基于围岩分区破裂演化分析的隧道开挖及初期支护方法与流程

文档序号:15578796发布日期:2018-09-29 06:16

本发明属于隧道施工技术领域,尤其是涉及一种基于围岩分区破裂演化分析的隧道开挖及初期支护方法。



背景技术:

地下洞室不仅仅为交通、水电、矿等使用,而且现代已为地下城市建设、冷藏、储油、储水、环境工程及国防工程等广泛使用,洞室可分为过水的(如引水隧洞)和不过水的(如交通隧洞)两大类。深埋洞室(也称深埋地下洞室)是指埋设深度大于50m的地下洞室。其中,隧道为主要的深埋洞室,尤其是现如今长大隧道的施工项目日益增多。

近年来,随着人们对地下空间与资源需求量的急剧增加,深部岩体工程不断增多。据不完全统计,国外开采深度超过1000m的金属矿山已达上百座;我国多个矿井开采深度已超过1000m,在今后的10年~20年内,国内多数矿山将进入1000m~2000m的开采深度。同时,国内外正在或计划修建大量的深埋地下洞室工程,如山岭交通隧道、大型水电工程引水隧道、核废料深层处置井、石油战备储存工程等。这些深部岩体工程都面临高地应力、高地温、高孔隙水压的复杂地质环境,表现出不同于浅部岩体的显著非线性变形与破坏特征,如分区破裂、剧烈岩爆、围岩挤压大变形等。其中,围岩分区破裂使得深埋洞室在开挖与支护过程中面临着诸多亟待解决的世界性技术难题,并由此成为深部岩体工程领域研究的热点和难点之一。

分区破裂是在深埋洞室围岩中破裂区与非破裂区交替性产生的特殊地质现象。长期以来,人们通过理论推导、试验分析及数值模拟等手段对分区破裂机理进行了深入研究。早在上世纪80年代,E.I.Shemyakin利用电阻率仪在深部Маяк矿山发现了围岩“环带状破裂”现象,如图1所示。

G.D.Adams和A.J.Jager对南非Witwatersrand金矿2000m~3000m深处采场顶板的间隔破裂现象进行了钻孔窥视;D.F.Malan和S.M.Spottiswoode利用现场监测资料分析了采场顶板间隔破裂随时间和采矿活动的发展和形成,探讨了矿震与顶板分区破坏的关系;E.J.Sellers和P.Klerck对围岩中的不连续面对间隔破裂的影响进行了试验研究;M.B.Kypленя和B.H.Oпapин给出了适用于特定矿区的围岩破裂区半径及厚度计算公式;I.S.Metlov等利用非平衡热动力学方程分析了分区破裂的物理基础,并进行了计算机模拟;G.R.Adams和A.J.Jager指出,只要满足条件,巷道围岩都会产生分区破裂现象,但裂缝形成原因尚未得到理论解释;E.И.Шемякин认为围岩分区破裂不是钻爆施工扰动所致,而是由于巷道周围应力场改变;курлeня研究了围岩分区破裂的时间效应,提出初始应力值对巷道周边位移速度具有重要影响,该速度是围岩卸荷产生的位移速度。

在国内,钱七虎首次在国内提出“分区破裂化”这一概念,分析了分区破裂的产生条件、主要特征及变化规律;唐春安等运用RFPA数值软件研究了岩体间隔破裂机制及演化规律;李术才,许宏发等通过对淮南丁集矿深埋巷道围岩的现场监测,提出了分区破裂半径与巷道开挖半径的解析关系;周小平等研究了深埋球形硐室围岩破裂区与非破裂区的宽度和数量;陈建功等轴对称应力场下硐室开挖瞬间围岩径向应力场的动力学理论解,指出分区各破裂区半径存在等比关系;鲁建荣基于厚壁筒三维线弹性解析模型,探讨了水平应力和轴向压力对围岩分区破裂的作用机制;左宇军等研究了动、静组合条件下深部巷道围岩分区破裂的力学机制;陈旭光探讨了高地应力下围岩分区破裂的形成机制和锚固特性;王学滨等基于加荷和卸荷模型模拟了深部巷道围岩的分区破坏,认为卸荷模型更贴近工程实际;顾金才,张绪涛等对深部洞室围岩分区破裂进行了模型试验研究。

综上所述,国内外专家对深部围岩分区破裂的研究取得了一系列的研究成果,但由于深部岩体工程所处环境及其自身变形的高度复杂性,目前关于围岩分区破裂的研究尚处于初级阶段,尤其在确定围岩破裂区厚度及数量方面的研究成果较少。相应地,存在深部围岩分区破裂的地下洞室开挖施工过程中存在的安全风险非常大。



技术实现要素:

本发明所要解决的技术问题在于针对上述现有技术中的不足,提供一种基于围岩分区破裂演化分析的隧道开挖及初期支护方法,其步骤简单、设计合理且实现方便、使用效果好,根据围岩分区破裂演化分析结果有目的地进行围岩径向注浆加固和初期支护,能有效保证隧道围岩稳固性和隧道安全性。

为解决上述技术问题,本发明采用的技术方案是:一种基于围岩分区破裂演化分析的隧道开挖及初期支护方法,其特征在于:沿纵向延伸方向由后向前分多个节段对所施工隧道进行开挖及初期支护施工,多个所述节段的开挖及初期支护施工方法均相同;对于任一节段进行开挖及初期支护施工时,包括以下步骤:

步骤一、隧道开挖:对当前所施工节段进行开挖;

步骤二、围岩基本力学参数确定:通过对现场所取岩样进行室内试验,对步骤一中开挖后当前所施工节段的围岩基本力学参数进行测试,并对测试结果进行同步记录;

步骤三、围岩分区破裂演化分析:根据步骤二中所确定的围岩基本力学参数,对当前所施工节段进行围岩分区破裂演化分析,并根据分析结果对开挖完成后当前所施工洞室围岩上所存在破裂区的数量M和各破裂区的厚度分别进行确定;其中,M为整数且M≥0;当M=0时,说明当前所施工节段围岩上不存在破裂区;当前所施工洞室为步骤一中开挖成型的当前所施工节段的隧道洞;

对当前所施工节段进行围岩分区破裂演化分析时,将当前所施工洞室围岩从内至外划分为多个围岩分区,并从内至外对多个所述围岩分区分别进行破裂分析,过程如下:

步骤301、第一个围岩分区破裂分析:对当前所施工洞室外侧的第一个围岩分区进行破裂分析,包括以下步骤:

步骤3011、第一个围岩分区厚度确定:根据公式计算得出第一个围岩分区厚度l0,l0的单位为m;式(Ⅰ)中,R0为当前所施工洞室的等效开挖半径且其单位为m;ρ0为第一个围岩分区内所述锚杆的中性点半径与当前所施工洞室的等效开挖半径之和,第一个围岩分区内所述锚杆的中性点半径为第一个围岩分区内所述锚杆前端与中性点的间距;其中U为对当前所施工洞室进行支护时所采用锚杆的横截面周长且其单位为m,A为所述锚杆的横截面面积且其单位m2,Eb为所述锚杆的弹性模量且其单位为Pa,K为所述锚杆杆体单位长度上的剪切刚度系数且其单位为Pa/m;

步骤3012、破裂确定:对|σr0-μ(σθ0+σz0)|与|σt|进行差值比较,并根据差值比较结果对第一个围岩分区是否存在破裂进行判断:当|σr0-μ(σθ0+σz0)|≥|σt|时,判断为第一个围岩分区存在破裂且此时第一个围岩分区为破裂围岩分区,进入步骤3013;否则,判断为当前所施工洞室围岩上不存在破裂区且M=0,完成当前所施工洞室的围岩分区破裂演化分析过程;

所述破裂围岩分区划分为一个破裂区和一个位于所述破裂区外侧的非破裂区;

其中,|σt|为σt的绝对值,σt为当前所施工洞室围岩的抗拉强度且其单位为Pa,其中m为与当前所施工洞室围岩的岩石类型和完整性有关的系数且m=0.001~25,s为当前所施工洞室围岩的岩体完整性系数,σc为当前所施工洞室围岩岩体的单轴抗压强度且其单位为Pa;

|σr0-μ(σθ0+σz0)|为σr0-μ(σθ0+σz0)的绝对值;

其中,μ为当前所施工洞室的隧道围岩岩体的泊松比,σr0为第一个围岩分区弹塑性边界处的岩体在支撑压力峰值作用下的径向应力且其单位为Pa;其中为当前所施工洞室围岩岩体的内摩擦角,P0'为第一个围岩分区弹塑性界面上的支撑反力;为第一个围岩分区内围岩塑性区的外径且c为当前所施工洞室围岩岩体的粘聚力且其单位为Pa;A0和t均为系数,其中G为当前所施工洞室围岩岩体的剪切模量且其单位为Pa;b为支护系数,b为常数且0<b<1;为支护前当前所施工洞室表面围岩的位移值且其单位为m,rb0为第一个围岩分区内所述锚杆外端至当前所施工洞室中心的距离且rb0=l0+R0;Nmax0为第一个围岩分区内所述锚杆中性点处的锚杆所受最大轴力且B为与当前所施工洞室围岩变形相关的系数且Er为当前所施工洞室围岩岩体的综合弹性模量且其单位为Pa,P0为开挖前当前所施工洞室围岩岩体的原岩应力且其单位为Pa;Rp0为开挖后弹塑性条件下当前所施工洞室围岩的塑性区半径且其单位为m,

