锚杆长度和间距对洞室抗爆性能影响研究

根据Froude相似理论,通过模型试验,对普通锚杆、中密锚杆、长密锚杆、短密锚杆、长短相间密锚杆加固洞室的抗爆性能进行了研究,分析了不同长度、间距的全长粘结式锚杆加固洞室在围岩应力、洞壁加速度、洞室拱顶底板相对位移、洞壁环向应变、洞室破坏形态等方面的不同特点。采用FLAC3D对模型试验进行了模拟,并利用参数化建模方法分析了洞顶位移随锚杆长度、间距的变化规律。研究结果表明：减小锚杆间距比增加锚杆长度更能有效地提高洞室抗爆能力,且锚杆间距必须达到一定密度时才可以阻止围岩裂缝进入锚固区;在锚杆长度相同的情况下,密锚杆能明显减小洞室拱顶加速度峰值、拱顶底板相对位移峰值、残余值和拱脚部位压应变峰值、残余值;当锚杆长度增加到一定程度后,加固的效果并不明显,而且带来了底板加速度峰值、拱顶拉应变峰值的增加;锚杆的最佳长度可取为1/3洞室跨度,锚杆的最佳间距可取为1/15洞室跨度。     

全长粘结式锚杆加固洞室抗爆性能试验研究

通过模型试验, 研究了在平面装药爆炸应力波的作用下,全长粘结式锚杆加固洞室抗爆性能。试验结果表明,通过分析自由场压力-时程曲线,证明试验数据可靠;经过加固的洞室拱顶位移峰值减少明显,当比例距离为5.23 cm/g1/2时,洞室发生破坏;在平面波的作用下,两个洞室洞壁各个位置都产生压应变,最大应变出现在拱脚处,随着比例距离减小,拱顶应变峰值先增加后减小,最大应变峰值越来越大;拱顶是加速度振动最激烈的地方,经过加固可以降低拱顶加速度,但效果不明显,在变形不大时底板加速度增加较大,必要时应该采取减震措施,经过加固洞室侧墙加速度普遍有不同程度减小,并且破坏越严重效果越明显,随着比例距离减小,拱顶和侧墙加速度越来越大,尤其当比例距离为5.23 cm/g1/2时,加速度急剧上升。     

锚杆对围岩的加固效果和动载响应的数值分析

利用数值分析软件LS-DYNA3D程序,对锚杆对围岩的加固效果和动态力学性能进行了显示动力分析,比较了洞室围岩是否用锚杆加固时,爆炸波引起的岩体中垂直应力、拱顶位移以及锚杆本身轴向应变的变化特点。结果发现：同毛洞相比较,加固洞室围岩应力较大,拱顶位移较小;通过分析锚杆轴向应变-时程曲线,发现不同安装角的锚杆其轴向应变对动载的响应不同,拱部锚杆先受压后受拉,直墙部锚杆全受拉,两部位锚杆均产生轴向拉应变;将模拟的锚杆应变-时程曲线同模型试验的相应曲线进行了比较,两者一致性较好,其结果为动载作用下坑道围岩锚杆加固的布置方法提供了参考。     

爆炸荷载下不同锚固参数围岩的加速度响应分析

地下洞室岩体加速度过大易造成围岩的不稳定,通过由模型试验得到的加速度-时程曲线分析,研究了爆炸荷载作用下不同锚固参数洞室围岩的加速度响应特征。分别阐述了洞室拱顶、底板、两帮加速度时程曲线的形态及其峰值大小,重点比较了洞室围岩因锚杆加固方式的不同对爆炸产生加速度响应的差异,结果表明,拱顶垂直和右帮水平加速度-时程曲线较光滑,而底板和左帮垂直加速度-时程曲线存在较大震动;洞室拱顶加速度峰值最大;4个洞室中锚杆间距最小的洞室,其拱顶、两帮加速度比其他洞室的小,而底板加速度比其他洞室的略大,可见减小锚杆间距可以增加洞室稳定性。     

