洞室地基稳定性分析

洞室地基稳定性分析（精选5篇）

洞室地基稳定性分析 篇1

国民经济的持续稳定增长及发展需求,极大地带动了我国各类隧道工程的发展,如穿山交通隧道、海底隧道、输水隧洞、城市地铁等,埋置于地下的围岩由于洞室开挖,而使得一个方向或两个方向的应力发生卸载,进而发生卸荷破坏。传统力学分析理论中利用弹性力学或弹塑性力学计算洞壁围岩应力及塑性区分布情况,但对于具有复杂应力及渗流场存在情况,一般难以得到理论解析解。随着计算机技术的发展,现代数值计算分析技术已成为岩土工程分析中不可或缺的重要手段与技术。目前数值模拟分析中所采用的岩土材料本构模型以弹塑性本构模型居多,如Hoek-Brown强度准则中,以m、s、GSI等参数表征岩体强度,Mohr-Coulomb准则中采用c、φ表征,对于弹性及弹塑性材料,岩土体弹性与塑性屈服变形阶段这些强度表征参数并不随应力值增加而发生变化。已有室内实验研究结果表明,硬脆性岩石残余强度与峰值强度并不相等,且随着应变量的变化而变化。

文章中利用数值分析软件对弹性、弹塑性及弹-脆-塑性材料情况下深埋地下洞室围岩应力、位移及稳定情况进行了对比分析,并研究了采用不同材料时洞室分析中应注意的问题,研究结果可为地下洞室稳定分析提供一定的参考。

1 应变软化模型

理想弹性与弹塑性材料岩土体屈服与变形过程中力学参数并不随应变值增加而变化。应变软化材料则是指在屈服变形中,岩土体力学参数为应变相关函数,即随着屈服程度的变化而变化。Hoek-Brown与Mohr-Coulomb强度准则中分别以m、s、GSI以及c、φ等参数表征岩体强度,对于屈服后岩体强度则分别以mr、sr、cr、φr表征。

Mohr-Coulomb强度准则应变软化模型中屈服单元的黏聚力、摩擦角、剪胀角与剪切流动法则非关联,抗拉强度与张拉流动法则相关联。即岩体力学参数c、φ、ψ、σt认为是塑性应变的函数。

$\{\begin{array}{l}c=c{}_{0}f{}_c(\epsilon {}_{\text{s}}^{\text{p}})\\ \phi =\phi {}_{0}f{}_{\phi }(\epsilon {}_{\text{s}}^{\text{p}})\\ \psi =\psi {}_{0}f{}_{\psi }(\epsilon {}_{\text{s}}^{\text{p}})\\ \sigma {}_{\text{t}}=\sigma {}_{\text{t}}^{0}f{}_{\sigma {}_{\text{t}}}(\epsilon {}_{\text{t}}^{\text{p}})\end{array}(1)$

而

$\epsilon {}_{\text{s}}^{\text{p}}=\frac{1}{\sqrt{2}}{\displaystyle \int [}(\text{Δ}\epsilon {}_1^{\text{p}\text{s}}-\text{Δ}\epsilon {}_{\text{m}}^{\text{p}\text{s}}){}^2+(\text{Δ}\epsilon {}_{\text{m}}^{\text{p}\text{s}}){}^2+(\text{Δ}\epsilon {}_3^{\text{p}\text{s}}-$

Δε${}_{\text{m}}^{\text{p}\text{s}}$)2]1/2dt (2)

$\begin{array}{l}\epsilon {}_t^{\text{p}}=|\text{Δ}\epsilon {}_3^{\text{p}t}|\text{d}t(3)\\ \text{Δ}\epsilon {}_{\text{m}}^{\text{p}\text{s}}=\frac{1}{3}(\text{Δ}\epsilon {}_1^{\text{p}\text{s}}+\text{Δ}\epsilon {}_3^{\text{p}\text{s}})(4)\end{array}$