σθ0为第一个围岩分区内围岩弹塑性边界处的切向应力且σz0为第一个围岩分区内围岩弹塑性边界处的轴向应力且σz0=(1+2μ)P0,σθ0和σz0的单位均为Pa;

步骤3013、第一个围岩分区内破裂区的厚度确定:根据公式对第一个围岩分区内破裂区的厚度ds0进行确定;

其中,为第一个围岩分区内破裂区的外径且第一个围岩分区内破裂区的内径

步骤302、下一个围岩分区破裂分析:对当前所施工洞室外侧的下一个围岩分区进行破裂分析;本步骤中,进行破裂分析的围岩分区为当前所施工洞室外侧的第K个围岩分区,其中K为正整数且K≥2,K=k+1,k为正整数且k≥1;本步骤中,位于第K个围岩分区内侧的k个所述围岩分区均已完成破裂分析过程;

对第K个围岩分区进行破裂分析时,包括以下步骤:

步骤3021、第K个围岩分区厚度确定:根据公式计算得出第K个围岩分区厚度lk,lk的单位为m;

式(Ⅲ)中,ρk为第K个围岩分区内所述锚杆的中性点半径与当前所施工洞室的等效开挖半径之和,第K个围岩分区内所述锚杆的中性点半径为第K个围岩分区内所述锚杆前端与中性点的间距;其中,Δlkz为位于第K个围岩分区内侧的k个所述围岩分区的分区厚度之和且其单位为m;

步骤3022、破裂确定:对|σrk-μ(σθk+σzk)|与|σt|进行差值比较,并根据差值比较结果对第K个围岩分区是否存在破裂进行判断:当|σrk-μ(σθk+σzk)|≥|σt|时,判断为第K个围岩分区存在破裂且此时第K个围岩分区为破裂围岩分区,进入步骤3023;否则,判断为第K个围岩分区上不存在破裂区且M=k,完成当前所施工洞室的围岩分区破裂演化分析过程;

其中,|σrk-μ(σθk+σzk)|为σrk-μ(σθk+σzk)的绝对值;

σrk为第K个围岩分区弹塑性边界处的岩体在支撑压力峰值作用下的径向应力且其单位为Pa;Pk为第K个围岩分区内弹塑性界面上的支撑反力且其单位为Pa,τs为当前所施工洞室围岩的残余抗剪强度且其单位为Pa,为位于第K个围岩分区内侧且与第K个围岩分区相邻的第k个围岩分区内破裂区的外径,为第k个围岩分区内破裂区的内径;为第K个围岩分区内围岩塑性区的外径且Ak为系数且其中rbk为第K个围岩分区内破裂区厚度与当前所施工洞室的等效开挖半径之和且rbk=lk+R0;Nmaxk为第K个围岩分区内所述锚杆中性点处的锚杆所受最大轴力且

σθk为第K个围岩分区内围岩弹塑性边界处的切向应力且σzk为第K个围岩分区内围岩弹塑性边界处的轴向应力且σzk=(1+2μ)P0,σθk和σzk的单位均为Pa;

步骤3023、第K个围岩分区内破裂区的厚度确定:根据公式对第K个围岩分区内破裂区的厚度dsk进行确定;

其中,为第K个围岩分区内破裂区的外径且ΔRk=R0+Δlkz;第K个围岩分区内破裂区的内径

步骤303、一次或多次重复步骤302,直至完成当前所施工洞室的围岩分区破裂演化分析过程;

步骤四、隧道初期支护判断:根据步骤三中所确定的破裂区数量M,对当前所施工洞室是否需要进行隧道初期支护进行判断:当M=0时,判断为当前所施工洞室无需进行隧道初期支护,进入步骤七;否则,进入步骤五;

步骤五、隧道初期支护结构确定:所采用的隧道初期支护结构为对当前所施工洞室的隧道洞拱墙进行支护的锚网喷初期支护结构,所述锚网喷初期支护结构为采用锚网喷支护方法施工成型的初期支护结构;所述锚网喷初期支护结构包括多个沿隧道延伸方向由后向前布设在当前所施工洞室内的隧道锚固支护体系,多个所述隧道锚固支护体系的结构均相同;

每个所述隧道锚固支护体系均包括对当前所施工洞室的拱部进行支护的隧道拱部支护体系和对当前所施工洞室的侧墙进行支护的隧道侧墙支护体系,所述隧道拱部支护体系和所述隧道侧墙支护体系布设于同一隧道横断面上;所述隧道侧墙支护体系包括左右两个分别对当前所施工洞室的左右侧墙进行支护的侧墙支护单元,两个所述侧墙支护单元呈对称布设且二者布设在同一隧道横断面上;

所述隧道拱部支护体系包括M个分别对M个所述破裂区进行支护的隧道拱部支护结构,M个所述隧道拱部支护结构均布设于同一隧道横断面上;每个所述隧道拱部支护结构均包括多个由左至右布设在当前所施工洞室拱部的拱部锚固件,所述拱部锚固件为锚杆或锚索;

对第一个围岩分区内破裂区进行支护的隧道拱部支护结构进行确定时,根据步骤3013中所确定的第一个围岩分区内破裂区的厚度ds0,对该隧道拱部支护结构中拱部锚固件的长度进行确定;

对第K个围岩分区内破裂区进行支护的隧道拱部支护结构进行确定时,根据步骤3021中所确定的Δlkz和步骤3023中所确定的第K个围岩分区内破裂区的厚度dsk,对该隧道拱部支护结构中拱部锚固件的长度进行确定;

每个所述侧墙支护单元均包括多个由上至下布设于同一隧道横断面上的侧墙锚固件,所述侧墙锚固件呈水平布设且其为锚杆或锚索;

对所述侧墙支护单元所采用的支护结构进行确定时,根据步骤3021中所确定的Δlkz和步骤3023中所确定的第K个围岩分区内破裂区的厚度dsk,对侧墙锚固件的长度进行确定;

步骤六、隧道初期支护施工:根据步骤五中所确定的所述隧道初期支护结构,由后向前对步骤一中开挖成型的当前所施工洞室进行初期支护;

步骤七、下一节段开挖及巷道围岩支护施工:重复步骤一至步骤六,对下一节段进行开挖及初期支护施工;

步骤八、多次重复步骤七,直至完成所施工隧道的全部开挖及初期支护施工过程。

上述基于围岩分区破裂演化分析的隧道开挖及初期支护方法,其特征是:步骤3013中还需根据公式dns0=l0-ds0,计算得出第一个围岩分区内非破裂区的厚度dns0;

步骤3023中还需根据公式dnsk=lk-dsk,计算得出第K个围岩分区内非破裂区的厚度dnsk。

上述基于围岩分区破裂演化分析的隧道开挖及初期支护方法,其特征是:步骤二中进行围岩基本力学参数确定之前,先从当前所施工洞室中选取一个节段作为测试段进行开挖;

步骤二中进行围岩基本力学参数确定时,从所述测试段取岩样进行室内试验,且所获得的试验结果为开挖后当前所施工洞室的围岩基本力学参数;

多个所述节段的纵向长度均为10m~50m;

步骤五中前后相邻两个所述隧道锚固支护体系之间的间距为0.8m~1.2m。

上述基于围岩分区破裂演化分析的隧道开挖及初期支护方法,其特征是:步骤五中对第一个围岩分区内破裂区进行支护的隧道拱部支护结构进行确定时,该隧道拱部支护结构中所有拱部锚固件的长度均相同且该隧道拱部支护结构中所有拱部锚固件的长度不小于L1,其中L1=l1'+ds0+l2';l1'和l2'均为常数,l1'=0.1m~15cm,l2'=0.3m~0.4m;

对第K个围岩分区内破裂区进行支护的隧道拱部支护结构进行确定时,该隧道拱部支护结构中所有拱部锚固件的长度均相同且该隧道拱部支护结构中所有拱部锚固件的长度不小于Lk,其中Lk=l1'+Δlkz+dsk+l2';

对所述侧墙支护单元所采用的支护结构进行确定时,所有侧墙锚固件的长度均相同,所述侧墙锚固件的长度不小于L2,其中L2=l1'+Δl(M-1)z+ds(M-1)+l2',M为步骤三中所确定当前所施工洞室围岩上所存在破裂区的数量。

上述基于围岩分区破裂演化分析的隧道开挖及初期支护方法,其特征是:步骤三中所述围岩分区位于当前所施工洞室外侧,所述围岩分区、所述破裂区和所述非破裂区的横断面形状均与当前所施工洞室的横断面形状相同;

步骤3012中所述的m=0.01,s=0~1,b=0.8。

上述基于围岩分区破裂演化分析的隧道开挖及初期支护方法,其特征是:步骤五中每个所述隧道锚固支护体系均还包括对当前所施工洞室底部进行支护的隧道底部支护体系,所述隧道底部支护体系与所述隧道拱部支护体系和所述隧道侧墙支护体系布设于同一隧道横断面上;

