系统锚杆对大断面隧道施工安全性的影响

　　文章编号 :167320836 (2005) 0120133204 系统锚杆对大断面隧道施工安全性的影响 Ξ 李　强1 ,2 , 王明年2 , 王玉锁2 (1. 中交第一公路勘测设计研究院 ,西安 　710075 ; 2.西南交通大学地下工程系 ,成都 　610031) 摘 　要 :结合软弱围岩隧道工程地质和支护设计特点 ,应用三维数值方法模拟研究了软弱 围岩隧道系统锚杆在一次支护中的作用效果。研究结果表明 ,系统锚杆不仅可以大大降低一 次支护和二次支护结构的内力 ,提高结构的安全度 ,而且可以有效抑止隧道周边围岩的应力松 弛 ,改善周边围岩的受力特性 ,提高施工的安全性。 关键词 : 系统锚杆 ; 大断面隧道 ; 三维数值方法 中图分类号 :U455. 7 + 1 　　　　　　　　　　文献标识码 :B Influence of System Anchoring Bolt During Construction of Large cross - section Tunnel LI Qiang1 ,2 , WANG Ming2nian2 ,WANG Yu2suo2 (1. China Communications First Highway Survey Design and Research Institute , Xi’an 710075 , China ; 2. Dept . of Underground and Tunnel Engineering , Southwest Jiaotong University , Chengdou 610031 , China) Abstract :According to the characteristics of engineering geology and supporting design in weak rock tunnel is simulat2 ed , in this paper , the influence of system anchoring bolt during construction of large cross - section tunnel in weak rock by three - dimension finite element analysis. The result shows that system anchoring bolt not only reduces the internal force of primary support and secondary support , hence improves safety of the supporting structure ; but also effectively restricts relax2 ation of surrounding rock , reinforces the surrounding rock , improves safety of the construction. Keywords :system anchoring bolt ; large cross - section tunnel ; three - dimension finite element analysis 1 　引言 隧道复合支护结构中的一次支护紧跟隧道开 挖面设置 ,它自身和周围岩体构成的共同承载体系 对隧道软弱围岩的变形与稳定起着决定性的影响。 而一次支护中系统锚杆又起着主要作用 ,但是它的 岩体锚固机理还远未搞清楚 ,致使锚固技术的合理 性未能充分发挥 ,许多工程主要还是依靠经验进行 类比设计和施工 ,常需耗费大量资金来提高安全系 数 ,以这种方式追求工程的安全性 ,效果可能适得 其反。为了克服岩体锚固工程中的盲目性和不合 理性 ,应该对系统锚杆的锚固机理进行研究 ,建立 比较完善的岩体锚固理论。各国的学者对此已做 了大量的理论和实验研究 ,并且随着计算机应用的 发展 ,对各种较复杂工程条件下的锚杆作用进行了 数值分析 ,并已取得许多有价值的成果。但是它究 竟对围岩稳定起到何种作用效果尚不太明确 ,还需 作进一步的研究。因此 ,本文针对渝怀线金洞隧道 的地质 资料 新概念英语资料下载李居明饿命改运学pdf成本会计期末资料社会工作导论资料工程结算所需资料清单 设计条件 ,对大断面隧道的施工过程进 行了数值模拟分析 ,以此 评价 LEC评价法下载LEC评价法下载评价量规免费下载学院评价表文档下载学院评价表文档下载 系统锚杆的作用效 果 ,为类似工程提供技术保障。 