浅埋偏压连拱隧道施工的力学响应分析

以江西某高速公路一浅埋偏压连拱隧道为背景,用MARC有限元程序对其出口段进行了动态施工的三维数值模拟。系统研究了塑性区分布和发展、拱顶下沉、正应力与剪应力的集中和转移、中隔墙竖向应力随施工过程的变化规律。研究表明:1.非对称开挖是引起中墙偏压的最关键因素,初衬和二衬的施作对改善中墙偏压作用不大,对称开挖才是最有效途径;2.在浅埋条件下,拱顶下沉有随埋深增大而增大的趋势,位移释放在开挖完成、支护之前就已经大部分完成。3.左右洞上台阶开挖后拱顶出现拉应力区,是易坍方部位,应超前或及时支护;4.由于偏压作用,山脊一侧边墙和中墙墙踵处塑性区更发育,该侧更易失稳;5.施工完毕,隧道两侧边墙附近集中的压应力转移到二衬和仰拱上,使二者成为应力集中部位,从而改善了隧道围岩的受力状况。     

基于滑面分区段力学模型的高速滑坡运动过程能量转化研究

高速滑坡具有运动速度快、波及范围广的灾害特征,因此对滑坡启动、加速和静止整个运动过程进行研究很有必要.基于滑面力学特性将滑面分为弹性介质区和应变弱化区,构建了高速滑坡二维力学模型,提出了滑坡启动动能计算公式和滑坡运动过程的能量计算公式;以千将坪滑坡为例,采用启动动能计算公式得出滑坡的启动速度为2.35 m/s;依据滑面...     

双连拱隧道施工偏压力学特性的监测与分析研究

结合宜(宾)－水(富)高速公路鞋底坡双连拱隧道工程,通过埋设量测元件对隧道结构受力的关键部位进行现场监控测试与分析,获得了隧道支护结构在施工偏压条件下各施工阶段的围岩应力、锚杆轴力、中墙内力以及隧道支护结构中的内力变化情况。通过对比分析得出：最不利于隧道结构受力(关键是中墙受力)的施工工序发生在隧道由单侧施工过度到双侧施工时;中墙弯矩的方向一般是由后施工洞室向先施工洞室偏转。现场测试所得的数据和结论可望为同类隧道的设计、施工和研究提供有益的借鉴和参考。     

一种快速建立上覆岩层压力体的方法

上覆岩层压力是地层沉积压实作用的源动力,也是地层孔隙压力计算的重要基础数据。本文通过Eaton公式推导出密度变化与上覆岩层压力和孔隙压力的计算模型,验证了不同厚度下低密度泥岩对上覆岩层压力以及孔隙压力的影响关系,证实密度差异为0.3 g/cm 3、厚度从100~500 m的低密泥岩对孔隙压力的影响最大仅为0.02 psi,从3~250 Hz的频率扫描密度曲线计算得到的上覆岩层压力几乎无差别,证实上覆岩层压力仅代表沉积地层的低频成分,因此根据正常压实地层有效应力和上覆岩层压力的关系确定了基于井控地震层速度场转换上覆岩层压力体的快速方法。以渤海西部某构造为例,新方法求取的上覆岩层压力体被多口钻井一一验证,满足了快速勘探评价的需求。     

交错既有隧道次生力学效应三维模型试验

为分析交错新建隧道施工对既有隧道的影响,采用公路隧道结构与围岩综合试验系统对交错隧道进行三维物理模型试验。测试的内容包括新建隧道开挖引起既有隧道围岩内部压应力、围岩内部位移及支护结构内力的变化规律。试验结果表明,既有隧道拱顶径向压应力和拱腰切向压应力具有增加趋势,拱顶切向压应力和拱腰径向压应力具有减小趋势;拱顶围岩内部位移表现为压缩变形,拱腰围岩内部位移为拉伸变形;既有隧道支护结构的轴力和弯矩全为增加,右拱腰的弯矩受到的影响最大;新建隧道施工对既有隧道L8截面的影响较小,对L1和L4截面的影响非常明显,当间距小于L8截面情况时应采取加固措施。     

双跨连拱隧道两种中墙的空间力学效应分析

针对双跨连拱隧道设计和施工中存在的问题,采用三维有限差分程序FLAC3D2.0,对两种中墙结构的空间受力特征进行了研究,对比分析各自的优缺点及适用条件,并提出了施工注意事项。研究结果表明,在II类围岩地质条件下浅埋连拱隧道采用分离式曲中墙结构受力较为合理;左洞掌子面距研究断面3倍洞径时,中墙内力已稳定;左右洞掌子面距研究断面(－1～+1)D的施工,是中墙内力变化较大的关键工序。     

