围岩影响

围岩影响（精选12篇）

围岩影响 篇1

围岩的破坏形式主要有两种, 分别是脆性破坏和塑性破坏。脆性围岩变形和破坏的形式主要取决于围岩的结构, 一般有弯折内鼓、张裂塌落、劈裂剥落、剪切滑移、碎裂松动和岩爆等类型;塑性围岩在应力重分布和水的作用下, 变形和破坏的主要类型包括塑性挤出、膨胀内鼓、塑流涌出、重力坍塌等。围岩的结构形式不同, 其分析方法也不同。

1 围岩压力类型

硐室开挖破坏了围岩的应力平衡状态, 导致围岩变形甚至遭到破坏。为了保障硐室的稳定、安全, 必须采取支护措施来阻止围岩的变形和破坏。这样, 支护结构与围岩之间就会产生相互作用, 围岩作用于支护结构上的力就是围岩压力。围岩压力可以分为垂直压力、水平压力和底部压力。在采矿工程中, 围岩应力和围岩压力都被称为矿山压力。广义的围岩压力包括变形压力、松动压力、膨胀压力、冲击和撞击压力。

1.1 变形压力

变形压力被称为“变形围岩压力”, 是由于围岩的变形受到支护的抑制而产生的围岩压力。变形压力的大小与原岩应力的大小、岩体的力学性质、支护的结构刚度和支护时间等因素有关。一般使用弹塑性、黏弹塑性原理对变形压力进行分析, 包括解析法和数值分析方法。

1.2 松动压力

松动压力包括塌落围岩压力和块体滑落围岩压力, 是由于硐室开挖而导致围岩松动或塌落, 并以重力形式直接作用在支护上形成的围岩压力。因此, 较大块体的稳定性问题可以采用块体理论进行分析, 塌落岩体形成的围岩压力可以采用普氏理论、泰沙基理论、有关规范的围岩压力计算公式等进行分析。

1.3 膨胀压力

岩体具有吸水、膨胀、崩解的特性, 由此引起的围岩压力被称为“膨胀压力”。岩体的膨胀性主要取决于其中蒙脱石、伊利石和高岭土的含量, 以及外界水的渗入和地下水的活动特征。膨胀压力与岩体的状态、隧道的结构形式等因素有关, 膨胀荷载的大小通常根据经验数据或测量结果来估计。

1.4 撞击和冲击围岩压力

撞击围岩压力是回采工作面上覆岩层剧烈运动时对巷道支护所产生的压力;冲击围岩压力是指围岩积累了大量弹性变形能之后, 突然释放所产生的压力, 又被称为“岩爆”。

2 围岩压力的影响因素和确定方法

2.1 围岩压力的影响因素

围岩压力主要取决于以下几个因素: (1) 初始应力状态和硐室的形状、大小。圆形、椭圆形和拱形硐室的围岩应力集中程度较小, 围岩压力也就相对较小。围岩压力随跨度的增加而增加, 但不一定成正比。例如, 我国单线和双线铁路隧道的跨度相差80%, 但围岩压力相差仅为50%左右。在稳定性较差的岩体内开挖硐室, 实际的围岩压力往往比按照常用方法计算得到的压力大得多。 (2) 地层岩性和地质构造。地层岩性和地质构造条件不同, 岩体结构特征和质量就不同, 相应的, 岩体的变形和破坏特征及围岩压力也就不同。 (3) 地下水的影响。软化岩体会直接形成压力。 (4) 支护的形式、时机和刚度。当围岩出现松动圈或塌落拱时, 支护结构主要用来承受松动岩体或塌落岩体的重量, 从而起到承载作用, 可以将这类支护称为“外部支护”;当围岩处于有限变形中, 支护结构主要用来限制围岩的变形, 从而起到约束作用, 这类支护被叫作“内承支护”或“自承支护”。通过化学灌浆、水泥灌浆、锚杆、预应力锚杆、喷混凝土等方式加固围岩, 可以提高围岩的自承能力。支护时机的早晚、支护结构本身的刚度与围岩变形限制程度有关。 (5) 时间。流变效应或变形的时间滞后效应与围岩变形的发展有关, 从而影响了围岩压力的大小。 (6) 施工方法。掘进的方法不同, 对围岩的扰动程度也就不同。 (7) 埋深。包括上覆岩层安全厚度和初始地应力。

2.2 围岩压力的确定方法

大体上, 围岩压力的确定方法主要有以下几种: (1) 现场实测法; (2) 连续介质力学方法, 包括解析法、数值分析 (有限元、有限差分法、边界元法和流形元等) ; (3) 非连续介质力学方法, 例如离散元法; (4) 围岩分类法, 包括公路、铁路围岩分类法; (5) 散体围岩压力理论, 包括普氏理论和太沙基理论等; (6) 块体理论和赤平投影分析法; (7) 工程地质类比法; (8) 物理模拟法。

摘要：围岩在硐室开挖的过程中起到了一定的承载作用, 它的受力形式复杂多样, 相应的确定方法也各有不同。其破坏形式和破坏特点主要取决于岩体的结构特征。

关键词：岩体,硐室,围岩,支护

参考文献

[1]闫明礼, 张东刚.CFG桩复合地基技术及工程实践[M].第二版.北京:中国水利水电出版社, 2006.

[2]何宁, 娄炎, 娄斌.CFG桩复合地基加固桥头深厚软基[J].水利水运工程学报, 2010 (04) .

[3]黄生根.CFG桩复合地基现场试验及有限元模拟分析[J].岩土力学, 2008 (05) .

[4]李春旺, 孙强.几何相似体应力-应变分布相同时的载荷关系[J].空军工程大学学报 (自然科学版) , 2011 (02) .

[5]陈湘生, 徐兵壮.我国人工冻土物理力学性质试验研究的现状与展望[G]//地层冻结工程技术和应用——中国地层冻结工程40年论文集, 1995.

围岩影响 篇2

文中结合某实体工程对软弱围岩隧道施工技术进行了研究,详细阐述了该隧道的施工方案和施工方法,并通过施工监测结果验证了该方法的可行性,可供软弱围岩隧道施工参考.

作 者：郑联伟 罗雪峰  作者单位：郑联伟(中国中铁一局,四公司,陕西,咸阳,712000)

罗雪峰(湖南省怀化公路桥梁建设总公司,湖南,怀化,418000)

刊 名：中国水运（下半月） 英文刊名：CHINA WATER TRANSPORT 年，卷(期)：2010 10(1) 分类号：U45 关键词：软弱围岩隧道   施工方案   施工技术   施工方法  

软弱围岩隧道爆破技术设计探讨 篇3

关键词:软弱围岩;隧道爆破;设计;施工技术

中图分类号:U45+.2文献标识码:A文章编号:1006-8937(2009)14-0012-02

1工程概况

新林隧道位于王屋山区,隧道为分离式隧道,全长670 m。隧道位于王屋乡新林小学附近,属侵蚀剥蚀底山丘陵区(Ⅱ)。隧道轴线通过处最高海拔约578 m,最大相对高差约55 m。山体走向呈南北向。新林隧道区内岩石节理裂隙普遍发育,隧道区围岩主要发育产状为90°∠88°、60°∠85°、200°∠28°、183°∠40°的四组节理,节理以平直为主,多闭合,节理密度2～5条/m,局部密集可达7条/m。隧道区段内岩石为砂岩、粉砂质泥岩,抗风化能力较弱。进洞口段自然坡向东倾,地形坡度200～400,为斜坡地形,表面残坡积层较薄,部分缺失,岩性为亚粘土,属V级围岩,下伏基岩为三叠系二马营组砂岩、粉砂质泥岩,强风化层厚约1.5 m,围岩稳定性差,BQ<250,属于Ⅴ级围岩。

本隧道穿过砂岩强风化、弱风化层,埋置浅,地下水不发育,主要为基岩裂隙水,水量较贫乏。

2软弱围岩隧道爆破开挖方案确定

在开挖过程中应根据围岩类别(或级别)选用合理的爆破参数和掏槽形式、爆破材料、起爆方式、装药结构及堵塞材料,尽量减小爆破对围岩和邻近洞室的扰动和破坏,严格控制超欠挖和爆破震动速度,充分保护围岩的自承能力。前一洞室爆破对相邻洞室爆破震动速度的影响应控制在5 cm/s之内。

3钻爆设计

3.1钻爆设计方案

总的设计思想是拱部采用光面爆破,边墙采用预裂爆破,核心采用控制爆破,掏槽采用抛掷爆破的综合控制爆破技术。根据开挖方法分别采用半断面及全断面两种爆破方式,采用非电毫秒雷管爆破网路。对Ⅴ级和Ⅳ级围岩采用半断面台阶方式爆破,为减轻爆破对围岩的扰动,开挖断面采用多段位非电雷管进行网路设计。

