围岩压力监测（精选7篇）
围岩压力监测 篇1
0引言
随着煤矿开采强度不断增大,开采逐步向深部转移,巷道掘进压力显现越来越剧烈,尤其是掘进工作面前50 m左右,压力变化大,两帮易变形,极易发生顶板垮落[1]。在地质条件复杂的区域,顶板垮落发生范围一般较大,危害严重。因此,实现巷道围岩压力监测对保障煤矿安全生产具有重要意义。
现有的煤矿掘进巷道灾害监测技术仍存在不足: 巷道表面位移、巷道深部位移和锚杆应力等数据大多由人工采集,工作量大,效率低,而且缺乏系统、有针对性的研究; 因开采条件具有特殊性,特别是对于掘进工作面,传感器布线困难,难以有效监测并分析围岩稳定性,且监测技术的预警能力弱。针对该问题,本文采用无线传感器技术,设计了一种施工简便、布线快捷、预警准确性高的煤矿掘进巷道围岩压力在线监测预警系统,对掘进巷道的稳定性和安全性进行实时监测及预警预报。
1系统组成及通信模式
1.1系统组成
煤矿掘进巷道围岩压力在线监测预警系统分为井上、井下两部分,由监测主机、数据服务器、监测软件、矿用隔爆兼本质安全型网络交换机、数据传输接口、通信主站、监测分站、无线网关、应力传感器、顶板离层传感器、声发射传感器等组成,如图1所示。 系统基于井下工业以太环网,采用CAN总线多主通信方式,传感器可以挂接到监测分站上,也可以挂接到CAN总线上,使系统布线更加灵活,节点更加智能[2]。该系统可与矿局域网、所属集团广域网实现互联互通。
1.2系统通信模式
为提高总线数据传输效率,缩短异地断电时间, 提高组网灵活性及整个系统的可靠性,系统采用CAN总线多主通信方式。通过合理安排消息优先级,设置报文标志符ID,使CAN总线实现多主通信,采用“载波监测,多主掌控/冲突避免”的通信模式解决多个节点同时访问总线时产生的竞争机制[3,4]。监测分站与 数据传输 接口通信 速率为5 kbit / s,最大传输距离达2 km; 当传感器输出采用无线方式时,发射信号中心频率为2. 4 ~2. 483 GHz,无线网关与传感器无障碍通信距离可达200 m。
2系统工作原理及相关技术
2.1系统工作原理
系统以计算机网络为基础,同时可与井下CAN总线通信电缆、通信光缆、工业以太环网进行数据交换。系统监测分站容量为32台,分站带载最大传感器数量为36台,可实时采集巷道掘进工作面顶板离层、声发射、顶板应力等参数,并将采集数据保存到监控中心数据库,通过上位机进行实时显示及预警。
系统具有较好的延展性,可以选择监测顶板离层传感器、声发射传感器或应力传感器中的1种或多种,还可接入符合通信协议的其他类型传感器,如支架压力传感器、超前应力传感器等,从而满足煤矿用户的特殊需求。
监测分站实时采集矿井环境参数,如顶板位移、 锚杆( 索) 应力等。当通信中断时,监测分站可独立工作。当交流电断电时,监测分站可持续工作2 h以上,并且保存相应数据,具有声光报警功能。
无线网关是系统的信号转换设备,采用Zig Bee技术将井下无线传感器监测的各种数据接入井下监测分站,进而实时上传到井上监控中心,为井上、井下信息交换提供平台[5]。
无线传感器集成了数据路由功能,实现了自组网通信,有效降低了传感器布线及安装的难度。无线网关可根据无线传感器的安装位置,动态生成新的数据传输网络拓扑线路,传感器可与之最近的传感器进行无线自动组网及通信。
无线传感器进行自组网通信时,除常规的电源箱供电方式外,还设计了应急状态下的自供电电路, 采用具有保护功能的本质安全型电池组供电,如图2所示,在常规供电间断时,保证无线自组网通信的正常进行。
2.2无线传感器自组网技术
无线传感器自组网的核心是路由算法。基本路由算法包括Cluster - Tree和AODV算法。ZBR路由算法既具有AODV算法的路由寻优能力,又具有Cluster - Tree算法的无初始延迟优点,显著提高了网络路由的性能[6]。
传统ZBR路由算法将网络节点分为RN + , RN - ,RFD 3类。RN + 节点具备AODV算法的存储能力; RN - 节点的存储空间受限,执行Cluster Tree算法进行路由处理; RFD为终端节点。当RN + 节点需要对网络中的某个节点发送分组时,若不存在通往目的节点的路由,则按照AODV算法进行路由发起发现过程,发出路由消息( RREQ) 。ZBR路由算法组网过程如图3所示。