双向八车道连拱隧道围岩力学参数反演分析

在采用双侧壁导坑法施工的双向八车道特大断面连拱隧道中,施工步繁多,临时支护设置的时间长,隧道全断面的变形量测只能在临时支护拆除后进行。由于全断面变形数据获取得较晚,故较难将其用于围岩力学参数的反演。将有限元计算和BP神经网络技术相结合,并在有限元计算过程中考虑实际的施工步,建立起所有临时支护拆除之前这一施工状态下导坑的变形量与围岩力学参数之间的非线性映射关系,并通过对应状态下实测的导坑变形值反演了围岩的力学参数。将反演的结果用于正分析验算,验证了该方法是可行的。     

盾构法隧道施工阶段管片的力学分析

盾构隧道衬砌管片在施工阶段处于复杂的受力状态,易出现局部破损现象。阐明了盾构施工阶段管片的受力特点,对其常见的局部破损现象及产生原因进行了总结与分析,在此基础上构建了施工阶段的管片力学模型,即一端固定、一端简支的受力构件。以某盾构工程施工参数为例,运用有限元方法实现该力学模型,按不同工况对其进行了数值模拟,并与现场实测结果进行了对比分析。研究表明：盾构施工阶段,衬砌管片会在第5～7环之间产生局部破损,与现场出现的管片破损部位十分接近;千斤顶推力的大小、倾角及偏差是导致施工阶段管片局部破损的主要原因,并给出了盾构施工阶段减轻管片破损的一些建议。     

TBM施工隧道仰拱预制块的力学特性研究

针对TBM施工隧道仰拱预制块的特殊结构,采用围岩-结构模式,进行了模拟施工动态的受力影响计算分析。计算结果表明,围岩初始应力场对仰拱受力有明显影响, 随着竖向压力的增大,仰拱中心的内、外侧应力均增大;随着水平压力的增大,仰拱中心内侧应力减小、外侧应力基本不变;减小复合衬砌结构中初期支护厚度以及变刚性接头为柔性接头均会改善仰拱受力。最后,用试验数据验证计算的正确性,其结论可供TBM施工隧道仰拱预制块的优化设计参考。     

中国科学院武汉岩土力学研究所承担研究的“通透肋式拱梁隧道”顺利建成

“通透肋式拱梁隧道”是中国科学院武汉岩土力学研究所与安徽省交通投资集团、安徽省公路勘测设计院共同提出的一种全新的半明半暗、肋式拱梁异型隧道结构型式,已成功应用于安徽黄（山）—塔（桃）高速公路龙瀑隧道的建设。该隧道以“融入山水间,承载徽州文化,构筑新走廊”为设计目标,采用国内先进的“零开挖”进洞技术,避免了山体的切削和大量植被破坏,坚持“安全、环保、舒适、和谐”理念,创新生态保护措施,成为交通部建设生态高速公路的一个典型示范工程。     

岩溶基底隧道拱顶沉陷三段四层关键技术研究

为有效治理岩溶基底城市隧道拱顶地层沉陷地质灾害,在充分探明沉陷区水文地质、工程地质特征的基础上,提出了“三段四层控制技术”,将治理区划分为沉陷区重点加固段、影响区次重点加固段和超前加固段;再根据治理深度和治理顺序进一步把沉陷区重点加固段分为顶部阻浆层、拱顶止浆垫层、拱顶加固层和中间加固层,研究了每段、每层注浆加固机理、浆液类型选择和控制注浆参数。研究成果表明,采用孔内复合止浆技术满足不同深度地层分段注浆为主、垂直孔和定向斜孔相结合,充填注浆、劈裂-挤密注浆相结合,以速凝浆液为主、单液水泥浆为辅,严格控制安全注浆参数,是“三段四层控制技术”安全有效注浆的技术关键,该技术方案在岩溶基底城市隧道拱顶地层沉陷地质灾害治理方面,取得了较好的注浆加固效果,有良好的推广应用价值。     

基于覆岩破坏传递的导水裂缝带发育高度研究

采动影响下覆岩破坏及导水裂缝带高度对于水体下采煤、保水采煤等具有重要意义。分析了采动影响下覆岩破坏传递过程,并将其划分为传递发育阶段和终止阶段;通过理论分析建立了上覆岩层悬空完整和悬伸稳定力学模型,提出以极限悬空距和极限悬伸距为判据用于判断每层岩层破坏情况,得出了计算导水裂缝带高度理论新方法,并通过工程实例与实测值进行了对比分析。结果表明,基于覆岩破坏传递模型的导水裂缝带发育高度计算方法预计的导水裂缝带高度（158.8 m）与实测结果（150~170 m）吻合较好,验证了该理论方法的可行性。     