平面装药条件下洞室受力特征试验研究

通过抗爆结构模型试验,研究了洞室围岩与衬砌结构受力变形特征。介绍了模型试验原理及平面装药爆炸模型试验方法,根据试验实测结果分析了设计爆炸荷载和超载条件下毛洞与衬砌洞室的洞周应力峰值分布特点,给出了两种工况条件下洞室围岩变形特征,从拱顶-底板相对位移、洞壁应变峰值、洞壁应变随时间变化等方面进行了对比分析。试验结果表明,衬砌支护措施可有效提高洞室的抗爆能力,是提高工程抗力等级的重要技术手段     

新型锚固类结构抗爆性能数值分析

采用LS-DYNA有限元软件,对分别使用单一锚固结构和新型复合锚固类结构加固的洞室在抗爆炸荷载作用下的性能进行了数值模拟。分析了在爆炸条件下应力波传播及爆坑形成过程、爆炸近区围岩中的压力波和复合锚固结构构造措施断裂缝形成过程,与试验结果的可靠性相互验证,并对其作用机理得出一些初步认识。结果表明：两个模型的计算爆坑大小与试验结果基本吻合;复合锚固构造措施段使得锚固区外的介质内出现了局部自由面,当爆炸应力波经过自由面时产生反射拉伸波在此处产生了裂缝;复合锚固结构洞室拱顶垂直向振动加速度峰值比单一锚固结构洞室的约小23.7 %;单一锚固结构洞室比复合锚固结构洞室更容易出现结构性的冲切破坏和拉伸剥落破坏。     

系统锚杆对地下厂房洞室群稳定性影响的数值分析

以某水电站地下厂房工程为实例,采用数值分析方法,通过对比厂房洞室群是否施加系统锚杆的差别,获得系统锚杆对洞室群稳定性的影响.结果表明,施加系统锚杆对围岩主应力影响小,但能平均降低围岩位移28.07％,降低拱顶和拱角处围岩位移34％以上,降低主厂房和尾闸室边墙塑性破坏区深度2.2～4.8m,在一定程度上提高洞室群的整体稳...     

岩体隧道锚固作用分析

在工程实例中利用数值模拟方法对考虑和不考虑松动圈的岩体,在不同工况下锚杆加固前后的径向、环向应力,径向、环向位移以及锚杆轴向应力进行全面比较分析。研究锚杆和松动圈对隧洞围岩力学性质的影响,结果表明考虑和不考虑松动圈相比,洞室表面径向位移要明显大一些,而且外界载荷越大,二者的差值越大;在锚杆加固作用下环向应力峰值无论是否考虑松动圈,其出现位置都较加固前向洞壁方向移动,同时围岩径向位移在加固前后变化很大,随着外界载荷的增大,径向位移减小越明显。锚杆支护的主要作用之一是控制围岩的变形和发展,通过锚杆加固改善应力环境来提高围岩的稳定性。     

爆炸平面波作用下大跨度洞室稳定性模型试验研究

通过抗爆模型试验,研究了爆炸平面波作用下大跨度毛洞和锚喷衬砌支护洞室的受力变形和稳定状态。介绍了模型试验原理及方法,根据试验实测数据分析了洞室围岩的受力特征、洞壁的运动变形特征、洞室的破坏形态及承载能力等。研究表明：设计工况和超载工况下,锚喷衬砌支护洞室侧墙部位垂直应力、拱顶加速度正峰值、拱顶位移峰值及残余值、洞壁环向应变峰值均明显小于毛洞;超载试验后,毛洞破坏严重,丧失了承载能力,而锚喷衬砌支护洞室破坏明显轻微,承载能力可提高约60%。     

