围岩变形监测（精选7篇）
围岩变形监测 篇1
与一般隧道围岩变形相比,富水破碎岩溶隧道围岩变形复杂多变。为保证岩溶隧道的安全施工,国内外学者进行了多方面的研究。
Cheekiralla S研究了相邻隧道围岩变形特点[1],Molan A M,Laory I,Ka1eem S应用回归分析对列车脱轨[2,3,4]、基础设施建设以及项目工期预算进行了深入研究;李术才、刘泉声、谭代明、莫阳春等基于隧道施工期围岩变形量测及数值分析[5,6,7,8],对隧道围岩的稳定进行了分析研究;赵明阶、宋战平等[9,10]。对不同大小溶洞对隧道围岩稳定性问题进行研究分析;王建秀等研究了岩溶隧道围岩水力破坏机制[11],对溶洞岩壁整体失稳的破坏特征进行了深入分析。
综上所述,大部分国外学者大量采用回归分析法进行工程应用研究[2,3,4,5,6,7,8,9,10,11,12,13,14,15,16],国内学者大部分基于数值分析与工程实例对隧道围岩变形展开研究[17,18,19,20,21],但回归分析法在富水岩溶隧道围岩动态变形研究中的应用尚少。因此,以磨盘山富水岩溶隧道为依托,进行富水岩溶隧道围岩变形动态监测及回归分析是有必要的。
1 工程概况
磨盘山隧道位于湖北省恩施市利川县谋道镇磨盘山,岩溶裂隙发育,赋存地下水,岩体强度较差。隧址构造主要表现为单斜地层,岩层倾斜角度较大,地表出露围岩主要为第四系残坡积粉质粘土,下伏基岩为三叠系中统巴东组泥岩夹泥质灰岩、三叠系上统须家河组、砂岩夹页岩、泥岩、粉砂岩和砂岩。隧道开挖围岩级主要为IV级,超过总长度的70%,另外有少量的Ⅲ、Ⅴ级围岩。磨盘山隧道里程:左线起止桩号为ZK22+605—ZK25+005,长2400m,最大埋深355m;右线起止桩号为YK22+645—YK25+002,长2357m,最大埋深354m;隧道工程围岩测点布设如图1所示。
洞身掘进方法随着围岩级别不同而转换,隧道III级围岩处采用全断面法施工,Ⅳ级围岩处采用半断面正台阶法施工,V级围岩处采用环形开挖预留核心土法施工。开挖过程中的主要支护参数有:锚杆杆体采用尘22钢筋加工,锚杆平直、无锈,砂浆采用中砂和42.5MPa号水泥拌制,砂最大粒径不大于2.5mm,锚杆打设方向与水平成约45°倾斜向下。小导管采用无缝焊管加工而成,小导管长度为3.5m,纵向间距2.0m。隧道大管棚均采用Φ108长管棚,环向间距50 cm。
2 围岩变形动态监测
在隧道施工过程中,及时监测隧道围岩的变形[22,23]是安全掘进的保证。在磨盘山富水岩溶隧道开挖过程中,通过精确、合理、有效地监测隧道围岩的变形量,综合分析各变形之间的定量关系,对预判围岩变形失稳,推测掌子面及其前方岩体的稳定性具有重大现实工程意义。
2.1 测点布设
隧道断面情况决定了开挖扰动引起的应力重分布[24,25,26]特点。磨盘山隧道是采用传统的、经典的圆形隧道断面进行开挖掘进。全面分析隧道围岩级别及富水岩溶条件,采用七点法进行测点布设,在拱顶设置1个监测点,拱腰、侧墙及拱脚各设两个监测点。
2.2 测点布设断面位置
原则上讲,选取监测断面的数量越多,得到的围岩变形特点越符合工程实际,但在进行数据分析时,无须选取全部断面的实测值。因此,只选取关键断面上的监测数据,对围岩的变形进行系统分析。关键断面主要有进洞口位置、洞身位置和出洞口位置,选取断面桩号,进洞口:ZK22+621,ZK22+654,洞身段:ZK23+110,ZK23+140,出洞口:YK24+684,YK24+609,分别测量水平收敛、拱顶下沉、拱腰、边墙收敛以及地表沉降。测试频率:支护之前2次/d (选择7d),支护之后1个月内1次/d,2～4个月内,2～3次/周。
2.3 围岩变形动态监测数据与分析
严密按照设计进行布点,及时进行隧道变形监测,准确记录监测数据,选取与整理隧洞进出口及洞身断面动态监测数据,绘制拱顶、拱脚累计沉降值,拱腰、侧壁收敛值以及水平收敛值的动态曲线,图2-6为各断面动态曲线,图中时间出现负数表示未支护时监测的围岩动态变形。
2.3.1 各断面拱顶沉降
各断面拱顶累计沉降动态曲线如图2所示。
(1)各断面在未支护时,拱顶沉降速率非常快,沉降量几乎成直线,在短短的7d之内,沉降量便可达到6mm之多,严重影响围岩的稳定性。
(2)在支护0～30d时,拱顶围岩变形曲线斜率明显减小,洞口拱顶的围岩变形量为1.5mm左右,洞身拱顶的围岩变形量为1mm左右,其变化速率平缓。
(3)进行支护30d左右时,拱顶沉降逐渐趋于稳定,沉降速率小于0.2 mm/d,其中洞口稳定值为8～9 mm,洞身拱顶稳定值为7 mm左右,相差大概1～2 mm。
(4)从整体上来看,隧道洞口段拱顶变形量较洞身大,即洞身稳定性要明显高于洞口段,在进行围岩支护时,洞口段的支护应较洞身好,因此应突出重点,做到针对性强,支护性高,科学合理有效地对隧道各断面进行支护。
2.3.2 各断面拱脚沉降
各断面拱脚累计沉降动态曲线如图3所示。
(1) ZK24+609断面处拱脚累计沉降值最大,最大可达到10 mm,ZK23+11断面处拱脚累计沉降值最小,累计沉降值稳定在6.9 mm左右,各断面拱脚累计沉降稳定值相差达3mm之多。
(2)各断面在未支护之前,拱角沉降速率近乎成直线,在短短的7d之内,沉降量最大可达到10mm之多,对围岩的自稳能力构成严峻威胁。
(3)在支护0～30d时,拱角围岩变形速率明显减小,洞口拱角累计沉降量明显大于洞身,但在洞身ZK23+140段,其沉降量却要大于洞口ZK24+609段。
(4)进行支护30d左右时,拱脚沉降逐渐趋于稳定,沉降速率小于0.15 mm/d,各断面拱脚累计沉降值稳定于6.5～10 mm。
2.3.3 各断面水平位移
各断面水平位移动态曲线如图4所示。
(1)在未支护之前,各断面的水平位移近乎成线性变化,水平位移的大小与断面位置关系密切,洞口ZK22+621、ZK22+654、ZK24+609及ZK24+684断面处水平位移7d达到2.7～4 mm之间,而洞身ZK23+140及ZK23+110段不到2.5mm,且洞口水平位移速率明显大于洞身。
