支护变形（精选8篇）
支护变形 篇1
0引言
山西晋煤集团泽州天安圣鑫煤业井下回风巷、胶带大巷等煤巷变形压力较大, 巷道部分地段受地质构造和煤层赋存状态及矿井整合前小窑采掘破坏等影响, 局部多处地段出现不同程度的底鼓、帮鼓、浆体离层、支护材料变形等现象, 成为矿井多年来顶板管理的难题, 该矿一直在寻求和探索行之有效的支护方式及方法, 通过对巷道侧压的分析和研究, 提出了煤巷巷帮侧压变形注浆加固支护, 采取巷道不同地段采用不同注浆加固支护等措施, 有效增强了支护强度, 控制了巷道变形压力。本文着重从井下煤巷巷帮侧压变形加固支护应用与探索进行浅析。
1 矿井采动及井田地质概况
1.1 矿井概况
山西晋煤集团泽州天安圣鑫煤业有限公司隶属于晋城煤业集团下属资源整合矿井。属单独保留矿井, 井田位于山西晋城市泽州县巴公镇南连氏村—北连氏村一带, 矿井位置在巴公镇北连氏西头村口, 井田面积3.569 9 km2, 批准开采3#~15#煤层, 批准生产能力为0.90 Mt/a, 该井田呈不规则多边形, 见图1。
1.2 矿井整合前小窑采动情况
整合前原圣鑫煤业井田范围内小煤矿开采情况:整合前原圣鑫煤业井田范围内分布有3个小煤矿, 分别为原北连氏西头煤矿, 武警东头煤矿和南连氏煤矿。西头煤矿和武警东头煤矿于1995年建矿, 1997年春季投产, 2001年6月份两矿相继停产、后关闭至今;原南连氏煤矿属无证开采, 开采年限2 a~3 a, 1996年被关闭。上述矿井采用短壁炮采工艺, 立井开拓, 箕斗提升, 中央并列式通风, 机械排水。上述3个小煤矿开采过的区域已在整合后划为采空区范围。
1.3 井田地质及构造
井田位于沁水复式向斜 (沁水块坳) 的东翼南段, 晋获褶断带中, 井田位于沁水复式向斜 (沁水块坳) 的东翼南段, 晋获褶断带中。受区域构造晋 (城) —获 (鹿) 褶断带的控制, 井田内总体表现为一单斜构造, 局部发育褶曲, 地层总体走向NW, 倾向NE, 倾角一般较缓, 约7°~10°, 在断层附近倾角变陡, 约10°~20°, 主要发育有3条区域大断层 (上寺河逆冲断层、正断层和逆冲断层, 3条断层构造特征见表1, 地层走向NW、倾向NE, 倾角一般较缓, 约7°~10°, 在断层附近倾角变陡, 约10°~20°, 界内未发现陷落柱, 井田总体构造属简单类型。
具体3条断层情况如下:
a) 上寺河逆冲断层 (F1) 。据凤凰山井田精查勘探报告资料, 该断层属白马寺逆冲断层的一部分, 穿越井田东部, 是晋 (城) —获 (鹿) 断裂带的组成部分。位于下寺河村东—上寺河村—二仙掌村一线。走向NE 12°~NE 15°, 倾向NW, 倾角65°~70°, 落差约200 m, 井田内延 展长度约500 m; b) 正断层 (F2) 。据野外地质填图, 北部陈沟乡村西, 南部位于与南连氏村东与壁落寺之间东头间, 走向NE 6°~NE10°, 倾向NW, 倾角70°, 落差250 m~350 m, 井田内延展长度约2 800 m;c) 逆冲断层 (F3) 。位于井田西部边界外100 m左右, 走向NE 7°~NE 10°, 倾向NW, 倾角约70°, 落差约350 m。
2 巷道目前现状
圣鑫煤业井下回风巷、胶带大巷等巷道变形压力较大, 巷道部分地段受地质构造和煤层赋存状态及矿井整合前小窑采掘破坏等影响, 局部多处地段出现不同程度的底鼓、帮鼓、浆体离层、支护材料变形等现象, 具体各巷道情况如下。
2.1 回风巷
a) 巷道用途。该巷道整合后重新掘进维修利用, 目前担负矿井井下回风任务;
b) 井上下位置。地面位置位于主斜井工业广场场地正南方向的山坡山梁沟谷地段, 地面没有村庄等其它建筑物;井下位置位于原东头煤矿采空区, 西部为专用回风大巷;
c) 四邻采掘情况。原东头煤矿部分空巷横穿回风巷, 造成巷道支护压力大;
d) 巷道现状。该巷道第一段220 m~480 m段, 原断面净宽3 m, 净高3 m, 净断面9 m2, 现部分地段巷道净高1.9 m~2.3 m左右, 净宽1.1 m~2.3 m左右, 采用锚网支护加工字钢对焊钢腿联合支护, 锚索加强, 空巷地段采用木棚架棚支护。目前该巷道出现不同程度的底鼓、帮鼓, 钢梁棚梁腿弯曲变形, 喷浆浆体离层脱落、裂隙鼓出等现象;为了确保巷道部分地段行人安全, 两帮采用了临时撑木梁支护, 顶板采用了打点柱支护;该巷道第2段520 m~720 m段, 巷道原断面净宽4 m, 净高4 m, 净断面16 m2, 现部分地段巷道净高2.8 m~3.3 m左右, 净宽3.1 m~3.5 m左右, 采用锚网支护加工字钢对焊钢腿联合支护, 锚索加强, 目前该巷道出现不同程度的底鼓、帮鼓, 地板裂缝、顶帮喷浆浆体离层脱落、裂隙鼓出等现象。
2.2 胶带大巷
a) 巷道用途。该巷道为矿井皮带运输大巷, 承担矿井原煤运输任务和单轨吊运输任务;
b) 井上下位置。地面位置位于主斜井工业广场场地正南方向的山坡山梁地段, 地面没有村庄等其它建筑物;井下位置位于回风大巷西, 井底车场及轨道大巷东侧;
c) 四邻采掘情况。东侧回风大巷和西侧井底车场及轨道大巷与该巷道同时平行施工;
d) 巷道现状。该巷道口0 m~50 m段, 原断面净宽4 m, 净高3.25 m, 净断面13 m2, 矩形断面, 现部分地段巷道净高1.9 m~2.3 m左右, 净宽3.1 m~3.6m左右, 采用W钢带锚网喷支护, 锚索加强, 目前该巷道出现不同程度的底鼓、帮鼓, 顶帮W钢带变形、喷浆浆体离层脱落、裂隙鼓出等现象;为了确保巷道部分地段行人安全, 顶板采用了钢梁、锚索加固支护, 帮部采用了补打锚索支护。
3 巷道测压大原因分析
针对上述巷道出现的巷道压力大, 部分巷道地段出现底鼓、帮鼓、顶帮喷浆浆体离层脱落、裂隙鼓出等现象, 认真地进行了研究和分析, 主要存在以下三方面原因:
a) 受地质区域构造晋 (城) —获 (鹿) 褶断带的控制, 井田呈单斜构造, 局部发育褶曲;井田处于两断层 (正断层、逆冲断层) 之间, 受局部地质条件影响, 井田内的原煤先天性煤体地质赋存状态发育的变化, 造成煤层厚薄分布不均衡, 采掘巷道时围岩压力大, 出现底鼓、帮鼓、顶帮喷浆浆体离层脱落、裂隙鼓出等现象;
b) 井田内原煤赋存状态形式, 造成井田内煤质松软、松散、煤脆碎性大、硬度不够, 使得原煤易破碎、块率低、底煤软、粉末状多, 吸附性强, 遇空气末煤潮湿粘性高、遇水呈泥化状态, 遇风吹风化易破碎, 造成煤体自身韧性承载力差, 支护巷道支撑受力不平衡, 出现底鼓、帮鼓、顶帮喷浆浆体离层脱落、裂隙鼓出等现象;
c) 受原小窑巷道采掘采动影响, 再进行维修重新支护利用, 使实体煤遭到应力不平衡, 产生压力大, 出现底鼓、帮鼓、顶帮喷浆浆体离层脱落、裂隙鼓出等现象。
4 采取的措施
针对上述巷道出现的巷道压力大, 部分巷道地段出现底鼓、帮鼓、顶帮喷浆浆体离层脱落、裂隙鼓出等现象, 提出了巷道注浆加固支护应用方案, 采取了巷道不同地段采用不同注浆加固支护等措施。
4.1 回风巷注浆加固方案
对巷道空巷地段采取分次、多次注浆顺序进行。首进行浅部注浆封闭, 深部注浆加固的原则, 注浆材料以水泥浆为主、配合水玻璃混合注浆, 提高注浆加固效果。
根据围岩裂隙发育程度确定深部注浆孔的长度及相应的注浆压力、注浆参数 (注浆孔的间排拒) ;在空巷区确定总回风巷与空巷的煤柱尺寸, 对空巷破碎区煤体进行初步注浆封闭, 然后分次进行注浆加固, 确定合理的注浆参数。过空巷时采用36U型钢进行加固支护, 支护方式:每2架U型钢作为1个整体进行支护, 排距800 mm, 每架U型钢用U型钢卡兰进行联接, 2架U型钢至少用8个拉杆进行组合联接;U型钢后面要用水泥垫板垫实, 并用双层金属菱形网护顶、护帮, 支护后进行喷浆, 厚度不小于150 mm。