采用应变-软化模型时,依据计算过程中当前的塑性应变增量值,采用式(1)调用修正函数进行下一步循环计算中力学参数调整。

2 数值模型

2.1 几何参数

假设某深埋地下圆形洞室半径r=5.0 m,如图1所示。为便于后续分析,于洞壁顺时针方向设计一系列监测点,并以监测点与起点距离为变量。

2.2 物理力学参数基本量

假设某处于地下一定深度的岩体中开挖地下洞室,此处采用弹、弹-塑以及应变软化性(弹-脆-塑)三种材料模型,研究对于该地下洞室稳定分析采用不同岩土体材料时分析结果的差异变化,其中所采用物理力学参数如下表1所示。

表1中,初始地应力场情况为,水平最大主应力σ1=20 MPa,垂直应力σ3=10 MPa,垂直洞轴中主应力σ2=15 MPa。

3 特征量分布规律

3.1 最大主应力

三种不同材料情况下,洞室开挖后最大主应力分布如图2所示。

由图2可知,弹性模型下洞室开挖后最大主应力分布于洞顶与洞底位置,量值达到50 MPa左右。对于弹塑性及弹脆塑性材料,最大主应力并不分布于浅部洞壁,而分布于洞顶及洞底侧壁内一定距离,且量值相对弹性材料低,为45 MPa左右。

三种材料情况下各监测点最大主应力量值情况如图3所示。

由图可知,由于洞壁围岩是否屈服进而在应力释放的影响下,弹性材料情况下洞顶及洞底洞壁岩体最大主应力量值最大,弹塑性材料次之,弹脆塑性材料最低。而对于未屈服部分,即左右腰部位置,三种材料最大主应力量值基本相等。

3.2 最小主应力

三种不同材料情况下,洞室开挖后围岩中最小主应力分布如图4所示。

由图4可知,三种不同材料时地下洞室开挖,二次应力场中最小主应力宏观分布特征基本相似,仅部分区域分布量值分布范围稍有差异。其中各监测点最小主应力量值如下图5所示。

由图5可知,洞室开挖后,对于弹性材料,洞壁围岩最大主应力基本释放完毕,量值上接近于0值,而对于弹塑性及弹-脆-塑性材料,洞壁应力稍有起伏变化,但量值一般较低,即三种材料地质体重开挖地下洞室后最小主应力分布较为相似。

3.3 位移

三种不同材料情况下,洞室开挖后围岩位移分布情况如图6所示。

由图6可知,数值计算中分别采用弹性、弹塑性及弹-脆-塑性材料时,由于地下洞室开挖所引起的位移分布情况基本相似,即对于最大主应力为水平垂直洞轴情况,位移极值一般分布于左右洞壁位置,量值上基本为8 mm左右。各监测点位移量值情况如图7所示。

由图7可知,地下洞室开挖,弹性、弹塑性及弹-脆-塑性三种材料所对应的位移情况基本相同,变化规律亦基本相同。

3.4 围岩稳定系数

洞室开挖洞壁不同部位由于应力重分布作用应力量值及方向不同,对应应力状态下的围岩强度亦不相同,故而洞室稳定性不同。此处为表征洞室稳定性,引入围岩稳定系数概念,假设某点主应力状态为σ1、σ2、σ3,此时对应的抗压强度为σmass、抗拉强度为σtmass,则

受压情况下:

$F=\frac{\sigma {}_{\text{m}\text{a}\text{s}\text{s}}}{\sigma {}_1}(5)$

受拉情况下:

$F=\frac{\sigma {}_{\text{t}\text{m}\text{a}\text{s}\text{s}}}{\sigma {}_3}(6)$

式(6)中:F为围岩稳定系数。

对于洞壁围岩受压情况F>0,受拉情况则F<0,其中σmass、σtmass随围岩所处应力状态改变而改变,见图8。

由图8可知,数值计算分析中采用三种不同材料时,地下洞室开挖后,围岩稳定系数分布特征基本相似,仅局部量值大小不同。弹性材料情况,部分区域稳定系数量值低于1.0,而对于弹塑性与弹-脆-塑性材料而言,围岩稳定系数均大于或等于1.0。各监测点围岩稳定系数值变化如图9所示。