根据本项目围岩特点,Ⅳ级围岩为软弱粉砂岩,采用直眼掏槽、斜眼掏槽混合使用。眼深小于2 m时采用斜眼掏槽。

在风化、破碎较严重的地质条件下,宜采用光面爆破或轮廓线钻眼法,或者预留光面层光面爆破开挖修边。

3.2底板眼钻爆要求

①将底板眼分成几段分开起爆,这样能减少底板眼同段起爆,共同作用的炸药量,改变了底板眼抵抗线的方向,实际上缩小了底板眼的抵抗线,从而可以减小底板眼爆破产生的地震强度。

②起爆顺序:掏槽眼→掘进眼→内圈眼→底板眼→周边眼。

③选择雷管段号时注意三点:第一,合理的段间隔时间;第二,同一段炮眼的装药量应小于最大单段的允许装药量;第三,前一段的爆破要尽量为后段爆破创造良好的临空面。

3.3爆破参数的选择

通过对爆破试验确定爆破参数,光面爆破参数表总结如表1。

对爆破参数选择的注意事项:

①软岩隧道采用光面爆破的相对距离(E/W)宜采用表中的最小值。

②装药集中度(q)按照2号岩石硝铵炸药考虑,当采用其它炸药时应进行换填,换算指标主要是猛度和爆力(平均值)。按下式计算:

③采用光面爆破时,爆破振动速度应控制在:中硬岩15 cm/s,软岩5 cm/s。要求爆破的振动速度是根据离开挖工作面1～2倍洞跨处实测得的,它可以用速度传感器将所得的信号通过测震仪放大,在光线示波器记录得到。光面爆破以后,开挖岩面上不应该有明显的爆震裂缝。

3.4软弱围岩光面爆破器材的选择(统计如表2)

①掏槽眼、掘进眼选用乳化炸药。

②周边眼选用低爆速、低密度、高爆力、小直径、传爆性好的光爆炸药。

③起爆雷管选用分段微差非电毫秒雷管。

3.5周边眼参数选用及钻眼要求

周边眼参数经验计算公式:

间距:E=(8～12)d (d为炮眼直径),cm;

抵抗线:W=(1.0～1.5)E,cm;

装药集中度:q=0.04～0.19kg/m;

3.6炮孔设计及施工

①炮孔布置。先布置掏槽眼、周边眼,再布置底板眼、内圈眼、二台眼,最后布置掘进眼,掘进眼均匀布置,内圈眼间距为周边眼间距的1.5倍,抵抗线为间距的0.7倍。根据经验,不至于使底板越爆越高,底板眼设计下插角度;二台眼、底板眼也要比掘进眼适当加密,确保考虑到先爆破眼的部分石碴堆在上面,减少爆破负荷。

②炮眼深度L。软弱围岩隧道通常以循环进尺作为眼深,掏槽眼加10～20%。在软弱围岩中,根据经验,一般宜在1.0～1.5 m范围内考虑,新林隧道根据进度及爆破效果,选择炮眼深度为1.5 m。

③炮眼数目N。在小直径(35～42 cm)炮眼,开挖断面积在5～50 m2的条件下,单位面积钻眼数为1.5～4.5个/m2。在计算时注意:软岩隧道的炮眼平均装药系数n大约在0.2～0.4的范围内;单位炸药消耗量在大断面爆破与小导坑爆破不同,可参照表3;若采用光面爆破,炮眼数目应增加20%左右。

④光面爆破单孔装药量的计算。

式中:

Qk——单孔装药量,g

β——光面爆破炮眼装填系数

L——炮眼深度

ρ0——炸药的密度,g/cm3

dt——炸药直径,cm

爆破总装药量的计算:Q=Qk·S·L··· (kg)

S——开挖断面积,m2

L——炮眼深度,m

钻孔作业及装药结构及堵塞方式按有关施工规范执行。

4爆破效果

在新林隧道软弱围岩(Ⅳ、Ⅴ级)爆破施工中,对钻爆设计进行优化,从直眼掏槽到斜眼掏槽方式及组合斜眼掏槽方式进行优化,爆破效果显著,线性平均超挖13.2cm,炮眼利用率均达到90%～95%,边墙光面爆破炮眼保存率62%,采用预裂爆破可达80%(Ⅳ级围岩),几乎每茬炮进尺均达1.5 m(孔深1.7 m)。这一效果极具经济价

值。

5结 语

①软弱围岩隧道爆破施工中,宜采用台阶法施工,对爆钻设计,先现场试验,再不断的总结,不断的完善。

②对于水平平行状岩采用预裂爆破效果较好,在倾斜状层状围岩中实施光面爆破效果较好。

③对于软弱围岩隧道钻爆法施工是一个长期发展的施工方法,可以采用工程类比法和现场试验法相结合选择爆破参数,要不断的总结。

参考文献:

[1] 黄成光.公路隧道施工[M].北京:人民交通出版社,2001.

[2] 王梦恕.浅埋隧道暗挖法设计——施工问题新探[J].隧道建设,1992,(2).

[3] 齐景狱.隧道现代爆破技术[M].北京:中国铁道出版社,1995.

影响隧道围岩变形的因素 篇4

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

隧道围岩变形分析系统说明书 篇5

隧道围岩变形分析系统

1.软件界面说明

软件总体界面如（图 一）所示：有菜单栏、工具栏、项目管理区、图形报表操作区、图形显示区等区域。

（图 一）

各部分简要说明如下：

菜单栏：该部分提供了该系统软件所有功能的菜单项，通过点击这些菜单就可以实现软件提供的功能。

工具栏：为了使用方便，避免频繁地打开菜单，软件将一些比较常用的功能放到了工具栏中，这样就能快速地使用这些功能了。

项目管理区：该区域是用来管理新建或打开的工程项目的，工程项目可以以隧道名称来命名，其中包含着该隧道上的各个里程（也即各个断面），而每个断面中又包含了该断面上布设的各条测线或测点。该区域是用树形结构来管理工程项目的，树根处是工程项目（系统最多可以管理10个工程项目），工程项目的下一级是断面名称，再下一级是测线或测点名称，总共三级结构。

图形报表操作区：该区域由三部分组成。首先是直观显示测线数据以及收敛值的列表框，见（图 一）中图形报表操作区最左部分；

其次是生成各种回归图形和报表的各个按钮和图形参数设置部分，各个按钮的具体功能，以及各参数的设置将在“5．图形报表操作区功能说明”终予以详细说明；最后见（图 一）中最右部分的文本编辑框，该文本框用来显示回归方程、标准差、相关指数、置信度区间等各项回归参数。

图形显示区：该区域是回归图形输出部分，数据经处理后，就按要求在该部分显示需要的回归图形。软件提供了各种常用的图形操作功能，可以对图形进行编辑，并可以采用屏幕截取的方式保存图形或将图形以Auto CAD DXF文件格式导出，还可以将图形存为系统图形文件格式(.sd)。

以上便是对软件界面各部分的介绍。

2.菜单功能说明

主菜单共有如（图 二）所示六个

（图 二）

分别是：文件、数据管理、绘图、图形操作、屏幕截取、查看和帮助。

※文件菜单※的功能主要是关于工程的建立、打开、关闭，工程和工程组的管理以及图形文件的打开、导出和打印。

其子菜单如（图 三）分别为：

（图 三）

新建工程：用来建立新的工程，点击之后弹出如（图 四）新建工程对话框。选定工程类型后填入该工程相关的隧道信息，可以选择工程保存路径，单击‘…’按钮将弹出对话框（图 五）,选择保存工程的路径，按确定退出。然后单击‘增加’，则生成了一个新工程。此时系统将弹出消息框提示工程建立完成，按确定后，单击‘退出’，则工程建立完毕，并返回到 主界面，左边项目管理区内的树状图应出现刚才建立的工程名称，并且根据选择的

（图 四）

（图 五）

之后可对该工程导入全站仪的数据，具体导法见‘数据管理’菜单中‘数据导入’子菜单项的详细介绍。

打开工程：用来打开已经存在的工程文件。选择此菜单项，会弹出如（图 六）所示的打开工程对话框。选择已有的工程，单击‘打开’，便可打开该工程，以后便可进行数据导入、回归分析等操作，这与新建一个工程后的操作是一样的。

（图 六）

工程（组）管理：这项功能用来同时管理一组工程。如果系统中原先不存在工程，选择此菜单项，会弹出如（图 六）所示的打开工程对话框，用户可以先打开一个存在的工程文件，这样若系统中已有工程，就会弹出如（图 七）所示的工程组管理对话框。可以选择‘导入’按钮将一已存在的工程加到现有工程中作为工程组管理（图 八）。注意不可导入同一工程，否则系统将给予提示（图 九），在工程（组）管理中可以更新已有工程的有关信息，修改有关信息后按‘更新’按钮即可更新。当几个工程被组成工程组后，下次打开任一工程，就会把同一工程组中的其它工程同时打开在工程（组）管理对话框中，按‘确定’后则几个工程就会同时出现在左边的项目管理区中。要解除同一工程组中各工程的联系，可以在工程组管理对话框中通过按‘删除’来删除某工程组中的工程。其中删除工程时需要注意1.（图 十）只将该工程从该工程组中移去，保留该工程的所有信息；2.（图 十一）除了1中的操作以外，还将该工程的所有信息从硬盘中删除，不可恢复，故应谨慎操作。