(2)在进行支护之后的0～30d中,水平位移变化明显变慢,且各断面的水平位移量约为0.5mm,洞身与洞口的水平位移速率几乎相等。
(3)在进行支护30d之后,通过动态曲线可得到水平位移几乎趋近稳定状态,水平位移稳定于3～5mm之间。
2.3.4 各断面侧壁累计收敛
各断面侧壁累计收敛动态曲线如图5所示。
(1)在未支护之前,各断面的侧壁收敛与水平位移趋势相似,都是近似成线性变化,其中洞口位置的侧壁收敛速率最快,在洞身段,侧壁收敛速率较小,7d后侧壁累计收敛值在3.2～4.8mm之间。
(2)在进行支护之后,侧壁收敛动态图出现明显转折,变化速率减慢,变化值不超过0.8mm,洞身与洞口的侧壁收敛速率几乎相等。
(3)在进行支护30d之后,通过动态曲线可得到侧壁位移逐渐趋近稳定状态,特别是在100d之后,其收敛速率小于0.01mm/d。
2.3.5 各断面拱腰收敛
各断面拱腰收敛动态曲线如图6所示。
(1)各断面在未支护时,拱腰收敛速率非常快,收敛曲线几乎成直线,在短短的7d之内,最多收敛5mm之多,围岩的稳定性受到威胁。
(2)在进行支护后,拱腰收敛动态曲线出现明显的转折点,收敛速率显著放缓。在进行支护30d左右时,拱腰收敛累计值0.3mm。
(3)支护30d之后,拱腰收敛趋于稳定,最大收敛稳定值为5.25mm,最小收敛稳定值为3.51mm,支护100d之后,各断面的收敛速率小于0.01mm/d。
2.3.6 综合对比分析
根据现场勘测资料及具体施工概况,在断面ZK22+621、ZK23+140及ZK24+609隧底处,探测有大小不一的溶洞(溶洞类型:充填富水型及中空型),围岩多裂隙,且含有地下水通过,在断面ZK22+654、ZK23+110及ZK24+684隧底处,围岩情况较好。
综合深入对比分析图2,3。拱脚最小沉降量要小于拱顶的沉降量;在地质围岩较好的拱顶处,未支护时的围岩变形速率几乎相同,支护后的沉降稳定值也较集中,但在拱脚处,围岩变形速率在图3上较分散,支护后的沉降稳定值较分散。此外,由于拱顶与拱脚围岩地质条件的不同,在断面ZK22+621、ZK23+140及ZK24+609处拱脚累计沉降值大于拱顶累计沉降值,在断面ZK22+654、ZK23+110及ZK24+684处拱脚累计沉降值小于拱顶累计沉降值。因此,溶洞与地下水的存在严重影响了隧道拱顶与拱脚的变形特点,在隧道开挖支护时应给予重视。
综合深入对比分析图4和图5。各断面的水平位移比周边收敛值要小,在整个开挖支护过程中,水平位移与周边收敛的变化趋势近乎一样,只是在变形量上存在一定的不同。
综合深入对比分析图2和图5。在未支护之前,拱顶的累计沉降值较拱腰收敛值要大,但其整个动态曲线的变化趋势几乎一样。
深入研究各断面围岩动态曲线可得到宏观的围岩基本变形规律,其变形可分为以下三个阶段。
(1)第一阶段,前期线弹性变形阶段(即未支护之前),其变形具有可控制性,与支护时间的选取有关,一般情况下,最晚支护时间不得超过围岩的最大弹性变形。
(2)第二阶段,后期线弹性变形阶段(即支护后的0～30d),这种变形受到现有支护理论及施工工艺限制,一般是普遍存在的,但对支护效果影响很小。
(3)第三阶段,稳定变形阶段(即支护30d之后),在支护体系作用下,围岩变形受到开挖扰动的影响已很小,围岩趋于稳定(不考虑损伤蠕变)。此外,在富水岩溶发育强烈地带,围岩变形也符合这三个阶段,但是,其变形量的大小却受到景响。因此,在富水岩溶隧道支护过程中,可根据动态监测数据,预测前期线弹性变形,合理选择支护时间,保证施工安全。
3 变形动态回归分析
大量实测围岩变形动态监测数据定量地描述隧道围岩的变形趋势,但不能定性地描述变形规律,更不能定量预测围岩的变形情况。在富水岩溶隧道支护中,为发挥动态监测数据的作用,对大量的数据进行定性回归分析,得到围岩变形与时间之间的函数关系,预测围岩变形量,为支护设计提供理论依据。
3.1 三阶段围岩动态变形回归模型
在变形动态回归分析过程中,回归模型[28]建立对数据分析的正确性、合理性有重要的作用。因此,只有在建立正确合理回归模型的基础上,才能得到符合工程实际的结果深入研究各断面动态曲线,得到围岩变形动态曲线可分为三个阶段:前期线弹性变形阶段、后期线弹性变形阶段和稳定变形阶段。在进行模型建立时,分别建立前期线弹性变形模型后期线弹性变形模型及稳定变形模型。
3.1.1 前期线弹性变形模型的建立
未支护之前,隧道围岩动态变形成线弹性,其变形与时间关系密切。因此建立变形随时间变化的一元线性分析模型表示为:
式中:δ1为围岩变形量;t1,为未支护之前的变形时间;η为回归系数;ξ1为常数。
3.1.2 后期线弹性变形模型的建立
根据后期线弹性变形特点,建立一元线性回归分析模型表示为:
式中:δ2为围岩变形量;t2为支护后的0～30d;η2为回归系数:ξ2为常数。
3.1.3 稳定变形模型的建立
根据稳定变形特点,建立回归分析模型,表示为:
式中:δ3为围岩变形量;t3为支护30d之后的时间;η3为回归系数;η3,C为常数。
综上所述,建立三阶段围岩变形动态回归分析模型,表示为:
3.2 回归分析计算
根据现场实测数据,按动态变形回归模型分别对各断面围岩变形进行分析计算,得到回归计算方程。得出大于0.950的拟合优度大约占总数的86%,与工程实际回归拟合较好,说明上述建立的回归模型(4)是正确合理的。此外,从上述拟合方程中的各参数可清晰地看出,隧道围岩在拱顶与拱脚的沉降量明显大于其他位置的沉降量。由于断面ZK22+621、ZK23+140及ZK24+609隧底是富水岩溶地质条件,围岩变形规律发生了改变,在进行工程建设过程中,应采取相应的措施进行重点支护。
4 讨论