由图9可知,弹性状态由于洞顶及洞底围岩二次应力场中最大主应力量值高于弹性及弹塑性状态,故而得到的稳定系数值低于弹塑性及弹-脆-塑性材料,而该部位围岩稳定系数在弹塑性及弹-脆-塑性状态下一般量值为1.0,即采用数值软件模拟分析洞壁围岩稳定时,对于弹性材料可取围岩稳定系数小于1.0部位为屈服破坏区,而对于弹塑性及弹-脆-塑性模型,在稳定系数1.0区域即为屈服破坏区。

4 结论

(1)由于岩体屈服变形的影响,弹性材料下洞壁围岩最大主应力极值最高,弹塑性材料次之,弹脆性材料极值最低。

(2)三种材料下地下洞室开挖后最小主应力量值分布基本相似,环洞壁方向量值接近于0。

(3)弹性、弹塑性及弹-脆-塑性三种材料所对应的位移情况基本相同,变化规律亦基本相同。

(4)洞室围岩不稳定部位,利用弹性模型计算时稳定系数低于1.0,而该部位围岩稳定系数在弹塑性及弹-脆-塑性状态下一般量值为1.0。采用数值软件模拟分析洞壁围岩稳定时,选用不同材料时应注意相应的取值。

摘要：利用数值模拟分析软件,研究了不同岩石材料下的洞室稳定性。结果表明:(1)由于岩体屈服变形的影响,弹性材料下洞壁围岩最大主应力极值最高,弹塑性材料次之,弹脆性材料极值最低。(2)三种材料下地下洞室开挖后最小主应力量值分布基本相似,环洞壁方向量值接近于0。(3)弹性、弹塑性及弹-脆-塑性三种材料所对应的位移情况基本相同,变化规律亦基本相同。(4)洞室围岩不稳定部位,弹性模型计算时稳定系数低于1.0,弹塑性及弹-脆-塑性量值为1.0。采用数值软件模拟分析洞壁围岩稳定时,选用不同材料时应注意相应的取值。

关键词：隧道工程,岩石材料,稳定系数

参考文献

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[2]李宏哲,夏才初,许崇帮,等.基于多级破坏方法确定岩石卸荷强度参数的试验研究.岩石力学与工程学报,2008;27(Sup.1):2681—2686

[3]哈秋舲.加载岩体力学与卸荷岩体力学.岩土工程学报,1998;20(1):114—114

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[6]汪斌,朱杰兵,邬爱清,等.锦屏大理岩加、卸载应力路径下力学性质试验研究.岩石力学与工程学报,2008;27(10):2138—2145

洞室地基稳定性分析 篇2

铁路客运专线CFG桩复合地基路基稳定性分析

在对CFG桩复合地基对路基稳定性作用原理分析的基础上,假定地基土体本构模型为理想的弹塑性模型,屈服准则采用广义摩尔-库仑准则,其他采用线弹性模型模拟,采用平面应变单元进行计算,得出了不同柱长和桩间距对路基稳定性的影响.

作 者：黄大春 HUANG Da-chun 作者单位：中铁十七局集团第二工程有限公司,陕西西安,710043刊 名：山西建筑英文刊名：SHANXI ARCHITECTURE年，卷(期)：36(10)分类号：U213.1关键词：CFG桩复合地基 稳定性 分析

洞室地基稳定性分析 篇3

关键词：清原抽水蓄能电站,地下厂房,围岩稳定,支护设计

1 工程概况

清原抽水蓄能电站位于辽宁省抚顺市清原县北三家乡境内, 电站距清原县、抚顺市、沈阳市的直线距离分别为30km、70km、100km。电站初拟安装6台单机容量为300MW的立轴单级混流可逆式水泵水轮机, 总装机容量为1800MW, 额定发电水头400m。从工程布置、运行条件、主要工程量、施工条件等方面进行综合比较后, 确定清原抽水蓄能电站地下厂房布置在输水系统中部, 即采用中部地下厂房开挖方案。