（图 七）

（图 八）

（图 九）

（图 十）

（图 十一）

关闭工程：关闭系统中现有的工程。若项目管理区中没有工程，则此菜单项为灰色，只有新建或打开工程后才能激活。

打开图形：打开保存好的该系统格式的图形文件(*.sd)。如何将图形保存为系统图形文件格式，见工具栏中

功能的详细说明。

图形导出：将图形以Auto CAD DXF文件格式导出。

打印预览：该项功能是将当前图形报表操作区中列表框中的数据和图形显示区中的图形一起以报表的形式打印出来。选择此菜单后进入打印预览窗口，可以进行预览，确认无误后即可打印。（只有打印机在该软件所在操作系统上驱动后才有此功能）

打印设置：设置打印的一些参数。这些参数包括：打印机的名称选择、属性设置，纸张的大小、来源，打印的方式等。

最近图形：显示最近打开过的系统图形文件。对于经常调用某一图形文件比较方便。

退出：关闭系统。

※数据管理菜单※的功能主要是：全站仪数据的导入、隧道断面信息的输入、隧道断面信息的查询、极限位移规范参考以及全站仪原始数据的管理等。

其子菜单如（图 十三）所示，分别为：

（图 十三）

数据导入：把全站仪上传的数据导入到相应工程的数据库中。点击后系统弹出如（图 十五）的数据导入对话框。

（图 十五）

(图 十六)

选择隧道名称，单击‘选择文件’按纽，如(图 十六)所示。选择全站仪数据文件。单击打开，如果文件格式正确，系统将从文件中读取信息，并根据所测数据自动画出测点的示意图，如（图 十七）所示，如果文件格式错误，将出现（图 十八），如果错误发生，则单击‘查看该文件’，便可修改该文件为系统的文件格式（注意：凡手工修改了文件，需重新选择该文件，文件的修改才是有效的）。如无错误发生，可按‘导入’便可将该文件导入到系统中。重复‘选择文件’----‘导入’，便可将测量数据全部导入。注意：

1.如果想把同一次观测的两个测站的数据作为一个时间段的数据使用，需设定‘双站间隔时间’，系统默认为20分钟，即前后设站间隔小于20分钟的，系统将弹出如（图 十九）消息框给以提示用户可根据实际情况作出相应选择。

2.相同里程的某时间段的数据不能导入两次,否则系统将给予提示。

（图 十七）

（图 十八）

（图 十九）

数据导入后可人工输入该里程的断面信息，以便将来管理时的查询。按‘输入断面信息’按钮后弹出如（图 二十）所示，点击隧道名称和相应的隧道里程，可查看、修改、删除

（图 二十）

（图 二十一）

该断面的信息，具体操作见菜单‘隧道数据’下‘隧道断面输入’菜单的说明，二者的功能是一样的。另外单击（图 十七）中的‘平差’按钮可直接查看各测线平差后的长度，如（图 二十一）。数据都导完后，可单击‘退出’回到主界面，这时点击项目管理区中工程名称前的‘+’号，就可看到导入的断面及测线情况。

隧道数据：主要负责隧道断面信息的输入和查询。该菜单有两个下级子菜单，如（图二十七）：

（图二十七）

选择‘隧道断面输入’菜单，弹出（图 二十）对话框。单击‘添加’按钮，弹出如（图 二十八）的对话框，选择隧道名称，填入参考里程，按‘确定’后，该工程和断面

（图 二十八）

（图 二十九）

就会导入到断面信息维护对话框中，如（图 二十九），然后输入各类信息，按‘保存’按钮，就能把这些信息存入数据库中，如果要删除，可按‘删除’按钮。

选择‘信息查询’菜单，弹出（图 三十）对话框。当需要查询任一工程中的有关信息时，可按以下方式操作，输入查询信息以产生查询条件，如需查询隧道名称为‘test1’的工程信息，则可按下列方法查询：在查询字段中选择‘隧道名称’，在运算符中选择‘=’，在查询值中填写‘test1’,单击‘语句生成’，再单击查询，便可将隧道名称为‘test1’的工程查出（图 三十一），单击‘生成报表’可将结果存为文

（图 三十）

（图 三十一）

极限位移规范：这里提供了一个单线隧道初期支护极限相对位移百分表，以供用户对照数据、图形作为参考。

原始数据管理：可对全站仪上传的原始数据进行管理。当需要查看一工程的原始数据时。可按如下操作进行。选择‘数据管理’菜单中的‘原始数据管理’将弹出（图 三十二）对话框。

（图 三十二）

选择一工程，则右边显示该工程的原始数据文件。选中需查看的文件，单击‘查看’便可观看该文件内容。也可单击‘删除’删除该文件。

※ 绘图菜单※的功能主要是：直线、圆弧、文本等图形的绘制及颜色的选择。该项菜单如（图 三十三），具体方法均类似于AutoCAD中的有关操作。

（图 三十三）

※ 图形操作菜单※的功能主要是：对图形显示区中的图形进行放大、缩小、漫游、删除、全图显示等操作，具体方法均类似于AutoCAD中的有关操作。菜单如（图 三十三）。

（图 三十三）

※屏幕截取菜单※的功能主要是：对图形进行截取并保存为BMP格式的位图文件。‘全屏截取’是获得整个屏幕的图形，‘用鼠标选取范围’则可以获得选定范围内的图形。具体菜单如（图 三十四）。

（图 三十四）

查看菜单和帮助菜单比较简单，这里没有详细说明。

3.工具栏功能说明

工具栏基本是常用的菜单的快捷方式，但也有菜单不具有的功能，具体情况如下：

新建图形。该项功能是将图形显示区刷新，即清除图形显示区的所有图形，恢复为空白的画布。

新建工程。具体功能与菜单栏中的‘文件’一〉‘新建工程’一样。

打开图形。具体功能与菜单栏中的‘文件’一〉‘打开图形’一样。

打开工程。具体功能与菜单栏中的‘文件’一〉‘打开工程’一样。

保存图形。该项功能是将图形显示区中的图形保存为本系统软件的图形文件格式（*.sd），以后可以用

或菜单栏中的‘文件’一〉‘打开图形’来打开图形。

导入。具体功能与菜单栏中的‘数据管理’一〉‘数据导入’一〉‘（测线法）无基准点’一样。

打印预览。具体功能与菜单栏中的‘文件’一〉‘打印预览’一样。注意：应该按拟合曲线按钮及时刷新回归图，以获得与数据一致的回归图形。

绘图。这三栏分别是绘制直线、圆以及圆弧的功能。

放大缩小。这两项功能是对图形的放大和缩小操作。

删除物体。该项功能是从图形显示区删除选中的图形或文字，删除完后，右击鼠标回弹出一菜单，选择‘取消’即可退出删除操作。

显示全图和移动图形。如果想在图形显示区中看到全图，点击‘显示全图’，系统会自动调节图形的大小，使图形能完整的显示在图形显示区中。如不想改变图形的大小，则点击‘移动图形’进行图形漫游。退出操作如上所述。

全屏显示和恢复。该功能使系统的框架和菜单隐去，突出显示系统的视类。

断面信息查询。具体功能与菜单栏中的‘数据管理’一〉‘隧道数据’一〉‘信息查询’一样。

断面信息输入。具体功能与菜单栏中的‘数据管理’一〉‘隧道数据’一〉‘隧道断面输入’一样。

关于。显示程序信息，版本号。

退出。

4.图形报表操作区说明

由于前面已对该区作了简要说明，并指明了列表框和文本框的作用，所以这部分主要详细说明如（图 三十五）所示的生成各种回归图形和报表的各个按钮和图形参数设置部分。呈现为（图 三十五）。

（图 三十五）

先说明各报表按钮的功能，具体如下：

在项目管理区种选择隧道名称，并单击‘测线报表’，则产生该隧道所有的测线报表，如选择里程，则产生该隧道该里程的所有测线报表，如选择某测线，则产生该隧道该里程的该测线的报表。其间，如果选择了‘存为文件’则将结果输出为文件，否则将打印输出。‘坐标报表’功能类似。

必须是在项目管理区中选择里程，此功能才会有效。但击‘断面报表’，会产生前面输入的隧道信息（包括开挖信息、岩体信息、支撑设计、地质描述等）的报表。如果没有信息，用户可以单击‘断面信息’按钮对此断面进行描述，然后保存即可。