注浆加固后进行扩帮维修满足巷道断面的使用要求, 然后打设注浆锚索对巷道围岩进行加固, 保持巷道围岩的整体完整性, 保证巷道在使用期间不会发生太大的变形。
4.2 胶带大巷注浆加固方案
由于胶带大巷两帮变形严重, 两帮煤层遭到极大的破坏, 裂隙多, 巷道围岩的松动圈较大, 两帮对顶底板的承载能力大大减小, 根据以前无机普通水泥材料注浆经验, 往往在注浆时产生大量普通水泥浆液由裂隙漏出的现象, 从而使注浆压力没法达到标准, 导致单孔注浆量偏小的问题。为了提高终孔注浆压力, 增加单孔注浆量, 保证注浆量, 要求无机材料能够在注浆过程中对两帮裂隙进行封堵, 从而使两帮形成较高的支护结构、承载能力和严谨的密封, 因此, 采用低压浅孔充填注浆与高压深孔渗透注浆相结合的技术方案。
低压浅孔注浆就是在喷浆封闭围岩的基础上, 采用浅孔和低压对喷层壁后及破碎的围岩进行注浆加固。因对浅部围岩实施注浆加固的过程中, 避免已形成喷网层的变形与破坏, 所以严格控制浅孔注浆压力, 且因围岩裂隙极其发育, 因此浅孔充填注浆材料以无机地质聚合物单浆液为主。
高压深孔注浆就是在低压浅孔注浆加固后形成一定厚度的加固圈 (梁、柱) 的基础上, 布置深孔, 采用高压注浆加固, 一方面可扩大注浆加固范围, 另一方面高压注浆可提高浆液渗透能力, 改善注浆加固效果, 而不会导致喷网层的变形破坏, 并可对低压浅孔注浆加固体起到复注补强的作用, 从而显著提高注浆加固体的承载性能。具体注浆钻孔布置如下:
a) 两帮注浆钻孔布置如图2所示, 具体布置及要求如下:注浆孔排拒6 m, 每排2个注浆钻孔, 顶眼和底眼成梅花型布置。顶部钻孔距巷道顶板2.0 m, 底部钻孔距底板1.5 m, 现场施工可根据原锚杆、锚索施工情况局部调整位置, 应尽量施工在空挡区域, 且距锚索孔有适当距离, 因巷道留有底煤, 下排的注浆孔向下20°;b) 注浆钻孔在两帮的布置形式一样, 如图3所示。具体布置及要求如下:注浆钻孔孔深8.0m, 施工过程中应略有1°~3°的仰角;注浆钻孔孔深8.0 m, 钻孔封孔长度1.0 m~2.0 m, 套管直径42mm, 注浆封孔, 然后进行扫孔, 钻进到8.0 m, 扫孔直径为32 mm。封孔长度可以根据现场漏浆情况进行调整, 但不得少于1.0 m, 注浆量根据煤体松软程度及漏浆不严重时可以适当减少。
5 结语
通过对井下煤巷巷帮侧压变形注浆加固支护施工及巷道不同地段采用不同注浆加固支护等措施, 有效增强了巷道支护强度, 控制了巷道变形压力, 减少了煤巷因底鼓、帮鼓、顶帮喷浆浆体离层脱落、裂隙鼓出多次起底、扩帮支护维修工程人力、物力、财力的投入, 降低了矿井生产成本支出;通过围岩强度测试及地应力测试, 巷道顶板下沉量不超过100 mm, 巷帮移近量不超过500 mm的效果。
支护变形 篇2
关键词：支护结构;降水效应;地基变形;计算
1.引言
基坑的开挖，带来的不仅仅只是城市经济的发展，还有许多诸如支护结构的强度控制和基地不会发生变形的情况考虑。或是往往只是简单的注意基地的支护结构，而忽视了基地的降水、地基地应力、人为开挖等其它外部环境的影响，使得基地容易产生变形。
基坑支护是一门涉及诸多学科的工程。理论的掌握固然重要，但掌握与了解更多的目的还是要懂得如何运用这类学科的各项理论与实际知识，计算出最符合防止地基变形的方案，来保证地基的稳定和安全性;同时也还要兼顾周边环境，从而减少安全隐患，确保工程最终的顺利进行与竣工。由此可见，地基的变形需要采取严格的措施去控制。
2.地基稳固的概念
所谓的地基稳固，就是通常所说的针对不同基坑条件，运用相应的支护结构手段，最终做到流土的减少出现、基坑的隆土坚固以及消除降水引起的地基变形、从而保证基坑的完全稳定。
3.支护结构体系下的基坑破坏形式
3.1支护体系的几种基本结构
支护结构体系主要有三大类基本结构：混泥土搅拌支护结构体系、桩墙式支护结构体系、土钉墙支护体系。
3.2支护体系的基坑破坏形式
3.2.1混泥土搅拌支护结构体系，在这种体系下的地基，十分容易出现位移、滑坡、整体失稳和坍塌的后果。
3.2.3桩墙式支护结构体系，相比混泥泥土搅拌支护结构体系而言，这种结构体系较容易出现的破坏性基坑形式较多：沿桩底基坑土隆起、沿基坑底土整体凸起、基坑整体失去稳定性、锚固定的稳固破坏、还有内撑式和锚拉式。
3.2.4土钉墙支护体系，这种支护结构通常是由土钉和土体结合组成的体系，同时由于受到不同压力的影响，往往会使基坑出现滑坡、位移、翻倒的现象。或是在土钉的地方，也较容易出现土钉滑裂面。
3.3支护结构作用对基坑的影响
支护结构通常采取外围尺寸计算基地的基本面积，以此降低基坑底面的基本土块附加压力以及桩柱底面卧土层的土压力，达到基地沉降力计算减少的目的。
4.降水效应的方法
根据不同的基地情况，基地降水的方法又会有几种不一样的手段。首先，如果是基坑本身的渗水性较好，那么可以选择开挖明排水沟对基坑里的少量积水进行排放。而当地基的土防水性较差时，可以选用降低地下水或是建设止水幕来解决。
4.1基坑的稳固，定然离不开基地的施工降水。地基的降水，一般的操作是在基地工程接近完工时也停止降水工序。而用降水的结果，则是降水可以产生水浮力，由基坑底的水浮力借助筏板产生的水浮力，降低基坑的土压力。
降低地下水主要是根据基地的渗水情况、基地的面积、基地的开挖深度、地基的地质条件、工程的资金投入、所需的降水水位和工程的硬件设施的水平来确定的。降低地下水位往往都会打井，通过设置井点控制基地水位。有三种形式：喷射井点、单（多）层轻型井点、深井井点。
降低地下水的主要是保持地下水位在0.5-1.0m。使用条件是在避免周边的建筑及设施与地下管线管制的前提，同时将基地建设时的地下水水位保持在最合适的限度下，维护地基的稳固。
4.2设立止水幕时分需要设计横向止水幕或竖向止水幕，不同的地基有不同的考虑。只有根据实际情况确定采用何种止水幕，才能最终科学的保证基地稳定和安全。至于基地的止水幕手段，除开传统的素混凝土地下接续墙防水帷幕、高压喷射灌浆法水泥土防水帷幕和深层混合法水泥土止水帷幕等三种形式，还有近几年出现的螺旋钻机素砼和压浆防水帷幕。
4.2.1分开来说，横向止水幕有高压喷射灌浆法和深层混合法。当针对地基坑底有水时，可以设置横向止水幕去解决坑底的抗浮问题或是制止地下水涌入基坑。但此种方法只能用在基坑没有设桩的情况。如果出现矛盾的现象，就可以综合利用承压水的向上力、基地整体稳定、基地抗土浮力及坑土隆起的程度的原理，决定地基封底的水泥土厚度。
4.2.2而对于基坑内有水泥土时，需要运用深层搅拌法水泥土或是高压喷射注浆法。一般深层注浆法主要是在粘土、粉土或有淤泥的基地中。而高压喷射注浆算法则是用于粘土、粉土、沙土、碎石较多以及淤泥的基坑内。
5.地基变形计算的方法
地基变形的计算方法比较复杂，它区别于一般的唯一因素引起的地表下沉。根据基地的工程情况，需要同时注意支护结构作用与降水效应的地基变形规律，采用不同的计算方式。其中，降水效应的地基变形计算常常运用分层综合法、有限分元法或上海地区经验法等。
