高应力深部软岩巷道支护形式。研究结果表明:结合经济效益和支护效果,2.3m长的锚杆支护效果最好,且能节约巷道围岩支护的成本。同时随着巷道支护锚杆的长度逐步减小,深部高应力软岩巷道的最大竖向位移和变形也在逐渐增加。  相似文献   

8.
为了研究爆炸条件下不同垫板形式锚杆对洞室加固效果的影响,现场试验中选择了平板和碗形两种不同的垫板形式。通过抗爆试验,对锚固洞室宏观破坏形态、洞壁位移特征、拱顶位移与比例距离之间的关系以及爆心两侧拱顶各点位移进行了对比,分析了两种垫板形式在爆炸条件下对洞室加固效果的影响。试验结果表明:在爆炸条件下,碗形垫板可以充分发挥锚杆抗拉能力高的特点,拱部围岩经碗形垫板加固后,整体刚度能够得到较大提高,对岩体的加固效果较好。  相似文献   

9.
穆朝民  齐娟 《岩土力学》2011,32(12):3773-3779
以地下围岩抗爆工程为背景,以小药量模型试验和数值模拟为手段,通过改变空穴位置、形状、组合形式来考察含空穴的防护层对平面爆炸波、球面爆炸波的衰减屏蔽效果。结果表明,含空穴的防护层可以很好地衰减爆炸波的压力峰值,从而达到保护地下洞室的目的;叉排排列的空穴对爆炸压力峰值的衰减效果明显好于顺排,矩形空穴对爆炸波压力衰减效果优于圆形空穴。研究成果为新型围岩抗爆加固技术提供了一定的参考。  相似文献   

10.
针对常规数值模拟计算无法有效地反映锚杆对围岩的加固效果的缺陷,结合岩体变形在锚杆中产生的支护压力计算公式,提出了一种简单、有效的砂浆锚杆加固等效数值模拟方法。该方法首先在有锚杆支护隧道开挖的计算结果中提取每根锚杆的最大轴力;然后根据该轴力值按锚杆支护压力公式计算其所产生的等效均布力;最后将该均布力施加到相同计算工况下无锚杆支护的围岩表面进行模拟计算。将该方法应用于锦屏二级水电站地下厂房枢纽洞室及乌东德水电站4#导流洞0+ 550 m断面的开挖与支护计算,通过与现场实测数据对比,结果表明,该方法能较好地模拟锚杆支护对围岩的加固效果,其模拟结果可为隧洞的施工与支护设计提供可靠的参考依据。  相似文献   

11.
深部资源开发中地下洞室围岩稳定控制必须面对峰后碎裂岩体的变形和破坏问题,目前深部多裂隙岩体开挖强卸荷引起的围岩变形破坏规律尚不清楚,常导致大体积塌方、大变形等重大工程事故。采用大尺度三维模型相似试验系统,分析具有不同倾角的多层节理的岩体在高地应力下开挖变形破坏规律。试验结果表明:裂隙倾角较小时,隧道上、下侧围岩主要发生大变形,左、右侧围岩呈现分层破裂现象,随着裂隙倾角增大,破裂区从洞室左、右两侧逐渐扩展到洞室全周,顶部岩体越容易发生大体积滑塌;隧道围岩由内向外应力和位移值呈波动状分布;洞周塑性区范围随裂隙倾角增大而增大,裂隙倾角越大,洞周塑性区越容易与洞室上、下侧裂隙面连通。该研究为保障深部工程的安全修建与运营提供了试验基础。  相似文献   