单击‘原始数据报表’，结果如‘测线报表’，根据在项目管理区中选择的不同，分别产生三种原始数据的报表。

单击‘工作人员报表’，产生工作人员（负责人和观测者）的报表。

单击‘断面信息’，图形显示区中出现如（图 三十七）界面，在这儿可以输入所选里程的断面信息。

（图 三十七）

回归分析是本软件提供的一项重要功能之一。全站仪对各断面测线经过一段时间的量测，得到测线随时间变化的数据，其中测线敛值和时间之间具有非线性的相关关系。回归分析的功能就是对这些数据进行处理以回归图的形式显示在图形显示区，以供用户参考，并对围岩稳定性进行了预测。系统提供了5种曲线函数，以供用户选择最合适形状的区线来拟合。

各回归分析按钮功能的具体说明如下（假设x对应时间，y对应测线收敛以及它们的速率）：

在项目管理区中选中具体测线或测点后，单击‘对数函数’，系统会对测线收敛以 对数函数为回归方程进行非线性回归分析，并在图形显示区中显示回归图形（包括原始数据图、收敛值或位移值图和收敛或位移速率图）。

适用情况：当y的增量随x增大而逐渐减少。

功能类似‘对数函数’，适用情况：根据具体数据而定。

功能类似‘对数函数’，适用情况：当y随着x逐渐增加而越来越急剧地增大。

功能类似‘对数函数’，适用情况：当y的增量随x增大而逐渐减少。

功能类似‘对数函数’，适用情况：当y随x增大而增大的速度与x成比例。

单击‘自动选择’，系统会对数据进行分析，自动选择合适的回归曲线。

见（图 三十五）右上角是回归图形的一些参数设置，X轴、Y轴和Y负轴分别是所需坐标轴的长度，‘网格’和‘标注’表示图中是否需要它们，‘稳定条件’是进行稳定性预测所需要的数据。

6.其它注意事项

隧道围岩三维变形分析系统与自动全站仪配合使用，并对其量测时的测线布置规定如下各图：

测线布置图：

3测线

4测线

6测线

7测线

围岩影响 篇6

【摘要】在众多地质灾害中，巷道围岩变形一直是给施工造成极大困难、耽误工期、增加施工成本的重要地质灾害，有时甚至会引起工程项目的终止。采取适当的控制技术以增加巷道围岩的稳定性是十分重要的，可以有效的避免地质灾害的发生。本文主要结合巷道围岩变形具体控制技术对由于采矿引起的采场巷道围岩变形进行分析。

【关键词】地质构造带；巷道闻言；控制技术

一、巷道围岩变形控制的基本原则

（1）控制措施须有针对性，导致巷道围岩变形的因素有很多，比如矿区应力场、岩体地质结构、地下水等，因此在深入调查研究和认真分析矿区现场情况时，需结合矿区的地质条件、采矿工程实际，有针对性的对矿区进行巷道围岩控制；（2）多种控制技术相结合，提高实际应用效果，影响巷道围岩的因素是多样的，再实际工程应用中，要不断研究巷道围岩的变形特点，适当改进巷道围岩控制技术，实施岩层变形控制、岩体加固、岩层受力状态调整等多重技术手段，是巷道围岩的变形得到控制；（3）强化围岩变形监测管理，在围岩控制中，不断要对巷道围岩的变形情况进行检测，也需对控制技术的实施与效果进行缝隙，不断完善控制方案，保障生产安全。

二、巷道围岩受力状态与稳定性的控制

（1）合理选择工程巷道方向。矿区应力场主要分为原始应力场与二次应力场：原始应力场主要是矿区在地质历史上进过了复杂的地应力变化，地应力场中残余的构造应力随时会对矿区造成影响；二次应力则是因生产开采、井巷道挖掘等施工产生的矿场应力。因此在布置巷道方向时需依据不同应力场的影响，结合工程巷道的设计情况，选择合理的巷道方向。实际应用实践表明：矿井巷道工程的长轴方向与构造线行迹走向保持垂直能够有效的提高巷道的稳定性；避免巷道工程间以及和岩层节理、片理方向形成锐角相交，能够有效降低应力的过度集中；矿区巷道的布置应当避开背斜或是向斜构造影响，并且严禁在轴部位置开设巷道。（2）合理确定巷道断面与形状。根据不同断面大小与形状对巷道影响的不同，并结合矿山的具体情况，需做好以下措施：严格按照生产运输与采矿作业的要求，合理确定巷道规格，在建设中尽量选用多边形、仰拱支护等截面形状；施工时严禁因为超挖而引起巷道截面扩大或者形状发生变化的不合理现象。

三、巷道围岩的控制技术

（1）减少水于潮湿对巷道的影响。采矿区中以凝灰岩等软弱岩体为主的围岩暴露面，一旦受到水或潮湿的影响，强度就会迅速降低；因此，对巷道围岩的暴露面给予及时的喷浆封闭，保证围岩的干燥，对于控制围岩的稳定性有着重要意义。（2）选择合理的巷道支护形式。在巷道内埋设WRM-3型收敛计与对点位移测桩，在上盘回风巷、下盘运输到等多个地方对巷道围岩进行实时变形观测，通过变性情况与时间关系的U-T曲线能够了解巷道变性的具体规律，为进行决策与技术保障提供依据；据有关实践研究显示，支护与围岩共同起到保障围岩稳定性的作用，柔刚并举支护形式能够适应巷道围岩应力情况的变化，它在保障巷道围岩的稳定中起着重要作用。

四、巷道围岩加固技术

对于软弱岩层巷道的加固一般采用喷、锚、网等方法，对于以凝灰岩、玄武岩等不同性质为代表的巷道围岩，特殊工程结构围岩，重要采用多种加固形式联合使用的加固形式，采用三种或者三种以上的加固形式，对于保障围岩稳定性有显著效果。进行巷道围岩加固，主要有三方面技术要求：成型由于支护材质的要求，切实做好巷道设计，选择适当的支护类型，并在建设时期确保支护材料的治疗；支护施工中的技术要求，使用注浆锚杆，确保安装孔方向与结构面的正交，进行喷网支护时网筋需紧贴围岩壁，并保证两次素喷的时效性，一定要在围岩变形趋于稳定前再次进行喷浆；质量管理方面的要求，建立强有力的专业队伍，并不断改善施工工艺，对围岩变形进行长期监测，保障支护技术满足技术要求。

地质构造带巷道围岩控制技术对于保障施工安全，保护人民的生民财产安全有着重要意义，巷道围岩的主要控制技术有围岩变形基本保障原则、围岩受力控制、围岩变形控制、围岩支护技术，施工中根据具体工程情况矿区的地质情况，选用正确的控制技术，定能有效降低地质灾害的发生率，保障工程的顺利进行。

参 考 文 献

[1]邹凯．阿舍勒铜矿巷道围岩的变形及控制技术[J]．现代矿业．2009（12）

[2]宛志红，孟凡超，都科科．互动构造下巷道围岩变形控制技术研究[J]．中州煤炭．2011（7）

[3]陈超．地质构造带巷道围岩控制技术探讨[J]．煤矿支护．2010（4）

围岩影响 篇7

郑煤集团下属某煤矿井田面积13.4 km2, 主采山西组二叠系二1煤层, 煤层平均厚5 m。长期以来, 该矿28采区变电所受开采扰动和永久煤柱支撑压力的影响, 巷道变形破坏严重, 经反复翻修, 效果并不理想。

变电所位于28采区二1煤层的底板, 距二1煤层2~20 m, 巷道围岩属黏聚力差、强度低、易风化、有时遇水膨胀、自稳能力差的松软岩层。28变电所位于28轨道下山和28胶带下山中间, 总工程量40 m。巷道顶部为灰岩或泥岩, 两帮及底部以泥岩为主。巷道顶部围岩岩块强度相对较高, f值为4~6, 但帮部围岩强度较低, f值为1~3。巷道位置见图1。

28采区变电所原支护形式为锚喷支护, 因受巷道围岩处于支撑压力引起的高应力区域影响, 变电所硐室内喷层开裂、脱落, 围岩变形剧烈, 底鼓严重, 断面收缩, 无法保证该硐室的安全使用。其后对该硐室进行了维修改造, 采用29U型钢拱型棚支护, 菱形网、椽子腰帮接顶, 架棚后采用混凝土喷浆对巷道轮廓进行全断面封闭, 并对巷道帮顶进行初步注浆。但受两翼工作面 (280031、280051工作面) 采动影响以及28轨道下山, 28胶带下山扩修影响, 该变电所不久又严重变形, 出现底鼓量大、两帮支架严重变形等情况, 已无法满足安全使用, 因此, 选择合理有效的巷道围岩控制方式至关重要。