该回归模型中的第一阶段回归分析是建立在假定围岩变形处于线弹性阶段,第三阶段回归分析假定围岩不发生损伤蠕变,但是在实际工程中,围岩未必是线弹性变形,损伤蠕变也是客观存在的,基于这个假设回归分析得到的围岩变形动态方程与工程实际存在一定差别。但是在实际工程中,为保证围岩的稳定性,一般情况下只允许岩土体出现小变形(即弹性变形),此外,支护后期损伤蠕变量非常小,对围岩的变形影响微乎其微,尤其对刚度足够的支护结构,因此,建立的三阶段围岩动态变形回归模型虽有所简化,但较符合实际情况,工程应用价值较大。
5 结束语
(1)定量分析围岩变形动态监测数据,绘制各断面围岩变形动态曲线图,可得出如下结论:围岩未进行支护之前,变形速率较大;洞口围岩变形较洞身大,洞口稳定性较差;富水岩溶地质断面处,拱脚变形大于拱顶变形;支护之后,围岩变形出现转折点,围岩变形速率明显降低;当达到100d左右时,围岩变形逐渐趋于稳定。
(2)深入研究围岩变形动态曲线形态,把各断面围岩变形分为三个阶段,即前期线弹性变形阶段、后期线弹性变形阶段和稳定变形阶段。
(3)基于围岩前期线弹性变性假设,忽略围岩稳定变形阶段的蠕变损伤,建立三阶段围岩动态变形回归模型,回归分析围岩变形动态监测数据,求得各阶段围岩变形动态方程,拟合优度较好,能从理论上解决围岩变形量与时间之间的动态关系。通过动态方程,预测各时间段围岩变形量,特别是第一阶段弹性变形量的计算,为隧道支护提供理论依据。
摘要：深入研究富水岩溶隧道围岩变形动态曲线,回归分析围岩动态监测数据,预测围岩动态变形,为富水岩溶隧道设计、开挖及支护提供理论依据与技术手段。得出研究结论:(1)未支护前岩溶隧道各断面围岩变形速率最快,支护之后变形速率明显减缓,在支护100d左右时围岩变形趋于稳定,其中富水岩溶地质段围岩变形量更大,变性特点更明显;(2)围岩宏观变形可分为三个阶段,即前期线弹性变形阶段,后期线弹性变形阶段以及稳定变形阶段;(3)基于围岩三阶段变形特点,建立三阶段变形动态模型,求解模型得到围岩动态计算方程,拟合优度高。
关键词：富水岩溶地质体,动态曲线,回归分析,三阶段变形动态模型
围岩变形监测 篇2
关键词：软弱围岩隧道,变形监测,防治措施
1 引言
高速公路隧道位于云南省澜沧江东岸, 地处构造侵蚀切割高中山峡谷地形, 谷深坡陡, 隧道进、出口均为山地坡谷, 隧道最大埋深约250m。隧道是上、下行分离式双车道隧道。隧道上行线总长为1533m, 下行线总长1500m。上、下行线间距离最小处为20m, 最大处为40m, 在上、下行线间设置行车横洞2处。隧道断面为双曲半圆拱, 设计净宽10.9m, 净高7.2m。
根据隧道围岩变形监测成果, 针对围岩变形、初期支护和二次衬砌变形破坏特点, 采取加密监测断面等方法, 分析研究围岩变形机制, 为初期支护和二次衬砌提供最佳时机。
2 隧道围岩地质条件
隧道出露地层主要为侏罗系 (J) 地层, 由石英砂岩、长石石英砂岩、泥质粉砂岩和泥岩组成。受崇山群变质带影响, 地层均有不同程度的变质现象, 局部段已变质为砂板岩。
在隧道进口附近发育有北北西向断裂, 断裂两侧岩体受挤压破碎, 风化强烈, 节理裂隙发育, 岩体呈碎裂、散体结构。隧道围岩受构造影响, 大多硐段岩体层面裂隙、切层裂隙极其发育, 隧道围岩开挖不用爆破, 直接采用挖掘机开挖, 说明围岩的破碎性, 自稳能力差, 围岩极不稳定, 见图1。在隧道开挖时随着应力的释放, 围岩支护结构变形较大, 出现二次衬砌结构开裂、侵入净空等现象时有发生, 见图2。
3 变形监测原理及布置
该隧道地质条件复杂, 岩体软弱破碎, 围岩变形量大, 为使检测结果更加准确, 本次对隧道上、下行线进行了长期跟踪监测。通过对围岩的变形收敛进行观测, 可以很好地确定二次衬砌时间。
隧道围岩收敛变形检测仪器采用SL-2型钢尺式收敛仪, 精度为0.01mm。
监测断面标点安装在围岩里, 保证标点不会因施工干扰而移动。
B、C两标点在垂直方向上不会上下移动, 可以在水平方向上移动。
标点向洞内移动所计算出的变形量为正值, 反之则为负值。
运用三角形的余弦定理计算出∠C的值, 再计算出△ABC的高h, 利用第一次所计算出的h1值依次减第二次h2值, 第三次h3值, 依次往下, 每一次将计算出拱顶累计下沉量。而斜测线LAB、LAC及侧帮LBC则直接由第一次测得的值减去第二次、第三次的值……, 最后计算出LAB、LAC、LBC的累计变化量。
一般隧道开挖4~5m后选择监测断面安装标点, 在所选择的断面上安装3个标点, 拱顶1个, 两拱腰各1个, 尽量构成等腰三角形, 每天用收敛仪将三角形的三条边长测量1~2次, 一周后每天量测1次。
4 变形监测结果分析
上、下行线虽然相距较近, 但围岩的变形却有比较大的差异。其中上行线少数断面侧帮累积变形量超过600mm, 多处变形量超过300mm。下行线围岩变形比上行线变形量小, 仍有多处断面侧帮累计变形量超过200mm。说明隧道围岩的软弱破碎性。
上、下行线的顶拱下沉量差别也较大, 其中, 上行线有多处断面拱顶下沉量大于200mm, 下行线拱顶下沉量多小于100mm。
该隧道是在复杂地质条件下开挖的隧道, 隧道围岩变形量较大, 在开挖过程中多次出现塌方现象, 初期支护和二次衬砌结构因变形开裂、侵入净空而多次进行换拱处理。围岩类别也进行了较大幅度的修正。
围岩变形收敛观测的目的是确定二次衬砌时间。根据检测成果, 一般在7d左右拱顶下沉量呈跳跃式增大, 之后呈线性递增, 变形幅度逐渐减小, 见图3;侧帮变形量普遍呈线性递增, 一般7~10d后变形幅度逐渐减少, 见图4。在围岩变形仍未收敛的情况下, 设计要求二次衬砌及时跟进, 导致衬砌结构承担了施工期大部分荷载。这种现象在隧道施工中比较普遍。围岩未释放地层荷载必然对二次衬砌结构产生较大的作用, 使其发生变形, 在围岩质量比较差的地段, 这种作用更加明显, 是造成隧道初期支护和二次衬砌结构多次破坏的重要原因。
5 围岩变形防治措施
该隧道地质条件复杂, 围岩变形量大, 变形收敛时间长, 在开挖过程中多次发生塌方, 初期支护和二次衬砌也多次进行加固处理, 甚至换拱处理。因此, 加强对围岩的变形监测, 采取有效工程措施防止围岩过大变形对整个隧道的安全性、经济性、施工进度等都有很大的帮助。