所述隧道底部支护体系包括多个由左至右布设在当前所施工洞室底部的底部锚固件,多个所述底部锚固件均布设于同一隧道横断面上;所述底部锚固件为锚杆或锚索;

对所述隧道底部支护体系所采用的支护结构进行确定时,根据步骤3021中所确定的Δlkz和步骤3023中所确定的第K个围岩分区内破裂区的厚度dsk,对底部锚固件的长度进行确定。

上述基于围岩分区破裂演化分析的隧道开挖及初期支护方法,其特征是:步骤六中进行隧道初期支护施工之前,还需根据步骤三中所确定的破裂区数量M,对当前所施工洞室是否需要进行围岩径向注浆加固进行判断:当M=0时,判断为当前所施工洞室无需进行围岩径向注浆加固;否则,判断为需对当前所施工洞室进行围岩径向注浆加固,且步骤六中进行隧道初期支护施工之前,沿纵向延伸方向由后向前分多次对当前所施工洞室进行围岩径向注浆加固;

多次围岩径向注浆加固方法均相同;每一次进行围岩径向注浆加固时,过程如下:

步骤C1、破裂区位置确定:根据步骤三中所确定的当前所施工洞室外侧K个所述围岩分区的厚度和M个所述破裂区的厚度,对当前所施工洞室外侧M个所述破裂区的位置分别进行确定;

步骤C2、破裂区注浆加固:根据步骤C1中所确定的M个所述破裂区的位置,采用注浆管对M个所述破裂区分别进行注浆加固;

对任一个所述破裂区进行注浆加固时,均采用由当前所施工洞室从内向外插装入该破裂区的注浆管进行注浆加固;所述注浆管为从内向外插入该破裂区且前端带注浆孔的空心钢管,所述注浆管的前端位于该破裂区内且其后端通过注浆管道与注浆设备连接;

步骤C2中进行破裂区注浆加固时,所采用的所有注浆管均位于当前所施工洞室的同一横断面上;所述注浆管所处的当前所施工洞室的横断面为注浆加固位置;

相邻两次围岩径向注浆加固时的注浆加固位置之间的间距为3m~8m。

上述基于围岩分区破裂演化分析的隧道开挖及初期支护方法,其特征是:步骤C2中所述注浆管为由当前所施工洞室从内向外钻进的空心钻杆;

当前所施工洞室中位于最后侧的注浆加固位置与当前所施工洞室后端面之间的间距为3m~8m,当前所施工洞室中位于最前侧的注浆加固位置与当前所施工洞室前端面之间的间距为3m~8m;

步骤C2中对任一个所述破裂区进行注浆加固时,均采用两组对称布设的注浆管进行注浆加固;两组所述注浆管分别布设在当前所施工洞室的左右两侧上方,每组所述注浆管均包括一根所述注浆管或多根沿当前所施工洞室的开挖轮廓线由左至右布设的注浆管;两组所述注浆管均位于当前所施工洞室的同一横断面上。

上述基于围岩分区破裂演化分析的隧道开挖及初期支护方法,其特征是:步骤C2中对M个所述破裂区分别进行注浆加固时,采用同一个注浆管组由外至内或由内至外对M个所述破裂区分别进行注浆加固;

采用同一个注浆管组由外至内对M个所述破裂区分别进行注浆加固时,过程如下:

步骤A1、第M个围岩分区的破裂区注浆加固:采用所述注浆管组对第M个围岩分区的破裂区进行注浆加固;

所述注浆管组包括两组对称布设的注浆管,两组所述注浆管分别布设在当前所施工洞室的左右两侧上方,每组所述注浆管均包括一根所述注浆管或多根沿当前所施工洞室的开挖轮廓线由左至右布设的注浆管;两组所述注浆管均位于当前所施工洞室的同一横断面上;

本步骤中,两组所述注浆管中每根所述注浆管的前端均插入至第M个围岩分区的破裂区内;

步骤A2、注浆加固结束判断:判断M个所述破裂区的注浆加固过程是否均全部完成:当M个所述破裂区的注浆加固过程均完成后,完成当前所施工洞室的开挖施工过程;否则,进入步骤A3;

步骤A3、下一个围岩分区的破裂区注浆加固:将所述注浆管组中各根注浆管均向后移至其前端位于下一个围岩分区的破裂区内,再采用所述注浆管组对下一个围岩分区的破裂区进行注浆加固;之后,返回步骤A2;

采用同一个注浆管组由内至外对M个所述破裂区分别进行注浆加固时,过程如下:

步骤B1、第1个围岩分区的破裂区注浆加固:采用所述注浆管组对第1个围岩分区的破裂区进行注浆加固;

本步骤中,两组所述注浆管中每根所述注浆管的前端均插入至第1个围岩分区的破裂区内;

步骤B2、注浆加固结束判断:判断第M个围岩分区的破裂区注浆加固是否完成:当第M个围岩分区的破裂区注浆加固过程完成后,完成当前所施工洞室的开挖施工过程;否则,进入步骤B3;

步骤B3、下一个围岩分区的破裂区注浆加固:将所述注浆管组中各根注浆管(2)均向前移至其前端位于下一个围岩分区的破裂区内,再采用所述注浆管组对下一个围岩分区的破裂区进行注浆加固;之后,返回步骤B2。

上述基于围岩分区破裂演化分析的隧道开挖及初期支护方法,其特征是:步骤C1中根据步骤三中所确定的当前所施工洞室外侧M个所述围岩分区的厚度和M个所述破裂区的厚度,对当前所施工洞室外侧M个所述破裂区的位置分别进行确定时,由内至外对M个所述破裂区的位置分别进行确定,包括以下步骤:

步骤C11、第一个围岩分区内破裂区位置确定:根据当前所施工洞室的拱部开挖轮廓线与步骤三中所确定第一个围岩分区内破裂区的厚度,对第一个围岩分区的破裂区位置进行确定;

第一个围岩分区的破裂区为位于当前所施工洞室的开挖轮廓线外侧且宽度为ds0的区域;

步骤C12、破裂区位置确定结束判断:判断M个所述破裂区的位置是否均已确定:当M个所述破裂区的位置均已确定后,完成M个所述破裂区的位置确定过程;否则,进入步骤C13;

步骤C13、下一个围岩分区内破裂区位置确定:根据位于该围岩分区内侧的所有围岩分区的总厚度与步骤三中所确定的该围岩分区内破裂区的厚度,对下一个围岩分区内破裂区的位置进行确定;

本步骤中,下一个围岩分区为第K个围岩分区,第K个围岩分区的破裂区为位于第k个围岩分区的外轮廓线外侧且宽度为dsk的区域;第k个围岩分区的外轮廓线与当前所施工洞室的开挖轮廓线的形状相同且二者之间的间距为Δlkz。

本发明与现有技术相比具有以下优点:

1、方法步骤简单、实现方便且投入成本低。

2、所采用的隧道开挖方法设计合理且实现方便,为确保开挖效果,沿隧道纵向延伸方向由后向前分多个节段对隧道进行开挖,施工简便且施工过程易于控制,可操性强。

3、围岩分区破裂演化分析方法步骤简单、实现方便且投入成本低,采用数据处理设备能在几分钟,甚至几十秒内完成分析过程。

4、开挖完成后,先确定围岩基本力学参数,再根据所确定的围岩基本力学参数对当前所施工洞室进行围岩分区破裂演化分析,因而围岩分区破裂演化分析结果准确、可靠,可操性强。

5、围岩分区破裂演化分析设计合理,针对深埋洞室开挖支护一段时间后围岩变形才趋于稳定的特点,从开挖初期支护施工中采用的全长锚固锚杆的受力分析入手建立分析模型,通过确定锚杆中性点半径及其最大轴力,对围岩分区分别进行破裂分析,破裂分析结果与工程实际非常接近。由于洞室开挖后围岩应力发生重分布,当弹塑性界面上的岩体在最大切向支撑压力下所产生的拉伸应力超过其极限抗拉强度时,岩体将产生径向拉裂并出现多个破裂区和非破裂区交替分布现象;破裂区和非破裂区内岩体位移速率的差异将导致锚杆沿长度方向出现多个中性点;并且,围岩破裂区厚度大致呈依次递减的趋势,直至围岩破裂停止。根据围岩分区破裂条件下锚杆拉-压受力交替分布的受力变形特点,提出了一种通过锚杆受力规律反演分析围岩分区破裂的新方法。基于杆体与围岩的协调变形原理,建立了全长锚固锚杆与围岩相互作用的力学模型,并相应分析得出各围岩分区内围岩的破裂区与非破裂区厚度。基于格里菲斯强度理论,提出了围岩应力重分布后弹塑性界面岩体发生拉裂的力学判据(即破裂判断依据),进而确定了围岩的破裂区总数量(即M)。

6、围岩分区破裂演化分析方法使用效果好,基于锚杆与围岩的协调变形原理,分析了围岩分区破裂的基本演化规律,合理确定深埋洞室围岩破裂区厚度及数量能为洞室开挖及支护提供重要的理论依据。经分析得出:各围岩分区厚度及破裂区厚度从洞壁向围岩深处大致呈依次递减的趋势,根据分析得出的破裂区总数量以及各破裂区的厚度和位置,能有效合理确定深埋洞室的开挖方案及其围岩支护参数,并为深部岩体工程围岩分区破裂研究提供新的思路。