12.
以埋深为6~13 m的某浅埋人防隧洞为研究对象,应用快速拉格朗日有限差分程序(FLAC)对不同跨距、不同岩性的隧洞顶板在不同荷载作用下的破坏规律及破坏机制进行数值模拟研究,确定了隧洞围岩破坏域,并对拱顶敏感块体进行跟踪分析。研究结果表明:隧洞跨距为2 m且顶板岩层为泥岩时,隧洞顶板有一定的承载能力,当上部荷载达到0.7 MPa时隧洞才破坏;隧洞跨距为3 m且顶板岩层为泥岩时,当上部荷载达到0.33 MPa时,隧洞就已经破坏;隧洞顶板为卵石层时,即使上部不施加荷载,在自重应力的作用下,隧洞亦破坏。该研究对类似的浅埋地下工程围岩稳定性分析具有实际意义。  相似文献   

13.
为了深入认识深部硬岩矩形隧洞围岩板裂破坏的发生机制,利用花岗岩材料加工含预制矩形孔洞(40 mm×40 mm)的立方体试样(100 mm×100 mm×100 mm),并采用TRW?3000岩石真三轴电液伺服诱变试验机进行了模拟试验研究。模拟试验中首先以深部1 000 m的地应力条件作为初始加载应力状态,保持孔洞径向和轴向的水平向应力不变,然后在竖直向加载直至孔洞两侧洞壁围岩发生破坏,并保证试样整体始终处于稳定状态。加载过程中利用岩样内部结构破坏实时视频监控系统,进行全程的实时记录和监测。试验结果表明,在竖直向为最大主应力和水平轴向为中间主应力的情况下,矩形孔洞两侧洞壁围岩整体发生明显的板裂破坏,破坏区域呈对称状,而顶板和底板始终保持稳定状态。侧壁围岩的破坏方向平行于竖直向,呈现典型的张拉板裂状破坏特征。整个破坏过程划分为平静期阶段、洞壁两侧上下肩角处颗粒弹射阶段、侧壁围岩裂纹扩展阶段和裂纹贯通板裂破坏阶段。当进入到裂纹贯通板裂破坏阶段时,无论是加载还是保载过程,板裂破坏都可能持续发展。试验过程中,试样洞壁两侧围岩的板裂破坏整体上呈现静态破坏模式,而且破坏区域沿水平方向逐渐向洞壁深部发展,最终形成沿轴向的贯穿型对称弧形槽。  相似文献   

14.
尹蓉蓉  朱合华 《岩土力学》2009,30(Z2):323-327
对氯盐和冻融循环复合作用后Ⅳ级围岩中埋深为30 m的隧道,运用同济曙光软件建立荷载-结构法拉压弹簧模型进行分析计算,该荷载-结构模型在拱顶152°范围内设置拉弹簧,其余部位设置压弹簧,计算表明:随着环向裂缝宽度(钢筋锈蚀程度的增加)以及纵向裂缝深度的增加,隧道安全性能逐渐降低;衬砌具有相同钢筋锈蚀程度和纵向裂缝深度时,拱顶处病害比拱腰处病害对隧道安全性能的影响大;当环向裂缝宽度小于0.2 mm时,环向裂缝宽度的变化对隧道衬砌安全性能影响不大。  相似文献   

15.
曹峰 《探矿工程》2012,39(12):66-71
长沙引水及水质环境工程崔家冲隧洞要穿越区域性高棱山压扭性断层F86,断层宽度达100余米,长度达1000余米,洞顶以上地表覆盖层达110 m,其规模为同类工程所罕见。由于断层破碎带岩体强度低,透水性好,穿越断层破碎带洞段的施工成为工程建设中的重点和难点。所以隧洞在施工过程中需采用多种方法穿越众多的不良地质段。主要介绍和探讨了该隧洞穿越F86断层破碎带所采用的超前预注浆技术、超前支护技术及长管棚施工技术,为今后在类似工程中提供施工借鉴。  相似文献   