2 地下厂房位置选择

根据工程区地形地质条件, 在已确定的上、下水库库址、输水线路的基础上, 本阶段进行了地下厂房位置比选。按照厂房相对于输水线路的位置, 拟定了首部方案、中部方案、尾部方案等三个比选方案, 从地质条件、建筑物布置、机电设备布置、施工条件、工期及工程投资等方面进行技术经济比较, 推荐合理的厂房位置。

经对比分析认为, 中部方案、首部方案和尾部方案地质条件相当, 岩性均为微新花岗岩, 未见较大断裂构造发育, 洞室围岩主要以Ⅲ类为主, 少部分Ⅱ类;在厂房建筑物布置, 施工条件等方面, 三个方案无太大差别;另由于尾部方案输水系统钢衬量较大, 首部方案与中部方案总投资相差不多, 但由于首部方案交通洞和通风洞洞线较长, 出线竖井需采用双竖井方案, 因此首部方案工期较长, 故本阶段经技术经济综合比较, 推荐地下厂房位置采用中部方案。

3 地下厂房轴线方向确定

根据地质裂隙统计, 厂区发育优势结构面为NE70°~85°、NW325°~355°两组, 第二组为主要裂隙发育方向。如图1所示。

根据地应力测试结果, 最大水平主应力值为10.91~13.94MPa, 最小水平主应力值为7.68~9.28MPa, 最大水平主应力优势方向为NE79°, 地下厂房区为中等地应力场, 地应力偏低, 最大与最小主应力差值较小, 而且围岩强度与应力比值较大。所以地应力对厂房轴线方向选择不起控制作用。考虑构造发育方向与厂房轴线方向尽量大角度相交, 结合水道线路布置, 确定地下厂房纵轴线方向为NW295°。

4 地下厂房洞室群布置

厂房系统主要由地下洞室群组成, 主要包括主机间、安装间、副厂房、主变洞、母线洞、交通电缆洞、进厂交通洞、通风洞、出线平洞、排风下平洞、排风竖井、排水廊道等洞室。地下洞室群空间布置如图2所示。

5 地下厂房支护设计

地下厂房支护设计采用以工程类比法为主、理论计算为辅的设计方法, 根据工程地质条件、规范和类似工程的建设经验初拟系统支护型式和参数, 通过三维有限元计算验证其合理性和有效性。

5.1 工程地质条件

地下厂房位于输水系统中部, 地下厂房轴线方向为NW, 洞室上覆岩体厚度330~380m, 厂房区岩性为微新花岗岩, 岩体较完整, 围岩类别主要以Ⅲ类为主, 少部分Ⅱ类, 局部断层带为Ⅳ、Ⅴ类, 洞室围岩稳定性较好, 局部可能发生掉块现象, 需加强支护处理。

厂房区的岩性为花岗岩, 岩石新鲜完整。钻孔ZK301在215~315m高程 (厂房部位) 之间的岩芯采取率平均值为88.76%, RQD平均值为51.56%, 岩块的饱和抗压强度试验值为179~280MPa, 岩块弹性模量试验值为76.3~80.5GPa, 变形模量试验值为72.4~78.6GPa, 孔内声波波速平均值为5300m/s。钻孔资料表明, 在210~275m高程之间, 裂隙较发育, 裂隙发育间距平均为0.9m, 裂隙以陡倾角居多。地下厂房探洞内发育5条断层, 其中f1、f2规模相对较大, 但分布在厂房外围, f3、f4切割地下厂房, 但其规模较小, 宽度为0.01~0.05m, 对洞室围岩稳定影响不大。