施工对隧道围岩的变形有很大的影响, 隧道上、下行线由多个不同施工队伍施工。由于施工技术、方法的不同, 隧道围岩变形也有比较大的差别。其中重要的影响因素是分台阶开挖时爆破及仰拱支护不及时的影响。
该隧道在施工初期, 为了抢施工进度, 上层掌子面掘进较快, 一次进尺一般为5m, 而下层开挖跟进缓慢, 上、下层开挖距离一度达到50m, 在软弱破碎岩层中采用此方法进行隧道开挖, 导致上部初期支护结构长期处于悬空状态, 在爆破影响下产生较大变形。加之下层开挖后, 仰拱没有及时支护, 使支护结构没有及时封闭即进行二次衬砌, 导致二次衬砌结构产生变形、侵入净空现象。
通过调整施工方法及设计参数, 分台阶开挖, 遵循短进尺、弱爆破、强支护的基本原则, 一次进尺控制在2m以内, 加密锚杆数量, 增加锚杆长度, 缩小I22槽钢间距, 在完成初期支护后, 及时完成仰拱支护, 隧道围岩一般在10d左右收敛, 收敛后跟进二次衬砌, 围岩变形量明显缩小, 见图5。对衬砌变形采用打设迈式钻进注浆长锚杆、深孔压浆等方法加固围岩, 防止衬砌结构变形开裂。通过锚杆、浆液加固围岩, 使锚杆、围岩及初期支护结构共同形成一个承载系统, 控制围岩变形位移, 达到防止隧道衬砌结构产生过大变形开裂的目的。
对二次衬砌结构进行跟踪监测结果表明, 完成二次衬砌后, 一般5d时间, 隧道围岩变形量较小, 一般10d左右变形收敛稳定, 见图6, 有效提高了衬砌结构的抗压、抗弯能力, 提高了整体受力, 减小变形, 确保支护结构的安全性和稳定性, 有效控制了围岩变形量, 确保隧道稳定和运营安全。
6结语
加强对隧道围岩的变形监测, 采取有效措施防止围岩过大变形对整个隧道的安全性、经济性、施工进度等都有很大帮助。
(1) 施工期加强对围岩类别的判断复核。由于地质条件的复杂和资金、设备条件的限制, 很难在勘察阶段完全清楚地确定复杂的地层岩性及围岩类别的变化。这就需要根据施工开挖揭示的围岩情况、监测资料和现场判断, 调整原来的勘察成果, 及时反馈给设计方, 修正初步设计参数, 做到信息化施工, 这也是新奥法施工的原则。
(2) 隧道施工方法不当, 围岩的变形有比较大的差别, 说明施工对隧道围岩的变形有重要影响。特别是在复杂的地质条件下, 分台阶开挖应该遵循新奥法的短进尺、弱爆破、强支护的基本原则。这种方法能有效地控制围岩变形量, 确保支护结构的安全和稳定。
(3) 在完成上部结构后应及时施作仰拱, 使其与上部支护结构构成一个封闭的支护系统, 这是控制隧道围岩变形的一个重要而有效的途径。通过对隧道围岩的长期监测结果表明, 在完成二次衬砌到仰拱完成前, 隧道围岩变形较大, 而仰拱完成后变形很快收敛稳定。仰拱能与上部支护结构一起构成封闭的承载系统, 能有效提高支护结构抗压、抗弯能力, 减小变形。
(4) 分台阶开挖时, 应控制一次进尺的长度, 如果进尺过长, 仰拱支护跟进缓慢, 岩体暴露时间过长, 将导致围岩发生大的变形。开挖长度过短则影响工期。
(5) 加强支护时应重视锚杆的作用。确定锚杆的有效长度, 施工时应全孔注浆, 注浆充分可以有效提高锚杆的作用, 减小隧道围岩的变形。
参考文献
[1]夏才初, 李永盛.地下工程测试理论与监测技术.上海:同济大学出版社, 1999.
影响隧道围岩变形的因素 篇3
一、大长隧道工程概况
（一）隧道基本情况
贵广铁路岩山隧道正洞全长14693m，是铁路双线客运专线隧道，位于贵州省榕江县、从江县境内，被贵广铁路公司列入为Ⅰ级高风险隧道，也是贵广铁路第一长隧道。该隧道进口端位于贵州省黔东南州榕江县境内，出口端位于从江县境内，隧区属剥蚀中低山地貌，穿越山脉呈北东向延伸。隧道岩性以板岩、砂岩、碎石土为主。隧道正洞内轨顶面以上净空面积为92m2。全隧共穿越断层22条，洞身埋藏大都在400m以上，而且地质环境较复杂，需要穿过众多不良的地质体。
（二）隧道施工方法
根据隧道围岩条件实施不同的隧道施工方法，Ⅱ级、Ⅲ级围岩采用全断面或台阶法施工，Ⅳ级围岩采用台阶法施工，V级围岩采用大拱脚台阶法或三台阶七步开挖法施工，鉴于隧道工程初期对围岩变形影响最大，因此在工程初期采用喷锚支护作为初期支护，对于围岩软弱施工段采用架设钢拱架的办法进行巩固，而二次支护则采用复合式衬砌。
二、隧道施工中的围岩变形
鉴于该隧道属于长大隧道，根据围岩变形的3个阶段，即： (1) 对于急剧变形阶段，在量测断面施工开挖后10天内，在距开挖面20米内时，在掌子面实施爆破开挖，此时围岩将发生急剧变形，从整个隧道变形量上计算，其占整个变形量的50%以上，其中包括工程开挖时掌子面已经产生的变形和位移。一般巷道的变形都较大，如下图可看出6天距施工面的位移比较：
在急剧变形阶段，因为受到人为因素和环境的影响，在此阶段喷射的混凝土一般很难达到要求的强度，加之应力重分布效应的影响，若施工工序发生变化，则围岩的变形会十分剧烈，比如围岩有明显的振荡，或者振荡的频率和程度逐渐加大等。 (2) 在围岩变形的第二阶段，即缓慢增长阶段，即随着施工的进展，喷射的混凝土的硬度逐渐加强，加之工程其他的支护系统逐渐恢复效用，比如初期的支护可在一定程度上限制隧道围岩的收敛变形，并且使收敛变形的程度逐渐变小，在某种程度上这就是围岩变形的时间效应。 (3) 在基本稳定阶段，即在开挖面和观测断面的距离超过两倍洞径长度，此时随着时间的推移，各种支护措施的功效逐渐体现，以及喷射混凝土的效果逐渐体现出来，此时空间效应对隧道围岩的影响已经基本消除，隧道收敛变形速度在这些措施下开始逐渐趋于缓慢，此时即可认为隧道基本处于稳定阶段。围岩变形量与时间关系如下图所示：
鉴于围岩变形所经历的3个阶段，以及时间因素和空间因素的影响，我们选择此隧道施工中下行线XK20+800断面作为调查和分析的区域，此断面基本饱和了此工程所涉及的各种地质体，环境复杂，便于说明围岩变形所遇到的多种问题。为此，可采用有限元法进行相关的数值模拟，比如泥岩层、砂岩层、灰岩层和千枚岩层，根据各种岩石层的物理力学指标进行分析。经计算得知，石英砂岩板岩气样成分及浓度如表1所示。