硬塑-流塑浅埋黄土隧道变形特性及合理预留变形量模型试验研究

开展硬塑-流塑浅埋黄土隧道室内大型三维YTLH岩土联合地质模型试验,对比分析了硬塑、软塑、流塑3种状态,12 m和24 m两种埋深下的围岩内部位移、预收敛变形、掌子面挤出位移和径向围岩压力。结果表明:硬塑、软塑和流塑条件下围岩内部位移差率均呈现出"拱顶极小、两侧边墙极大"的特征,拱顶位移差率小于20%、两侧边墙位移差率大于91%;拱顶设计4.5 m长锚杆抗拉效果甚微,边墙围岩内部位移差利于锚杆抗拉效应的充分发挥;硬塑、软塑、流塑预收敛率分别接近65%、70%、80%,开挖对掌子面前方影响范围分别为0.5D、0.6D、0.8D,且呈现出直立型、鼓出型、滑塌型不同失稳破坏模式;应力释放率关系为硬塑<软塑<流塑,软流塑态拱顶应力释放率最大约70%,实际工程应避免软流塑态瞬时应力释放过渡而失稳。双线浅埋黄土隧道合理预留变形量建议取值:硬塑(拱顶55～70 mm、边墙15～20 mm),软塑(拱顶166～180 mm、边墙40～50 mm),流塑(拱顶290～300 mm、边墙125～140 mm),且拱顶和边墙之间按曲线过渡非等量留设。     

Effect of anchor plate on the mechanical behavior of prestressed rock bolt used in squeezing large deformation tunnel

Anchor plate is a necessary component of the prestressed rock bolt, which plays a decisive role in actively resisting the rock mass deformation and improving the self-bearing capacity of the surrounding rock. In this paper, in order to investigate the effect of anchor plate on the mechanical behavior of prestressed rock bolt used in squeezing large deformation tunnel, a series of numerical, field and laboratory tests were performed. The mechanical characteristics of anchor plate with different shapes and sizes were systematically analyzed. Based on the Muzhailing Tunnel in Gansu Province, China, which is a typical deep-buried soft rock tunnel and suffered from serious squeezing large deformation disaster, the field verification was carried out. Meanwhile, the influences of spherical washer on the mechanical behavior of bolt shaft and anchor plate were also investigated. The result shows that the bowl-shaped plate has much better performance than the flat one, while the rounded bowl plate performs slightly better than the squared bowl plate. With the increase of plate thickness or plane size, the anchor plate has the better bearing capacity, while the stress transfer effect will be worse. Furthermore, the non-uniform deformation will gradually increase with the decrease of plate thickness or increase of plane size. Therefore, it is advised to increase the plate thickness rather than the plane size under the condition of better bearing capacity. The bending-induced stress of the anchor plate increases rapidly with the increase of the inclination angle between bolt shaft and anchor plate. Whereas the installation angle is unavoidable in practice, the spherical washer which has great effects on reducing the bending-induced stress could be a necessary component of the prestressed rock bolt system.

     

大断面小净距大帽山隧道现场监控量测及分析

结合大帽山隧道的工程实践,通过围岩内部位移、拱顶沉降、围岩压力和锚杆应力的现场监控量测工作,研究复杂地质条件下大断面小净距隧道双侧壁导坑法施工时围岩的稳定性。阐明分导洞开挖时围岩内部位移的变化趋势、特点及位移场,相邻导洞施工时的相互影响,围岩与支护结构间的相互调整变形机制,拱顶沉降捕捉的变形小于围岩实际变形的原因,支护结构的压力和锚杆应力状态及其与围岩位移的变化关系。监测结果表明,大断面小净距隧道Ⅴ级围岩段的破碎带采用现有的施工工艺和支护参数是可行的,围岩变形可控,支护结构的支护效果显著,围岩基本稳定。研究的方法、分析和结论可为类似条件下隧道工程的设计、施工、监测和进一步的理论研究提供参考和借鉴。     