5.1支护结构作用与降水效应的地基变形的核心计算方法有经验、理论和数值计算方式。一般来说，经验和理论算法是一种能快速估测地基变形，同时也提供相应专业理论和实际测量数据资料的计算方法。当然，在科技的迅猛发展时代背景下，数值计算也变得越来越方便。它的优点是数值计算可以为地基工程拿出较为精确和科学的数据。在地基工程的实际操作过程中，一种方式往往不能解决地基的变形问题，而是要求用一种或是多种方法相结合的计算方式来确定地基的稳定。通常是以相关的计算公式以及半理论解析法来分别判定墙后的最大沉降量和墙体的位移尺寸。可以肯定的是，需要运用理论和经验算法，结合实际测量的方式，准确科学的计算出地基变形所要的方式。具体来说，即采用地层损失算法、稳定安全系数计算法、时空效应算法、反分析算法（分为概率论算法和非概率论算法）和经验估算方法。
5.2第一，地层分析法主要是运用了支护结构效应与基地地表下沉的相应理论。先后采用有限元算法、同时基地桩墙发生位移变形和基地地表下沉的理论，得出基地桩墙体的变化曲线，并推导出地表下沉的位移尺寸。计算所用的公式为：（，。在本公式中，x表示的是基坑周边缘土下沉的水平尺寸，是基地支护桩墙顶部的水平移动量，是基地支护桩墙水平垂直方向包含的面积）。当然，地层分析法的适用范围也是有限的，只能是在地基开挖顺利，支护体系正常运作，同时也对周边的环境没有明显的影响的前提下才能进行的。
5.3第二，但引起地基变形的计算方法，单单运用地层分析法是不够的。因为地基的变形同时会受到支护结构与降水的共同影响，所以就需要用到相应的计算公式：（其中表示基地所挖的地面沉降值，则表示降水效应下的地面下沉量。），快速准确的计算出所需数值。另外，由降水效应引起的还有单独的计算公式：（表示在降水效应中基地第i层土所带的本身附加压力，表示为基坑第i层土的厚薄程度，是基坑第i层土的压缩模数量，代表的是地下水位的下沉量）。
5.4另外，在反分析法中，非概率分析算法又分为直接与反向分析算法。反向分析算法，与一般的公式相比会显得稍微复杂一些，需要根据已有的计算公式去重新分析，算出经过推到后的新方程要求用到的数据。直接分析法，顾名思义它的使用方法就显得简单了许多，只需要用到数据分析与规划就能直接得到参数。
6.结束语
经过本文的分析，相信对相关支护结构作用与降水效应的地基变形计算有了一定的了解。但仅仅是本文的分析，还是远远不能解决地基变形的问题，这需要在实际的工作中认真按照严格标准以及科学的监测共同配合，同时也要对工作中的经验做好合理的总结，以便将地基建设的更加稳固和实用。
参考文献：
[1]王年香.深基坑支护设计计算中的有关问题[J].南京水利科学研究院，2011（03）：12～14.
[2]赵红雨.基坑开挖与降水引起的地表沉降变形耦合计算[J].山东省地矿工程勘察院，2012（12）：20～23.
深基坑钢支护水平变形控制 篇3
近年来随着城市建设的发展, 深基坑工程数量急剧增加, 在设计与施工技术上有很大的突破。这些深基坑工程往往处于城市中心地带, 周围有比较密集的建筑物、地下管线、道路等设施, 这对基坑技术提出了更高、更严的要求, 不仅要确保基坑自身的稳定性, 而且要满足变形控制的要求, 以确保基坑周围各种设施的安全。而如何安全、合理地选择地下室基坑支护结构及支撑体系, 并根据现场的实际特点进行科学的设计与施工是基坑工程要解决的首要问题。钢支撑结构支护是深基坑支护的一种重要方式, 具有支护安全、便于土方开挖、易于安装拆卸, 且施工工期短等优点, 但钢支撑支护若施工不当变形相对较大, 尤其是控制好其水平方向位移将是整个基坑支护施工的关键所在。福州金尊名都商住楼深基坑支护施工采用钢支撑体系, 比较成功地控制了的水平方向位移, 使地下室施工得以顺利进行。
2 工程概况
2.1 本工程位于福州市国货西路南侧, 总建筑面积30295 m2, 地上30层, 建筑高度96.70m, 地下一层, 地下室建筑面积3233m2, 形状不规则, 南北长70.8m, 东西宽63.7m。开挖后的基坑距离周边建筑物较近, 东侧离在建工程最小净距为15.0米, 距南侧八层居民楼的净距为15.0米, 相邻西向砖混结构民房的最小净距为21.0米, 离场地北侧的三层办公楼仅为4米 (见图1) 。本项目基坑开挖深度为4.50～5.80m, 属于深基坑, 且施工结束的工程桩为挤土效应显著的预应力管桩, 土方开挖时将有流塑性淤泥 (见表1) 涌出, 对基坑支护的稳定影响较大。本场地浅部地下水为 (1) 杂填土中的上层滞水和 (5) 中砂层中的地下水, 水位埋深1.50-3.30米。基坑南侧埋有市政污水管网且地表水比较丰富, 也不利于支护及土方施工。
2.2 本工程基坑钢支撑设计6道高低接φ609×12水平钢管支撑, 围檩、八字撑、角撑均采用350*350H型钢, 围护方式有两种可供施工单位选择:1.采用H350型钢 (长11米) 与搅拌桩组合;2.采用H350型钢 (长11米) 之间插钢板 (见图2) 。对这两种围护方式进行对比:采用搅拌桩组合结构, 虽止水性能较好, 但需两种打桩设备, 并要穿插施工, 工期相对较长, 造价相对较高;采用加插钢板组合, 施工速度快, 钢板拔出后可重复使用, 有一定挡水能力, 稳定性较好, 较为经济。因此采用第2种围护形式更为适合, 具体支护方式如图3所示。
本工程为一级基坑, 设计要求支护结构的水平位移限值为30mm, 将基坑变形控制好, 可减少对附近建筑物影响, 对提高工程质量、加快施工进度、降低工程造价意义重大。
1) 搅拌桩围护形式 2) 钢板桩围护形式
3 施工要点控制
3.1 基坑南侧埋有污水管网且地表水 (居民楼生活用水) 比较丰富, 施工期间无法马上截流改道, 基坑若出现大量渗水, 将出现土方沉降、塌方等事故, 并将引起支护水平位移。经与设计单位协商后决定南向围护桩局部调整为拉森钢板桩。拉森桩桩长为12米, 密排紧扣施工, 采用小锁扣打施工法逐根施打, 其桩与桩之间嵌合状态较密实 (见图4) , 能防止边坡及地下水渗流, 每根桩之间的锁扣按要求锁好。为了达到理想的止水效果, 施打拉森桩要控制好其垂直度, 首先轴线定位要准, 对易产生偏斜的地层和部位要控制打入的速度, 出现轴线偏差和扭转时要及时调整, 避免误差累积。
3.2 本工程除核心筒区域土方开挖6米外, 其余开挖深度均为4.5米, 若采用常规的上下接形式的两排支撑管空间高度为1.2米, 对底下土方开挖及结构施工均有难度, 而纵、横向支撑不在一个平面上, 整体刚度差。水平支撑钢管采用特制的“十字”接头形式, 为保证支撑稳定并将原先六条6道高低接改为8道十字接 (南北及东西方向各4道) , “十字”接头做法是先切割两段1.2米长H型钢, 叠加焊接连成一体, 两端采用750*750*20钢板封闭焊接, 中间凹槽用30*170*20加强钢板焊接顶紧, 四根水平支撑管采用开坡口与H型钢对接, 最后用100*100*20三角加强钢板焊接加固 (如照片1所示) , 这样接头既牢固又很大程度上方便了土方开挖, 开挖过程也减少机械对支撑的破坏。
3.3 每道水平支撑钢管安装完毕后, 部分支撑管有松动及局部下沉。按照以往预应力梁的施工经验, 在水平支撑钢管与围檩对接前, 对各节点的连接状况经确认符合要求后, 对水平支撑钢管施加200KN预应力:每根支撑加压前, 一端先焊接牢固, 油压千斤顶顶在另一端有H型钢封头的钢管端部, 预压力应分级施加, 加至设计值时, 应再次检查各连接点的情况, 必要时对节点进行加固。加压完后将支撑与围檩焊接固定, 然后再对加压端的八字撑进行焊接。 (如照片2、3所示) 。
3.4 由于部分H型钢围护桩施打时垂直度有偏差, 不能保证整排围护桩在同一立面, 安装围檩时, 围檩与围护桩之间就会产生间隙, 土方开挖后, 土体对H型钢围护桩产生推力, 将造成围护桩变形, 并进一步影响围檩的稳定。应对围檩与钢板桩之间较小的间隙用C20细石砼浇灌密实, 间隙较大的用钢块焊接。