5.2 支护设计的原则

(1) 采用“与已建工程经验和工程类比为主, 岩体力学数值分析为辅”的设计方法; (2) 充分发挥围岩围岩本身的自承能力, 支护与围岩共同作用维持洞室稳定。支护遵循以“锚喷支护为主, 钢筋混凝土衬砌为辅;以系统支护为主, 局部加强支护为辅, 并与随机支护相结合”的设计原则; (3) 对于有地质缺陷的局部洞段, 以及洞室交叉段等特殊部位, 采取支护加强措施。

5.3 工程类比设计

依据《岩土锚杆与喷射混凝土支护工程技术规范》 (GB50086-2015) 和《水电站地下厂房设计导则》 (Q/HYDROCHINA 009-2012) 推荐的支护参数, 并类比国内类似工程, 拟定清原抽水蓄能电站地下厂房和主变洞的支护参数。初拟系统支护参数如表1所示。

5.4 三维有限元计算围岩稳定分析

为了进一步验证围岩的稳定性和支护的有效性, 采用三维数值计算分析软件FLAC3D进行计算, 计算范围为:从主厂房洞室上游边墙向上游延伸200m, 从尾水闸门室下游边墙向下游延伸200m;上至地表、下至▽150.0m高程 (尾水管底板高程▽209.0m) , 整个三维模型共划分571338个单元, 100244个节点。断层与厂房洞室位置关系如图3所示;三维有限元模型如图4所示;岩石力学参数见表2。

通过三维有限元计算无支护及有系统支护条件下, 主厂房顶拱、上下游边墙最大位移及应力如表3所示;主变洞顶拱、上下游边墙最大位移及应力如表4所示。

由表3~表4可以看出: (1) 主厂房、主变洞及尾闸洞顶拱最大位移和应力均出现在厂房纵轴线处, 上下游边墙最大位移和应力出现在边墙的中部位置 (主变洞出现在中部偏上) , 底板回弹位移最大值出现在厂房纵轴线处, 符合地下厂房围岩变形的一般规律; (2) 系统支护与无支护条件下相比, 主厂房、主变洞顶拱和上下游边墙位移均有所减小, 压应力有所增加, 塑性区总体积减少, 证明系统锚杆对围岩有较好的约束作用。

综上所述, 无论是从塑性区的体积还是洞室各部位的位移值来看, 系统支护均比无支护的效果更好。开挖完成后, 洞周位移总体量值不大, 主厂房、主变洞和尾水闸门室3大洞室围岩塑性区没有出现贯通, 主厂房、主变洞和尾水闸门室三大洞室之间岩体整体稳定性良好。但应加强主要洞室交叉部位、主要洞室与断层的交叉部位以及岩锚梁处在施工过程中的监控, 并且根据监测结果必要时予以适当加强支护。

6 结语

(1) 充分利用厂区地形地质条件, 综合考虑枢纽布置、施工布置和工程投资, 将清原抽水蓄能电站地下厂房布置在岩体强度高、完整性好的花岗岩岩体中, 且避开了不整合界面; (2) 清原地下厂房区域属于中等地应力区, 最大与最小水平主应力差值不大, 故主要考虑厂房轴线与控制结构面、主裂隙发育方向成较大夹角, 同时兼顾水道系统布置顺畅, 最终厂房轴线方向为NW295°; (3) 依据现行规范并参照了大量已建、在建工程的支护参数, 进行了可研阶段清原地下厂房支护设计, 在以后的开挖施工过程中, 根据现场地质条件情况及围岩监测结果, 对支护参数进行调整或加固处理, 确保地下厂房洞室支护安全、经济。

参考文献

[1]沈振中, 王建等.清原抽水蓄能电站地下厂房洞室群稳定分析研究[R].河海大学, 2016 (07) .

[2]王积军, 熊卫.宝泉抽水蓄能电站地下厂房支护设计究[J].红水河, 2000, 19 (3) .