砂岩板岩岩样成分及浓度如下表2所示。
通过对XK20+800断面模拟的数值分析和计算得到模拟计算结果，即在隧道开挖初期，由于受到应力的重分布影响，导致物理力学条件快速开始恶化，致使塑性区的范围扩大到2.1米，因此围岩变形情况凸现出来，处于极不稳定状态。因此，在隧道开挖之初，应做好合理的支护措施，因为此时围岩变形的程度最大，力学条件转化效果较好，而其塑性区的范围即会显著变小，本工程通过合理的支护措施后，塑性区范围缩减至0.7米，变形趋势逐渐减缓并趋于稳定，此时在此基础上进行二次衬砌，则围岩变形基本处于稳定。
三、施工影响因素分析
鉴于上述隧道工程的基本情况和复杂的地质条件，以及施工中围岩塑性区的变化特点，为了避免隧道围岩变形，应在不同变形阶段予以针对性的支护措施，因此，隧道施工是有效控制和降低隧道围岩变形的最重要部门。所以，应根据隧道变形的阶段性特点，在施工开发的方法上、支护结构的设计上、以及施工工序的安排上进行对应合理的施工方法和施工技术，如此才能降低隧道围岩变形的程度。
（一）隧道施工初期开挖方法
在隧道开挖后会导致盈利重新分布，应力场也会发生变化，所以，在隧道开挖时应根据实际情况采取爆破或分爆破的形式，将全断面和分部开发法等配合使用，以保证这些对应力状态有重要影响的方法影响效果降至最低，亦方便后续施工对位移场变化的判断和后期支护措施的实施。开挖时，当上半断面收敛变形区域稳定时，再开挖下半断面，以避免引起上半断面新的扰动，出现收敛变形的突变，其幅度大小应控制在与下半断面瞬间形成的收敛突变相近，但是数值不宜过大，上、下半断面收敛变化趋势应以相近为佳。采用台阶法开挖时，上台阶围岩将受到两次扰动，所以对于台阶法应灵活运用。
（二）隧道施工中的支护结构
支护结构可有效地减小隧道塑性区的范围，从这个意义上说，良好的支护结构是控制围岩变形和围岩应力的关键，其不但能够有效地限制隧道开挖后引起的围岩变形，还可以让收敛变形不断缩减，因此支护结构是影响隧道围岩变形的重要因素，隧道工程设计和施工人员应予以充分的重视。另外，应注意在支护措施完成，围岩变形趋于稳定后，即围岩处于相对平衡状态时，再进行后续施工，比如开挖侧壁基础和矮边墙施工等等。
（三）隧道施工工序安排
隧道施工程序包括初期开挖，初期支护、以及后期的一系列施工工序，比如设置仰拱、二次衬砌等，同样这些工序也是影响隧道围岩变形的主要因素。这些工序中每道工序都可对隧道围岩变形产生较大影响，从施工总结出的数字模拟出的数字进行分析，任何一道工序施工之初隧道围岩变形都较剧烈，随着工程进入尾声而逐步稳定下来，直至趋于停止，即回归到施工前相对稳定的状态。这说明，隧道区岩体极易受到施工扰动而发生相应变形，因此，无论开挖还是支护，均应加强围岩保护，尽量避免对岩体造成损伤。
四、结语
深矿井巷道围岩变形治理研究 篇4
对于深部开采, 由于高应力的作用, 深井围岩物理力学性质与浅部有较大区别, 巷道围岩破坏普遍, 是深部矿压显现的主要特征。当巷道帮部在围岩高应力作用下, 逐步破碎、压实、压紧后, 由于巷道原支护方案不能对巷道各个部位进行有效支护, 致使应力向底板传递, 当巷道两帮集中应力超过底板岩石的极限承载力时, 底板岩石发生破坏, 引发底鼓。但围岩破坏并不意味着巷道失稳, 只要支护得当, 巷道仍能保持稳定性。本文以鸡西东海煤矿巷道底鼓特征为研究对象, 分析在原支护条件下底鼓原因, 提出全新支护形式, 最终通过控制底鼓变形量, 降低了巷道维护量, 破解了制约东海煤矿安全高效开采的主要问题。
2 新旧支护方式数值模拟分析
本模拟采用RFPA2D数值模拟软件对深井在有无底板支护的两种情况进行数值模拟。考虑到巷道埋深较大的特点, 设计采深为1100m, 建立模型长度为40m, 高度为40m, 长度方向取160个单元, 深度方向160个单元的模型。
随着巷道顶、底板影响范围的增大, 超出两帮锚杆所支护的范围, 帮锚支护失效, 致使两帮破坏, 产生向巷道内侧的位移。随着两帮破碎裂隙的横向发展, 顶、底板上覆岩层和下部岩层向巷道侧产生弯曲变形量逐渐增大, 巷道断面在不断缩小。巷道顶板上覆岩层的压力通过顶板和两帮传递给底板, 致使巷道的底板两侧压力升高, 进而挤压巷道的底板, 引起巷道底鼓。当发展到达一定程度后巷道上覆及下部岩层继续的挤压巷道, 弯曲量不断增大, 巷道两帮破碎裂隙的发育延伸至顶板, 致使顶板锚杆受岩层错动而破断, 锚杆与锚索起到的组合梁作用, 在岩层错动量加大的情况下而失去效力。巷道支护体失去作用, 上部岩层整体发生错动变形, 巷道底板出现破裂, 巷道顶板产生错动变形, 使原本处在高应力下的巷道底板应力值迅速降低, 此时整个巷道呈现稳定状态。
加底部锚杆支护情况下巷道底鼓数值模拟
为对比巷道打底板锚杆与未打底板锚杆两种支护方式下巷道的底鼓情况以及巷道围岩的整体变形情况, 如图1所示即为巷道增加底板锚杆的示意图。
从数值模拟结果可以看出, 只支护顶板和两帮的情况下, 不能有效地控制顶底板及两帮的变形, 而同时对巷道进行底板锚杆支护, 相当于提高了底板岩石自身强度, 所以在巷道底板并未产生明显的变形与破坏, 巷道变形有所改善, 围岩应力向深部转移, 并且可以看出巷道底鼓量明显减小, 垂直底锚有效地阻止底鼓的发生。
3 支护方案设计
为了有效的控制底臌, 在保持巷道原有的顶板及两帮支护条件不变的情况下, 采用φ20mm、长度为2200mm树脂锚杆对巷道底板进行支护, 同时支设梯形梁。新支护方案巷道剖面如图2所示, 平面布置如图3所示。根据实际工作需要, 采用上述围岩控制技术方案与措施, 在东海煤矿32号层回风巷道进行工业试验, 试验段观测长度为30m。为掌握实验期间巷道围岩的变形情况和支护效果, 在巷道实验段和实验段上部分别设测区进行间断性观测, 以便将新设计方案的支护效果与原设计方案的支护效果进行对比, 顶底板及两帮移近量观测点布置如图4所示。 (图5)