2 　工程简介 金洞隧道位于渝怀线甘家坝与鱼泉之间 ,长 9105m ,隧道两端位于半径为 1200m 的曲线上 ,中 间夹直线长 7800. 33m ,曲线进洞长度进口端为 第 1 卷 　第 1 期 2005 年 02 月 　　　　　　　　　 地 下 空 间 与 工 程 学 报 Chinese Journal of Underground Space and Engineering　　　　　　　　　 Vol. 1 Feb. 2005 Ξ 收稿日期 :2004210219 (修改稿) 作者简介 :李 　强 (19762) ,男 ,硕士 ,主要从事复杂隧道施工力学行为研究。 © 1995-2006 Tsinghua Tongfang Optical Disc Co., Ltd. All rights reserved. 652. 6m ,出口端为 616. 96m。隧道纵坡接近紧坡 , 坡度依次为 10. 0 ‰(815m) 、10. 9 ‰(7450m) 、4. 9 ‰ (450m) 、- 3. 0 ‰(390m) 。设计预留了二线隧道条 件 :二线位于一线右侧 ,进口两线间距 14. 09m ,有 分修条件 ;出口两线间距 5. 03m ,设 150m“燕尾”式 隧道 ,围岩级别为 V 级 ,燕尾段两线一次建成。 3 　计算情况 3. 1 　计算参数 大断面隧道围岩和支护结构计算参数根据文 献[1 ]进行选取 (见表 1) 。 表 1 　围岩和支护结构计算参数 Tab. 1 　Parameters of soils and construction materials used 围岩 力学 参数 弹模 EΠGPa 泊松比υ 粘聚力CΠMPa 内摩擦角Π° 密度Πkg. m - 3 抗拉强度σtΠkPa 抗压强度σcΠMPa 0. 2 0. 41 0. 025 25 2100 25 3. 73 系统 锚杆 弹模 EΠGPa 杆直径dΠmm 抗拔力ΠkN 锚固区砂浆刚度ΠN. m - 1 锚固区剪切强度ΠN. m - 1 杆长度Πm 45 22 250 1. 75 ×107 2. 0 ×105 3. 5 钢 支 撑 弹模 E ΠGPa 横截面面积 A Πm - 2 惯性矩 I Π10 - 5m4 45 0. 004 2. 5 3. 2 　有限元网格 根据设计图选取大断面隧道横向计算范围为 : 左右各 75m ;竖向计算范围为 :隧道仰拱以下取 50m ,拱部以上取 30m ;本次计算的大断面隧道埋深 条件为深埋隧道 ,考虑计算代价 ,拱部上方再加 30m 土柱压力 ,折合埋深为 60m。边界条件 :左右 横向约束 ,底部竖向约束 ,前后为纵向约束。单元 14538 个 ,节点 15362 个 ,此次计算采用边界元程序 FLAC3D 模拟大断面隧道的施工力学行为。计算 中围岩采用 8 节点等参单元模拟 ,初期支护、二次 衬砌也用 8 节点等参单元模拟 ,系统锚杆借助对于 剪切连接弹簧具有适当刚度的一维岩石锚杆单元 来模拟。计算屈服准则采用 Mo - Hr 屈服准则 ,大 变形变形模式 ,并采用关联流动法则[3 ]～[5 ] 。有限 元网格见图 1。 3. 3 　施工过程模拟 该隧道共分四部分分布开挖完成 ,即上台阶开 挖、核心土开挖、下半部左幅开挖、下半部右幅开 挖[2 ] 。具体情况见图 2。 3. 4 　支护结构参数 支护结构参数根据 [4 ]选取 ,初期支护厚度为 30cm ,格栅拱架全环设置 ,纵向间距 0. 8m ,锚杆长 3. 5 m ,间距为 0. 8m ×1. 0m ,二次衬砌厚度为 80cm ,预留变形量为 15cm ,净高 12. 71m ,净宽 19m。 具体见图 3。 图 1 　有限元网格划分图 Fig. 1 　FE mesh 图 2 　隧道断面施工典型过程图 Fig. 2 　Procedure of tunnel construction at a typical section 图 3 　支护结构图 Fig. 3 　Supporting structure 4 　结果分析 为了更好地分析系统锚杆对围岩稳定的作用 效果 ,分别模拟了设置系统锚杆和不设置系统锚杆 两种施工工况 ,并对其初期支护内力、二次衬砌内 力、周边位移、围岩主应力场、位移场、塑性区等方 面进行详细的对比分析 ,从而得出系统锚杆对围岩 稳定和支护结构的作用效果。 4. 