3.5 设计图纸中采用Ф25钢筋三角形托架, 挖土时易被挖掘机钩到, 导致围檩跟着变形, 经与联系设计单位联系后进行优化, 改为槽钢牛腿托架形式。沿支护围护桩内侧开沟槽后, 在钢板桩上观测统一标高, 操作工人根据标高焊接10#槽钢牛腿, 并在下端采用加强钢板焊接牢固, 然后安装型钢围檩, 围檩和支撑做到标高一致, 呈一直线 (如图5所示) 。
3.6 在土方开挖过程中, 将有大量土方车在覆土后的水平支撑钢管上行驶走动, 土方车的碾压、土体的流动及挖土机作业时的作用力, 极易造成支撑钢管的下沉、变形, 特别是钢管对接接头处比较薄弱, 易造成支撑管焊接损坏。水平支撑钢管开坡口焊接处采用4块200*100*10加劲板焊接加固, 围檩对接处的四面均采用300*200*10加劲板加固 (如图6所示) ;要求支撑形成后, 在钢管面上覆土应不少于50cm后才能开始第一层土方开挖, 禁止挖土机停在水平支撑管上直接作业, 并在挖土机底下铺一片钢板以分散机械作业时对土体的作用力。
4 施工质量效果
土方开挖过程中, 在基坑边共设置30个监测点, 当土方开挖到设计标高后累计位移如表2所示:
由上表可以看出, 本工程的支护结构施工质量良好, 总体处于可控范围内。其中有2点超过预警值, 由于支护变形速率没有出现增大及不收敛趋势, 基坑周边变形稳定, 整个支护结构处于安全状态。另外, 对基坑周围的建筑物、道路、地下管线等设施的沉降也进行同步监测, 因本次基坑水平位移量小及较少抽取地下水, 故周边构筑物沉降变形均在允许范围内, 取得较好的社会效益。
5 结语
采用本支护体系相对于在深基坑支护中较常使用的钢筋混凝土排桩加止水桩支护方式相比, 具有材料可以回收不造成资源浪费, 工程造价相对较低, 施工工期短等优点, 具有较大的经济效益和推广意义。
本工程水平钢支撑在地下室底板浇捣完一周后拆除, H型钢与钢板在地下室顶板浇捣完两周后拔除, 配合地下室结构施工顺利完成支护任务。
摘要：通过工程实例, 本文介绍了福州金尊名都商住楼深基坑钢支护的施工技术。
关键词：深基坑,钢支护,变形控制
参考文献
[1]中国建筑科学研究院.JGJ120-99建筑基坑支护技术规范[S].北京:中国建筑工业出版社, 1999.
[2]中冶集团建筑研究总院.JGJ81-2002建筑钢结构焊接技术规程[S].北京:中国建筑工业出版社, 2003.
支护变形 篇4
1 煤矿回采巷道变形破坏特点分析
煤矿回采巷道发生变形破坏, 最直观的表象为:巷道断面的形状发生改变, 断面面积减小;支架在压力作用下产生很不规则的变形, 或者直接折断, 形成爬行巷道;压蹦U型钢支架卡子螺栓;支架顶梁被压弯折断, 高压力将棚腿挤进巷道围岩, 或者挤入底板内, 出现底鼓现象。这些情况的出现将会严重影响矿井机电设备以及煤炭的正常运输, 加大了通风阻力, 增加了瓦斯积聚的危险, 导致工作面的推进难以进行, 容易造成工作面停产。另外, 一旦回采巷道出现变形破坏后, 为了维持生产, 需要对巷道进行扩帮处理、卧底翻修, 并需要将因此而产生的渣物清理后运出, 这无疑会花费大量的人力财力和物力, 并会大大增加工作面停产时间。大大降低了劳动生产率, 增加了吨煤成本, 并增加了威胁矿工人身安全的危险因素。
煤矿回采巷道的变形破坏通常具有如下特点。对于单一煤层, 如果回采巷道将煤层的顶底板作为自身的顶和底, 即所谓的一次采全高, 并且煤层顶底板比较坚固的情况下, 此时的回采巷道一般能长时间保持稳定不发生大的变形破坏, 在煤矿开采过程中不需要专门对其再加固和再翻修。但对于位于复杂地质条件附近的回采巷道, 需要经常对这些巷道进行加强支护, 不断维修, 这类回采巷道往往需要花费较大的精力去维护。
对于某一煤矿回采巷道, 巷道当中靠近采煤工作面, 受采动影响强烈的部位最容易发生变形破坏。而远离采动影响范围的部位, 情况要好一些, 相对而言, 这些部位不易发生变形破坏。
相同情况下, 使用工字钢支架来支护回采巷道, 其支护效果远远比不上采用拱形支架的支护效果。通常采用拱形支架来支护煤矿回采巷道, 巷道的变形量较小, 对生产造成的影响不太大。
对于厚煤层分层开采, 当把回采巷道布置在煤层下分层的时候, 回采巷道就被置于锈结假顶下, 这类巷道的稳定性较差。相比而言, 如果把回采巷道布置在上分层中, 回采巷道的顶板即为煤层顶板, 这类巷道的稳定性比下分层当中的回采巷道稳定性要强, 更易维护。
2 造成煤矿回采巷道变形破坏的机理分析
找出煤矿回采巷道变形破坏的机理, 就可以对症下药寻找出阻止巷道变形破坏的办法。
经过挖掘施工后形成了回采巷道, 形成后的回采巷道是否会发生变形破坏, 这主要取决于两方面的因素, 一是围岩本身的力学强度, 通常围岩的力学强度越大、硬度越高, 巷道就不易发生变形破坏, 维护巷道的工程量就相对较小。另一个主要因素是围岩受到的应力大小, 一般情况下, 若巷道围岩的力学强度一定, 围岩受到的应力越大, 其变形破坏程度越严重。当围岩应力小于围岩的屈服强度时, 此时围岩处于弹性状态, 巷道变形很小, 基本上不用采取支护手段。一旦围岩受到的应力远大于其自身的强度极限, 围岩进入塑性区, 塑性区的围岩受力后很容易发生变形, 从而导致巷道的整体变形破坏。
当煤层的一侧是采空区, 在这样的煤层中布置回采巷道时, 回采巷道将会受到相邻已采工作面采空区的残余支承压力。所以对于这类回采巷道, 在工作面向前推进的过程中, 它不但会受到本工作面回踩引起的超前支承压力, 同时还会受到相邻已采工作面采空区的残余支承压力。当这两种压力相互叠加在一起的时候, 将会形成高于原岩应力四到六倍的叠加应力。例如, 在煤层向采空区凸出拐角的位置, 将会产生较大的叠加应力, 该处就很容易发生变形破坏。因此, 这种叠加应力是造成回采巷道变形破坏的重要因素之一。
煤矿回采巷道的支护方式包括工字钢梯形支架支护、U型钢拱形可压缩性支架支护和锚杆金属网联合支护等。对于单一煤层中布置的巷道, 若巷道顶底板较完整、岩层结构均匀, 这类巷道在煤矿开采过程中不易变形, 相对稳定, 一般采用工字钢梯形支架支护即可满足要求。若是在下分层中布置巷道, 巷道受到围岩应力和采动压力的共同作用, 这类巷道将会受到较大的应力, 若采用工字钢支架对其进行支护, 支架承受的应力将会超出自身的承载能力, 支架将很容易发生大变形或者折断, 支架的两帮腿便会向巷道中间挤出, 加大了巷道棚距。因此, 对于这类巷道不宜采用工字钢支架, 为了维护巷道稳定, 需要改用强度更大的U型钢拱形可压缩性支架来支护。然而, 对于节理裂隙均不发育的单一分层回采巷道或是上分层巷道, 若其顶板坚硬完整, 通常采用锚杆金属网支护就能保持巷道不发生大的变形破坏。
3 煤矿回采巷道加强支护方法的探讨
回采工作面的推进将会使回采巷道承受不可避免的采动压力, 并且会受到相邻采空区的残余支承压力, 这些压力可能导致回采巷道产生大变形和破坏, 必须对其进行加强支护。巷道加强支护要符合以下原则:不能恶化原有支架的受力状况;能够减小塑性区的扩展;能够增加塑性区围岩的强度, 加强围岩自承载能力;经济合理、施工方便, 不影响巷道正常使用。自开切眼起, 回采巷道就会受到采动压力等的影响, 因此, 加强支护需要从开切眼的时候就实施。
对于应力较大、变形严重的回采巷道, 可以在工字钢梯形支架或U型钢拱形支架之间打锚杆和钢笆网, 以此来加强回采巷道的支护。通过打入锚杆并铺设钢笆网, 将原有的支架—围岩体系变成支架—锚固层—围岩体系, 很好地加强了支护效果。锚杆—钢笆网促使巷道周围形成锚固圈, 增加了巷道的自承能力和稳定性。并且保证了巷道顶部岩体的完整性, 从而使支架受力均匀, 充分发挥了U型钢支架的可缩性。