两种方案施工的巷道对比有如下特点:初期顶底板和两帮移进量基本相同, 但随着时间的推移, 原支护方案下的巷道围岩变形量远大于新支护方案下巷道围岩变形量。新支护方案下的巷道变形上基本上趋于稳定, 而原有巷道支护情况下巷道变形仍在继续。
结束语
⑴工程实例应用结果表明, 优化支护后的数值模拟结果与实际情况一致, 说明本文提出的支护方式科学可行, 具有良好工程应用前景。
⑵仅支护顶板和两帮的巷道围岩变形量, 远大于优化后的巷道围岩变形量, 新支护方案巷道底板并未产生明显的变形与破坏, 有效地控制巷道底鼓同时, 进一步治理巷道两帮的围岩裂隙发育, 使围岩应力向深部转移。
⑶优化后的支护方案巷道变形上基本上趋于稳定, 而原有巷道支护情况下巷道变形仍在继续, 说明在新支护方案下巷道变形趋于稳定的时间要比原支护方案下短很多。
参考文献
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煤矿采场上覆围岩变形特征分析 篇5
1 采场上覆岩层变形规律
1.1 上覆岩层“三带”划分
采场上覆岩层运动过程中, 根据各岩层运动性质的不同可以划分为三部分 (“三带”) :垮落带、裂隙带和弯曲下沉带 (见图1) 。
垮落带、裂隙带和弯曲下沉带的具体特征如下:
垮落带也称冒落带, 该部分岩层在老塘已经垮落, 在采场由支架暂时支撑, 在推进方向上不能始终保持传递水平力的联系。
裂隙带:该部分岩层在推进方向上裂隙较发育, 各岩层的裂隙浓度已扩展到 (或接近扩展到) 全部厚度。
弯曲下沉带:弯曲下沉带的岩层在采场推进很长一段距离后才会开始运动, 其运动缓慢, 运动结束后在推进方向上形成的裂隙, 无论在数量上还是在深度上都比裂隙带少和小。弯曲下沉带运动的最终结果是在地表形成沉降盆地。
一般情况下, 我们把垮落带称为直接顶;对采场矿压显现有明显影响的岩层称为老顶, 直接顶与老顶的全部岩层定义为采场需控岩层范围。
1.2 “三带”高度的计算
表1为我国部分综放面直接顶垮落的实测或实验结果。
由表1可以得知:一般情况下, 煤层直接顶垮落高度与煤层厚度比为2.2左右, 而不规则垮落带高度与煤层厚度的比值大约为1.1。因此, (1.0～1.1) m以下的直接顶岩层为不规则垮落带, 这部分岩层垮落后其载荷将全部由支架来承担; (1.0～1.1) m～ (2.0～2.2) m之间的直接顶岩层为规则垮落带。
垮落带高度确定:当直接顶厚度不小于2倍～3倍采高时, 采空区垮下2倍～3倍采高的直接顶就能填满采空空间, 这时垮落带岩层就是2倍～3倍采高的直接顶, 其上面的直接顶或老顶岩层已进入裂隙带。
裂隙带位置判别:裂隙带的位置可用式 (1) 来判别[2]。
其中, Hi为由下而上第i层老顶岩层 (基础岩层) 的厚度, m;H′i为由下而上第i层老顶分层的厚度, m;M为煤层采高, m;Kl为老顶及其附加岩层的岩石碎胀系数, 取1.15～1.33;h为直接顶厚度, m;Kz为直接顶岩层的岩石碎胀系数, 取1.33～1.5。
当式 (1) 成立时, 说明第i层老顶分层已进入裂隙带。第i层老顶分层以下的老顶分层及直接顶岩层则为垮落带岩层。
裂隙带的高度是随着采场的推进而逐渐扩展的。当工作面推进距离大约为工作面长度时, 裂隙带高度发展到最大, 压力拱扩展到最高。裂隙带高度计算可根据经验公式进行计算。因此, 裂隙带高度为:
其中, mlx为裂隙高度, m;∑m为累计采厚, m。
弯曲下沉带的高度就是采深范围中自压力拱拱顶部位 (裂隙带上部) 开始一直到地表的所有岩层, 计算公式为[3]:
mhc=H-mlx-mz (3)
其中, mhc为弯曲下沉带高度, m;H为工作面采深, m;mlx为裂隙带高度, m;mz为垮落带高度, m。
1.3 茶叶树煤矿上覆岩层“三带”划分高度的预算
茶叶树煤矿主斜井倾角-25°, 斜长502 m, 掘进断面16 m2。三叠系上统大荞地组 (T3d3) 地层开口, 在上统大荞地组 (T3d5) 落平, 主要为砂岩、页岩及少量泥岩 (普氏系数为4～6) , 裂隙水居多, 通过实测得知, 涌水量平均3m 3/h, 最大涌水量20m 3/h。
结合茶叶树煤矿的地质条件分析可知, 茶叶树煤矿35号煤层 (厚2.8m) 的直接顶板为2m厚的粉砂质页岩, 若采用一次采全高的开采方式, 由前面分析可知, 不规则垮落带在2.80m～3.08m左右, 规则垮落带的范围为 (2.8m～3.08m) ～ (5.6m～6.2m) 。
裂隙带高度由式 (2) 可求得, 裂隙带高度为29.7m左右, 从而可知29.7m以上直至地表为弯曲下沉带。
从茶叶树煤矿采场上覆岩层“三带”现场监测所得的结果可知, 采场所形成的规则垮落带高度约为5.8m, 裂隙带范围为5.8m～31.5m, 31.5m以上为裂隙带, 这与计算所得的结果基本吻合, 其误差主要是由于茶叶树煤矿采场上覆岩层的地质条件差异所致, 不过误差在可靠范围之内。
2结语
根据四川攀枝花茶叶树煤矿的开采情况, 本文对茶叶树煤矿煤层开采采场上覆岩层“三带”范围进行了理论分析与现场监测, 得到了上覆岩层“三带”的大致分布范围, 通过分析可知:其垮落带、裂隙带、弯曲下沉带的预算结果与现场监测结果基本吻合。预算结果可作为现场“三带”分析。通过对煤矿开采过程中采场上覆围岩变形特征的分析, 为指导现场进行有效的支护提供了可靠的科学支持。
摘要：以四川攀枝花茶叶树煤矿的地质条件为依托, 针对茶叶树煤矿35号煤层采场上覆岩层的活动规律进行了研究, 通过理论计算和现场检测, 分析了煤层开采后上覆岩层移动规律、破坏特点及上覆岩层垮落范围, 介绍了覆岩“三带”的大概范围, 为深入认识煤矿采场覆岩变形特征提供了指导。
关键词：煤矿安全,上覆岩层,三带,变形特征
参考文献
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沿空留巷围岩变形力学分析 篇6