洞室地基稳定性分析 篇4

地下洞室围岩稳定性已经成为影响各类工程建设安全性的重要问题。目前用于地下洞室围岩支护的研究方法主要是工程类比和经验法[1], 该方法虽简单易行, 但由于地质条件的复杂性和多变性和地下结构荷载分析的复杂性, 使得工程类比法存在着一些无法克服的缺点。本文以铁法矿区晓明矿为依托, 对晓明矿北二采区回风上山巷道进行了数值模拟研究;预测了井巷围岩的稳定性及其变形大小, 该方法对于指导地下洞室的设计建设具有的参考意义。

1 开挖和支护后的有限元模拟

晓明矿北二采区回风上山巷道埋深320m, 围岩岩性主要为细砂岩和砂质泥岩, 岩层产状近水平, 工程类别为IV类围岩[7]。洞室沿东偏南方向掘进, 与最大主应力方向夹角13°;洞室计算荷载主要考虑自重应力和构造应力, 通过计算该水平的洞室围岩自重应力为11Mpa, 计算垂直洞室方向构造应力大约10Mpa。

根据实际情况, 在确定锚杆参数时, 除根据上述经验公式外, 还参考了组合拱理论的设计公式[2]。根据经验公式和岩体的结构特征, 设计锚杆间距0.7m, 喷射混凝土厚度30mm。

2 模拟结果对比分析

洞室开挖后, 洞室顶部、洞室底板两测及边角是受X方向应力作用较强区域, 主要表现为切向压应力, 为应力集中区, 洞底中间部位受X方向压应力作用较差, 两壁受X方向拉应力作用。洞室两壁受Y方向应力作用较强, 主要表现为切向应力, 且越向下表现越强烈, 洞室顶底受水平方向拉应力作用, 从数值上可以看出其受拉程度要低于两直壁的受拉程度。洞室左右各部位剪应力大小呈对称分布, 但左右两侧方向相反, 洞室的两肩及两边角部位是受剪切应力作用最强的区域。洞室开挖后, 洞室变形非常严重, 顶板变形最大值达230mm, 底鼓最严重处为240mm, 两帮移近310mm, 变形值较大。支护后的洞室由于锚杆和预应力作用, 围岩完整性增强, 强度明显提高。和支护前的围岩情况相比, 从模拟的应力云图可以看出:

a.支护结构对洞室周边浅部围岩应力分布影响较大, 对深部的围岩应力分布影响较小;

b.支护后围岩X方向、Y方向无受拉区, 均为受压区。这是由于锚杆和预应力的共同作用, 使围岩和混凝土结构形成整体, 限制了围岩向临空方向位移的结果;

c.洞室围岩受剪应力作用较强的明显区域减少;

d.支护前围岩的塑性变形区域沿洞室连续分布, 洞壁岩体向临空方向的塑性变形非常严重;支护后, 塑性变形区基本消失, 仅在两侧帮底部有很小范围的塑性变形产生;

e.支护后围岩的结构应力值由36.4MPa减小到25.0MPa, 围岩的形状改变比能减小了, 围岩的稳定性提高。

3 洞室表面位移检测与分析

监测内容包括三部分:两帮收敛测量、拱顶沉降测量和底部变形测量[3]。工程共设置三个监测点, 顶板、底板、洞室两帮各一个;各部位测量精度:顶板、底板0.5mm, 两帮0.1mm;观测时间为1个月。将围岩变形观测数据输入程序便可得到围岩变形预测结。果灰色GM (1, 1) 模型拟合预测精度很高 (相对误差都控制在0.1以下) , 通过计算各时段的水平速率, 很好的揭示非等时间间距的围岩变形规律 (不考虑采动影响) 。经计算, 求得洞室两帮收敛位移预测时间响应序列方程为[6] (以04年6月12日为初始日期, 即t=0) :