4 结论
经过多年的发展, 我国煤矿巷道支护取得了长足的进步, 支护方法和效果比过去大大加强, 带来了重大的经济效益。尽管如此, 我国煤矿巷道支护还存在许多问题, 仍是制约生产和安全的重大因素, 需要我们继续开拓, 探索出更优越的新的支护方法。
摘要：煤矿回采巷道的变形破坏将会严重影响采煤效率, 阻碍设备运输和通风, 增加企业的经济负担和安全瓶颈。本文总结了煤矿回采巷道变形破坏的直观表象, 并深入分析了巷道变形的发生机理, 在此基础上探讨了加强巷道支护的方法。
关键词：煤矿,回采巷道,变形,支护
参考文献
[1]高巍, 王伟, 王丰敏.煤矿回采巷道变形破坏机理及其加强支护[J].煤炭技术, 2005 (9) .
回采巷道变形特征及支护技术研究 篇5
1 工程概况
常兴煤业长兴矿为过渡矿井, 井田东西走向长6.35 km, 南北宽4.40 km, 井田面积17.24 km2, 主采2#、5#煤层。矿井建设规模0.90 Mt/a, 服务年限9.67 a。研究对象选长兴矿二采区2106工作面及附近巷道, 埋深约200 m。2106运输巷沿煤层顶板掘进, 巷道长度800 m, 与2108回风巷间煤柱宽约15 m。该采区部分区段在整合前为私人开采, 开采空间极不规则, 残留煤柱造成应力场极不均衡, 工作面开拓布置如图1所示。
2#煤层赋存于二叠系山西组地层中下部, 以陆相沉积为主的海陆交互相含煤沉积煤层平均厚1.96 m。2#煤层顶板多为粉砂岩、泥岩, 灰黑色, 性脆, 胶结较好。顶板为中等冒落, 较易控制。单向抗压强度为36.7～51.4 MPa, 单向抗拉强度为1.08～2.44 MPa;抗剪强度2.69～7.91 MPa。底板多为粉砂岩、泥岩, 灰黑色, 块状, 性脆。单向抗压强度13.2～58.1 MPa, 单向抗拉强度为1.08～2.44 MPa, 抗剪强度2.69～7.91 MPa, 遇水易泥化, 在一定条件下易发生底鼓现象。岩层具体情况见表1。
在2106工作面运输巷进行围岩地质力学测试, 得出3个主应力大小:最大水平主应力σH=8.23 MPa;最小水平主应力σh=4.24 MPa;垂直主应力σv=4.00 MPa。
2 回采巷道围岩受力分析
工作面回采巷道在掘进期间围岩变形规律与一般巷道相同, 当受到相邻巷道掘进影响后, 留巷围岩变形有所增加, 并导致两帮位移不对称。但在掘进及受相邻巷道掘进影响阶段, 留巷围岩变形不大。当回采巷道受到本工作面超前支承压力影响, 围岩变形显著增加。但是, 该阶段围岩变形仅占巷道总变形的一小部分。 当受到下一个工作面超前支承压力影响, 围岩变形又逐渐增加, 并在工作面附近达到最大值。 顶板下沉、两帮严重收敛是回采巷道围岩变形的显著特点。两帮位移不仅有煤体破碎引起的体积膨胀, 还有煤层在高支承压力作用下的整体移动。剧烈变形导致支护体严重破坏, 严重时锚杆与锚索破断, 托板压裂或压扁, 钢带发生严重弯曲、扭曲及撕裂, 金属网出现大网兜、被撕破, 不得不采用单体支柱、金属支架及木垛等方式进行加强支护[4,5,6]。
3 FLAC3D模拟计算分析
根据二采区回采工作面布置情况及特定煤柱宽度条件, 采用三维有限差分程序FLAC3D进行模拟分析。模拟内容主要为相邻回采面对回采巷道的采动影响及围岩变化规律。
2106运输巷护巷煤柱宽15 m, 2108工作面随着回采的推进, 采空区上覆岩层的重力向周围煤柱中转移传递, 煤柱中出现应力增高区, 由于边缘应力值较大, 超过煤体的强度极限, 煤柱边缘发生塑性变形, 并将采空区上覆岩层重力进一步向煤柱深处传递, 直至2106回采工作面。煤柱应力达到其极限强度后, 煤体强度并没有完全消失, 而是随着变形的增加逐渐减小, 直至降低到残余强度为止。此时, 煤柱的支撑应力在煤柱浅部递增分布, 在煤柱深部递减分布, 交界点是应力极大值。2106工作面回采巷道受2108工作面采动影响的程度主要取决于煤柱的宽度, 当2106运输巷位于煤柱应力峰值区附近时, 对所受到的2108回采工作面超前采动影响会较敏感, 巷道围岩应力显著增大, 围岩变形比较明显, 巷道较难支护;当2106运输巷离煤柱应力峰值区较远时, 受到2108回采工作面的超前采动影响较小, 围岩应力变化不大, 巷道比较容易支护。2108工作面回采对周围煤柱的应力影响及有无巷道时的应力场分布如图2所示。矿井进行煤炭回采时, 在回采工作面周围岩体一定范围内产生塑性变形, 当在煤柱中开挖巷道时, 巷道会将采空区周围煤柱中的应力转移过来并向深部传递, 同时巷道自身吸收一部分煤柱应力 (图3) 。
4 强力锚杆锚索组合支护参数
(1) 顶板采用Ø20mm×2.4 m的左旋无纵筋螺纹钢锚杆, 屈服强度不低于335 MPa;配备配套的高强螺母、拱形托盘、减磨垫片;树脂加长锚固, 2支树脂药卷:1支K2335, 1支Z2360;锚固力要求不低于105 kN;钢筋托梁采用Ø14 mm钢筋焊制而成, 宽80 mm、长3.8 m;护顶金属网材料为10#铁丝, 网孔规格40 mm×50 mm, 网片规格4.4 m×1.1 m;锚杆间距900 mm, 排距1 000 mm;锚杆全部垂直岩面打设;锚杆预紧扭矩要求不低于300 N·m。
锚索采用Ø17.8 mm×6.3 m的钢绞线制作而成, 延伸率4%, 采用1支K2335和2支Z2360树脂药卷锚固;锚索配套300 mm×300 mm×16 mm高强度可调心托板及对应索具, 托盘拱高不低于60 mm;锚索隔排布置, 排距2 000 mm, 间距1 800 mm, 锚索角度垂直岩面;锚索要求超张拉至200 kN, 损失后不低于150 kN。
(2) 巷帮煤柱侧, 采用Ø20mm×2.0 m左旋无纵筋螺纹钢锚杆, 屈服强度不低于335 MPa;配备配套的高强螺母、拱形托盘、减磨垫片;端部锚固方式, 1支Z2360树脂药卷;锚固力要求不低于105 kN;钢筋托梁采用Ø14 mm钢筋焊接而成, 宽为80 mm、长为2 200 mm;护帮金属网材料为10#铁丝, 网孔规格50 mm×50 mm, 网片规格2 400 mm×1 100 mm;锚杆间排距均为1 000 mm;锚杆角度垂直岩面;锚杆预紧扭矩要求不低于300 N·m。巷帮回采面侧, 采用Ø20 mm×2.0 m玻璃钢锚杆, 用300 mm×200 mm×50 mm木托板及塑料网护帮, 其余同煤柱侧。
2106运输巷支护参数如图4所示。
5 矿压观测
(1) 巷道表面位移。
如图5 (a) 所示, 在从距离回采面25 m到穿过回采面75 m的范围内, 巷道顶板下沉明显, 增加了约230 mm。说明相邻工作面的超前采动对2106运输巷影响较大, 不仅覆盖了约100 m范围, 且顶板下沉剧烈。在从距离回采面25 m到越过回采面50 m的范围内, 巷道两帮移近量变化明显, 增加了约120 mm, 这说明相邻工作面的超前采动对2106运输巷两帮移近量影响较大, 但影响范围相对较小, 约为75 m的范围内。
(2) 测力计监测。
如图5 (b) 所示, 锚杆测力计和锚索测力计监测值均在工作面前25 m至工作面后约50 m的范围内显著增加, 说明在75 m范围内, 2104工作面的超前采动对2106运输巷影响较大, 围岩应力明显增大, 巷道变形严重, 这与前述的理论分析及数值模拟结果是一致的。
6 结论