煤矿开采深度逐渐增加, 导致了巷道变形严重, 尤其是沿空留巷, 受本工作面采动影响的同时也受上工作面残余支承压力的影响, 支护更加困难。应尽快掌握沿空留巷围岩变形机理, 采取相应的支护方案, 确保安全生产。为了研究沿空留巷围岩的变形机理, 首先应掌握沿空留巷顶板活动的基本规律, 文章采用钱鸣高院士的关键层理论[1], 分析留巷围岩顶板下沉的力学模型, 得出了顶板下沉量的解析解, 并根据具体的地质条件进行了顶板厚度、巷道宽度、支护阻力等影响因素的分析, 从而为沿空留巷围岩的变形控制提供理论依据。
1 沿空留巷围岩结构模型
沿空留巷采空区侧悬伸的直接顶岩层以巷道实体煤帮为支点转动, 继而垮落带直接顶发生垮落。沿空留巷围岩结构形式如图1所示。
Ⅰ.垮落带岩层;Ⅱ.裂缝带岩层;Ⅲ.弯曲下沉带岩层
由图1可知, 采空区上方坚硬的基本顶关键岩层在裂缝带内将断裂成排列整齐的岩块A和岩体B, 关键岩块A和岩体B间受水平推力作用而形成铰接关系, 将向采空区侧回转下沉, 同时与位于采空区松散矸石上的关键岩块C通过铰接关系咬合形成斜跨梁结构, 岩层移动曲线的形态呈开始为下凹、而后岩层移动曲线的曲率随着采空区中矸石由松散状态逐渐压实和留巷直接顶的下沉而逐渐减小。
2 顶板下沉变形力学分析
2.1 力学模型
沿空留巷顶板上边界给定变形, 下边界受到巷内支护阻力P1的作用, 左边界可看作固定边界, 右边界简化为作用于直接顶的横向阻力P2, 建立力学模型[2,3,4,5], 如图2所示。
2.2 顶板下沉量分析
顶板下沉量采用位移变分法[6]求解, 因为弹性体储存的形变势能为:
U=21蘩蘩蘩σεdν可用位移分量表示为:
式中, u、v、w分别为位移分量;E为弹性模量;μ为泊松比。
本问题为平面应变问题, 则可用位移分量作未知数, 式 (1) 可简化为:
由力学模型, 确定边界条件如下:
体力分量X=0, Y=-ρg
面力边界条件x=a:X軍=-p2, Y軍=0;y=0:X軍=0, Y軍=p1;
位移边界条件x=0:u=v=0;y=b:v=-xθ
则位移分量表达式为:
式中, a为巷道宽度, m;b为直接顶厚度, m;θ为老顶转动角, (°) ;A1, B1为待定常数。
用瑞兹法求解, 将式 (2) 、式 (3) 代入式 (1) , 并根据边界条件可求出A1、B1, 根据式 (4) 可得顶板下沉量的表达式:
3 实例计算与分析
根据淮南某矿工作面条件, 取a=5m, b=2.3m, θ=5°, E=5.5GPa, ρg=20.0×103 N/m3, μ=0.3, P1=0.35 MPa, P2=0.02 MPa。留巷时, 采空区一侧留巷顶板达到最大下沉量。现讨论留巷顶板在采空区侧 (x=a) 的下沉量与顶板厚度、巷道宽度及充支护阻力的关系。
(1) 顶板厚度和顶板下沉量之间的关系。将淮南谢一矿512 (5) 工作面机巷的参数代入上述有关公式, 得到顶板下沉量与顶板厚度关系式为:
根据式 (6) , 可绘出顶板下沉量与顶板厚度关系图, 如图3所示。
由图3可以看出, 直接顶厚度小于2 m时, 顶板下沉量变化不大;而当直接顶厚度大于2 m时, 随直接顶厚度的增加顶板下沉量显著下降, 因为厚度增大增强了直接顶承载能力和抗变形能力。
(2) 巷道宽度和顶板下沉量的关系。将淮南谢一矿512 (5) 工作面机巷的参数代入上述有关计算公式, 得到顶板下沉量与巷道宽度的关系式为:
根据式 (7) , 可绘出巷道宽度与顶板下沉量的关系图, 如图4所示。
由图4可知, 随着巷道宽度的增加, 顶板下沉量基本呈线性增加, 巷道宽度增大可使运输、行人、通风等比较方便, 但巷道宽度增加过大会使顶板下沉量显著增大, 影响运输、行人安全, 也使巷道支护难度加大。因此, 巷道宽度在满足便于运输和安全生产的条件下不宜过大。
(3) 顶板下沉量与支护阻力的关系。将淮南谢一矿512 (5) 工作面机巷的参数代入上述有关计算公式, 得到顶板下沉量与巷内支护阻力的关系为:
根据式 (8) , 可绘出顶板下沉量与巷内支护阻力的关系图, 如图5所示。
由上图可以看出, 顶板下沉量随支护阻力的增加线性减小, 适当提高支护阻力可减小顶板下沉量。若支护阻力较小, 不导致顶板下沉量增大, 也可能由于支护阻力较小导致沿空巷道垮落。因此, 为满足行人、运输和通风的要求, 应适当提高支护阻力。
4 结论
(1) 根据支架-围岩活动规律建立了沿空留巷围岩变形力学模型, 得出了顶板下沉量的解析解。
(2) 分析可知, 顶板下沉量随顶板厚度的增加而减小, 随巷道宽度的增加呈线性增加, 随支护阻力的增加线性减小。
摘要：为研究沿空留巷围岩的变形机理, 分析了留巷围岩顶板下沉的力学模型, 得出了顶板下沉量的解析解, 并根据具体的地质条件进行了顶板厚度、巷道宽度、支护阻力等影响因素的分析, 顶板厚度越大下沉量越小, 巷道宽度越大下沉量越大, 支护阻力越大下沉量越小, 从而为沿空留巷围岩的变形控制提供了理论依据。
关键词：沿空留巷,围岩,力学模型
参考文献
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基于灰色理论的隧道围岩变形预测 篇7
关键词：隧道围岩,新奥法,灰色理论,变形预测
0 引言
随着现代化建设的快速发展, 隧道工程在交通运输中的地位及重要性不断提高。近十几年来, 我国公路隧道修筑技术, 无论在设计理论还是施工方法上, 都取得了质的飞跃。以前隧道设计理论以松弛荷载理论为基础, 采用矿山法施工, 现在岩体力学理论和新奥法[1]施工在公路隧道中得到了广泛运用。在用新奥法施工各种隧道、洞室、巷道等开挖断面时, 围岩监测是其施工程序的核心之一, 目前工程上常用的方法主要有应变仪、应变计及精密水准仪挂尺杆测量法等。