7、围岩径向注浆加固方法简单、设计合理且施工简便、加固效果好,在准确判断破裂位置及厚度的基础上进行针对性的注浆加固,能有效保证当前所施工洞室的围岩稳定性及安全性,注浆加固效果非常好,并且施工过程简单。

8、所采用的隧道初期支护结构结构设计合理且支护效果好,包括多个由后向前布设且对洞室进行全断面支护的锚网喷初期支护结构,能简便、快速对开挖成型的洞室进行初期支护。在洞室的拱部、底部和左右两侧边墙上均设置锚固件,并且锚固件的长度和间距设计合理,能进一步改善隧道的初期支护效果。

9、所采用隧道初期支护结构的确定方法简单、设计合理且实现方便、使用效果好,能简便、快速对所采用锚固件的有效长度进行确定,并相应对所采用锚固件的长度进行确定,锚固件的长度设计合理,能对隧道围岩的所有破裂区整体进行有效加固,并且省工省料省时。

10、使用效果好,本发明采用分段开挖及分段支护的方式,根据围岩分区破裂演化分析结果进行围岩径向注浆加固和初期支护,能对隧道进行有效加固和支护,并能有效保证长距离隧道的初期支护效果,并且施工成本较低。

综上所述,本发明步骤简单、设计合理且实现方便、使用效果好,通过围岩分区破裂演化分析能得出当前所施工洞室外侧的破裂区数量以及各破裂区的厚度和位置,并根据围岩分区破裂演化分析结果有目的地进行围岩径向注浆加固和初期支护,能有效确保洞室围岩稳定性及洞室开挖施工的安全性。隧道开挖施工过程中,同步对开挖成型的洞室进行围岩径向注浆加固,并按照所确定的隧道初期支护结构,由后向前对围岩径向注浆加固后的洞室进行初期支护,施工工期短且施工过程安全、可靠,能有效保证隧道围岩稳固性和隧道安全性。

下面通过附图和实施例,对本发明的技术方案做进一步的详细描述。

附图说明

图1为本发明的方法流程框图。

图2为本发明深埋洞室拱部围岩分区破裂所形成破裂区的分布状态示意图。

图3为本发明对第1个围岩分区内破裂区进行注浆加固时所采用注浆管的布设位置示意图。

图4为本发明对第2个围岩分区内破裂区进行注浆加固时所采用注浆管的布设位置示意图。

图5为本发明对第3个围岩分区内破裂区进行注浆加固时所采用注浆管的布设位置示意图。

图6为本发明对第4个围岩分区内破裂区进行注浆加固时所采用注浆管的布设位置示意图。

图7为本发明隧道拱部支护体系的结构示意图。

附图标记说明:

1—所施工隧道; 1-1—围岩分区破裂区;

1-2—围岩分区非破裂区; 2—注浆管; 3—拱部锚固件;

4—侧墙锚固件; 5—底部锚固件。

具体实施方式

如图1所示的一种基于围岩分区破裂演化分析的隧道开挖及初期支护方法,沿纵向延伸方向由后向前分多个节段对所施工隧道1进行开挖及初期支护施工,多个所述节段的开挖及初期支护施工方法均相同;对于任一节段进行开挖及初期支护施工时,包括以下步骤:

步骤一、隧道开挖:对当前所施工节段进行开挖;

步骤二、围岩基本力学参数确定:通过对现场所取岩样进行室内试验,对步骤一中开挖后当前所施工节段的围岩基本力学参数进行测试,并对测试结果进行同步记录;

步骤三、围岩分区破裂演化分析:根据步骤二中所确定的围岩基本力学参数,对当前所施工节段进行围岩分区破裂演化分析,并根据分析结果对开挖完成后当前所施工洞室围岩上所存在破裂区的数量M和各破裂区的厚度分别进行确定;其中,M为整数且M≥0;当M=0时,说明当前所施工节段围岩上不存在破裂区;当前所施工洞室为步骤一中开挖成型的当前所施工节段的隧道洞;

对当前所施工节段进行围岩分区破裂演化分析时,将当前所施工洞室围岩从内至外划分为多个围岩分区,并从内至外对多个所述围岩分区分别进行破裂分析,过程如下:

步骤301、第一个围岩分区破裂分析:对当前所施工洞室外侧的第一个围岩分区进行破裂分析,包括以下步骤:

步骤3011、第一个围岩分区厚度确定:根据公式计算得出第一个围岩分区厚度l0,l0的单位为m;式(Ⅰ)中,R0为当前所施工洞室的等效开挖半径且其单位为m;ρ0为第一个围岩分区内所述锚杆的中性点半径与当前所施工洞室的等效开挖半径之和,第一个围岩分区内所述锚杆的中性点半径为第一个围岩分区内所述锚杆前端与中性点的间距;其中U为对当前所施工洞室进行支护时所采用锚杆的横截面周长且其单位为m,A为所述锚杆的横截面面积且其单位m2,Eb为所述锚杆的弹性模量且其单位为Pa,K为所述锚杆杆体单位长度上的剪切刚度系数且其单位为Pa/m;

步骤3012、破裂确定:对|σr0-μ(σθ0+σz0)|与|σt|进行差值比较,并根据差值比较结果对第一个围岩分区是否存在破裂进行判断:当|σr0-μ(σθ0+σz0)|≥|σt|时,判断为第一个围岩分区存在破裂且此时第一个围岩分区为破裂围岩分区,进入步骤3013;否则,判断为当前所施工洞室围岩上不存在破裂区且M=0,完成当前所施工洞室的围岩分区破裂演化分析过程;

所述破裂围岩分区划分为一个破裂区和一个位于所述破裂区外侧的非破裂区;

其中,|σt|为σt的绝对值,σt为当前所施工洞室围岩的抗拉强度且其单位为Pa,其中m为与当前所施工洞室围岩的岩石类型和完整性有关的系数且m=0.001~25,s为当前所施工洞室围岩的岩体完整性系数,σc为当前所施工洞室围岩岩体的单轴抗压强度且其单位为Pa;

|σr0-μ(σθ0+σz0)|为σr0-μ(σθ0+σz0)的绝对值;

其中,μ为当前所施工洞室的隧道围岩岩体的泊松比,σr0为第一个围岩分区弹塑性边界处的岩体在支撑压力峰值作用下的径向应力且其单位为Pa;其中为当前所施工洞室围岩岩体的内摩擦角,P0'为第一个围岩分区弹塑性界面上的支撑反力;为第一个围岩分区内围岩塑性区的外径且c为当前所施工洞室围岩岩体的粘聚力且其单位为Pa;A0和t均为系数,其中G为当前所施工洞室围岩岩体的剪切模量且其单位为Pa;b为支护系数,b为常数且0<b<1;为支护前当前所施工洞室表面围岩的位移值且其单位为m,rb0为第一个围岩分区内所述锚杆外端至当前所施工洞室中心的距离且rb0=l0+R0;Nmax0为第一个围岩分区内所述锚杆中性点处的锚杆所受最大轴力且B为与当前所施工洞室围岩变形相关的系数且Er为当前所施工洞室围岩岩体的综合弹性模量且其单位为Pa,P0为开挖前当前所施工洞室围岩岩体的原岩应力且其单位为Pa;Rp0为开挖后弹塑性条件下当前所施工洞室围岩的塑性区半径且其单位为m,

σθ0为第一个围岩分区内围岩弹塑性边界处的切向应力且σz0为第一个围岩分区内围岩弹塑性边界处的轴向应力且σz0=(1+2μ)P0,σθ0和σz0的单位均为Pa;

步骤3013、第一个围岩分区内破裂区的厚度确定:根据公式对第一个围岩分区内破裂区的厚度ds0进行确定;

其中,为第一个围岩分区内破裂区的外径且第一个围岩分区内破裂区的内径

步骤302、下一个围岩分区破裂分析:对当前所施工洞室外侧的下一个围岩分区进行破裂分析;本步骤中,进行破裂分析的围岩分区为当前所施工洞室外侧的第K个围岩分区,其中K为正整数且K≥2,K=k+1,k为正整数且k≥1;本步骤中,位于第K个围岩分区内侧的k个所述围岩分区均已完成破裂分析过程;

对第K个围岩分区进行破裂分析时,包括以下步骤:

步骤3021、第K个围岩分区厚度确定:根据公式计算得出第K个围岩分区厚度lk,lk的单位为m;

式(Ⅲ)中,ρk为第K个围岩分区内所述锚杆的中性点半径与当前所施工洞室的等效开挖半径之和,第K个围岩分区内所述锚杆的中性点半径为第K个围岩分区内所述锚杆前端与中性点的间距;其中,Δlkz为位于第K个围岩分区内侧的k个所述围岩分区的分区厚度之和且其单位为m;

步骤3022、破裂确定:对|σrk-μ(σθk+σzk)|与|σt|进行差值比较,并根据差值比较结果对第K个围岩分区是否存在破裂进行判断:当|σrk-μ(σθk+σzk)|≥|σt|时,判断为第K个围岩分区存在破裂且此时第K个围岩分区为破裂围岩分区,进入步骤3023;否则,判断为第K个围岩分区上不存在破裂区且M=k,完成当前所施工洞室的围岩分区破裂演化分析过程;