改进的ZBR路由算法将所有节点设置为2种状态。在预先设定的正常组网状态下,节点均为RN - 状态,按照Cluster - Tree算法进行路由处理。 当某一节点按照Cluster - Tree算法无法与子节点通信时,该节点转换为RN + 节点,按照AODV算法进行RREQ广播,与新的子节点建立通信,组成新的通信拓扑网络。该方式不但能提高无线传感器网络的可扩展性,还能有效减小无线传感器的能量消耗, 进而延长待机时间。在煤矿井下实际环境中,建立如图4所示的网络结构。系统正常工作时,节点4无法连接到无线网关,按照Cluster - Tree算法与最近的节点3通信,节点3按照Cluster - Tres算法与节点2通信,最终将数据传输至无线网关; 节点3发生故障时,节点4按照AODV算法重新组网,与节点2通信,无线网络结构发生重组,生成了新的通信拓扑网络。
3系统软件设计
3.1系统软件功能组成
系统监测主机软件基于. Net3. 5平台开发,采用B / S和C / S相结合的方式。系统功能模块如图5所示。
( 1) 系统信息设置模块。该模块包括掘进巷道编号、断面形状、支护形式、巷道净宽、巷道净高、应力测线数、位移测线数等,以及监测主机、监测分站和传感器的地址编号、类型、位置、测线编号等。该模块可设定单个传感器报警限值及多参量综合预警流程。
( 2) 数据采集存储模块。该模块基于VC开发,通过传输接口向井下监测分站发送命令,使用I / O完成端口模型对数据服务线程进行管理,提高了数据并发处理能力。采集的数据报文经过校验和解析,采用变值变态算法保存到数据库中,可减少50% 以上的数据存储空间。
( 3) 数据双机热备份模块。为了保证数据的安全,采用基于纯软件的双机热备份系统,如图6所示。A,B两机通过socket接口通信,采用心跳包状态交换技术实现A,B机的切换。当A机处于工作状态时,A机与井下监测分站通信,B机处于休眠状态,A机将接收到的数据保存到本地的同时,定时向B机发送一份数据 ,B机将该数据保存到本地数据库,实现A,B机数据动态一致。当A机发生故障时,B机自动唤醒并接管通信工作,保证系统正常运行。
( 4) 实时数据显示模块。不同掘进工作面的传感器数据可通过曲线图、柱状图和列表等方式进行动态显示,并通过颜色的变化显示通信状态和报警级别。
( 5) 历史数据显示及报表显示打印模块。该模块可通过曲线图、列表方式进行原始数据、日报表、 月报表、报警统计、自定义等各种类型报表的查询及打印。
( 6) 数据分析预警模块。为了对采集数据的准确性进行判断,采用均方差分析方法将复杂的原始数据进一 步处理后,得出巷道 顶板受力 连续曲线[7]。例如当顶板应力高于平均值且小于1倍均方差时为受力较高,高于2倍均方差时定义为异常数据。采用直方图分析法进行巷道应力分析,绘制某时间段内顶板应力 - 时间百分比柱状图,作为评估巷道支护质量的依据。
3.2多参量综合预警模型
巷道围岩状态监测主要包括巷道围岩位移、锚杆( 索) 应力、声发射信号等,传统的预警方式为每一个监测参量设定预警阈值上下限,当监测值达到该限值时发出声光报警。该方法很难解决系统误报、漏报等问题。为了最大限度地提高报警的准确性,需要对报警数据进行多个参量的关联分析。
当巷道受力发生变化时,往往是所监测的多个参量同时发生变化的过程,例如当巷道顶板来压增大时,顶板应力会相应增加,巷道发生变形。随着煤岩受到挤压破裂,会探测到相应的声发射信号等,而巷道的变形和围岩的破裂又会释放掉一部分聚集的能量[8]。巷道围岩监测的多参量综合预警流程如图7所示。系统软件采用监测值的增量或增速来分析判断异常情况的发生,监测值的增量或增速视煤矿实际情况及经验而定。通过3个参数的综合增量变化,按照预设的判断流程来确定是否发出预警。
4结语
煤矿掘进巷道围岩压力在线监测预警系统已得到实际应用,实现了对掘进工作面前50 m围岩应力、顶板位移、声发射等参数的实时监测。该系统采用无线自组网的数据传输结构,延长了无线传感器的通信距离,降低了传感器的电能损耗,解决了巷道掘进工作面传感器安装、布线困难等难题。该系统多参量综合预警模型的应用有效减少了预警的误报、漏报,提高了系统的准确性和可靠性。