1 数值模拟与围岩松动圈测试

1.1 数值模拟

由于巷道与煤层之间的垂直距离较小, 上部煤层开采引起的上部岩体内应力的变化将直接影响到巷道围岩的应力分布。工作面顶板的周期断裂引起的冲击力也进一步加大了巷道围岩的破坏程度。工作面停采后, 停采线距巷道水平距离最小的为30 m, 大部分停采线距巷道的水平距离为40~70 m。利用FLAC建立数值分析模型, 围岩力学参数见表1。

1) 巷道仅受上方煤柱支撑压力、不受开采扰动影响。由图2模拟结果可以看出, 巷道仅受上方煤柱支撑压力、未受采动影响时围岩中的应力分布较均匀, 巷道底板、帮部和顶板应力有集中现象, 巷道帮部应力达12 MPa。

2) 巷道受支撑压力及一侧受开采扰动影响。由图3可以看出, 当巷道受支撑压力及一侧受开采扰动作用影响时, 28采区变电所巷道围岩应力明显增加, 巷道帮部围岩应力达30 MPa。

3) 巷道受支撑压力及两侧均受采动影响。如图4所示, 当受两侧支撑压力影响时, 轨道上山、胶带上山和变电所都处在集中应力作用的范围, 两侧支撑压力在三巷道上叠加, 形成应力增高区。尤其是轨道巷和变电所之间的小岩柱, 模拟结果表明, 应力由原来的12 MPa增加到40 MPa, 应力集中系数为4左右, 高应力将严重影响巷道围岩的稳定性。

1.2 松动圈测试

为实现对该矿变电所围岩松动圈的测试[1], 采用国际上最先进的地质雷达系统, 针对28采区变电所硐室的实际情况, 选择3个断面进行围岩松动圈的测试。根据支护形式、破坏特征及是否受采动影响等因素, 共设3个测站, 28个测点, 测试数据见表2。

m

变电所经多次修复, 围岩松散破碎, 围岩松动圈范围较大, 主要是受局部采动影响造成的。从围岩松动圈的分布范围来看, 底板处松动圈范围较小, 底板围岩松动圈范围在1.5~3.5 m, 两帮及顶板围岩破坏范围达2.0~5.0 m。

2 支护方案

根据28变电所巷道围岩变形状况, 结合松动圈测试及数值模拟, 拟定U型钢封闭支架+注浆+锚索+钢丝网联合支护方案, 见图5。

1) 使用U型钢封闭支架, 提高支护强度, 发挥支架的整体承载能力。28采区变电所巷道围岩受全方位压力的作用[2], 巷道底鼓严重。U型钢封闭支架不仅提高了支架的整体承载性能和棚腿的抗侧压能力, 而且底反拱技术使巷道底鼓得到了有效控制。

2) 采用锚索支护进行结构补偿, 保证支架结构的稳定性。通过锚索固定U型钢封闭支架, 将被动支护和主动支护连成一个整体, 可以较好地解决支架的结构稳定性难题[3,4], 变不稳定支架结构为稳定支架结构, 提高支架结构本身的稳定性, 发挥U型钢封闭支架的承载能力。

3) 采用U型钢支架壁后充填注浆, 提高支架的整体承载性能和围岩的可锚性。针对U型钢支架壁后不均匀空隙, 同时考虑到轨道巷围岩裂隙十分发育的实际情况, 采用U型钢壁后充填注浆技术, 实现利用围岩本身作为支护承载结构的一部分, 充分调动围岩自承能力的目的。同时提高了围岩的可锚性, 为运用锚索结构补偿提供条件。

4) 采用钢丝网和拉条, 提高支架的护表性能。采用U36型钢支架, 主要加工要求为:采用双槽形夹板上、下限位卡缆, 支架的连接处用3副卡缆, 2副双槽夹板限位卡缆, 1副普通夹板卡缆, 拱形支架的棚距为600 mm, 扎角5°。U型钢壁后充填注浆, 帮部通过锚索固定U型钢支架;采用钢丝网和拉条, 每隔300~500 mm用1根拉条。锚索为Φ15.24 mm×5 000 mm, 材质为1860钢绞线。

3 效果检验

在变电所进行加固后, 进行矿压监测。通过3个多月的观测, 其结果见图6, 可以看出, 顶板下沉量被控制在20 mm以内, 而两帮移近量也减少到80 mm以内, 70 d后趋于稳定, 巷道支护效果良好。

4 结语

1) 采、掘活动及上方的支撑煤柱所引起的高应力将严重影响巷道围岩的稳定性;

2) 造成松软岩层巷道围岩失稳的关键因素在于岩石本身的强度、结构、胶结程度等内部因素, 以及开采扰动、不合理的支护方式;

3) 采用U型钢封闭支架+注浆+锚索+钢丝网联合支护, 使被动支护及主动支护结合为一体, 提高了支护强度, 发挥了支架的整体承载能力。

参考文献

[1]董方庭, 宋宏伟, 郭志宏, 等.巷道围岩松动圈支护理论[J].煤炭学报, 1994, 19 (1) :21-32.

[2]何满朝, 孙晓明.中国煤矿软岩巷道工程支护设计与施工指南[M].北京:科学出版社, 2004.

[3]黄庆享, 冉隆明, 李培树.构造破碎带大巷复修的支护理论与实践[J].煤炭科学技术, 2008 (6) :15-18.

围岩影响 篇8

关键词：隧道病害,衬砌背后空洞,数值模拟,位移,内力

1 引言

1.1 隧道病害

随着我国国民经济实力增强, 公路隧道得到飞速发展, 从隧道的数量、规模和建设速度来看, 我国已成为世界上隧道工程最多、最复杂、发展最快的国家[1]。然而由于地质条件、地形条件、气候条件和设计施工、运营过程中各种因素的影响, 隧道建成后在使用过程中会出现各种各样不同程度的病害, 部分隧道甚至在使用的前期就出现比较严重的隧道病害, 如衬砌裂损、隧道渗漏水等。衬砌背后存在空洞是比较常见的隧道病害, 隧道病害严重影响着隧道的运营安全, 缩短了隧道的使用寿命, 同时也造成人力、物力和经济的损失。

1.2 空洞成因

造成衬砌背后存在空洞的原因主要为在新奥法隧道施工时, 由于隧道爆破效果不够理想, 超欠挖现象普遍, 部分施工单位为了追求经济快速, 通过钢筋网在作为初期支护的喷射混凝土层背后设置石块、泡沫、稻草等取代混凝土进行充填, 造成了围岩与初期支护之间接触不良, 有些甚至形成了较大型的空洞;在对隧道二次衬砌进行施工中, 泵送混凝土的压力不足, 混凝土流动性差, 以及抽拔泵送管太早太快等原因, 造成模筑混凝土厚度不足而形成了空洞, 主要以拱顶部位为主[2]。

1.3 空洞危害

衬砌背后存在空洞时, 衬砌结构的受力以及围岩的应力状态会发生改变。衬砌上边缘容易发生开裂, 围岩会失去应有的支护而松弛、变形, 导致失稳、脱落, 严重时会发生崩塌, 严重影响隧道使用和行车安全[3]。

2 有限元模型

3 计算结果分析

3.1 位移特征

位移作为判定隧道围岩结构稳定的主要参数, 本文选取三种等级围岩空洞下方拱顶部位开挖过程中竖直方向的位移量进行对照分析, 各等级围岩开挖过程中拱顶下沉量 (见图3) 。

可以看出采用台阶法开挖时, 拱顶沉降主要集中发生在上台阶开挖的过程中。存在空洞情况下, 空洞处衬砌外侧受拉内侧受压, 产生应力集中。Ⅲ级围岩开挖至空洞处拱顶沉降量有明显减小的趋势;Ⅳ级围岩随着开挖至空洞处拱顶沉降值由负值逐渐变为正值1mm, 说明空洞处衬砌有向上拱起的趋势, 等开挖结束后, 随着围岩自稳, 沉降值又恢复到负值;对于Ⅴ级围岩, 空洞处衬砌向上拱起的趋势更为明显, 突起位移量达到7mm, 且最终沉降值为正值4mm, 说明衬砌变形较大, 甚至可能破坏。

3.2 内力特征

为了分析隧道衬砌背后空洞对不同等级围岩隧道结构的作用, 选取各等级围岩开挖后隧道衬砌各方向的弯矩图进行分析。空洞处对应衬砌由于空洞的作用外侧产生最大负弯矩值, 在其周围两侧衬砌则产生最大正弯矩值;X方向弯矩最大正弯矩产生在空洞横向两侧, Y方向弯矩最大正弯矩产生在空洞纵向两侧;随着围岩等级的变差, 这种弯矩效应也逐步增强;衬砌Z方向弯矩的最大正弯矩及最大负弯矩也都出现在空洞处;这种弯矩集中且反差较大的现象对衬砌的安全性产生很不利的影响。