其中,|σrk-μ(σθk+σzk)|为σrk-μ(σθk+σzk)的绝对值;

σrk为第K个围岩分区弹塑性边界处的岩体在支撑压力峰值作用下的径向应力且其单位为Pa;Pk为第K个围岩分区内弹塑性界面上的支撑反力且其单位为Pa,τs为当前所施工洞室围岩的残余抗剪强度且其单位为Pa,为位于第K个围岩分区内侧且与第K个围岩分区相邻的第k个围岩分区内破裂区的外径,为第k个围岩分区内破裂区的内径;为第K个围岩分区内围岩塑性区的外径且Ak为系数且其中rbk为第K个围岩分区内破裂区厚度与当前所施工洞室的等效开挖半径之和且rbk=lk+R0;Nmaxk为第K个围岩分区内所述锚杆中性点处的锚杆所受最大轴力且

σθk为第K个围岩分区内围岩弹塑性边界处的切向应力且σzk为第K个围岩分区内围岩弹塑性边界处的轴向应力且σzk=(1+2μ)P0,σθk和σzk的单位均为Pa;

步骤3023、第K个围岩分区内破裂区的厚度确定:根据公式对第K个围岩分区内破裂区的厚度dsk进行确定;

其中,为第K个围岩分区内破裂区的外径且ΔRk=R0+Δlkz;第K个围岩分区内破裂区的内径

步骤303、一次或多次重复步骤302,直至完成当前所施工洞室的围岩分区破裂演化分析过程;

步骤四、隧道初期支护判断:根据步骤三中所确定的破裂区数量M,对当前所施工洞室是否需要进行隧道初期支护进行判断:当M=0时,判断为当前所施工洞室无需进行隧道初期支护,进入步骤七;否则,进入步骤五;

步骤五、隧道初期支护结构确定:所采用的隧道初期支护结构为对当前所施工洞室的隧道洞拱墙进行支护的锚网喷初期支护结构,所述锚网喷初期支护结构为采用锚网喷支护方法施工成型的初期支护结构;所述锚网喷初期支护结构包括多个沿隧道延伸方向由后向前布设在当前所施工洞室内的隧道锚固支护体系,多个所述隧道锚固支护体系的结构均相同;

如图7所示,每个所述隧道锚固支护体系均包括对当前所施工洞室的拱部进行支护的隧道拱部支护体系和对当前所施工洞室的侧墙进行支护的隧道侧墙支护体系,所述隧道拱部支护体系和所述隧道侧墙支护体系布设于同一隧道横断面上;所述隧道侧墙支护体系包括左右两个分别对当前所施工洞室的左右侧墙进行支护的侧墙支护单元,两个所述侧墙支护单元呈对称布设且二者布设在同一隧道横断面上;

所述隧道拱部支护体系包括M个分别对M个所述破裂区进行支护的隧道拱部支护结构,M个所述隧道拱部支护结构均布设于同一隧道横断面上;每个所述隧道拱部支护结构均包括多个由左至右布设在当前所施工洞室拱部的拱部锚固件3,所述拱部锚固件3为锚杆或锚索;

对第一个围岩分区内破裂区进行支护的隧道拱部支护结构进行确定时,根据步骤3013中所确定的第一个围岩分区内破裂区的厚度ds0,对该隧道拱部支护结构中拱部锚固件3的长度进行确定;

对第K个围岩分区内破裂区进行支护的隧道拱部支护结构进行确定时,根据步骤3021中所确定的Δlkz和步骤3023中所确定的第K个围岩分区内破裂区的厚度dsk,对该隧道拱部支护结构中拱部锚固件3的长度进行确定;

每个所述侧墙支护单元均包括多个由上至下布设于同一隧道横断面上的侧墙锚固件4,所述侧墙锚固件4呈水平布设且其为锚杆或锚索;

对所述侧墙支护单元所采用的支护结构进行确定时,根据步骤3021中所确定的Δlkz和步骤3023中所确定的第K个围岩分区内破裂区的厚度dsk,对侧墙锚固件4的长度进行确定;

步骤六、隧道初期支护施工:根据步骤五中所确定的所述隧道初期支护结构,由后向前对步骤一中开挖成型的当前所施工洞室进行初期支护;

步骤七、下一节段开挖及巷道围岩支护施工:重复步骤一至步骤六,对下一节段进行开挖及初期支护施工;

步骤八、多次重复步骤七,直至完成所施工隧道1的全部开挖及初期支护施工过程。

本实施例中,多个所述节段的纵向长度均为10m~50m。

实际施工时,可根据具体需要,对多个所述节段的纵向长度分别进行相应调整。

本实施例中,步骤二中进行围岩基本力学参数确定之前,先从当前所施工洞室中选取一个节段作为测试段进行开挖;

步骤二中进行围岩基本力学参数确定时,从所述测试段取岩样进行室内试验,且所获得的试验结果为开挖后当前所施工洞室的围岩基本力学参数。

本实施例中,所述测试段位于当前所施工节段后端且其长度为1m。

本实施例中,当前所施工洞室为埋深大于50m的深埋洞室。因而,所施工隧道1为深埋隧道。

当前所施工洞室的埋深指的是该洞室开挖断面的顶部至自然地面的垂直距离。

如图7所示,本实施例中,步骤五中每个所述隧道锚固支护体系均还包括对当前所施工洞室底部进行支护的隧道底部支护体系,所述隧道底部支护体系与所述隧道拱部支护体系和所述隧道侧墙支护体系布设于同一隧道横断面上;

所述隧道底部支护体系包括多个由左至右布设在当前所施工洞室底部的底部锚固件5,多个所述底部锚固件5均布设于同一隧道横断面上;所述底部锚固件5为锚杆或锚索;

对所述隧道底部支护体系所采用的支护结构进行确定时,根据步骤3021中所确定的Δlkz和步骤3023中所确定的第K个围岩分区内破裂区的厚度dsk,对底部锚固件5的长度进行确定;

所述拱部锚固件3、侧墙锚固件4和底部锚固件5均为隧道支护用锚固件。实际施工时,根据预先确定的所述隧道支护用锚固件的长度,对所述隧道支护用锚固件的类型进行确定,当所述隧道支护用锚固件的长度<5m时,所述隧道支护用锚固件的类型为锚杆,并且所述锚杆为注浆锚杆;当所述隧道支护用锚固件的长度≥5m时,所述隧道支护用锚固件的类型为锚索。

所述锚网喷初期支护结构还包括一层铺装在当前所施工洞室洞壁上的钢筋网和一层喷射在当前所施工洞室洞壁上的混凝土层,所述隧道锚固支护体系中各隧道支护用锚固件的内端和所述钢筋网均固定于所述混凝土层内。本实施例中,所述混凝土层为钢纤维混凝土层且其层厚为20cm~30cm。

步骤六中进行隧道初期支护施工时,采用锚网喷支护方法进行初期支护,获得施工成型的所述隧道初期支护结构。所采用的锚网喷支护方法为常规的隧道锚网喷支护方法。

本实施例中,步骤五中每个所述隧道锚固支护体系中的所有隧道支护用锚固件均布设于同一隧道横断面上。

本实施例中,步骤五中前后相邻两个所述隧道锚固支护体系之间的间距为0.8m~1.2m。

实际施工时,可根据具体需要,对前后相邻两个所述隧道锚固支护体系之间的间距进行相应调整。

本实施例中,步骤五中对第一个围岩分区内破裂区进行支护的隧道拱部支护结构进行确定时,该隧道拱部支护结构中所有拱部锚固件3的长度均相同且该隧道拱部支护结构中所有拱部锚固件3的长度不小于L1,其中L1=l1'+ds0+l2';l1'和l2'均为常数,l1'=0.1m~15cm,l2'=0.3m~0.4m;

对第K个围岩分区内破裂区进行支护的隧道拱部支护结构进行确定时,该隧道拱部支护结构中所有拱部锚固件3的长度均相同且该隧道拱部支护结构中所有拱部锚固件3的长度不小于Lk,其中Lk=l1'+Δlkz+dsk+l2';

对所述侧墙支护单元所采用的支护结构进行确定时,所有侧墙锚固件4的长度均相同,所述侧墙锚固件4的长度不小于L2,其中L2=l1'+Δl(M-1)z+ds(M-1)+l2',M为步骤三中所确定当前所施工洞室围岩上所存在破裂区的数量。

其中,所述的Δl(M-1)z为位于第M个围岩分区内侧的M-1个所述围岩分区的分区厚度之和且其单位为m,ds(M-1)为第M个围岩分区内破裂区的厚度。

对所述隧道底部支护体系所采用的支护结构进行确定时,所有底部锚固件5的长度均相同,所述底部锚固件5的长度不小于L2。

本实施例中,对第一个围岩分区内破裂区进行支护的拱部锚固件3的长度<l0,对第K个围岩分区内破裂区进行支护的拱部锚固件3的长度<(Δlkz+lk),所述侧墙锚固件4的长度<(Δl(M-1)z+l(M-1)),所述底部锚固件5的长度<(Δl(M-1)z+l(M-1))。其中,l(M-1)为第M个围岩分区厚度。