(1) 回采工作面巷道不仅受到本工作面超前支承压力作用, 还受到相邻工作面超前采动影响。采动影响强烈, 巷道维护时间长, 维护困难。
(2) 常兴煤业相邻工作面超前采动对2106运输巷的影响范围约75 m, 其中对顶板下沉的影响范围约100 mm。
(3) 巷道布置方式与煤柱宽度对围岩应力分布影响显著。双巷布置煤柱应力最大, 随着巷道、煤柱数增加, 无论是煤柱两侧的集中应力, 还是中部应力均有所降低。
摘要：以常兴煤业长兴矿二采区2106工作面回采工程为背景, 采用有限差分程序FLAC3D数值模拟软件分析了回采工作面巷道围岩的受力情况及变形特征, 得出:常兴煤业相邻工作面对2106工作面巷道的采动影响范围约100 m, 巷道布置方式与煤柱宽度对围岩应力分布影响显著。采用高预应力锚杆锚索支护技术, 有效控制了长兴煤矿2106运输巷的剧烈变形, 基本满足了巷道的使用要求, 并验证了结论的正确性。
关键词：回采工作面,变形特征,高预应力,锚杆支护
参考文献
[1]陈炎光, 钱鸣高.中国煤矿采场围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1994.
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土钉锚杆支护体系变形特性研究 篇6
1 复合土钉支护
随着我国经济建设的高速发展, 全国各地大量的深基坑不断涌现, 而基坑支护工程作为一项临时性工程, 很多建设单位不希望投入大量的资金, 而造价相对低廉的土钉支护方法却存在着不适合深基坑, 以及基坑侧壁变形过大的弊端。随着基坑支护理论的提升, 国内基坑设计的方法已经逐渐由“强度控制理论”向“变形控制理论”转变[1], 这种新的基坑支护概念不允许基坑出现较大的位移。而锚杆支护同样作为一种造价比较低的支护手段恰好填补了土钉支护的这一缺陷, 其强大的预应力可以有效的控制坑壁位移, 从而保证了基坑的安全和稳定。
土钉锚杆支护体系是复合土钉支护的一种形式, 陈肇元对复合土钉支护的定义描述为:复合土钉支护就是把土钉与其它支护形式或施工措施联合应用, 在保证支护体系安全稳定的同时满足某种特殊的工程需要, 如限制基坑上部的变形、阻止边坡土体内水的渗出、解决开挖面的自立性或阻止基坑底面隆起等。土钉锚杆支护体系具有非常突出的优点。
(1) 造价低廉。土钉锚杆支护相当于将土钉支护中一部分土钉改成锚杆, 材料用量都很少, 造价低, 都不需要大型机械和复杂工艺。
(2) 施工速度快。由于施工工艺相似, 除了需要施加预应力外, 在施工方法上和施工场地、施工机械方面几乎与土钉完全相同, 没有特殊的要求, 大大缩短了工期。
(3) 土体变形小, 支护效果好。由于锚杆的预应力, 减小了土体的变形, 正好弥补了土钉支护土体变形大的缺陷。可以有效地控制基坑变形, 可用于深度较大的基坑, 及基坑周围存在建筑物和地下管线而对位移控制比较严格的基坑。
(4) 在土钉锚杆支护体系中, 锚杆主动受力, 土钉被动受力, 土钉和锚杆受力互补, 这种互补性对于基坑的稳定有着非常重要的作用。
2 土钉锚杆支护体系监测系统设计
2.1 基坑监测的目的和意义
基坑开挖过程中, 基坑内外的土体必然会发生受力状态的改变, 由原来的静止土压力状态向被动和主动土压力状态转变, 即使采取了支护措施, 由此也会引起基坑土体内力变化并产生一定数量的变形。基坑内力主要包括:土压力, 桩内力, 土钉锚杆轴力等;基坑的变形包括:基坑侧壁及周围土体的竖向位移 (沉降) 和侧向位移 (水平位移) , 基坑坑底土体的隆起。
虽然一定程度上的内力和变形是允许的, 但是当内力和变形超出了一个范围后, 将会对基坑本身以及周围环境造成破坏性的影响。因此开展基坑监测, 对基坑支护体系, 基坑周围土体以及周围环境进行系统的综合的监测, 对于确保基坑开挖工程顺利有序进行具有十分重要的意义。
2.2 基坑监测的内容和手段
基坑监测的内容包括三个方面, 基坑变形监测, 基坑周围环境监测和基坑内力监测。
(1) 变形监测主要有水平位移观测, 竖直位移 (沉降) 观测, 深层水平位移监测。
(2) 周围环境监测包括基坑周围建筑物、构筑物、管道线路水平位移和竖直位移观测, 地下水位监测, 基坑周围地面裂缝观测等。
(3) 内力监测有基坑土压力监测, 支护桩内力监测, 土钉内力监测, 锚杆内力监测等。
《建筑基坑支护技术规程》 (JGJ120—99) 根据安全等级, 规定了应测、宜测、可测项目, 具有强制性和指导意义。
3 工程实例
3.1 工程概况
本工程场地位于滨州市邹平县三八街52号院内。该工程占地面积147×97m2。基础埋深为12.5m, 基坑支护形式为土钉锚杆支护形式。场地位于闹市区, 周边有交通主干道及地下管线较多, 南侧基坑边线距六层住宅楼约5.0m;东侧基坑边线距六层住宅楼约6.0m;北、西侧基坑边线距公路最近约3.0m。
场地原为房屋, 现已拆除。钻孔孔口标高为49.97m~50.46m, 相对高差0.49m。本场地地貌单元为山前平原。
为了能充分检测基坑的变形情况, 在基坑的周围每相隔10m设置一个位移观测点, 在支护结构的顶部布置了16个位移观测点, 对基坑周围的16个位移观测点, 既观测水平位移, 也观测竖直位移, 确保基坑开挖过程中, 基坑边坡及支护结构的安全与稳定。
3.2 基坑监测方法和仪器
基坑沉降观测所采用的仪器为德国天宝公司生产的Dini12数字水准仪, 测量精度为:每公里往返测高差中误差0.3mm/km, 最小读数0.01mm。采用条码水准尺, 感应条码尺反射的可见光即可测量。先进的感光读数系统:只需读取条码尺30cm范围的条码即可测量, 如遇遮挡, 则处于一定时间的等待状态, 遮挡物移开后, 立即进行测量。只需一根尺即可进行不同远近距离的水准测量, 勿需换尺。仪器自动记录读数, 并能自动进行平差计算, 减少了人为读数和人为记录的误差。
基坑水平位移观测采用视准线法, 在基坑的四个阴角点位置, 布置四个固定点, 以四个固定点为基准线, 利用全站仪在精密钢板尺上的读数, 来测量变形观测点与视准线之间的距离, 两次距离之差, 即为水平位移量。水平位移观测所采用的仪器:瑞士徕卡的TC702全站仪, 测角精度为:2″, 测距精度为:2mm+2ppm。
3.3 监测成果及分析
齐星名都豪园基坑工程变形监测, 从2009年6月18日开始布置沉降观测点和基准点, 6月19日进行第一次观测, 到2010年1月12日沉降观测结束, 共计观测50次。
(1) 沉降观测的监测过程及结果分析。
本项目对于基坑边坡15个沉降观测点的观测, 每次观测时每一个闭合线路的闭合差都控制在1mm以内, 最大闭合差为+0.97mm。最小闭合差为+0.01mm。
从基坑边坡顶部15个变形点的沉降数据来看, 最大的沉降点是S14, 沉降量为-7.60mm, 最小的沉降点是S2, 沉降量为-3.14mm。沉降点S1、S2和S5的沉降量在-4mm以内, 其余的沉降点的沉降量都在-5.0mm~-8.0mm之间。沉降变形数据比较一致, 一方面说明了基坑的沉降变化均匀;另一方面, 说明观测精度较高, 数据可靠。
从沉降曲线上看, 在基坑开挖初期 (2009年6月初至2009年7月20日) , 由于基坑内部土体的变动, 使基坑边坡顶部的沉降观测点略的上浮的现象。从2009年7月底以后, 基坑边坡顶部开始下降, 但沉降量较小, 最大的只有-2.51mm, 基坑北侧和东侧变形较大, 西南方向变形较小, 与基坑的开挖顺序一致 (当时先开挖的是北侧和西北方向的土体) , 之后整个基坑基本上是平稳变化, 没有突变的过程发生。基坑开挖至2009年11月份以后, 基坑支护完成, 基坑处于稳定状态, 沉降变形较小, 基坑稳定。