4 小结

通过对不同等级围岩衬砌背后存在空洞情况下数值模拟, 分析其位移及内力特征, 可以得到下面的认识: (1) 采用台阶法开挖时, 拱顶沉降主要集中发生在上台阶开挖的过程中。空洞使初期支护在失去外侧围岩抗力的情况下外侧受拉, 内侧受压。空洞处竖直方向位移明显有向上发展的趋势, Ⅲ级围岩由于其自稳性比较好空洞处拱顶沉降值均为负值, Ⅳ级及Ⅴ级围岩空洞处衬砌向上拱起的趋势比较明显, Ⅴ级围岩更是达到7mm, 对衬砌结构的稳定性产生极大影响。 (2) 空洞出衬砌内力产生集中, 各方向最大正弯矩及最大负弯矩都集中在空洞对应的衬砌附近, 对衬砌的安全性不利。随着围岩等级变差, 衬砌最大正负弯矩值近似成倍的增大, 容易导致衬砌结构出现裂缝或破损甚至更严重的病害, 对衬砌结构的稳定性影响很大。 (3) 衬砌背后空洞是隧道比较容易出现的病害之一, 使衬砌的受力状态发生改变, 还将衍生出衬砌裂损、渗漏水等其他病害。出现衬砌后空洞病害时, 常用的维修加固措施有回填压注、内表面补强、锚杆补强以及内衬拱架补强等。本文仅对三种等级围岩隧道衬砌背后空洞进行分析, 然而影响隧道稳定的因素还有很多, 很多病害都是同时出现综合作用, 因此还需要进行更深入的研究和分析。

参考文献

[1]郭陕云.论我国隧道和地下工程技术的研究和发展[J].现代隧道技术2004 (增刊) :1-6.

[2]何健, 佘川.高速公路隧道维修与加固[M].北京:人民交通出版社, 2006

[3]司徒丽新, 邹友泉.衬砌背后空洞对于公路隧道的危害性研究[J].山西建筑, 2007, 33 (31) :301-302.

围岩影响 篇9

1工程概况

郑煤集团公司裴沟煤矿位于新密市来集镇境内, 主要开采二叠系二1煤层, 采用立井多水平上下山开拓, 属于“顶板软、煤质软、底板软”的三软不稳定煤层。2010年核定生产能力为205万t/a, 目前上部的32、34采区的资源已接近枯竭。为保证采区接替工作, 必须开拓31、42采区, 而对这2个采区进行开拓, -300 m水平大巷的稳定性就显得尤为重要。当地的地面标高为+220～+240 m, 正在开采的-300 m水平大巷的埋深在520 m以上, 由于岩层比较破碎, 围岩的稳定性较差, 在如此深的水平进行开拓工作比较困难。

裴沟矿-300 m水平东大巷全长为1 800 m。该水平大巷从32轨道下山开口向东掘进, 上距煤层底板10～15 m, 上方是32051综采工作面, 由于水较大已经停采, 但是外段大约有900 m都受32051综采工作面采动影响, 东段800 m将受到32071综采工作面的采动影响。考虑到32071综采工作面的顶板水和回采对-300 m东大巷的采动影响, 32071综采工作面的回风巷、运输巷现在都还在掘进中, 但是进展速度比较缓慢。-300 m东大巷布置在二1煤层底板L7—L8灰岩中, 南面是浮山寨断层, 受其影响, 岩性极其破碎。

2模拟过程

2.1模型结构参数的确定

原岩的初始应力主要是指存在于地层中未受工程扰动的天然应力, 也称为地应力。大量实际测量结果都表明, 原岩的初始应力是地下工程开挖引起围岩变形和破坏的最主要的作用力[1]。把整个模型的计算范围设置为40 m×40 m, 利用数值模拟软件ANSYS建立的数值计算模型如图1所示。在计算范围之内没有大型的构造活动, 各岩层之间是整合接触, 并且原岩应力为大地静力场, 同时在模型的计算过程中不考虑地下水活动的影响。该模型对左右边界均施加水平约束, 底部边界施加竖直约束, 对该巷道支护材料混凝土采用莫尔库伦强度准则, 对岩石采用Drucker—Prager强度准则。对29U型钢采用弹性模型, 数值模拟计算参数见表1。

2.2模型尺寸的确定

本次模拟的模型是-300 m水平东大巷, 采用的是29U型钢和喷浆支护方式, 具体模型的尺寸如图1所示。

2.3模型开挖和支护

由于-300 m水平东大巷为永久巷道, 对支护的要求较高, 因此必须根据巷道受采动影响的程度和巷道断面要求, 采取切实有效的支护措施控制巷道围岩的变形, 保证巷道的长期支护效果。于是在模拟巷道开挖时对模型进行了适当的简化, 把开挖过程看成是一次成型的, 同时支护采取29U型钢加喷浆支护方式, 可以很好地解决-300 m水平东大巷的支护难题。

3计算结果分析

3.1模型单元网格划分

通过ANSYS软件来进行有限元分析时, 对模型进行单元网格划分非常重要。在划分网格的过程中, 如果网格划分得太粗略, 虽然可以节省计算机的内存资源, 使得计算速度加快, 但是计算结果往往不太可靠, 甚至会得到和实际结果相反的结论。但如果把网格划分得太细, 虽然准确度会有所提高, 但是分析速度会非常慢, 甚至计算不出结果。所以在划分网格时要根据模型具体位置需要, 对模型中的核心部分 (开挖部分附近) 尽可能地细化, 而对模型的外围相对不那么重要的辅助部分可以划分得粗略一些[2]。该模型的网格划分如图2所示。

3.2数值模拟结果

该模型通过对开挖巷道进行数值模拟, 得到在X方向和Y方向的位移及应力云图以及第一主应力和第三主应力云图 (图3) 。

对于裴沟矿-300 m水平东大巷的支护形式, 可以分为3种:①一般部位, 采用锚网喷普通支护;②对于仅受工作面超前支承压力影响, 或在工作面回采后的采空区下方掘进的巷道, 采用架棚、锚索、注浆、打底板锚索加固的联合支护方式;③对不仅受工作面开采动压影响, 而且将受工作面开采引起支承压力长期作用的巷道, 在第二类支护的基础上加底反拱, 再在底反拱上打底板锚索并上锚索梁进行结构补偿, 在帮顶锚索之间补打Ø22 mm、长2 200 mm左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆, 提高支护强度。

4数值模拟结果分析

经过数值模拟, 得出模拟结果 (表2) 。

从表2可以看出:水平位移一般较小, 主要分布在巷道两帮, 同时对巷道稳定性影响较小。而竖直位移一般出现在巷道顶板及上盘围岩, 在巷道的底板处有一定的底鼓现象, 对巷道的稳定性影响也较大。应力方面则是在巷道的顶部和底部有一定的应力集中, 同时巷道的顶部和底部也是整个巷道最容易破坏的地方。

5结论

通过数值模拟及对模拟结果的分析可知, 在动压影响下的巷道围岩具有较大的不稳定性, 不仅巷道两帮受水平应力, 巷道的顶底部还要受到竖直应力, 同时这也是引起巷道变形破坏的主要作用力。由于整个郑州矿区的煤层为三软煤层, 尤其是还要受到动态压力的影响, 这就使得巷道的支护变得比较复杂, 如何解决三软煤层动压影响下巷道的支护问题已迫在眉睫。通过数值模拟方法可以很好地掌握支护区域的应力情况, 这对于下一步采取合理的支护方式具有很好的指导意义。

参考文献

[1]何满潮, 薛延河, 彭延飞.工程岩体力学参数确定方法的研究[J].岩石力学与工程学报, 2001 (2) :225-229.