隧道围岩全长黏结式锚杆界面力学模型研究

分析围岩弹塑性介质中全长黏结式锚杆的锚固界面层应力分布和变化特征,对研究隧道工程初期支护系统的力学效应具有重要意义。根据全长锚杆微段的受力平衡以及锚固界面层剪应力的传递机制建立了关于锚杆轴向位移的微分方程,通过求解锚杆轴向位移的微分方程可得到锚杆与围岩相互作用下的轴向载荷和锚固界面剪应力的分布函数。然后将锚杆界面剪应力对围岩的支护反力转化为圆形隧道轴对称径向体积力,进而求解有锚喷支护作用下圆形隧道围岩塑性区半径。在此解析模型基础上,可对隧道围岩-支护系统进行详细的分析和评判。算例分析表明,初期支护时机的选择对锚固效应和围岩稳定性有较大影响;适当增加全长黏结式锚杆的锚固层厚度能明显降低锚杆端部剪应力的应力集中度,能有效改善锚杆的锚固效果。     

LOAD DISTRIBUTION ALONG FULLY GROUTED BOLTS,WITH EMPHASIS ON CABLE BOLT REINFORCEMENT

Explanation for the widely reported observation that fully grouted reinforcement is more effective in hard rock that behaves as a discontinuum than in soft rock is presented. Analytical solutions are presented for the distribution of displacement and load along an untensioned fully grouted elastic bolt, of specified bond stiffness, which is activated during excavation by either a continuous or discontinuous distribution of rock displacement. The results indicate that significantly higher axial loads are developed for the discontinuous case. Since the mechanics of bond failure depend on the type of bolt and grout used, in the second part of the paper a finite difference formulation is introduced and combined with a non-linear model for the bond behaviour of a cement grouted seven-wire strand cable bolt. The results of a parametric study indicate that, because the bond is frictional and depends on confinement at the borehole wall, for the same profile of rock mass displacement lower loads are developed in soft rock. Furthermore, in soft rock, excavation induced stress changes can cause a dramatic reduction in bond strength, so that, even after significant rock mass displacement, the axial load developed is significantly less than the tensile strength of the cable. A combination of these effects can explain why failures of cable bolted ground involve debonding at the cable–grout interface in soft rock, and why instances of cable rupture are confined to hard, blocky rock masses.     

Development of Rock Bolt Elements in Two-Dimensional Discontinuous Deformation Analysis

Computer modeling can be used to explore and gain new insights into the impacts of rock bolt intersecting joints in rock masses, and to estimate the effectiveness of the rock reinforcement system. In order to achieve this goal, we couple a rock bolt element into the two-dimensional discontinuous deformation analysis (DDA^2D) program. The coupling algorithm is based on the analytically-derived interface behavior between a rock bolt and the rock material for grouted rock bolts. The shear force generated by slippage along the interface is assumed to have a linear relationship with respect to the relative slipping distance between the rock bolt and the rock. The linear elastic criterion is applied to determine the material behavior of rock bolts before the axial stress reaches the yield value. The pullout tests are simulated to verify the coupling algorithm and the effects of the proposed rock bolt elements. Parametrical studies are also carried out to analyze the effectiveness of the rock bolts under various end conditions, joint locations and bond stiffness. In addition, the performance of the rock bolt during the interface debonding is analyzed using two types of constitutive laws, i.e., the friction law and the reduction law. The simulation results show that the proposed rock bolt models can predict the shear forces and axial loading along the rock bolts.     