本实施例中,对任一个围岩分区内破裂区进行支护的拱部锚固件3均分为左右两组,两组所述拱部锚固件3分别布设在当前所施工洞室的左右两侧上方。

每组所述拱部锚固件3均包括一个所述拱部锚固件3或多个沿当前所施工洞室的开挖轮廓线由左至右布设的拱部锚固件3;两组所述拱部锚固件3均位于当前所施工洞室的同一横断面上。

本实施例中,每组所述拱部锚固件3均包括两根所述拱部锚固件3。

实际施工时,可根据具体需要,对每组所述拱部锚固件3中所包括拱部锚固件3的数量和各拱部锚固件3的布设位置进行相应调整。

本实施例中,所述侧墙支护单元中所包括侧墙锚固件4的数量为三根,三根所述侧墙锚固件4呈均匀布设。

实际施工时,可根据具体需要,对所述侧墙支护单元中所包括侧墙锚固件4的数量和各侧墙锚固件4的布设位置进行相应调整。

本实施例中,所述隧道底部支护体系中的底部锚固件5分为左右两组,两组所述底部锚固件5分别布设在当前所施工洞室的左右两侧下方。

每组所述底部锚固件5均包括一个所述底部锚固件5或多个沿当前所施工洞室的开挖轮廓线由左至右布设的底部锚固件5;两组所述底部锚固件5均位于当前所施工洞室的同一横断面上。

本实施例中,每组所述底部锚固件5均包括一个所述底部锚固件5。

实际施工时,可根据具体需要,对每组所述底部锚固件5中所包括底部锚固件5的数量和各底部锚固件5的布设位置进行相应调整。

本实施例中,步骤六中进行隧道初期支护施工之前,还需根据步骤三中所确定的破裂区数量M,对当前所施工洞室是否需要进行围岩径向注浆加固进行判断:当M=0时,判断为当前所施工洞室无需进行围岩径向注浆加固;否则,判断为需对当前所施工洞室进行围岩径向注浆加固,且步骤六中进行隧道初期支护施工之前,沿纵向延伸方向由后向前分多次对当前所施工洞室进行围岩径向注浆加固;

结合图3、图4、图5和图6,多次围岩径向注浆加固方法均相同;每一次进行围岩径向注浆加固时,过程如下:

步骤C1、破裂区位置确定:根据步骤三中所确定的当前所施工洞室外侧K个所述围岩分区的厚度和M个所述破裂区的厚度,对当前所施工洞室外侧M个所述破裂区的位置分别进行确定;

步骤C2、破裂区注浆加固:根据步骤C1中所确定的M个所述破裂区的位置,采用注浆管2对M个所述破裂区分别进行注浆加固;

对任一个所述破裂区进行注浆加固时,均采用由当前所施工洞室从内向外插装入该破裂区的注浆管2进行注浆加固;所述注浆管2为从内向外插入该破裂区且前端带注浆孔的空心钢管,所述注浆管2的前端位于该破裂区内且其后端通过注浆管道与注浆设备连接;

步骤C2中进行破裂区注浆加固时,所采用的所有注浆管2均位于当前所施工洞室的同一横断面上;所述注浆管2所处的当前所施工洞室的横断面为注浆加固位置;

相邻两次围岩径向注浆加固时的注浆加固位置之间的间距为3m~8m。

所述注浆管2为管体封闭的平直钢管,即注浆管2为无缝钢管,注浆管2的管壁上不开设注浆孔。

其中,相邻两次围岩径向注浆加固的注浆加固位置间距指的是沿当前所施工洞室的纵向延伸方向上相邻两次围岩径向注浆加固的注浆加固位置之间的距离。

本实施例中,步骤C2中进行破裂区注浆加固时,采用常规的隧道注浆加固方法(也称隧道注浆法)进行加固。

实际进行破裂区注浆加固时,通过注浆管2将加固用浆液注入所述破裂区内使其固化,增加破裂区内围岩岩体的抗压强度和粘接性,实现加固目的,确保破裂区加固后的围岩稳定性及隧道的安全性。所采用的加固用浆液为常规隧道注浆加固方法所采用的浆液,如水泥浆等。

本实施例中,所采用的加固用浆液为水泥浆。

根据本领域公知常识,帷幕注浆是利用压力的原理将浆液注射到破碎岩层(即破碎带)、砂软石层的裂缝、空隙、渗水的地方,这样浆液凝固后就形成一个坚固的整体,缓解阻止渗水现象。

本实施例中,为施工方便,步骤C2中对任一个所述破裂区进行注浆加固时,按照常规的隧道帷幕注浆方法(具体是隧道全断面帷幕注浆方法)对所述破裂区进行注浆加固。

因而,实际施工非常简便,采用隧道全断面帷幕注浆方法对所述破裂区进行注浆,使所述破裂区形成一个类似帷幕的加固墙体,这样能有效保证围岩稳定性及隧道的安全性。所述加固墙体的形状与当前所施工洞室的横断面形状相同。

本实施例中,步骤C2中所述注浆管2为由当前所施工洞室从内向外钻进的空心钻杆。

为确保围岩注浆加固效果,当前所施工洞室中位于最后侧的注浆加固位置与当前所施工洞室后端面之间的间距为3m~8m,当前所施工洞室中位于最前侧的注浆加固位置与当前所施工洞室前端面之间的间距为3m~8m。

本实施例中,步骤C2中对任一个所述破裂区进行注浆加固时,均采用两组对称布设的注浆管2进行注浆加固。两组所述注浆管2分别布设在当前所施工洞室的左右两侧上方,每组所述注浆管2均包括一根所述注浆管2或多根沿当前所施工洞室的开挖轮廓线由左至右布设的注浆管2;两组所述注浆管2均位于当前所施工洞室的同一横断面上。

实际施工时,步骤C2中对任一个所述破裂区进行注浆加固时,也可以按照隧道全断面帷幕注浆方法,对注浆管2的数量且各注浆管2的布设位置分别进行确定。

本实施例中,每组所述注浆管2均包括一根所述注浆管2,并且所述注浆管2位于当前所施工洞室的拱部。因而,步骤C2中对任一个所述破裂区进行注浆加固时,均采用两根左右对称布设的注浆管2进行注浆加固。

为加快注浆加固时间,可以增加注浆管2的数量。

实际施工时,步骤C2中对M个所述破裂区分别进行注浆加固时,采用同一个注浆管组由外至内或由内至外对M个所述破裂区分别进行注浆加固;

采用同一个注浆管组由外至内对M个所述破裂区分别进行注浆加固时,过程如下:

步骤A1、第M个围岩分区的破裂区注浆加固:采用所述注浆管组对第M个围岩分区的破裂区进行注浆加固;

所述注浆管组包括两组对称布设的注浆管2,两组所述注浆管2分别布设在当前所施工洞室的左右两侧上方,每组所述注浆管2均包括一根所述注浆管2或多根沿当前所施工洞室的开挖轮廓线由左至右布设的注浆管2;两组所述注浆管2均位于当前所施工洞室的同一横断面上;本步骤中,两组所述注浆管2中每根所述注浆管2的前端均插入至第M个围岩分区的破裂区内;

步骤A2、注浆加固结束判断:判断M个所述破裂区的注浆加固过程是否均全部完成(即判断第1个围岩分区的破裂区注浆加固过程是否完成):当M个所述破裂区的注浆加固过程均完成后,完成当前所施工洞室的开挖施工过程;否则,进入步骤A3;

步骤A3、下一个围岩分区的破裂区注浆加固:将所述注浆管组中各根注浆管2均向后移至其前端位于下一个围岩分区的破裂区内,再采用所述注浆管组对下一个围岩分区的破裂区进行注浆加固;之后,返回步骤A2;

采用同一个注浆管组由内至外对M个所述破裂区分别进行注浆加固时,过程如下:

步骤B1、第1个围岩分区的破裂区注浆加固:采用所述注浆管组对第1个围岩分区的破裂区进行注浆加固;

本步骤中,两组所述注浆管2中每根所述注浆管2的前端均插入至第1个围岩分区的破裂区内;

步骤B2、注浆加固结束判断:判断第M个围岩分区的破裂区注浆加固是否完成:当第M个围岩分区的破裂区注浆加固过程完成后,完成当前所施工洞室的开挖施工过程;否则,进入步骤B3;

步骤B3、下一个围岩分区的破裂区注浆加固:将所述注浆管组中各根注浆管2均向前移至其前端位于下一个围岩分区的破裂区内,再采用所述注浆管组对下一个围岩分区的破裂区进行注浆加固;之后,返回步骤B2。

本实施例中,由于所述注浆管2为空心钻杆,步骤A1中将两组所述注浆管2中每根所述注浆管2的前端均插入至第M个围岩分区的破裂区内时,通过钻机将每根所述注浆管2的前端均钻进至第M个围岩分区的破裂区内;步骤A3中将所述注浆管组中各根注浆管2均向后移至其前端位于下一个围岩分区的破裂区内时,将各根注浆管2均沿其中心轴线向后移动到位即可。相应地,步骤B1中将两组所述注浆管2中每根所述注浆管2的前端均插入至第1个围岩分区的破裂区内时,通过钻机将每根所述注浆管2的前端均钻进至第1个围岩分区的破裂区内;步骤B3中将所述注浆管组中各根注浆管2均向前移至其前端位于下一个围岩分区的破裂区内时,采用钻机沿各根注浆管2的中心轴线将各根注浆管2分别继续向前钻进到位即可。