围岩压力监测 篇2
关键词：公路隧道,围岩压力,衬砌结构
0 引言
随着高速公路建设的迅速发展, 我国公路隧道的建设也取得了举世瞩目的成就[1]。隧道开挖后, 围岩压力的变化规律对衬砌结构的合理类型, 尺寸及形状的选择有着至关重要的影响。只有了解了隧道围岩压力的变化规律才能选择与之对应的施工方法。因此研究隧道围岩压力的变化对隧道工程的顺利进行有着重要的意义[2]。
在隧道工程中主要通过直接测量法、理论计算法和工程类比法确定围岩压力[3]。随着隧道工程建设的发展, 围岩压力的研究越来越受到关注。曲海锋等[4]对现在常用的围岩压力计算方法进行了科学的评价, 并指出了其中出现的问题。赵伶杰等[5]通过研究提出了硬岩地层深埋洞室围岩压力的合理计算方法。肖明清[6]对小净距隧道的围岩压力及侧压力系数进行了分析。李鹏飞等[7]对大跨黄土隧道的衬砌结构进行了受力分析。钟祖良等[8]将围岩压力实测值与理论计算进行了对比分析。
本文选取邢汾高速寨子沟隧道口左幅ZK76 + 262. 5 为监测断面, 对该断面围岩压力进行了长期监测, 通过绘制围岩压力变化曲线分析了围岩压力变化规律。通过有限元数值模拟结合围岩压力监测结果分析了衬砌结构受力情况, 为日后类似隧道工程的合理设计与施工提供了借鉴与参考, 以保证隧道工程的顺利进行。
1 监测断面概况
监测断面寨子沟隧道左幅YK76 + 262. 5, 岩性为上元古界长城系常洲沟组红色石英砂岩。岩石锤击声较清脆, 有轻微回弹, 定性鉴定为较坚硬岩。对监测断面处石英砂岩采集15 块岩样做点荷载实验, 获得岩石单轴抗压强度为30. 73 MPa, 为较坚硬岩。监测断面围岩层理发育, 层理产状为226°∠26°, 岩层走向与洞轴线 ( 201°) 夹角为65°。掌子面围岩右侧大部分岩石全风化, 呈松散土体状, 左侧岩体较破碎, 未见地下水, 结构面结合较差, 岩体稳定性很差。综合判定该处围岩为Ⅴ级围岩。监测断面支护参数为:ф42 超前小导管支护, L = 4. 5 m, 环向间距56 cm;ф25 中空注浆锚杆, L = 3. 5 m, 纵环向间距120 cm × 100 cm; C25 喷射混凝土, 设计厚度为26 cm; Φ8 单层钢筋网片, 网格设计间距20 cm ×20 cm; Ⅰ20b工字钢, 设计间距100 cm; C25 钢筋混凝土, 二次衬砌50 cm。
2 围岩压力监测
2. 1 围岩压力监测方法与测点布置
围岩压力对隧道工程的开挖方式与支护类别有着重要的影响。在我国公路隧道的围岩监测领域, 传统围岩压力监测方法的压力传感器的设计布置方式基本一致, 即在每个监测断面布置较少数量的压力盒, 在实际监测当中, 几乎均将压力盒直接埋置于喷射混凝土当中。由于传统隧道围岩压力监测方法存在刚度不匹配及不能获得全部围岩压力弊端, 本次监测特对压力盒布设方法进行改进。改进之处主要表现在以下两个方面:
1) 在监测断面内大幅增加压力盒数量, 提高压力盒的布设密度, 将相邻压力盒的间距控制在0. 6 m ~ 1. 0 m左右为宜。
2) 采用传力钢板把每相邻的两个压力盒连接起来, 传力钢板与钢拱架之间的空隙采取必要措施避免喷射混凝土进入, 这样传力钢板之上的所有围岩压力均可以传递到压力盒之上。
本次监测对监测断面共布置压力盒26 个, 全部安装在工字钢背部, 间距0. 8 m左侧部分的压力盒测线自左侧拱脚底部以上0. 6 m处引出, 右侧部分的压力盒测线自右侧拱脚底部以上0. 6 m处引出。各压力盒测线外露端长度为8 m。围岩压力监测的测点布置如图1 所示。
2. 2 围岩压力监测结果分析
依据钢弦式压力盒的测试原理对监测数据进行整理计算, 绘制围岩压力变化曲线。各测点围岩压力值随时间变化曲线如图2所示。