(2) 基坑边坡水平位移监测结果分析。
本项目基坑水平位移观测点与沉降观测点共用, 从水平位移观测数据来看, 累积位移量最大的水平位移为3mm, 最小的只有0mm, 也就是没有累积变化量, 从整个基坑的水平位移曲线来看, 变化有正有负, 也就是说基坑边坡顶部的水平位移, 有时向基坑内侧移动, 有时向基坑外侧移动, 这一方面说明了基坑边坡顶部的变化与土体的开挖过程有关, 另一方面说明基坑顶部的水平位移变形很小, 并与沉降观测数据的降浮相一致。但基坑水平位移的总趋势是向基坑的内侧位移较大。与基坑的开挖过程相一致。从水平位移曲线来看, 基坑边坡顶部的水平位移, 总体变化不大, 累积位移量只有安全域的25%, 整个基坑一直处于稳定和安全状态, 基坑至2009年10月以后水平位移曲线平缓, 水平位移发展趋势缓慢基坑处于稳定状态。
4 结语
从观测过程及观测数据来看, 在基坑施工的整个过程中, 由于土钉锚杆支护形式的技术方案可靠, 使基坑基本处于稳定状态, 保证了基坑开挖和主体建筑施工的安全。其次, 土钉锚杆支护体系作为复合土钉支护形式的一种, 由于锚杆的预应力对基坑土体的作用, 可以有效控制基坑的横向变形, 适合应用于周围场地环境复杂的基坑工程中。
参考文献
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[2]陈肇元, 崔京浩.土钉支护在基坑工程中的应用[M].中国建筑工业出版社, 2000.
支护变形 篇7
1 扩展后的修正剑桥模型
1.1 本构方程
由于修正的剑桥模型假设适用于具有适应流动规则特性的材料,故塑性函数与屈服函数相同,可用F表示,则本构方程为:
其中,[Dep]为弹塑性矩阵;[D]为弹性矩阵;A*为硬化参数Ha的函数。
1.2 屈服函数
屈服轨迹的方程式为:
其中,
1.3 状态边界面公式
状态边界面公式为:
其中,k为渗透系数;λ为待定参数。
2 有限元模型的建立
2.1 工程概况
车站围护结构标准段设计为800 mm厚地下连续墙,兼作使用阶段的主体结构侧墙,连续墙间采用十字钢板接头止水,墙趾埋深有26 m和27 m两种,沿深度方向设4道钢管支撑,其中第1道为ϕ580(t=12 mm)钢管支撑,其余3道为ϕ609(t=16 mm)钢管支撑,最大支撑轴力在第3道支撑,为2 400 kN。其土层分布与支撑剖面如图1所示。端头井部分地下连续墙埋深分别为29 m和30 m,采用圆形锁口管柔性接头,设有500 mm厚的内衬墙,按连续墙与内衬墙共同受力设计。沿深度方向设5道钢管支撑:其中第1道为ϕ580钢管支撑,其余4道为ϕ609钢管支撑,最大支撑轴力在第4道支撑,为2 800 kN。施工期间标准段地面荷载不得大于20 kPa,端头井地面荷载不得大于30 kPa。
2.2 建立模型基本假定
1)如前所述,该工程基坑长度长,宽度相对较窄,因此可按平面应变问题考虑,利用对称性取1/2截面进行建模;
2)假定土为正常固结黏土,即目前承受的荷载为历来承受过的最大荷载;
3)开挖以前由地下连续墙施工引起的地应力和位移场的变化不予考虑,土体的初始地应力假定为静止土压力,静止土压力系数按照Brooker的建议取k0=0.95-sinφ;
4)因为软土的低渗透性,模型中不考虑地下水的渗流作用,水的作用在土的自重中予以考虑;
5)土体和地下连续墙采用八节点减缩单元,支撑采用二节点仅压杆单元,墙体和支撑材料的本构关系均采用线弹性;
6)土体采用扩展后的修正剑桥模型,破坏准则采用q=Mp;屈服函数采用
7)土体和支护之间接触面的处理将影响有限元模拟结果的合理性,若采用接触面单元,则该单元的参数难以确定;为简化有限元的计算,本文在土体和支护之间采用接触加摩擦的处理办法,摩擦系数统一取0.2;在水平地应力大的地方产生滑动需要的剪切力较大,反之亦然。
2.3 模型计算简图
如上所述,计算区域坑内宽度取9 m,坑外宽度取63 m,为深度的4.1倍,以考虑基坑开挖对周围环境的影响。有限元模型中共计850个土体单元,4个支撑单元和52个墙体单元,其网格划分如图2所示。模型中左边边界根据对称性约束水平位移;右边边界我们认为不管水平方向还是竖直方向都已经不受开挖影响,故将两个方向都约束;下边界两个方向都约束;上边界和挖除土体的外表面为自由边界。
荷载情况:仅在墙后考虑均布荷载10 kN/m2。
2.4 设计参数的选用
混凝土地下连续墙弹性模量E=3×107 kN/m2,泊松比v=0.17;钢支撑弹性模量E=2.1×102 kN/m2,泊松比v=0.17;土体层厚、重度、孔隙比直接来源于《工程地质勘察报告》;λ和k根据各层土体的三轴压缩回弹曲线e—lnp计算求得;M根据公式6sinφ/(3-sinφ)求得,有限元计算时钢支撑中的预应力采用施工时实际施加的预应力值(见表1)。
2.5 计算结果分析
计算结果数据见图3～图6。图3给出了支护水平位移有限元计算结果曲线,支护的最大水平位移随着开挖深度的增大而增大,且其最大水平位移的位置随着施工的进行逐步下降,随着支撑开始作用,支护的变形呈现出凸肚子的形状,有限元法可以很好的模拟出这种趋势;图4给出了有限元计算与实测的墙后土体沉降曲线,沉降最大值大且沉降区域较集中,影响区域大概在2H左右(H为基坑开挖深度);图5给出荷载情况下有限元计算的坑内-15.7 m处的土体隆起曲线,支护旁的土体受到较大的剪切变形,坑内则是比较均匀的隆起,这也和我们的假定有关。我们假定土体与支护存在摩擦,随着开挖的进行,土体应力的释放,坑内土体隆起,带动支护上移,导致了墙后支护边土体的轻微隆起;图6给出了支撑轴力随着基坑开挖变化的曲线,我们发现,平面有限元法有效的预测了支撑1轴力随着施工的进行不断增加,而随着支撑2与支撑3作用的发生,其轴力就开始下降甚至达到没有轴力的情况;而支撑2在支撑3参加工作以前轴力不断上升,且轴力增加幅度较大;随着支撑3加入体系参加工作,其轴力变化幅度变缓(实测值开始振荡而计算值开始缓慢下降);支撑3的情况则与支撑2比较类似;支撑4因为加入体系后的工况较少,只能看出其轴力的上升过程。
3 结语
1)平面有限元法可以考虑基坑开挖过程中各种复杂的边界条件和荷载,可以较好地预报基坑开挖时支护结构本身的变形及周围地表的沉降,其计算结果和实际结果吻合得较好,可以预见有限元法将是今后基坑支护设计计算中合理可行的方法。2)扩展的修正剑桥模型在参数选择适当的情况下能够模拟软土地区深基坑的开挖施工过程。土体与墙体的接触面采用接触加摩擦的处理办法可以简化计算模型,且能得到比较合理的计算结果。3)目前用于描述土体形态的模型有多种,但对工程问题较为适用的并不多,而且其参数的确定比较困难。考虑软土的流变特性,在软土深基坑变形预报计算中若能在剑桥模型的基础上考虑土体的流变特性将会得到更为符合实际的结果。
摘要：以某地铁站基坑开挖支护为例,运用二维平面应变有限元法,以扩展了的修正剑桥模型为基础,利用ANSYS模拟了计算基坑开挖过程中不同阶段的支护水平位移、地表沉降、基坑隆起以及支撑轴力,指出其计算结果和实测结果吻合得较好,有限元法将是今后基坑支护设计计算中合理可行的方法。
关键词：基坑,支护结构,有限元,数值计算
参考文献
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[3]王清.修正剑桥模型在基坑开挖分析中的应用[J].上海交通大学学报,2001,21(4):565-569.