河南LN高速公路某段设置一ST隧道, 其为分离式隧道, 左右路线间距24m, 隧道轴线间距35.6m, 左隧道长1968m, 右隧道长2079m。根据工程地质调绘及钻孔揭露, 隧址区隧道进口、出口路段山坡上有少量坡洪积亚粘土, 下伏基岩为中元古界汝阳群及熊耳群。利用激光断面仪结合高精密水准仪对ST隧道进行一种探索性量测, 通过对隧道围岩净空定点多次量测, 处理数据, 分析净空收敛、拱顶下沉和围岩内部位移, 以及洞内围岩偏压量测情况, 及时将信息反馈于施工, 评价围岩、支护结构以及承重结构的受力性能。基于激光断面仪观测的ST隧道围岩变形数据, 引入灰色理论分析法, 预测围岩的后期变形, 以进一步指导施工实践[2]。
1 激光断面仪围岩监测
1.1 激光断面仪基本原理
激光断面仪的基本原理是用步进马达装置和激光测距装置, 对选定断面进行检测, 并在控制器中记录每个测点与初始方向的夹角和距离, 以实现非接触性测量的方法。为使检测有可比性和便于操作, 以隧道设计轴线为基准, 在选定里程的轴线上测出中心桩高程, 调校好激光断面仪, 并测出中心桩到激光测距头旋转中心的高度, 这时此旋转中心即成为一极坐标的圆心, 按照与隧道轴线垂直的方向进行测量[3]。
1.2 监控量测方案
本方案采用BJSD-2型激光断面仪结合高精密水准仪定点挂尺方法, 具体如下:
(1) 断面布置
根据《公路隧道施工技术规范》 (JTJ042-94) [4]的要求, 并结合ST隧道的具体情况, 量测断面布置如下:对V级围岩, 量测断面间距为10米;对IV级围岩, 量测断面间距为20米;对III级围岩, 量测断面间距为50米。
包含内容: (1) 在开挖后的隧道内, 利用全站仪先找到隧道中轴线; (2) 在隧道中轴线上定出观测参照点, 并测量出该点的实际高程及与隧道中轴线的偏差值。
(2) 量测时间和频率
变形速度小于1mm/d时, 量测频率为1次/周;变形速度大于1mm/d小于10mm/d时, 量测频率为1次/天;变形速度大于10mm/d时, 量测频率为2次/天。
尽量利用隧道开挖循环中立钢架阶段, 对隧道断面快速进行整体及局部定点扫描, 监测钢拱架、格栅支撑、锚杆和二次衬砌的变形情况, 这样可保证在及时收集数据的同时又能减少频繁量测给施工进度带来的干扰。
(3) 量测过程
架设BJSD-2激光断面仪于所定参照点处, 进行隧道围岩周边、拱顶以及钢支撑等变形、下沉、收敛情况数据采集, 且每次量测时, 用精密水准仪测出参照点的高程变化值。
1.3 数据、图形的输出及处理
隧道激光断面仪由控制器存储数据, 利用相应软件, 由计算计直接输出, 再传入计算机, 以进行数据处理。开挖过程中, 用激光断面仪对同一断面的围岩稳定性观测时, 把多次监测数据进行比较计算出隧道的收敛位移。具体而言, 就是在软件支持下, 把第一次量测所得图形作为一个标准的基准图, 然后把后续依次测量图与基准图比较, 观察差值即可看到断面上设定的不同点的收敛变形情况。比如在数据图像比较处理时, 标高坐标扣除用精密水准仪所测断面基准点围岩变形值, 在比较图上就可以看到周边变形情况。如图1所示, ST隧道某里程处开挖后第四天变形与第三天比较, 可看出拱顶还有约3~4mm的变形, 拱肩有1~3mm的变形。
图2是ST隧道IV级围岩zk11+540.989里程处开挖后第二天拱顶变形情况, 可看出此时拱顶有5mm的沉降变形。
2 ST隧道围岩变形预测
2.1 灰色理论原理
部分信息已知, 部分信息未知的系统, 称为灰色系统。灰色分析全称即为灰色系统理论分析, 是由中国华中科技大学邓聚龙教授于1982年在国际经济学会议上提出的, 该理论主要是针对系统模型的不明确性, 信息的不完整性, 进行关于系统的关联分析、模型建构、预测及决策的方法来探讨及了解系统[5]。灰色分析的优点在于: (1) 不需要大量样本; (2) 样本不需要有规律性分布; (3) 计算工作量小; (4) 定量分析结果与定性分析结果不会不一致; (5) 可用于近期、短期和中长期预测; (6) 灰色预测精准度高。
围岩稳定性预测研究是当前隧道地质工作中的一项重要任务, 而隧道变形的定量预测是其关键之所在。这种定量预测由于资料的匮乏性而难度较大, 实践性及探索性较强。20世纪80年代末以来, 灰色系统理论开始引入地质领域, 灰色GM (1, 1) 预测模型以其数量要求少, 计算方便简单及预测精度高等优点被认为是解决围岩变形预测到的一种有效途径, 已在一些实际工程预测中得到具体应用, 并初见成效。
一切随机量都可看作是一定范围内变化的灰色量, 对灰色量的处理不是找概率分布及求统计规律, 而是通过数据生成来寻求数据间的规律, 根据对生成数据建模实现预测目的。常用的数据生成方式有累加生成, 累减生成及映射生成等几种。灰色GM (1, 1) 模型是常用的单变量一次累加生成预测模型, 下面将采取一种较为快捷的方法, 进一步探究该模型在ST隧道监控中的应用。
2.2 灰色分析预测
对ST隧道断面的量测数据如图3所示, 拱顶处的变形值为3.5mm, 可左右内插提取。这样, 通过对同一断面进行多次观测, 提取所需数值列为表1, 并分别采用GM (1, 1) 模型和V模型进行灰色分析预测。
2.3 预测值与实测值的比较
如图4所示, 从实测值来看, 240h时隧道的实际拱顶下沉量为37.5mm, 而GM (1, 1) 模型预测的拱顶最大下沉量为33.8mm, 二者基本符合。围岩变形必经要收敛于某一值, V模型预测拱顶最终收敛性较好, 更能符合一般规律, 而GM (1, 1) 模型预测值后期收敛不明显。从预测值与实测值的对比分析可以得出, 采用V模型预测围岩变形是可行的, 其预测结果在指导施工实践时有重要的参考作用。
3 结论
以激光断面仪对ST隧道围岩变形的大量观测数据为基础, 采用灰色系统理论中的GM (1, 1) 模型和V模型分别对围岩的后期变形进行预测, 比较发现V模型预测是可行的, 其预测结果对指导施工实践有着重要的参考作用。
参考文献
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