依据寨子沟隧道进口左幅YK76 + 262. 5 监测断面自2012 年10 月30 日监测元件安装至2013 年12 月4 日所得实测数据得出以下主要结论: 安设于拱架背部的压力盒, 绝大部分测点压力值的变化趋势大致相同。在安装后3 d内为压力的快速增长阶段, 增速比较明显。在2012 年11 月2 日~ 2012 年11 月10 日期间由于停止供应炸药暂停施工, 在此期间大部分测点压力值呈缓慢下降的趋势, 少部分测点压力值变化微弱, 如1 号, 24 号, 25 号, 26 号测点压力值。恢复施工后2 d内大部分测点压力值呈增长趋势, 波动略大, 之后测点压力值逐渐趋于稳定直至开挖下台阶时出现跳跃。开挖下台阶后大部分测点压力值逐渐趋于稳定, 个别测点压力值仍有所变化如4 号, 6 号, 7 号, 8 号测点压力值。拱架背部各压力盒当中所受压力最大值约为12. 68 k N ( 2013 年7 月21 日, 6 号) , 所有压力盒所受压力总和最大值约为103. 32 k N ( 2013 年7 月21 日) 。
3 衬砌结构受力分析
对寨子沟隧道监测断面衬砌结构的受力分析采用ANSYS有限元程序, 依据荷载—结构法, 将三维问题简化为平面应变问题进行处理。
3. 1 建立衬砌结构数值模型
寨子沟隧道监测断面的围岩级别为Ⅴ级, 衬砌厚度为50 cm, 采用Beam3 梁单元进行剖分。Beam3 梁单元的横截面如图3 所示, 其横截面面积A = 0. 5 m2, 对应中性轴b3的惯性矩I =0. 010 416 667 m4。
数值模型的单元划分情况: 数值模型共布置54 个节点, 编号为1 ~54, 共划分为54 个Beam3 梁单元, 单元号为1 号~ 54 号。围岩对支护结构的弹性抗力采用Combin14 单元; 由于实际当中围岩与支护之间不能产生拉力, 因此在第一次计算后需将受拉的弹簧单元删除重新进行计算, 直至剩余的弹簧单元中不产生拉力为止。
依据监测断面围岩压力监测结果, 考虑最不利情况, 选取最大围岩压力值数值作为数值模拟的应力边界条件。其中位移边界条件为: 弹簧单元在围岩一侧的全部节点约束X方向与Y方向位移。
监测断面Ⅴ级围岩深埋段二衬为C25 钢筋混凝土, 由JTG D70—2004 公路隧道设计规范确定密度、弹性模量、泊松比; 参考GB 50307—2012 城市轨道交通岩土工程勘察规范, 确定地层弹性系数, 如表1 所示。
3. 2 数值模拟结果及分析
衬砌结构的轴力等色图如图4 所示, 由图4 可知轴力在两侧边墙底部及拱脚处最大, 由边墙至拱顶轴力值呈减小趋势, 拱顶处轴力值最小, 仰拱内部的轴力数值变化不大。衬砌结构弯矩图如图5 所示, 由图5 可知拱顶和仰拱中部内侧受拉外侧受压; 衬砌结构两侧外侧受拉内侧受压, 拱角部位弯矩急剧增大。
4 结语
本文以寨子沟隧道为工程背景, 选取隧道深埋段左幅YK76 +262. 5 为监测断面, 通过长期围岩压力监测分析了深埋隧道围岩压力的变化规律。监测结果表明: 隧道开挖后, 深埋隧道围岩压力在短期内迅速增大, 之后变化缓慢直至趋于稳定, 隧道施工的间断及隧道下台阶的开挖都会对隧道围岩压力产生影响, 使压力值发生变化。
基于围岩压力监测结合数值模拟对深埋隧道Ⅴ级围岩的衬砌结构进行了受力分析, 分析结果表明: 深埋隧道衬砌结构拱顶和仰拱处轴力变化不大, 拱脚处轴力最大, 拱顶处轴力最小; 相比轴力变化, 衬砌结构的弯矩变化较大, 拱脚、拱顶和仰拱处的弯矩较大, 衬砌结构的安全性主要由弯矩控制, 拱脚、拱顶和仰拱都是衬砌结构最危险的部位。通过对深埋隧道围岩压力的监测与分析及衬砌结构的受力分析为日后类似隧道工程的合理化设计与施工提供了参考。
参考文献
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围岩压力监测 篇3
淮南矿业集团潘三煤矿1472 (3) 工作面为孤岛工作面, 上下顺槽是典型的深井高地压沿空巷道。巷道围岩应力环境复杂, 锚梁网支护将显得非常困难, 采用何种支护形式和支护参数保证该沿空巷道的安全、快速施工是保证工作面正常接替的关键性问题, 也是过去普通锚梁网支护中未曾遇到过的新问题, 具有重要的理论意义和实践意义。
1 工程概况