1 　初期支护内力对比 从表 2 可知 :两种工况初期支护轴力随施工的 431 地 下 空 间 与 工 程 学 报 　　　　　　　　　　　　　　　　第 1 卷 © 1995-2006 Tsinghua Tongfang Optical Disc Co., Ltd. All rights reserved. 推进均呈递增趋势 ,这种递增趋势一直持续到全断 面施工完毕 ,有锚杆作用条件下初期支护轴力要小 于无锚杆作用初期支护轴力 ,最大轴力值由 - 2435kN 减小至 - 2033kN ,相对值减小了 18 % ;在整 个施工过程中 ,有锚杆作用条件下初期支护轴力大 约仅是无锚杆作用初期支护轴力的 75 %～85 % , 同比降低了 15 %～25 %。 从表 3 可知 :两种施工工况初期支护弯矩随施 工的推进也呈递增趋势 ,但是在整个施工过程中 , 递增幅度均比较小 ,而且弯矩数值也不大 ,对应位 置弯矩也相差不多。由于初期支护厚度较薄 ,属柔 性支护 ,所以两种工况初期支护弯矩均比较小 ,这 也是新奥法设计的原则。 表 2 　初期支护轴力比较 (单位 :kN) Tab. 2 　Comparison of the axial force of primary support 　　位置 施工步 右拱脚 拱顶 左拱脚 仰拱 有锚杆无锚杆有锚杆无锚杆有锚杆无锚杆有锚杆无锚杆 2 - 620 - 657 - 1295 - 18 - 604 - 650 3 - 991 - 1019 - 347 - 445 - 1002 - 977 4 - 1206 - 1398 - 501 - 603 - 307 - 425 5 - 1361 - 1801 - 653 - 910 - 1101 - 1408 - 89 - 127 6 - 1344 - 1788 - 739 - 1135 - 1667 - 2188 - 129 - 181 7 - 601 - 871 - 768 - 1146 - 1784 - 2225 - 13 - 10 8 - 1107 - 1398 - 762 - 1142 - 1957 - 2352 - 136 - 181 9 - 1484 - 1705 - 812 - 1193 - 2037 - 2431 - 191 - 309 10 - 1481 - 1712 - 860 - 1254 - 2033 - 2435 - 329 - 516 表 3 　初期支护弯矩比较 (单位 :kN. m) Tab. 3 　Comparison of the bending moment of primary support 　　位置 施工步 右拱脚 拱顶 左拱脚 仰拱 有锚杆无锚杆有锚杆无锚杆有锚杆无锚杆有锚杆无锚杆 2 5. 9 7. 4 - 3. 7 - 0. 5 6. 5 8. 9 3 4. 8 4. 7 - 7. 5 - 5. 4 4. 9 5. 9 4 - 1 - 11. 5 - 5. 1 - 6. 3 - 5. 8 - 5. 9 5 - 3. 6 - 15. 7 - 6. 7 - 12. 6 - 3. 7 - 3. 4 0. 5 1 6 - 7. 1 - 13 - 5. 8 - 5. 8 13. 6 21. 5 - 0. 2 0. 2 7 - 15. 8 - 18. 2 - 6 - 7. 2 18. 2 26. 7 5. 5 5. 3 8 - 15. 7 - 16. 7 - 9. 9 - 10. 3 24. 6 31. 4 - 1. 5 - 0. 4 9 - 6. 5 - 9. 7 - 6. 7 - 7. 3 29. 6 37. 2 - 2. 3 - 1. 8 10 - 4. 4 - 7. 8 - 7. 3 - 8. 1 31. 9 39. 3 - 5. 6 - 5. 7 从整体上看 ,有锚杆作用条件下 ,所获得初期 支护轴力均比无锚杆情况下相同位置计算结果要 低 ,而对应初期支护弯矩则相差不多 ,这意味着在 有锚杆作用条件下 ,初期支护的安全度要高于无锚 杆情况下初期支护的安全度。 4. 2 　周边位移对比 从图 4 可以看出 :无锚杆作用条件下 ,拱顶下 沉 36mm ,底板隆起量 29mm ,拱腰相对收敛 31mm ; 而有锚杆作用下 ,拱顶下沉 26mm ,底板隆起 21mm , 拱腰相对收敛 20mm。因此 ,从总体上看 ,有锚杆作 用条件下周边位移量是无锚杆作用下周边位移量 的 70 % ,同比下降了 30 %。