围岩影响 篇10

关键词：隧洞,断面形状,稳定性,ANSYS

0 引 言

随着我国国民经济的发展,水工隧洞的形式和数量日益增多,建设规模不断扩大,在灌溉、发电、城镇供水、泄洪、排沙、放空水库以及施工导流等方面得到了广泛的应用,水工隧洞工程的重要性也愈加明显。那么如何在保证隧洞安全稳定的前提下,以最经济的方法建设隧洞,是摆在广大设计人员面前十分迫切的任务。隧洞的位置选定以后,周围介质和初始应力场等条件是客观存在、不能改变的,设计中只能不断地调整隧洞断面的几何形态以改善围岩的应力分布和稳定性。所以隧洞断面形状的好坏对隧洞工程的安全及造价具有显著的影响,选择合理的开挖断面具有重要的经济意义和工程应用价值[1]。

隧洞断面形状不仅受建筑界限和使用功能的影响,同时也要考虑隧洞开挖施工对围岩的影响。不同断面形状的隧洞开挖引起围岩的受力可能不同,围岩的稳定性也就不同。目前国内外已有的水工隧洞断面形状多为圆形、矩形、直墙圆拱形和蛋壳形四种[2,3,4,5,6],本文运用ANSYS软件系统分析了四种断面形状隧洞开挖引起位移、应力和塑性区的分布特点,供隧洞工程设计和施工参考。

1 隧洞开挖的ANSYS仿真模拟

1.1 工程概况

青海省都兰县千瓦水电站引水隧洞位于青海省海西蒙古族藏族自治州都兰县境内。该隧洞工程全长1 357.8 m,起讫里程2+963.9～4+321.7。隧洞大部分洞室埋深在30～75 m之间,隧洞地表多为第四系地层覆盖,其下为洪积灰白色砂岩,粗砂含量50%～60%,砾石30%～40%,粗砂成分为长石、石英及岩屑,砾石成分为花岗岩,再下为华力西期花岗岩,表层有风化现象,根据区域地质资料和现场踏勘调研测试,千瓦水电站引水隧洞围岩类型主要为Ⅳ、Ⅲ级。

1.2 计算模型

在满足隧洞横断面设计净空条件要求的情况下,本文分别对圆形、矩形、直墙圆拱形和蛋壳形四种断面形状的隧洞进行建模计算分析,以便获得最优的断面形状。由于计算的目的是就一定围岩条件下比较各断面的优劣,本文隧洞开挖采用全断面一次开挖,假定岩体为各向同性均匀的理想弹塑性介质;隧洞及围岩的受力和变形是平面应变问题;垂直地应力场为重力场,忽略其构造应力;初期支护承受全部荷载,不考虑二次衬砌的作用。

选取隧洞开挖模型尺寸6 m×6 m(宽×高),根据圣维南原理,对于隧洞开挖后的应力和应变,仅在隧洞周围距洞室中心点3～5倍隧洞开挖宽度的范围内存在影响[7],本文计算范围自隧洞边缘向两侧及向下均取5倍隧洞直径。隧洞埋深为50 m,因此建立的模型长为66 m,高度为86 m,计算模型的边界条件是,两侧的垂向边界采用水平方向约束,底边界采用垂直方向约束,顶部为自由面。

初期支护采用C20,15 cm厚喷射混凝土+长度2 m@1.0 m径向锚杆。有限元计算中围岩及锚杆加固区用PLANE42单元模拟,衬砌混凝土用BEAM3单元模拟,在开挖模拟过程中隧洞二次衬砌没有考虑,因此不用进行单元模拟。围岩及加固区选用DP材料,喷射的混凝土采用弹性材料,围岩及支护结构物理力学指标参数见表1。

2 结果分析

2.1 隧洞围岩位移分析

图1为各断面隧洞开挖后围岩水平位移分布图。隧洞开挖后,围岩变形表现在拱顶下沉,拱底隆起,拱顶竖向下沉位移大于底部围岩的隆起位移,对于圆形隧洞,拱顶下沉位移为13.88 mm,拱底隆起位移为5.95 mm(图1(a)),围岩水平向位移相对较小,最大水平位移没有出现在洞周,而是在加固圈周围,与洞中心成约45°角的加固圈周部位有最大值,其大小为0.53 mm,水平向位移最大值部位呈对称性分布,并且在左右下侧拱角部位最大水平向位移分布较广些,随着向洞室周边距离的增大,水平向位移逐渐减小(图1(b))。

矩形断面隧洞开挖后,围岩的竖向位移与圆形断面相比,跳跃明显,最大竖向位移出现在洞顶处,最大值为16.21 mm,拱底处围岩拱起,最大拱起位移为8.10 mm(图1(c)),水平向最大位移主要出现在左右两侧壁中部,最大值1.33 mm,拱顶和拱底水平位移较小,位移值为0.15 mm(图1(d))。

直墙圆拱形断面隧洞开挖后,最大的竖向位移出现在圆拱顶部,最大下沉量为14.0 mm,底板部位向上隆起,最大隆起位移为8.0 mm(图1(e)),水平向位移在两直边墙的中部达到最大值,为0.77 mm,向两侧逐渐减小(图1(f))。

蛋壳形断面隧洞围岩最大的竖向位移出现在拱顶处,最大位移值为13.91 mm,略大于圆形断面,底端处反拱位移值为7.95 mm,没有出现较大的位移跳跃,位移分布较均匀(图1(g))。水平向位移分布也与圆形断面相似,与洞中心成约45°角的加固圈边界部位出现最大值,最大值为0.55 mm(图1(h))。

2.2 隧洞围岩应力分析

图2为各种断面隧洞开挖后围岩的应力分布图。从四种断面主应力云图中可以看出,随着隧洞的开挖修建,整个地层大部分区域都是受压的,只是在隧洞附近一个很小的区域范围内出现拉应力,围岩不同位置应力情况各不相同,对于圆形隧洞,最大主应力值集中发生在洞室的顶拱和底拱处,向两侧逐渐减小,最大拉应力值为0.62 MPa,围岩应力分布较均匀(图2(a)、(b))。

从矩形隧洞开挖后围岩的主应力云图中可以看出,矩形断面隧洞开挖后的应力场出现多处应力集中现象,隧洞围岩的最大应力出现在拱顶和拱底的中部,最大应力值均达到1.13 MPa(图2(c)、(d))。

直墙圆拱形隧洞开挖后上下部分应力场分布差别较大,上部圆拱和两直边墙部位围岩应力较小,最大主应力值为0.55 MPa,应力分布较均匀,下部底板出现应力集中,最大值为1.1 MPa,应力集中区域从墙角向围岩内部扩散,并导致边墙及底板以外部分区域围岩所受压应力减小(图2(e)、(f))。

蛋壳形隧洞开挖也不会引起周围围岩较大的应力集中,最大应力值出现在拱底,其值为0.84 MPa(图2(g)、(h))。

2.3 隧洞围岩塑性区分析

图3为各种断面隧洞开挖后围岩的塑性区分布图。圆形断面隧洞开挖后,周围围岩没有出现塑性区。

矩形断面隧洞开挖后,在矩形洞室的上下拱角及拱底等多个部位的围岩出现塑性破坏,其中拱底部位塑性区范围更大,最大塑性区厚度达到4 m左右,塑性区分布不均匀(图3(a))。

由于直墙圆拱形隧洞上下结构形式的差异,在圆拱部位,没有出现塑性区,在两直边墙墙角部位出现塑性区,并从墙角向内部围岩延伸,塑性区厚度为3 m左右(图3(b))。

蛋壳形断面隧洞塑性区主要分布于底端两拱脚部位,塑性区厚度2 m左右(图3(c))。

4种断面形状隧洞的围岩位移和应力比较见表2,从表中可以看出,综合洞室开挖后围岩的位移、应力、塑性区范围这三方面因素,断面形状的优劣依次为圆形、蛋壳形、直墙圆拱形、矩形。圆形断面隧洞稳定性最好,但蛋壳形隧洞与圆形断面隧洞相比具有更大的使用空间和使用宽度,在满足相同净空的要求下,圆形洞室开挖量大,衬砌和加固圈的用量相应也增加,经济效益不好,蛋壳形断面稳定性仅次于圆形断面,但能显著降低开挖量,节约成本,因此蛋壳形为最合理断面形状。

3 结 语

采用有限元软件ANSYS分析了四种断面形式的隧洞开挖后围岩的位移、应力和塑性区分布,得到以下结论:

(1)不同断面形状的隧洞开挖后,围岩的位移、应力和塑性区分布不同。圆形断面和蛋壳形断面隧洞的位移值小,洞周拉应力值小,应力分布比较均匀,矩形断面和直墙圆拱形断面隧洞的位移值大,拉应力值大,围岩的塑性区厚度大。

(2)各种断面隧洞开挖后,洞顶的位移最大,此部位的围岩最容易发生松动破坏,松动的围岩作用在支护结构上,增加了支护结构承受的荷载,因此在设计和施工中对此部位需要重点监测。

(3)由于隧洞的开挖,在隧洞附近局部区域范围内出现拉应力,而围岩出现拉应力对洞室稳定十分不利,实际工程中,要充分考虑出现拉应力的位置,并采取相应的加固措施。

(4)通过对各种断面隧洞开挖后围岩的稳定性分析,得到圆形断面位移、应力分布均匀,并且洞周没有出现塑性区,圆形断面是最优的断面形状,但是圆形断面隧洞使用空间和经济效益不好,综合考虑这些因素后,认为蛋壳形断面为合理断面形状。

参考文献

[1]张庆贺.地下工程[M].上海:同济大学出版社,2005.

[2]李东林,吴树仁,韩金良,等.三峡引水工程秦巴段输水隧洞稳定性分析[J].地质通报,2007,26(3):321-326.

[3]张燕,段亚辉,臧晓鹏.江坪河水电站引水发电洞围岩稳定性分析[J].中国农村水利水电,2009,(5):78-81.

[4]胡本雄.有压小断面长隧洞断面形式的比较分析[J].中国农村水利水电,2005,(9):97-98.