16.
深部厚顶煤巷道围岩变形破坏机制模型试验研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
李为腾  李术才  王琦  阮国强  左金忠 《岩土力学》2013,34(10):2847-2856
为研究深部厚顶煤巷道围岩变形破坏特性及其机制,以赵楼煤矿千米深井厚顶煤巷道为工程背景,开展了大比尺地质力学模型试验,对让压型锚索箱梁支护系统作用下的巷道围岩位移、应力演化规律进行的研究表明:巷道顶底板围岩竖向应力释放较两帮剧烈,水平应力释放反之,巷道顶板中部围岩是顶板竖向应力释放的主要部位。通过与现场试验结果对比验证,总结出深部厚顶煤巷道围岩变形破坏的3个主要特征:顶板变形破坏较两帮和底板严重、顶板围岩变形破坏主要发生在煤岩交界面以下的煤体中、巷中是顶板变形破坏的关键部位,并进一步分析了相应机制:顶板煤岩松软破碎、自承能力差、顶板及其巷中竖向应力释放相对更为剧烈、矩形巷道顶板受力状态差等因素,导致顶煤所受径向应力低,碎胀变形剧烈,且弯曲变形、离层严重,顶板受力结构恶化,最终导致顶板控制困难。  相似文献   

17.
在岩溶山区进行隧址选择时,隧道与溶洞之间的防突岩体厚度是重要因素之一.在岩溶隧道修建过程中,若岩墙厚度保留过小,则岩溶水涌出造成安全事故、经济损失和工期延误.目前涌突水破坏分类较为笼统且大多忽略了隧道围岩的岩体结构对防突厚度的影响.本文首先从岩溶隧道围岩的结构类型、溶洞与隧道之间的相对大小和相对位置的角度进行涌突水破坏...  相似文献   

18.
岩溶区隧道围岩--支护体系稳定性研究   总被引:4,自引:0,他引:4  
岩溶是地下水地质作用的过程和结果,是隧道建设面临的不良地质现象之一。正在建设中的某高速公路隧道出口段岩溶地质作用强烈,溶隙、孔洞发育,且受构造变形及后期淋滤溶蚀作用强烈,力学强度低,岩性复杂。其角砾状粘土岩和水云母粘土岩多已泥化成粘土,遇水易膨胀。岩溶区隧道围岩——支护体系的稳定性是该隧道建设面临的主要问题。文章结合隧道施工过程中的围岩变形监控量测和三维弹塑性有限元数值仿真模拟对隧道围岩——支护体系的稳定性进行了研究。围岩水平收敛和拱顶下沉位移及速率变化特性表明,在监测时段内隧道围岩无趋于稳定的迹象。施工动态力学数值仿真模拟表明,在初期支护条件下,围岩出现了较大范围的塑性破坏区,两隧道之间(间距45.0m)围岩破坏接近度达到0.70,最大竖向位移达到3.0mm,表明隧道全断面施工时,两隧道相互作用影响程度较大。为确保隧道围岩——支护体系的稳定,选择合理的施工方法,制定切实可行的支护方案提供了信息。  相似文献   

19.
分岔隧道模型试验与数值模拟超载安全度研究   总被引:2,自引:1,他引:1  
王汉鹏  李术才  张强勇 《岩土力学》2008,29(9):2521-2526
超载试验能得到隧道的超载安全度,通过大型地质力学模型对分岔隧道进行了超载试验,模拟了分岔隧道在不同侧压系数下围岩的变形、应力分布和破坏情况。同时,应用三维数值分析软件对模拟区域进行了模拟。模型试验和数值模拟结果分析表明,随着侧压系数K的增加,分岔隧道的侧向位移增加,拱顶位移由向下变为向上;当侧压系数为K=3.5时,应力达到极限;当侧压系数K≥4.0时,位移突变,最终最大位移达到100 mm;塑性区骤增,隧道拱顶围岩开始开裂,且有块体掉落。分岔隧道的拱顶和两帮是最易破坏的区域,隧道超载安全度为3.5。  相似文献   

设为首页 | 免责声明 | 关于勤云 | 加入收藏

Copyright©北京勤云科技发展有限公司  京ICP备09084417号