这体现了系统锚杆在 一次支护中的重要地位 ,它可以大大改善隧道周边 围岩的松动扩展 ,提高施工的安全性。 图 4 　周边位移图 Fig. 4 　Tunnel perimeter deflection 4. 3 　二次衬砌内力对比 从表 4 可以看出 :有锚杆作用条件下 ,所获得 轴力均比无锚杆情况下相同位置计算结果要低 ,最 大轴力值由 - 2169kN 减小至 - 2037kN ,相对值减 小了 10 % ;而对应弯矩也比相同位置计算结果要 低 ,最大弯矩值由 - 163. 7kN. m 减小到 - 113kN. m ,相对值减小可达 31 %。由此可见 ,最大弯矩值 的减小 ,要超过相应轴力的减小 ;这就是说 ,设置系 统锚杆可以使得二次衬砌整体结构受力更合理 ,更 偏于安全。 表 4 　二次衬砌内力比较 Tab. 4 　Comparison of the internal force of secondary lining 位置 右拱脚 拱顶 左拱脚 仰拱 有锚杆无锚杆有锚杆无锚杆有锚杆无锚杆有锚杆无锚杆 轴力ΠkN - 1394 - 1524 26 29 - 2037 - 2169 416 540 弯矩ΠkN. m 113. 5 116. 5 - 20. 9 - 25. 4 - 50. 2 - 100. 4 - 113 - 163. 7 4. 4 　围岩位移、主应力场对比 由图 5 可以看出 : 隧道围岩应力集中部位主要出现在各开挖面 附近 ,尤其在各转角部位。在隧道的边墙与仰拱相 接的转角位置 ,压应力集中比较明显 ,两种工况下 压应力最大量值相差不多 ,其数值可达 - 1. 06 MPa ;在隧道拱顶、仰拱位置有拉应力集中现象 ,两 种工况下拉应力最大量值相差比较大 ,有锚杆作用 条件下的最大拉应力比无锚杆作用下最大拉应力 要大 ,其数值由 97kPa 变化到 59kPa ,但是扩展深度 要比无锚杆作用下的浅 ,根据 Mo - Hr 屈服准则可 以判定 :有锚杆作用下的围岩承载能力要比无锚杆 5312005 年第 1 期 　　　　　　　　　　李 　强 ,等 :系统锚杆对大断面隧道施工安全性的影响 © 1995-2006 Tsinghua Tongfang Optical Disc Co., Ltd. All rights reserved. 图 5 　两种条件下最大主应力场、位移场图 Fig. 5 　Distribution of the maximum principal stress and displacement with and without anchor bolt 作用下的围岩承载能力强。显然 ,系统锚杆能够很 好地改善隧道围岩应力的分布 ,隧道围岩受力条件 较好 ,能充分发挥围岩的拱效应特征。 隧道洞室拱顶和仰拱是围岩位移比较突出的 部位 ,这也意味着位移变化规律和应力变化规律是 相辅相成的 ,应力松弛越强烈 ,对应的位移就越大。 有锚杆作用条件下围岩位移要小于无锚杆作用下 的围岩位移 ,显然 ,系统锚杆能够较好地维持隧道 围岩原有的应力状况 ,能有效地抑止围岩产生较大 的松弛变形 ,而较大的松弛变形是导致围岩性质恶 化的一项重要因素。 4. 5 　围岩塑性区发展对比 图 6 显示预测的隧道围岩塑性屈服带的范围。 由于此段隧道洞身围岩强度很低 ,因开挖而改变原 岩应力状态 ,故在隧道围岩中出现屈服带。屈服带 包括计算过程中任一点应力超过屈服 标准 excel标准偏差excel标准偏差函数exl标准差函数国标检验抽样标准表免费下载红头文件格式标准下载 范围的 所有地带 ,包括应力目前在屈服面下的地带。一般 屈服带不应被看作不得不进行全支护的“破坏”岩 层带 ,而宁可认为是岩体可能松弛的范围。同时也 显示 :两种工况下拱腰以上 45°范围和边墙脚以下 45°范围的围岩应力松弛比较严重 ,但是 ,无锚杆作 用条件下塑性区扩展深度比有锚杆作用条件下塑 性区扩展深度要深 ,这说明 ,系统锚杆能够有效地 抑止围岩塑性区的扩展 ,改善围岩的受力条件。 a、有锚杆围岩塑性区 　　　b、无锚杆围岩塑性区 图 6 　两种条件下围岩塑性区图 Fig. 6 　Distribution of the plastic zone with of without anchor bolt 5 　结论 通过对初期支护内力、二次衬砌内力、周边位 移、围岩主应力场、位移场、塑性区等方面进行详细 的对比分析后 ,可以得出以下结论 : (1)有锚杆作用条件下 ,所获得初期支护轴力 均比无锚杆情况下相同位置计算结果要低 ,大约仅 是无锚杆作用初期支护轴力的 75 %～85 % ,同比 降低了 15 %～25 %。