步骤C2中对任一个所述破裂区进行注浆加固时,根据注浆管2插入围岩内的插入深度判断注浆管2是否插入到位;

采用同一个注浆管组由内至外对M个所述破裂区分别进行注浆加固时,根据M个所述破裂区的布设位置,由内至外对M个所述破裂区逐一进行注浆加固,即位于最内侧的所述破裂区(即第一个围岩分区的破裂区)最先进行注浆加固,位于最外侧的所述破裂区(即第M个围岩分区的破裂区)最后进行注浆加固。相应地,采用同一个注浆管组由外至内对M个所述破裂区分别进行注浆加固时,根据M个所述破裂区的布设位置,由外至内对M个所述破裂区逐一进行注浆加固,即位于最外侧的所述破裂区最先进行注浆加固,位于最内侧的所述破裂区最后进行注浆加固。

本实施例中,根据开挖后围岩由内向外分区破裂分析结果,M个所述破裂区位于最内侧的破裂区最先形成,为进一步增加施工安全性和围岩稳固性,采用同一个注浆管组由内至外对M个所述破裂区分别进行注浆加固。

如图3所示,对第1个围岩分区的破裂区进行注浆加固时,各根注浆管2的插入深度记作d1,其中0<d1<ds0;

如图4、图5和图6所示,对第K个围岩分区的破裂区进行注浆加固时,各根注浆管2的插入深度记作dk,其中Δlkz<dk<(Δlkz+dsk)。

本实施例中,步骤C1中根据步骤三中所确定的当前所施工洞室外侧M个所述围岩分区的厚度和M个所述破裂区的厚度,对当前所施工洞室外侧M个所述破裂区的位置分别进行确定时,由内至外对M个所述破裂区的位置分别进行确定,包括以下步骤:

步骤C11、第一个围岩分区内破裂区位置确定:根据当前所施工洞室的拱部开挖轮廓线与步骤三中所确定第一个围岩分区内破裂区的厚度,对第一个围岩分区的破裂区位置进行确定;

第一个围岩分区的破裂区为位于当前所施工洞室的开挖轮廓线外侧且宽度为ds0的区域;

步骤C12、破裂区位置确定结束判断:判断M个所述破裂区的位置是否均已确定:当M个所述破裂区的位置均已确定后,完成M个所述破裂区的位置确定过程;否则,进入步骤C13;

步骤C13、下一个围岩分区内破裂区位置确定:根据位于该围岩分区内侧的所有围岩分区的总厚度与步骤三中所确定的该围岩分区内破裂区的厚度,对下一个围岩分区内破裂区的位置进行确定;

本步骤中,下一个围岩分区为第K个围岩分区,第K个围岩分区的破裂区为位于第k个围岩分区的外轮廓线外侧且宽度为dsk的区域。第k个围岩分区的外轮廓线与当前所施工洞室的开挖轮廓线的形状相同且二者之间的间距为Δlkz。所述的Δlkz为位于第K个围岩分区的所有围岩分区厚度之和。

如图2所示,步骤三中所述围岩分区位于当前所施工洞室外侧,所述围岩分区、所述破裂区和所述非破裂区的横断面形状均与当前所施工洞室的横断面形状相同。

也就是说,当围岩存在分区破裂时,当前所施工洞室一周的围岩均存在分区破裂。

如图2所示,每个所述破裂围岩分区均由一个所述破裂区和一个位于所述破裂区外侧的非破裂区组成。其中,所述破裂区为围岩分区破裂区1-1,所述非破裂区为围岩分区非破裂区1-2。

步骤3012中所述的s=0~1。

本实施例中,步骤3012中所述的m=0.01,s=1,b=0.8。实际施工时,可根据具体需要,对所述的m、s和b的取值大小进行相应调整。

步骤3012中所述的P0'与采用所述锚杆对当前所施工洞室支护时当前所施工洞室洞壁处围岩所受的支撑反力相同。本实施例中,为计算简便,将所述锚杆作为非预应力锚杆,且所述的P0'=0Pa。为数据准确,也可以采用试验方法对当前所施工洞室支护时当前所施工洞室洞壁处围岩所受的支撑反力进行测试,并根据测试得出的支撑反力对P0'进行确定。

所述第一个围岩分区内所述锚杆的中性点半径为第K个围岩分区内所述锚杆的中性点半径为

步骤3023中所述的ΔRk为第k个围岩分区外边缘至洞室中心的距离。

地壳中没有受到人类工程活动(如开掘隧道、煤矿井下巷道等)影响的岩体称为原岩体,简称原岩。步骤2012中所述的原岩应力是指存在于地层中未受工程扰动的天然应力,也称为岩体初始应力、绝对应力或地应力。

洞室开挖初期,围岩应力发生二次分布,洞壁围岩所受切向压应力急剧增加,洞壁处于弹性或弹塑性状态。由于洞壁为自由面,围岩在切向压力下只能向洞内产生横向拉伸膨胀。当围岩在切向压力下的拉伸变形达到其极限应变时,洞壁出现第一个破裂区,即“伪掌子面”。对于浅部岩体,由于地应力水平较低,在应力释放后不可能产生第二个破裂区;对于高地应力条件下的深部岩体,应力释放后产生的第一个破裂区的外边界相当于新的开挖边界,这样应力再一次重分布。当重分布后的应力场满足岩体破坏条件时,应力再一次释放,形成第二次破裂区。依次类推,该现象将持续到围岩由轴向支撑压力产生的最大径向拉应变小于岩体极限拉应变时为止,最终在围岩内部形成分区破裂现象,最终形成深部围岩分区破裂现象。

长期以来,全长锚固锚杆在洞室围岩支护(具体是在洞室初期支护,如洞室初期支护)中被广泛采用。设洞室开挖初期围岩处于弹塑性状态,表面围岩在垂直压力作用下向洞室空间内持续变形后形成破裂区。为便于讨论,假设:第一、将洞室断面等效为圆形,其纵向长度远大于横向宽度,属于平面应变问题;第二、将锚杆周围岩体简化为均质、连续且各向同性的弹塑性体;第三、锚杆表面任一点与其周围岩体之间不产生相对滑动;第四、锚杆抗拉强度远大于周围岩体的抗拉强度,其长度为围岩表面至弹性区外边界。本发明中通过将洞室围岩简化为理想弹塑性介质,在洞室围岩中布设全长锚固锚杆。

软岩洞室开挖后,沿拱墙支护锚杆2长度方向上由内至外依次为围岩破碎区、塑性区及弹性区,由于各区岩体具有不同的径向变形量,越靠近洞室表面,围岩径向位移速率越大。靠近洞室表面的一段杆体具有阻止破碎区岩体向洞室内产生变形的趋势,其表面产生指向洞室内的正摩阻力;由于弹塑性区岩体的位移速率较破碎区偏小,其余一段杆体则在靠近洞室表面杆体的拉拔作用下产生指向深部围岩的负摩阻力。杆体所受正负摩阻力的分界面即为锚杆的中性点,该点杆体与其周围岩体的相对位移及表面摩阻力为零,但其轴向拉力却达到最大值。因而,所述拱墙支护锚杆2上存在一个表面摩阻力指向相反的分界点,该分界点为所述拱墙支护锚杆2与其周围岩体相对位移为零的中性点,该点摩阻力为零。但该分界点处,所述锚杆2的轴向拉力达到最大且由该分界点向所述拱墙支护锚杆2的两端轴向拉力逐渐减少并趋于零。

这样,本发明基于锚杆与围岩的协调变形原理,且通过建立对所开挖洞室的拱墙(即拱部和侧墙)进行支护的锚杆杆体与其周围岩体相互作用的力学模型,分析出锚杆表面摩阻力及轴力的分布规律,并根据杆体的静力平衡条件,推导锚杆杆体与岩体相对位移为零的中性点位置及其最大轴向拉力值。

由于各分区岩体具有不同的径向变形量,越靠近洞壁,围岩径向位移速率越大。靠近洞壁的一段杆体具有阻止破碎区岩体向洞内产生变形的趋势,其表面产生指向洞内的负摩阻力;由于弹塑性区岩体的位移速率较破碎区偏小,其余一段杆体则在靠近洞壁杆体拉拔作用下产生指向深部围岩的正摩阻力,杆体所受正负摩阻力分界面即为锚杆中性点,该点处杆体与其周围岩体的相对位移及杆体表面摩阻力为零,但其轴向拉力却达到最大值。

洞室围岩应力通过多次重分布不断向围岩深部传递。在围岩出现分区破裂的过程中,锚杆沿杆体长度方向不断出现新的中性点,各中性点内侧为变形速率较大的破碎区,其作用在杆体上的负摩阻力指向洞内;外侧为变形速率较小的非破裂区,其作用在杆体上的正摩阻力指向深部围岩。由于围岩径向位移和径向应变在波峰、波谷的起伏变化,围岩中的全长锚固锚杆将发生拉—压受力交替分布。这些现象充分表明:深埋洞室围岩中存在破裂区和非破裂区相交替的分区破裂现象。