从以上三个预测方程可以看出:a.随着洞室使用年限的增加, 洞室的变形量也逐渐增大, 洞室变形量增加的速率由大逐渐减小, 最后趋近于0;b.根据得到的时间响应序列方程, 当t→+∞时, 洞室两帮、顶板、底板收敛值分别为12.702mm、10.835mm、6.697mm;c.洞室开挖30天后, 洞室围岩变形超过最终收敛值的90%, 变形速率小于0.1mm/天, 说明围岩已基本稳定 (忽略动压荷载影响) 能够满足围岩、混凝土喷层和底部反拱强度要求。

4 结论

4.1 只要选择准确的参数, 采用合理的方法, 就可以对洞室开挖及支护后, 围岩的变形及其稳定性的问题作出准确的预测, 为将来的施工设计提供可靠的参考。

4.2 围岩应力数值模拟分析结果显示, 锚喷支护对于改善洞室围岩应力状态、提高围岩强度、对围岩表面提供支护抗力, 限制围岩向临空方向变形等方面作用明显, 适合用于松散岩体的洞室支护。

4.3 晓明矿北二采区回风上山巷道进行的锚喷支护, 有效的控制了围岩变形和塑性区扩展, 能够确保围岩保持稳定, 对其他类似工程的建设具有重要的借鉴作用。

摘要：为了解决地下洞室开挖支护过程中, 围岩变形及围岩失稳的问题, 本文以铁法矿区晓明矿采矿巷道为研究对象, 坚持理论联系实际原则, 采用理论分析, 数值模拟, 现场实验相结合的手段, 对晓明矿北二采区回风上山巷道进行了数值模拟研究。结果表明:只要选择准确的参数, 采用合理的方法, 就可以对地下洞室开挖及支护后, 围岩的变形及其稳定性的问题作出准确的预测, 为将来的施工设计提供可靠的参考。

关键词：围岩变形,围岩失稳,数值模拟,地下洞室

参考文献

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洞室地基稳定性分析 篇5

关键词：地裂缝,洞室围岩稳定性,ANSYS,三维数值模拟

在建地下洞室的过程中往往会遇到地裂缝带来的灾害,本文用大型通用有限元分析软件ANSYS对洞室进行工程分析。西安地铁一号线区间共遇到4条地裂缝,二号线区间遇到11条地裂缝。取其中的一段典型的带有地裂缝的隧道进行分析,通过无地裂缝处的洞室应力应变结果及有地裂缝处的应力应变来分析地裂缝对洞室围岩稳定性的影响。

1 计算模型及条件

应力云图见图1～图6。

1.1 计算模型的建立

选取一段中间跨越地裂缝的隧道,洞室的埋深为20 m。围岩单元选择的是Solid45,衬砌单元选择的是Shell63。这个过程的模拟采用邓肯(J.M.Duncan)等人提出的“反转应力释放法”,即把沿开挖作用面上的初始地应力反向转换成等价的“释放荷载”,然后施加于开挖面进行有限元分析。本文的计算采用Drucker-Prager屈服准则$(F=3\beta \sigma {}_m+\left[\frac{1}{2}\{S\}{}^{\text{Τ}}[{\rm M}]\{S\}\right]{}^{\frac{1}{2}}-\sigma {}_y=0)$模拟洞室围岩稳定性。

1.2 边界条件

边界条件的约束在ANSYS中采用以下方法:1)模型的左右边界施加X和Z方向的约束;2)模型的底面施加固定约束;3)模型的上边界为自由面,且只考虑自重作用。

1.3 介质力学参数

组成地下洞室区的围岩主要为黄土,在水的作用下有很强的湿陷性;将地裂缝作为弱面处理,给予一定的参数属性。各种岩体力学参数见表1。

2 洞室开挖的数值模拟分析

2.1 第一次进尺开挖洞室模拟

隧道开挖第一次进尺时未遇到地裂缝的影响。

经有限元分析后,其模拟范围内所计算出的最大主应力的变化范围为-2.5 MPa～-1.23 kPa。洞壁四周均产生压力降低区,但拱顶和拱底处的应力降低幅度明显比较大。这从一个侧面反映出由于岩体产生塑性变形,形成塑性圈,同时塑性圈内岩石的内聚力c、内摩擦角φ和弹性模量E都要降低,从而使强度降低,岩体丧失部分承载能力,使重分布以后的二次应力也降低,因而洞壁这一压应力降低区反映了洞室的不稳定。最小主应力在围岩应力场中的变化范围为-0.56 MPa～1.06 MPa,洞壁四周没有出现应力集中现象,出现了拉应力。