而对应初期支护弯矩则相差 不多 ,这意味着在有锚杆作用条件下 ,初期支护的 安全度要高于无锚杆情况下初期支护的安全度。 (2)有锚杆作用下二次衬砌轴力、弯矩均小于 无锚杆作用下二次衬砌轴力、弯矩 ,且弯矩的减小 要超过相应轴力的减小 ,这就是说 ,设置系统锚杆 可以使二次衬砌整体结构受力更合理 ,更偏于安 全。 (3)有锚杆作用条件下周边位移量是无锚杆作 用下周边位移量的 70 % ,同比下降了 30 %。这体 现了系统锚杆在一次支护中的重要地位 ,它可以大 大改善隧道周边围岩的松动扩展 ,提高施工的安全 性。 (4)系统锚杆能够较好地维持隧道围岩原有的 应力状况 ,能够很好地改善隧道围岩应力的分布 , 能够有效地抑止围岩产生较大的可能导致围岩性 质恶化的松弛变形。 (下转第 139 页) 631 地 下 空 间 与 工 程 学 报 　　　　　　　　　　　　　　　　第 1 卷 © 1995-2006 Tsinghua Tongfang Optical Disc Co., Ltd. All rights reserved. 道中、远期采用平导压入分段纵向式通风 (如图 4) 。 图 4 　通风系统示意图 Fig4. The ventilation sketch map 平导两端压入式分段纵向式通风是通过平导 向隧道内提供新鲜的空气 ,加大纵向通风方式的适 用长度。当隧道两端压力不相同时 ,采用射流风机 调节 ,根据文献 [ 1 ] ,该通风方式 ,平导两端主风机 计算工作风压为 : Hf tC = 1. 1 ×min ( HftC- A , HftC- B ) (8) HftD = 1. 1 ×min ( HftD - A , HftD- B ) (9) 式中 　HftC- A 、HftC- B ———分别为平导入口 C端到主 隧道两端 A 、B 工作线路风压 ; HftD- A 、HftD- B ———分别为平导入口 D端到主 隧道两端 A 、B 工作线路风压。 根据 (6) 、(7)两式 ,选用标准状态下风机的工 作风压为 : HftC修 = HjtC · ρ1 ρ2 = 1. 2 ρ2 Hf tC (10) HftD修 = HjtD · ρ1 ρ2 = 1. 2 ρ2 Hf tD (11) 　　根据隧道的实际情况 ,计算高海拔计算工作风 压及选用标准工作风压、高海拔计算工作功率及选 用标准工作功率如表 1 所示。 表 1 　高海拔计算参数与标准状态参数比较表 Table 1 　Comparison of parameters for high elevation and wormal state 　项目 阶段 　 风压 (Pa) 计算风压 标准风压 风量 (m3Πs) 功率 (kW)计算功率 标准功率 中期 423 597 161 223 315 远期 1226 1731 272 1094 1545 由上表可知 ,在进行风机选型时 ,选用样本标 准工作风压应比计算风压大 1. 2Π0. 85 = 1. 41 倍 ,不 能直接按计算风压选取。 4 　结论 根据以上的研究分析 ,可得到以下结论 : (1) 高海拔条件下 ,空气稀薄 ,风机的工作性 能发生改变 ,对同一主风机 ,转速和工作风量相同 时 ,高海拔条件下 ,风机的工作风压的降低 ,风机的 电机功率也降低。 (2) 高海拔条件下 ,进行风机的选型时 ,应根 据相似比定律对计算风压和功率进行修正。 (3) 高海拔条件下 ,风机的工作性能除受空气 的密度影响外 ,还受安装因素的影响 ,建议风机安 装后对风机性能进行现场测试 ,拟合风机的工作性 能曲线 ,在此基础上 ,研究自然风压变化对风机工 作影响 ,为运营机电控制提供依据。 参考文献 : [1 ] 　曾艳华 ,关宝树. 平行导坑通风计算研究 [J ] . 中国公 路学报 ,2002 ,15(3) :73 - 75 ,79 [2 ] 　赵全福 ,等. 煤矿安全 手册 华为质量管理手册 下载焊接手册下载团建手册下载团建手册下载ld手册下载 第一篇 矿井通风与空调 [M] .煤炭工业出版社 ,1990 年 ,北京 [3 ] 　JTJ 026. 1 - 1999 ,公路隧道通风照明设计 规范 编程规范下载gsp规范下载钢格栅规范下载警徽规范下载建设厅规范下载 [ S] . 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