潘三矿1472 (3) 工作面位于一水平西二采区, 标高-726~-750m。回采煤层为13-1煤层, 煤厚2.4~6.9m, 均厚3.2m, 黑色, 水平层理, 以块状暗煤为主。煤 (岩) 层产状155~220°∠2~18°, 平均倾角8°。根据使用要求, 巷道沿煤层顶板掘进, 1472 (3) 工作面回采巷道设计断面宽5.2m, 中高3.2m, 有效断面为16.64 m2, 留设煤柱8m。具体的巷道采矿地质条件如下:
(1) 1472 (3) 工作面下方为2009年10月底收作的1492 (1) 工作面和2007年5月收作的14102 (1) 工作面, 该工作面将整体处于11槽煤的弯曲下沉带内, 巷道围岩应力环境发生了重大改变, 围岩可能已经发生沉降、离层甚至断裂, 巷道围岩变形及稳定性控制较为困难。
(2) 直接顶岩性变化大, 部分地段为砂质泥岩与13-2煤组成的复合顶板, 层高4.1m, 复合顶板的存在, 且属于高位复合顶板, 给巷道支护参数的确定带来影响。
(3) 巷道埋深大, 压力大, 煤柱受到采场“大结构”的影响, 煤柱很大深度范围内破坏严重, 可锚性严重降低甚至丧失, 给巷道变形控制带来影响;
(4) 该面为孤岛工作面, 上下顺槽均处于沿空状态, 覆岩压力较为集中, 一侧巷道的失稳将直接影响工作面的通风安全, 必须有效控制巷道围岩变形, 同时保证工作面上、下顺槽在掘进与工作面回采期间的安全、畅通。相比于单条沿空掘巷的工作面, 对孤岛工作面沿空巷道支护的稳定性及安全性要求更高。
(5) 巷道宽度达5.2m, 巷道宽度的加大, 增加了巷道锚梁网支护的困难, 同时也增加了巷道顶板可能冒落的高度, 有可能使锚杆支护的效果降低、甚至完全失去效果。
2 巷道支护对策
(1) 采用以锚索支护为主、锚杆支护为辅的支护方式, 提高顶板的支护强度, 防止顶板在巷道空间内断裂。当沿空巷道掘进时, 必须通过支护手段控制顶板的垮落, 使设计锚索支护的锚固深度大于顶板的可能的离层高度, 使锚索能够锚固到比较稳定的顶板岩层中;采用组合锚索支护, 实现锚索预紧力的有效扩散, 提高顶板支护的整体性, 充分发挥锚索的支护性能和支护潜力;
(2) 加强煤柱帮支护强度, 提高其支承能力, 控制其变形。普通巷帮锚杆支护只能对煤柱的碎胀变形或松动变形起到约束作用, 并不能阻止煤柱的整体性移出。煤柱破坏后便不再具有可锚性, 或可锚性很低, 安装在煤柱中的锚杆的支护作用有限。巷帮采用锚索桁架方式可将浅部煤柱的变形压力转移到深部岩体。
(3) 沿空掘巷时, 由于侧向支承压力影响, 煤柱已破碎严重, 支承能力低, 巷道顶板的压力可能会转移到工作面侧的煤体上, 这无疑会加大实体煤侧的变形。为了控制巷道顶板的下沉离层, 保持巷道的稳定和安全, 也需要加大工作面侧巷帮的支护强度, 采用桁架锚索支护将浅部煤柱的变形压力转移到深部。
3 巷道支护方案
基于采矿地质条件分析以及, 提出巷道支护设计方案, 见图1。
巷道顶板采用两种支护单元进行支护:第1支护单元由锚杆和M5钢带组成, 钢带长度4.8m。钢带沿巷道顶板横向布置, 每根钢带上安装6根锚杆, 除肩窝位置两根锚杆与铅垂面15°角锚入外, 其余均穿过钢带孔全部垂直顶板锚入。为便于管理及施工方便顶板锚杆统一采用Φ22×2400mm左旋螺纹钢等强锚杆。采用网孔不大于40mm的8#金属网紧贴顶板铺设, 纵向搭接, 搭接长度200mm。搭接处用12#铁丝扎结, 且用钢带压茬。
第2支护单元由T3钢带和锚索组成锚索桁架, 沿巷道纵向共布置4排锚索桁架。锚索桁架距巷帮800mm布置, 其余均间隔1200mm, 中间两排与两侧T3钢带沿巷道纵向错开800mm布置。每根T3钢带上布置3根锚索。锚索穿过T3钢带上的安装孔垂直顶板安装。金属网紧贴顶板铺设, M钢带压住金属网, T3钢带压住M5钢带。沿巷道纵向, 相邻的两根T3钢带不搭接, 相距400mm。
巷帮采用锚杆+平钢带+锚索桁架进行支护。沿巷道高度共布置4排平钢带, 平钢带沿巷道纵向布置, 每根平钢带上布置3根锚杆。巷帮锚索桁架为T3钢带, 竖向安装, 并压住中间两排平钢带。每根T3钢带上布置2根锚索, 上部一根锚索以水平面成20°的仰角锚入, 底部一根锚索距底板600mm水平锚入。锚杆的间、排距为800×800mm, 长度2800mm, T3钢带长度为1800mm, 锚索间排距为1600×1600mm。