剪应力重分布规律如图1所示,剪应力在洞室周围成对称分布,产生明显的剪应力集中区,并且左上侧拱角部位和右下侧拱角部位为压剪,其大小为-0.732 MPa左右,右上侧拱角和左下侧拱角为拉剪,其大小为0.732 MPa左右。

2.2 第二次进尺开挖洞室模拟

从第二次开挖完毕后,期间由于地裂缝的存在,对洞室的稳定性有着决定性的影响。

衬砌的最大主应力变化见图5,由于其地裂缝的影响,在地裂缝与洞室的交汇处应力最低,尤其在洞室侧壁,应力降低幅度更为明显,这容易导致洞壁滑落破坏。衬砌的最小主应力见图4,裂缝处最小主应力表现为拉应力,裂缝四周最小主应力达到最大值,对洞室围岩稳定性最为不利的正是这最小主应力所产生拉应力的集中,在洞顶与地裂缝交汇处应力比较大,并可能导致洞顶的塌落。衬砌剪应力重分布规律如图6所示,由于地裂缝的存在,对剪应力的均匀分布有阻隔作用,在裂缝处,剪应力达到最大值。

3 变形结果分析

3.1 洞顶变形分析

洞顶的变形主要以竖直方向的沉降为主,分析的竖向变形见图7。沿洞室右肩向洞室开挖方向(Z负方向)作一路径,其变形曲线如图8所示。

从图7,图8中可以清楚的看出,当开挖至地裂缝处时,洞室的沉降有较大幅度的变化,在地裂缝两侧,洞顶的沉降是最大的,远离裂缝时,洞顶沉降明显逐渐减小,在非裂缝处,由于隧道的开挖所引起的围岩沉降为30 mm,而当穿过裂缝处时,裂缝两侧由于隧道的开挖所引起的围岩沉降大约为38 mm。从位移的角度来看,沉降量增加了8 mm。所以当开挖至地裂缝处时,洞室顶部是最危险的,容易形成洞顶塌落。

3.2 洞壁变形分析

沿洞室侧壁、右肩向洞室开挖方向(Z负方向)作一路径,其变形曲线见图9,图10。

由于在做模拟分析时将模型的左右边界都约束了,未给定侧压,所以洞室侧壁的变形明显没有顶部的沉降大,但是还是可以清楚的看到,当开挖至地裂缝处时,洞壁位移变形量明显大于四周其他部位。在非裂缝处,由于隧道的开挖所引起的围岩侧向变形约为3 mm,而当穿过裂缝处时,裂缝两侧由于隧道的开挖所引起的围岩侧向变形约为6 mm～8 mm,从位移的角度来看,沉降量增加了4 mm。从洞室侧壁的变形分析来看,在开挖至地裂缝处时,容易形成侧壁滑落的趋势。[

4 结语

本文以西安地铁的基本地质情况为工程背景,分析了地裂缝与洞室围岩稳定性之间的关系。首先利用了ANSYS分析软件,对穿越地裂缝处的洞室开挖进行了模拟研究,但只考虑了地裂缝一个单纯因素,而未考虑其他因素,然而影响洞室围岩稳定性的因素有很多,未将其他因素考虑进去无疑将会给分析带来一定影响。通过对比分析地裂缝处与非裂缝处围岩—支护系统的应力、应变变化情况,来确定地裂缝对洞室的稳定性影响。当洞室开挖到裂缝处时,围岩的位移、应力有较大幅度的增加。因此,地裂缝对隧道的稳定性有着决定性的因素。

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