节理岩体锚杆的综合变形分析

在总结国内外对节理岩体中锚杆加固机制的试验研究和理论探讨基础上,综合考虑锚杆的切向和轴向变形能力,建立节理锚固锚杆在剪切荷载作用下的变形模型,将节理锚固锚杆的变形区划分为弹性变形段和挤压破坏段,引入表征挤压破坏段长度的变量,对锚杆与岩体的相互作用机制进行理论分析,推导了剪切荷载与剪切位移和轴向荷载与轴向位移的关系。通过分析锚杆的屈服破坏形式,得到了确定挤压破坏段长度的方法。最后,通过算例分析了挤压破坏段长度与锚杆直径、岩体强度、锚固角度等参数的关系,得到了以下结论：（1）节理锚固锚杆抗剪作用的实质是锚杆调动岩体的抗压强度抵抗节理切向荷载。在抗压强度较高的硬岩中,挤压破坏段局限于节理面附近,锚杆影响范围小;而在抗压强度较低的软岩中,挤压破坏段较大,而且会产生较大的剪切变形,锚杆影响范围较大。（2）锚杆屈服破坏形式与岩质和锚杆直径有关。硬质岩体发生剪切屈服,而较软岩体中容易发生弯曲屈服;小直径锚杆一般直接剪切屈服,而大直径锚杆可能发生弯曲屈服。锚杆屈服破坏后出现塑性铰,挤压破坏段范围在节理一侧约为直径的1～2倍,继续增加剪切荷载,挤压破坏段长度不再增大。（3）随岩质的不同,锚杆锚固节理的最优锚固角变化较大。岩质较硬时,最优锚固角度较小,反之则较大。     

基于非完整拱效应的软岩隧道掌子面变形及其控制研究

为研究大断面软岩隧道掌子面变形规律及控制方法,基于新意法及非完整拱效应理论对雷公山隧道构造破碎区域掌子面大变形失稳机理进行分析,基于GSI围岩评级系统获得隧道围岩的力学参数,通过FLAC3D构建隧道三维数值模型,进行系列工况试验,研究隧道在非完整拱部效应时掌子面挤出位移及预收敛位移的变化特征,分析隧道掌子面预约束及预加固措施对大断面软岩隧道稳定性的影响。结果表明,掌子面处的挤出位移均在内轮廓中心处达到最大,并呈环形逐渐向外减小,超前核心土预加固在掌子面中心处对挤出位移及预收敛位移影响最为明显;隧道开挖在掌子面纵向造成的扰动范围约为1.2倍洞跨,在掌子面径向造成的扰动大约为1.5倍洞跨;根据计算结果提出掌子面加固措施,通过对隧道预收敛变形及挤出变形的监测分析,验证支护方案的可靠性,提出的掌子面预约束及预加固措施对大断面软岩隧道施工具一定的借鉴意义。     

基于3D-FSM的预紧力端锚数值模拟及其多核并行化研究

在对传统锚杆荷载传递机制分析的基础上,提出了一种考虑托板、锚杆与岩体相互作用的数值模拟方法：通过Kelvin基本解计算出锚杆集中力对围岩的影响,同时就锚杆自由段与相应岩体两端点的位移差相等建立位移方程,结合先前开发的3D-FSM数值模拟系统中的表面受力平衡方程进行联立求解,利用所得结果可以计算域内任意点的应力及位移变化,形成完整的预紧力端锚边界元数值模拟系统。通过与Flac3D系统模拟对比,验证了该系统的可靠性。为提高运算效率,对该系统进行基于OpenMP的多核并行化改进,给出了改进的基本思路和加速比对比图。由于边界元本身具有建模简单、计算区域大、计算精度高等优点,因此,这种模拟方法有很大的应用价值。     

岩体锚固效应及锚杆的解析本构模型研究

利用Mohr-Coulomb、Hoek-Brown以及Duncan-Chang理论分别分析了块状和碎块状岩体锚固后的物理效应,通过分析认为,岩体锚固后可以有效地提高岩体的凝聚力和软弱结构面的抗剪强度,增强岩体的弹性模量,改善岩体的力学性质。通过对拉拔试验测试结果分析,在一定的假设条件下,推导了锚杆与注浆体或岩体耦合情况下的解析本构方程,并对其进行了参数分析,认为提高拉拔力、增大锚杆直径和锚固段长度可以有效地改善其锚固效果,并提出了锚固临界值的概念。在前人工作的基础上,利用提出的耦合解析本构模型建立了非耦合状态下锚杆的解析本构模型,通过计算认为,该解析模型是合理的。