4 沿空巷道数值计算分析
(1) 模型建立
采用UDEC3.1对巷道支护参数进行模拟分析计算。数值模型的建立根据潘三矿地质条件, 巷道埋深740m。巷道顶底板岩性参数以矿方提供的柱状图为准。模型大小长×高=850×400m, 包括1472 (3) 工作面临近的采面14102 (1) 工作面、1462 (3) 工作面、1482 (3) 工作面、1492 (1) 工作面等。模型两侧限制水平方向移动, 模型底边限制水平方向和垂直方向移动, 模型上表面为应力边界, 根据巷道埋深计算顶面加自重荷载q垂直=12.5MPa (q=rh) 作为补偿载荷, 材料破坏遵循Mohr-Coulomb强度准则。
(2) 计算分析
巷道顶底板及两帮最大位移量见表1所示。
由表1结合图2巷道围岩位移矢量及图3塑性区分布图可以看出, 未支护时, 顶底板移近量为906.9mm, 两帮移近量为552.7mm, 底鼓量占顶底板移近量的68.2%, 煤柱帮变形量为两帮移近量的47.5%。总体来看, 顶底板变形量以底鼓为主, 顶板表现为整体下沉, 约占总量的60%以上, 两帮变形基本呈对称分布;巷道支护后顶板下沉量211.7mm, 底鼓量为546.3mm, 顶板表现为整体下沉, 较未支护下沉降低61%, 底板未支护相比无支护状态变化不大, 两帮变形量显著减小至215.1mm, 相比无支护状态下降61%。由此可见, 支护后顶板锚杆和锚索发挥了重要作用, 锚杆和锚索通过较高的预应力作用于顶板, 使得顶板岩层形成组合梁结构, 抗剪强度和抗变形能力大幅提高, 从而维护了巷道顶板稳定;煤柱帮的锚索桁架支护系统将浅部煤体的变形转移到深部, 倾斜的锚索锚固段深入到顶底板岩体内, 生根点位于稳定岩层内, 有效控制了煤帮变形, 而实体煤帮采用长锚杆进行了支护, 支护效果也明显好于短锚杆支护, 但较锚索桁架支护较差。
(3) 模拟结论
通过对孤岛工作面双沿空巷道的模拟分析, 可以得出如下结论:
a沿空掘巷后, 巷道两帮煤体已发生松散破坏, 可能发生的塑性破坏的深度达3m以上, 采用普通短锚杆对控制巷帮变形效果不明显, 巷帮采用桁架锚索, 并将锚固段深入到顶底板稳定岩层中, 可以有效控制煤帮整体向巷道空间内的位移。
b巷道支护参数及方案能够有效控制巷道围岩变形。巷道两帮变形量在300mm以内, 顶底板移近量600mm以内, 且以底鼓为主, 能够满足巷道使用要求。
5 巷道围压控制效果
在巷道开掘过程中布置了多个测点进行巷道围岩位移、压力的监测, 限于篇幅, 列举轨道顺槽内其中一个测站进行分析, 如图4所示。该测站共监测200余天, 巷道两帮变形量397mm, 顶底板移近量426mm, 12天后围岩变形速度小于5mm/d, 以后变形速度维持在1~2mm左右, 处于稳定状态。
从轨道顺槽整体情况来看, 巷道掘进过程中, 巷道两帮变形量300~400mm不等, 顶底板移近量400mm左右的范围内, 巷道变形得到了有效控制。巷道自稳所需时间短, 基本上11~15天后, 围岩变形趋于稳定。本工作面回采时, 在采煤面附近巷道断面收敛较为严重, 与巷道掘进断面相比, 巷道两帮总移近量为1200~1300mm左右, 底鼓量为1100mm左右, 采煤面附近巷道宽度保持在4000mm左右, 巷高保持在2100mm左右, 能够满足通风、行人等要求。
6 结语
(1) 提出的深井沿空巷道顶板锚索支护为主, 锚杆支护为辅, 巷帮锚索桁架为核心的巷道围岩变形压力深部转移支护技术, 井下试验历时1年的时间, 经历了掘进与回采双重考验, 经矿压观测, 巷道掘进至回采两帮累计移近量1200mm左右, 顶底板移近量1100mm左右, 巷道安全状况良好, 满足使用要求, 期间未卧底刷帮, 实现了一次成巷;
(2) 顶板锚索支护为主, 锚杆支护为辅, 巷帮锚索桁架为核心的巷道围岩变形压力深部转移支护技术减少了巷道维修量, 降低了巷道维护成本, 支护试验的成功为矿区在类似条件下的沿空巷道支护进行了有意义的尝试, 并积累了宝贵经验。
参考文献
[1]杜登计, 王德发, 杨永刚等.深井沿空掘巷煤柱合理宽度的研究与实践[J].采矿技术, 2012, 12 (1) :1～4.