西藏路电力隧道三号井施工对周边建筑物沉降因素分析

主要针对我国首条在城市化地区大型电力隧道施工过程中对周边环境影响的保护及精度分析,信息监测工作在施工过程中的重要作用。今后工作中应采用的方法。     

盾构隧道推进对邻近地下管线影响的物理模型试验研究

以上海地铁11号线某区间盾构工程为背景,采用相似物理模型试验研究盾构隧道开挖对上方垂直于隧道轴线的地下管线的影响,并将试验结果与数值解对比。采用量纲分析法推导出文中模型试验的相似准则,并基于该相似准则设计出盾构机和隧道模型,分别通过管线刚度试验和模糊数学综合评判方法选定模型管线和配制相似土材料。研究结果表明,自主开发的半自动盾构掘进装置能较好地模拟盾构的开挖过程,较人工开挖扰动更小;下方盾构隧道开挖使管线产生的竖向变形关于隧道轴线呈对称分布,其形态符合高斯曲线的特征,最大竖向变形位于隧道轴线正上方处,竖向变形反弯点出现在与隧道轴线水平距离约一倍隧道直径的位置处;隧道开挖对管线的影响范围随管隧间距的增加而减小,管线竖向变形曲线的反弯点位置随管隧垂直间距的增大而有所内移;管线刚度对管线竖向变形的影响相对较小。     

考虑盾构掘进速度的隧道掘进面稳定性分析

隧道在低渗透性土壤中掘进,盾构掘进速度的改变将引起作用在掘进面上支护压力的显著变化。考虑盾构掘进速度以及土体的渗透系数的影响,通过伽辽金有限元法推导三维稳态渗流有限元方程,使用FORTRAN代码编制数值分析程序计算稳态地下水流条件下隧道掘进面附近水头分布。维持掘进面稳定极限支护压力由有效支护压力和渗透力共同构成,前者基于土体稳定的极限平衡理论计算结果,后者通过隧道掘进面附近水头分布推导得出。结果发现,低渗透性土层中进行隧道掘进,盾构掘进速度的改变对隧道掘进面附近水头分布产生很大影响,掘进速度的增加将引起作用在隧道掘进面上支护力的显著增加。理论分析结果与实验数据取得较好的一致,验证了该理论与方法的合理性和有效性。     

粉砂地层盾构隧道开挖面稳定性离心试验及数值模拟

通过开展离心模型试验,对干粉砂及饱和粉砂中盾构隧道开挖面的失稳破坏特性和极限支护压力进行了研究。通过远程控制开挖面土体位移,获得了支护压力与开挖面位移间的关系曲线及开挖面达到主动极限平衡状态时的破坏模式。2组干砂离心模型试验结果表明,当隧道埋深与隧道直径比从0.5增大到1时,开挖面破坏模式从整体坍塌破坏转变为烟囱状,但极限支护压力变化较小。饱和砂土中的试验表明,开挖面水平方向破坏范围相比在相同埋深干砂中的范围扩大,极限支护压力显著增加。对开挖面破坏过程进行三维弹塑性有限元数值模拟,获得了开挖面极限支护压力和破坏机制,所得结果与试验吻合较好。进一步通过数值模拟,分析了土体强度参数、隧道埋深及渗流对极限支护压力的影响规律。结果表明,渗流条件下开挖面破坏区域及极限支护压力均大于无渗流情况,极限支护压力随内摩擦角增大而减小,随隧道埋深增大而减小。     

The effect of pore water pressure on tunnel face stability

The kinematic approach in combination with numerical simulation is used to examine the effect of pore water pressure on tunnel face stability. Pore water pressure distribution obtained by numerical calculations using FLAC^3D is used to interpolate the pore water pressure on a 3D rotational collapse mechanism. Comparisons are made to check the present approach against other solutions, showing that the present approach improves the existing upper bound solutions. Results obtained indicate that critical effective face pressure increases with water table elevation. Several normalized charts are also presented for quick evaluation of tunnel face stability. At the end of the paper, the influence of anisotropic permeability on tunnel face stability is also discussed, showing that the isotropic model leads to an overestimation of the necessary tunnel face pressure for anisotropic soils. Copyright © 2016 John Wiley & Sons, Ltd.     

Study of roof stability of the end of working face in upward longwall top coal

Low recovery of longwall top coal caving (LTCC) remains one of the most difficult engineering problems in this mining method and impedes its application. The top coal left in the gob at face end accounts for a large portion of the total coal loss, and the instability of the leftover triangle coal at face end has long been a threat to the safety of miners and the mining equipment. In this paper, based on the engineering background of Ruilong mine, we explore the stability of the roof at the end of the face by using theoretical analysis, numerical simulation, and field measurement. Results reveal that in the inclined longwall top coal caving face, the immediate roof forms an “arch” structure, and the basic roof forms a “masonry beam” structure after the roof collapses; working resistance of the support calculated by the method of ultimate bearing capacity was adequate to meet the requirement of roof load; roof load of coal pillar was related to the length of key block and fracture position; and increasing the size of coal pillar could ensure the stability of both coal pillar and roof.