[5]庄宁,朱合华,杨向东,等.高水压下隧洞合理断面形状研究[J].地下空间与工程学报,2005,1(5):713-716.

[6]张献才,沈长松,黄景忠.隧洞开挖应力重分布三维有限元模拟及研究[J].水利科技与经济,2006,12(10):680-682.

围岩影响 篇11

淮南矿业集团谢桥煤矿1242（3）工作面位于西翼C组采区西翼13-1煤层四阶段，东起西翼C组采区下山，西至F5-1边界断层，北邻1232（3）运输顺槽，南至13-1煤-650m底板等高线，工作面标高-651～-551m，可采走向长2920m，倾斜长360m，煤厚2.7m～6.0m，均厚4.8m，煤层倾角11°～16°，平均14°，可采出量905.2万吨，为淮南矿业集团迄今为止斜长最长工作面。

2、1242（3）高抽巷现有支护状况

1242（3）高抽巷原为锚网支护，巷道变形后采用U29型钢支架支护。在动压影响下U型钢支架大多扭曲、断裂，为加大支护强度将支架顶部补打锚索，帮部补打护棚锚杆，但支护状况并没有明显改观，巷道变形无法得到有效控制，造成巷道顶板下沉严重、两帮位移量局部达到1000mm、底臌量平均达到1200mm，以致打运及出货系统无法正常使用。为了保证巷道正常掘进，必须对巷道进行拆刷架、并反复卧底。

3、1242（3）高抽巷支护技术方案

为了确保该巷正常掘进及工作面回采期间巷道能够正常使用，必须解决目前巷道变形、底鼓的现状。结合高抽巷现场的围岩条件和现有支护状况，制定了高强度的支护方案。

4、技术方案

4.1、由原来的单一的锚网支护变更为锚网索支护。

4.1.1、锚杆强度在以前基础上进行加强。

巷道支护锚杆由原来的?20×2000mm锚杆变更为?22×2500mm锚杆。并将锚杆间排距由以前的800×800mm加密为700×700mm。并在巷道底角及底部增加4根锚杆。

锚杆材质均为MG400。MG400锚杆相当于4级建筑螺纹钢，其力学性能指标为：屈服强度不小400MPa，抗拉强度不小于570MPa，延伸率不小于18%，从而提高锚杆支护强度。顶、帮锚杆设计锚固力分别为100KN和80KN，预紧力矩设计不低于180N.m。

4.1.2、锚索强度在以前基础上进行加強。

由于原来巷道顶部未使用支护锚索造成巷道顶板下沉严重，为此加大锚索支护强度。巷道支护锚索顶板按“…5555…”型式，在巷道两帮按：…222…“型式布置。锚索间排距1000×800mm，每根锚索铺设300×300mm×16mm钢垫片。

5、在锚网索支护基础上进行补强加固措施如下：

当过断层、顶板较为破碎、稳定性差、岩性变软、或有淋（滴）水现象、或锚索锚固段深入到稳定的岩层里小于1200mm等情况时，必须停止施工，采取增加锚索长度。如锚杆支护无法保证支护效果，采取架棚支护，并进行喷注浆加强支护。

5.1、喷注浆加固机理

喷注浆加固的原理就是利用浆液充填岩壁内的裂隙，将松散破碎的岩体胶结成整体，其加固机理主要体现在以下3个方面：第一、它可以改善岩体结构的力学性能，提高岩体的整体强度，增加岩体自身的承载能力；第二、浆液可以封堵岩体内裂隙、隔绝空气防止风化，避免岩体强度因水和空气的影响而大幅降低.

5.2、注浆支护参数

巷道全断面布置注浆孔，间排距为1200×1400mm，每循布置8个注浆孔，孔深2.5m，孔径42mm。注浆管规格：Φ26.75×3.25×1500mm，注浆压力：2～3MPa，注浆稳压时间3～5分钟。注浆液为单液水泥浆，水灰比为1：1，水泥采用32.5#矿碴水泥。

6、采用上述支护方案，有以下几个问题需要引起注意：

6.1、在施工期间，现场必须配备相关量具，加大对锚杆、锚索支护质量的监督，确保支护质量符合设计要求。

6.2、对于在施工过程中存在的相关问题，及时采取相应措施。例如底板施工底角及底部锚杆后仍存在底臌量较大的问题，必须在原有基础上对底板全断面进行底板锚杆施工，如仍不能达到要求，就必须施工底板锚索配钢带进行加强支护。

通过对该巷道采取了高强度的支护，目前该巷掘进期间地压治理取得了初步成效，避免了因支护强度不够造成的地压、围岩变形明显的现象，为该工作面顺利回采奠定了基础。

（作者单位：淮南矿业集团谢桥煤矿生产技术科）

围岩影响 篇12

灰色系统理论是80年代初期由我国学者邓聚龙教授创立的一门系统科学的新科学。与研究“随机不确定性”的概率统计和研究“认知不确定性”的模糊数学不同, 灰色系统理论以“部分信息已知, 部分信息未知”的“小样本”、“贫信息”不确定性系统为研究对象, 主要通过对“部分”已知信息的生成、开发, 提取有价值的信息, 实现对系统运行行为和演化规律的正确描述和有效控制。灰色系统模型对试验观测数据及其分布规律没有特殊的要求和限制, 作为一种十分简便、易学好用的新理论及贫信息不确定性系统的普遍存在, 决定这一理论具有十分广阔的发展前景。

灰色关联度分析是分析系统中各因素间关联程度的量化方法, 用来确定因素与因素之间的亲疏关系。

灰色关联度分析方法弥补了采用数理统计方法作系统分析所导致的缺憾;它对样本量的多少和样本有无规律都同样适用, 而且计算量小, 十分方便。灰色关联度分析的基本思想是根据序列曲线几何形状的相似程度来判别其联系是否紧密。曲线越接近, 相似序列之间的关联度就越大, 反之就小。

对一个抽象的系统或现象进行分析时, 首先要选准反映系统行为特征的数据序列。我们称为找系统行为映射量, 用映射量来间接地表征系统行为。有了系统行为特征数据和相关因素数据, 即可做出各个序列的图形, 从直观上进行分析。如要作量化分析, 则需对系统行为特征映射量和各有效因素进行适当的处理。

2 岩石围岩影响因素间的灰色关联度分析

围岩分级决定了隧道的开挖方式、支护方法的选择;因此对围岩分级影响因素的分析研究具有重要意义。根据现场信息及室内实验数据对围岩分级, 我们还不知道哪一种因素占主导地位。现在用灰色关联度分析理论进行初步的探讨。

灰色系统理论的研究对象是“部分信息已知, 部分信息未知”的“小样本”、“贫信息”不确定性系统, 主要通过对“部分”已知信息的生成、开发, 提取有价值的信息, 实现对系统运行行为和演化规律的正确描述和有效控制。就影响围岩分级的全部因素而言, 有的是已知的, 有的是未知的, 而有的则是不完全确定的, 这实际上就构成了一个灰色系统, 可采用灰色理论对它进行研究。

由于收集的某工程实例围岩影响因素的资料没有现场信息, 室内数据也残缺不全;只能根据有限的实验数据对部分影响因素进行灰色关联度分析。

2.1 围岩分级方法中不能将分级的级别作为母序列, 因序列是一系列的数据;

故无法直接获得母序列, 只有将资料中给出的分级方法分级后建议的承载力的平均值作为母序列。根据实验数据, 将极限抗压强度、密度、饱和吸水率、凝聚力、内摩擦系数tg准作为岩石围岩的子序列, 并分别命名为X1 (k) , X2 (k) , X3 (k) , X4 (k) …X5 (k) 。原始数据见表1。

2.2 求初值像, 即对原始数据进行无量纲化:

由公式, 经计算得到表2的结果。

2.3 求差序列, 即两点差值, 公式如下:

经计算得到表3结果。

2.4 求关联系数

式中ξ0i (k) ——关联系数;

σ1——两点差最小值;

σ——两点差最大值;

△i (k) ——两点差值;

ξ——分辨系数。

在这里σ1=0, σ=1.3220, ξ=0.5。

经计算得到表4结果。

2.5 求关联度

经计算得到表5结果。

由上表可得各因素对围岩的亲疏关系:

3 结论

(1) 关联度排序为:γ03>γ03>γ03>γ03>γ03。

(2) 分析的因素对围岩分级影响都比较密切, 关联度值都大于0.6, 且值相差不大。

(3) 影响因素排序为:饱和吸水率>凝聚力>极限抗压强度>密度>内摩擦系数tg准。饱和吸水率在这几种因素中对岩石围岩分级影响最大, 这与地下水对围岩稳定性的影响最大相一致。

参考文献

[1]刘思峰, 郭天榜, 党耀国, 等.灰色系统理论及其应用 (第二版) [M].北京:科学出版社, 1999.