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围岩压力监测 篇4
考虑围岩为连续介质, 计算保持围岩变形稳定的需要提供的支护力, 计算出来的围岩压力属于变形压力。围岩具有弹性、塑性和粘性性质。根据问题的复杂性和安全性要求, 可以选用如下方法: (1) 解析法。可以将围岩考虑为弹性介质、弹塑性介质, 甚至可以考虑粘性性质。只适用于少数情况。 (2) 数值法。包括有限单元法和有限差分法、流形元等。由于目前数值计算理论的发展, 可以采用简单的线性弹性模型, 也可以考虑采用弹塑性模型、粘弹塑性模型等。
一、围岩压力的弹性解析
当洞室埋深足够大时, 围岩可以视为弹性介质, 此时的围岩压力可以按照静水压力的初始应力场来计算, 计算公式如下:
式中的内压力可以由支护力来提供, 例如锚杆系统的围岩压力。但这种弹性解析法不能满足工程实际。
通常情形下利用弹性理论分析方法, 令λ=1, 考虑圆形硐室:
(1) 岩体中仅具有单组节理, 不计节理间距的影响。
(2) 剪裂区内径向应力σrp与λ=1条件下纯弹性分布的σr相等。按如下公式计算, 塑性区内σrp随r的变化曲线与纯弹性应力分布曲线接近, 简化计算。
(3) 剪裂区内的切向应力受节理面的强度控制, 剪裂区内岩体的二次应力都满足节理面的强度公式。
剪裂区外的应力可由λ=1时纯弹性分布的计算公式确定。
二、围岩压力的弹塑性解析
剪裂区的计算虽然分析仍然可以采用弹性力学的分析方法, 但是对于结构不连续面的分析仍有不足。层状岩体由于不连续面的存在, 往往会出现节理强度控制岩体的强度, 产生岩体剪切滑移破坏, 最终产生岩体剪切滑移破坏现象。二次应力分布状态将出现剪裂区。剪裂区是节理岩体由于开挖产生沿节理剪切滑移破坏的区域。
地下开挖后, 洞壁的应力集中最大, 当它超过围岩屈服极限时, 洞壁围岩就由弹性状态转化为塑性状态, 并在围岩中形成一个塑性松动圈。
随着距洞壁距离增大, 径向应力σr由零逐渐增大, 应力状态由洞壁的单向应力状态逐渐转化为双向应力状态, 围岩也就由塑性状态逐渐转化为弹性状态。围岩中出现塑性圈和弹性圈。假设在均质、各向同性、连续的岩体中开挖一半径为R0的水平圆形洞室, 开挖后形成的塑性松动圈半径为R1, 岩体中的天然应力为σh=σv=σ0, 圈内岩体强度服从莫尔直线强度条件。塑性圈以外围岩体仍处于弹性状态。
对于围岩压力仅仅考虑到静水压力的初始应力场不能够满足围岩压力的计算。需要考虑围岩压力超过其屈服极限出现的塑性破坏, 其中芬纳公式和修正的芬纳公式能够很好地修正塑性破坏的不足。
芬纳公式:
修正的芬纳公式:
式中, G为剪切模量:
虽然通过芬纳公式能进行塑性区的破坏分析, 但是实际确定塑性区半径是十分困难的事情, 通常要通过测量洞室周边位移来确定围岩压力。
用洞室周边位移表示围岩压力还需要考虑稳定支护径向位移实测曲线和洞壁径向位移实测曲线。
1. 洞壁径向位移与支撑反力成反比, 当支撑反力低到一定值, 围岩破坏, 坍塌岩体导致压力增大。
2. 支护时机选择不同, 则有不同的结果:选择的过早, 围岩压力很大, 变形很快稳定;过晚, 且支护力不够, 则变形会进一步发展到失稳;合适的支护时机, 变形会趋于稳定, 且支护力也不大。
3. 上述分析为新奥法施工根据反馈信息选择支护时机及支护力的主要思路。
三、结语
围岩压力的弹塑性解析有效地考虑到了稳定支护径向位移实测曲线和洞壁径向位移。要通过测量洞室周边位移来确定围岩压力。但是实际确定塑性区半径还有一定的困难。
参考文献
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围岩压力监测 篇5
张石高速公路岔道1号双连拱隧道起讫桩号:K70+632～K70+820, 全长188 m, 进出口均采用端墙式洞门, 洞内纵坡为:+3.754%, 全隧道均处于岩体破碎, 围岩发育, 围岩稳定性一般, 处理不当会出现坍塌, 侧壁经常小坍塌, 并有溶洞存在。雨季时有滴水现象。地质条件差, 属Ⅳ, Ⅴ级围岩。隧道从两座山丘间的垭口处通过, 一侧山势较高, 另一侧山势较低, 形成明显的自然偏压, 隧道采用三导洞超前开挖, 施工工序繁多, 施工过程中各工序结构内力转换直接影响隧道的稳定。为此, 对隧道围岩压力及支护应力进行全过程的现场监测, 并及时反馈到设计施工中去指导施工, 并针对受力情况提出了相应的工程措施, 确保了快速、优质、安全施工。
1 施工监测设计
1.1 监控量测内容
1) 必测项目:a.隧道围岩变形量测;b.隧道地表下沉变形量测;c.采用锚杆抗拔计进行锚杆抗拔试验。2) 选测项目:a.应力、应变量测;b.中隔墙应力量测。
本文仅对围岩压力、喷射混凝土应力、钢支撑应力、二衬混凝土应力进行介绍和量测数据分析。
1.2 监控量测目的