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[5]吴宏伟.深基坑开挖中的应力路径[J].土木工程学报,1999,32(6):53-58.
某高层基坑支护局部变形的处理 篇8
某太原高层住宅楼北侧临街,东、西两侧较开阔,近临6层住宅小区,南侧地势较高,坡顶为道路及二层民居。其中高层住宅楼地上28层,地下2层。建筑总高度87.6 m,平面尺寸为50.6 m×20.4 m,纯剪力墙结构,灌注桩基础,基坑南侧深度10.1 m,距基坑边4 800为二层村民自建楼房,其余三面基坑深为5.6 m～6.2 m。工程平面及场地环境条件如图1所示。
2 工程地质情况
该工程基坑的影响范围内地质情况条件为大地构造位置属临汾运城新裂陷—运城凹陷中,所处地貌单元属盐湖区北岸的湖岸垄岗,岩性主要为河湖相形成的粉土(盐渍土)、粉质粘土、粘土组成,属1级(轻微)非自重湿陷性场地。具体如表1所示。
3 地下水情况
地下水水位在11.5 m～13.4 m间,为地下潜水,由大气随季节变化径流侧向补给,对基础施工无影响。
4 基坑支护
本工程基坑最深处为10.1 m,建设单位自行组织基坑支护的设计施工,原设计选用密排ϕ800人工挖孔灌注桩支护基坑南侧边坡,桩长为基坑底面以下8.00 m,基坑底面以上6.00 m,上端约2.5 m,按照1∶0.35进行放坡,边坡修整后,喷射混凝土面层至顶。上口设置冠梁,在搅拌桩顶部埋入插筋,冠梁尺寸为700×700,其他侧面放坡开挖,不考虑进行支护。因勘探水位较低,基坑施工不考虑地下水的影响。但建设单位为减少投资,实际的南侧基坑支护采用ϕ700,密排改为桩心距1 400,桩配筋也进行了调整,未设置冠梁,未进行放坡及坡面处理。
5 基坑变形原因分析
5.1 施工险情
开挖过程中,正值雨季。基坑南侧从坡顶上居民下水管一直排出生活污水。采用分层开挖,挖至基础底面时,发现局部有变形迹象,且完成挖土后,在进行基础底面整平清土时,突然有明显侧壁掉土现象,人员及时撤离后约1 h出现局部坍塌。坍塌长约16 m,宽2 m,有2根灌注桩折断,相邻的支护桩也有明显位移。
5.2 原因分析
未按照原基坑支护设计进行施工是导致局部变形坍塌的主要原因。由于支护结构强度、刚度均与原设计有较大差别,且未按照原设计进行放坡卸载,使得支护结构承载能力降低过多。南侧居民的生活污水管的渗漏,导致具有1级湿陷性的盐渍土部分湿陷;由于采用灌注桩进行支护,基坑顶面变形偏大,土体内随着基坑支护使用时间的延长会产生裂缝;坡顶是南侧居民的道路,时有重车经过,加重变形及产生路面裂缝,加之雨季期间雨量偏大,雨水沿裂缝渗入,土方饱和,终于导致局部坍塌。
由此可见,导致基坑发生局部坍塌的原因是:
1)未按照原基坑支护设计进行施工,使得基坑支护结构的承载能力大幅降低。
2)南侧坡顶居民的下水污水管变形长期渗漏对基坑土体粘聚力及内摩擦角的影响,导致实际污水管垂直渗漏,将部分土体脱离,直接作用在支护结构上。
3)上部过车,相当于基坑边超载,震动加剧基坑变形的速率。
4)雨季的强降雨,导致基坑变形产生的路面裂缝成为渗流通道,加剧沿变形裂缝脱离土体的形成速度,按照裂缝形成的滑移面滑移,最终导致破坏。
6 处理措施
根据现场实际情况及现场条件,确定采取如下方案:
1)切断周围的上下水,并对土体及桩体的位移、周围建筑物的沉降进行监测。
2)对未断支护桩顶部的土体按照1∶0.5进行放坡卸载,在桩顶形成一个卸载平台,并进行喷射混凝土,防雨水冲刷。
3)加强支护桩结构,取消原基础底面的灰土垫层,改为400厚C15早强混凝土垫层,加强坑底抗隆起能力,当混凝土强度达到75%后,利用6m长、壁厚6mm、直径为219焊接钢管进行斜向45°支撑,一端支撑在混凝土垫层上,一端通过膨胀螺丝、钢板与支护桩固定连接,空隙采用C 30混凝土填充封闭。
4)坍塌部位相邻支护桩支撑好后,将严重变形位移的支护桩用钢丝绳作为缆风绳固定好,先用砂袋装土垒成3m高1∶0.5的护坡土台,顶部设1m宽卸载平台,向上剩余7m高部分按照1∶0.5削掉悬空土体并放坡至顶,侧面及顶面喷射混凝土,防雨水冲刷。通过放坡卸载、斜向钢管支撑后,经观测基坑稳定变形很小,周围建筑物并未发生附加沉降,认为基坑处于稳定状态,进入基础施工。
7结语
由于建设单位对于基坑支护的重要性认识不足,随意修改设计,再加之工程地质情况及周边环境条件复杂多样,导致该局部变形坍塌的发生。由此可见,方案的选择及实施,应建立在对地质条件的尽可能准确了解,对周边环境的分析评估、实地勘察,及对邻近工程的仔细调研基础上,不能随意调整修改,如需修改,应经重新论证确认。另外,在施工中,不论何方为施工主体,在深基坑施工时,要充分认识到其可能存在的危险,做好应对措施,并做好应急预案及信息化施工,才能在施工中防患于未然。本例对类似地质条件下工程基坑施工具有一定的借鉴意义。
摘要：通过对工程地质勘察报告及周边环境、水文条件分析,得出未按照支护方案施工是变形坍塌的主要原因,针对问题产生的原因,设置斜向支撑结构,并解决排水问题,以使工程顺利进行。