经分析得出:所述深埋洞室1围岩中的锚杆受力存在多个中性点(也称为锚杆中性点),深埋洞室1围岩出现多个破裂区和多个非破裂区间隔分布的现象,即分区破裂现象。多个所述中性点由内至外分别为M1、M2、M3、…。并且,各中性点与洞室中心之间的间距为其中,O0为洞室中心,Mi为所述深埋洞室1围岩中的第i个中性点,i为正整数且i=1、2、3、…;O0Mi为第i个中性点与洞室中心之间的间距。并且,每个围岩分区中均存在一个所述中性点,围岩发生分区破裂时,沿锚杆长度方向上各围岩分区内锚杆杆体的首端和末端处所受轴力均为零,并且相邻的两个所述围岩分区内锚杆杆体在受力和变形上互不影响。

其中洞室中心为洞室开挖断面的几何中心,此处,洞室中心为洞室开挖断面的圆形等效开挖断面的圆心。

本实施例中,步骤3013中还需根据公式dns0=l0-ds0,计算得出第一个围岩分区内非破裂区的厚度dns0;

步骤3023中还需根据公式dnsk=lk-dsk,计算得出第K个围岩分区内非破裂区的厚度dnsk。

本实施例中,步骤一中洞室开挖完成后,从已开挖完成的洞室中选取一个节段作为测试段。

步骤二中进行围岩基本力学参数确定时,从所述测试段取岩样进行室内试验,且所获得的试验结果为开挖后所述测试段的围岩基本力学参数。这样,所确定的力学参数需在试验的基础上进行确定,能有效确保数据准确可靠,减小计算误差。

本实施例中,所述测试段位于当前所施工节段后端且其长度为1m。

本实施例中,当前所施工洞室为隧道,步骤一中进行洞室开挖时,采用全断面开挖法或台阶法进行开挖。

并且,所采用的全断面开挖法或台阶法,均为常规的隧道开挖方法。

本实施例中,步骤二中进行围岩基本力学参数确定时,所确定的围岩基本力学参数至少应包括开挖前当前所施工洞室围岩岩体的原岩应力P0、当前所施工洞室围岩岩体的内摩擦角当前所施工洞室围岩岩体的泊松比μ、第一个围岩分区弹塑性界面上的支撑反力P0'、当前所施工洞室围岩岩体的粘聚力c、当前所施工洞室围岩岩体的剪切模量G、支护前当前所施工洞室表面围岩的位移值当前所施工洞室围岩岩体的综合弹性模量Er、当前所施工洞室围岩的残余抗剪强度τs和当前所施工洞室围岩岩体的单轴抗压强度σc。

并且,还需对当前所施工洞室的等效开挖半径R0、对当前所施工洞室进行支护时所采用锚杆的横截面周长U、所述锚杆的横截面面积A、所述锚杆的弹性模量Eb和所述锚杆杆体单位长度上的剪切刚度系数K。其中,剪切刚度系数是指岩石试件在一定的法向应力和剪应力作用下,相应的剪应力与剪切位移之比值。

本实施例中,步骤二中当前所施工洞室的围岩为当前所施工洞室的拱部或左右两侧边墙所处位置的围岩。

步骤3013中所述第一个围岩分区内破裂区的内径为第一个围岩分区内破裂区的内边界线至当前所施工洞室中心的间距,第一个围岩分区内破裂区的外径为第一个围岩分区内破裂区的外边界线至当前所施工洞室中心的间距;

步骤3023中所述第K个围岩分区内破裂区的内径为第K个围岩分区内破裂区的内边界线至当前所施工洞室中心的间距,第K个围岩分区内破裂区的外径为第K个围岩分区内破裂区的外边界线至当前所施工洞室中心的间距。

步骤3022所述的τs=τp-c,τp为当前所施工洞室围岩的峰值抗剪强度(也称为峰值强度)。

本实施例中,多个所述围岩分区沿洞室径向由内至外布设,多个所述围岩分区均位于当前所施工洞室的同一横断面上。

本实施例中,当前所施工洞室为直墙拱顶型洞室,等效开挖半径R0=2.0m,泊松比μ=0.25,单轴抗压强度σc=37.7MPa,原岩应力P0=22.8MPa,粘聚力c=12MPa,内摩擦角岩体的综合弹性模量Er=4.2GPa,剪切模量G=1.68GPa,峰值抗剪强度τp=48MPa。洞室开挖后,在围岩中布设直径为φ25mm全长锚固非预应力锚杆,假设锚杆杆体长度满足计算要求,横截面周长U=0.08m,横截面面积A=4.91×10-4m2,所述锚杆的弹性模量Eb=40GPa,支护前当前所施工洞室表面围岩的位移值剪切刚度系数K=360MPa/m。

本实施例中,

根据公式对第一个围岩分区厚度l0进行计算时,根据得出l0=3.07m。

τs=τp-c=48×106-12×106=36MPa;

σz0=(1+2μ)P0==(1+2×0.25)×22.8×106=34.2MPa;

σr0-μ(σθ0+σz0)=(-31.24×106)-0.25×(92.04×106+34.2×106)=-62.80MPa;

比较得出:|σr0-μ(σθ0+σz0)|>|σt|,因而第一个围岩分区存在破裂且此时第一个围岩分区为破裂围岩分区,第一个围岩分区内洞壁岩体将由塑性状态进入脆性拉裂状态,洞壁失稳后形成围岩的第一个破裂区。

洞室开挖初期,围岩应力发生二次分布,围岩呈弹性分布。由弹性力学理论可知,洞壁处围岩所受集中应力超过其极限强度时,洞壁围岩首先将进入塑性拉裂状态。

当洞壁围岩由塑性状态进入到破裂状态后,围岩应力发生三次分布;

计算得出

剪切模量

相应地,计算得出洞壁围岩失稳后应力发生三次分布后所形成第一个围岩分区范围内的塑性区外径:

相应计算得出:第1个围岩分区内破裂区的厚度ds0=2.49-2.0=0.49m,第1个围岩分区内非破裂区的厚度dns0=3.07-0.49=2.58m;

同理,按照步骤3021至步骤3023中所述的方法,能求出第K个围岩分区内破裂区和非破裂区的厚度,并根据所确定各围岩分区内破裂区和非破裂区的厚度,对各围岩分区内破裂区和非破裂区的位置进行相应确定。

本实施例中,按照步骤3021至步骤3023中所述的方法,能求出第2个围岩分区、第3个围岩分区和第4个围岩分区内破裂区和非破裂区的厚度。

其中,第2个围岩分区厚度l1=1.84m,第2个围岩分区内破裂区内破裂区的厚度ds1=0.34m,第2个围岩分区内非破裂区的厚度dns1=1.50m;

第3个围岩分区厚度l2=3.83m,第3个围岩分区内破裂区内破裂区的厚度ds2=0.57m,第3个围岩分区内非破裂区的厚度dns2=3.26m;

第4个围岩分区厚度l3=0.69m,第4个围岩分区内破裂区内破裂区的厚度ds3=0.19m,第4个围岩分区内非破裂区的厚度dns3=0.50m。

同理,对第5个围岩分区进行破裂分析时,Δl4z=l0+l1+l2+l3=3.07+1.84+3.83+0.69=9.43m。

根据计算得出l4=5.77m;

相应地,洞壁围岩失稳后应力发生五次分布所形成第5个围岩分区内的塑性区外径为:

第5个围岩分区内弹塑性界面上的支撑反力

σz4=(1+2×0.25)×22.8×106=34.2MPa;

σr4-μ(σθ4+σz4)=-7.78×106-0.25×(68.58×106+34.2×106)=-33.47MPa;

经比较得出:|σr4-μ(σθ4+σz4)|<|σt|,判断为第5(即K)个围岩分区上不存在破裂区且M=4(即k),完成当前所施工洞室的围岩分区破裂演化分析过程。此时,当前所施工洞室总共包括4个破裂区,详见图2。

由上述内容可知,洞室围岩分区破裂计算结果,详见表1:

表1

综上,根据围岩分区破裂演化分析,得出当前所施工洞室外侧所有破裂区的厚度和位置,这样能对开挖完成后的围岩径向注浆加固方案和围岩支护方案确定,提供准确且可靠的依据,实用价值非常高。

本实施例中,如图3、图4、图5和图6所示,对4个所述破裂区分别进行注浆加固,这样能有效保证当前所施工洞室的围岩稳定性及安全性,注浆加固效果非常好,在准确判断破裂位置及厚度的基础上进行针对性的注浆加固,能有效确保加固效果,并且施工过程简单。

隧道开挖施工过程中,同步对开挖成型的洞室进行围岩径向注浆加固,并按照步骤五中所确定的隧道初期支护结构,由后向前对围岩径向注浆加固后的洞室进行初期支护,施工过程连贯,施工工期短且施工过程安全、可靠,能有效保证隧道围岩稳固性和隧道安全性。

以上所述,仅是本发明的较佳实施例,并非对本发明作任何限制,凡是根据本发明技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、变更以及等效结构变化,均仍属于本发明技术方案的保护范围内。

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