1) 围岩压力量测的目的:了解隧道开挖后围岩压力沿洞室周边分布规律, 围岩应力重分布的时间效应与空间效应, 判断围岩的稳定性, 以及围岩压力与支护的相互作用关系。2) 喷射混凝土应力量测目的:了解喷层的变形特性以及喷层的应力状态, 掌握喷层所受应力的大小, 判断喷射混凝土层的稳定状况。3) 钢支撑应力量测目的:根据钢支撑的受力状态, 为判断隧道洞室的稳定性提供可靠的信息;了解钢支撑的工作状态, 评价钢支撑与喷层对围岩的组合支护效果, 判明初期支护的安全性和可靠性;了解钢支撑受力的大小, 为钢支撑选型设计提供依据。4) 对二衬进行内力量测的目的在于:了解二衬的受力;判断支护结构长期使用的可靠性以及安全程度;检验二衬设计的合理性, 积累资料为检验类比提供依据。
1.3 监控量测仪器及布置
1.3.1 监控量测仪器
1) 岔道1号隧道围岩压力量测所采用的仪器为丹东市三达测试仪器厂生产的GYH-1型双膜土压力计, 其为活塞式双膜结构, 工作面受力变形特征是平面位移, 对不同性质和粒径的介质有良好的适应性。适用于边界土压力的测定, 也可用于冻土冻胀力和刚性单体压力的测定, 可以确保量测数据的精度。
2) 岔道1号隧道支护应力量测所采用的仪器为丹东市三达测试仪器厂生产的GHB-3型应变计和GJL-3型钢筋应力计。根据量测的频率应用相应的公式将其转化成应力, 以判断衬砌受力的大小。
1.3.2 监测仪器的布置
量测仪器的布置, 以压力计布置为例, 如图1所示为DK70+676断面的压力计布置图 (A～H分别为布置于隧道各关键部位的压力计) 。
压力计的安装:由于围岩与压力计之间没有固定点, 在施工现场采用在每个压力计周边位置利用电锤打设3个膨胀螺栓, 其中1个在压力计顶部, 2个在压力计下部, 并利用细铁丝将压力计绑扎在膨胀螺栓上。此方法能保证压力计与围岩的密切结合, 并保证在喷射混凝土时, 不会对压力计产生不利影响。
应力计或应变计的安装方法主要采用现场焊接钢筋段于钢架或钢筋网上, 然后将其绑扎在焊接处的钢筋段部。
2 量测数据处理与分析
图2, 图3分别为DK70+676断面左右洞初期支护与围岩之间的接触应力、初喷混凝土内应力状态图。
1) 从图2围岩压力状态来看, 左洞拱顶最大压力达到57.54 kPa, 是右拱顶压力的3.4倍多, 其次右洞右边墙压力较大, 这是由于偏压作用下衬砌结构有向右运动趋势所致。
2) 从图3初喷混凝土内应力状态来看, 与围岩压力的分布状态基本一致, 左洞拱顶和右洞的左拱腰部位分别达到了5.96 MPa和2.41 MPa, 远小于喷射混凝土的极限抗压强度, 其他部位相对更小, 偏压特征比较明显。
图4, 图5分别为DK70+676断面左右洞初期支护与二次衬砌之间的接触应力、二次衬砌混凝土内应力状态图。
3) 从层间接触应力来看, 表现出了与围岩对初期支护压力相同的分布形态, 整个左洞二次衬砌受到的压力均比较大, 拱顶最大达到83.41 kPa, 左拱腰及边墙亦比较大, 分别达到76.83 kPa, 72.38 kPa, 一般来说, 二次衬砌作为支护储备, 是在初期支护下围岩变形基本收敛条件下施作, 因此其受到的围岩压力应该比较小, 但在岔道1号隧道的进口, 由于围岩极差, 且又是连拱隧道, 又存在偏压, 为了稳定整个隧道洞口, 二次衬砌是在初期支护下围岩尚没有收敛情况下施作的, 故此尚没有稳定的围岩变形通过初期支护传递到了二次衬砌上导致二次衬砌受力较大。从该接触应力随时间的变化趋势来看, 基本上稳定, 通过验算, 该接触压力不会导致二次衬砌的屈服破坏。而双连拱隧道右洞相对左洞接触压力较小, 只是在右洞边墙处接触压力较右洞其他部位的值大, 达到了65.43 kPa。
4) 从二次衬砌混凝土内应力分布来看, 左洞混凝土内应力相对较大, 与二次衬砌受到的围岩压力相对应, 但绝对值较二次衬砌混凝土设计的轴心抗压和抗弯强度均小, 也说明二次衬砌混凝土不会受压屈服破坏。
3 结语
通过隧道监控量测, 搞清了岔道1号双连拱隧道围岩压力、初支和二衬应力以及衬砌间接触应力的分布规律, 探讨了在地形偏压情况下隧道施工对隧道应力的影响。为评价和修改初期支护参数、力学分析及二次衬砌施作时间提供了信息依据。通过信息反馈及预测预报优化了施工组织设计, 指导现场施工, 确保隧道施工的安全, 并为其他类似工程项目提供了第一手信息, 提高了浅埋偏压双连拱隧道的修建水平, 为今后的设计提供了类比依据。
参考文献
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围岩压力监测 篇6
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。
围岩压力监测 篇7
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.