深埋顺层偏压隧道围岩破坏机理及规律研究——以郑万线某隧道为例

处于薄—中层倾斜层状岩体中的深埋隧道常会产生地质顺层偏压的问题,导致隧道局部塌方、偏压变形及支护结构破坏。本文以郑万线某隧道为例,采用理论分析、数值模拟方法对深埋顺层隧道的破坏机理及不同结构面参数下的破坏规律展开了研究。研究结果表明:（1）深埋顺层偏压隧道洞周围岩将根据其切向应力与结构面夹角的不同发生岩层拉裂破坏、结构面剪切破坏及岩体自身破坏,其中切向应力与结构面平行位置,即反倾侧拱腰及顺倾侧拱脚位置主要发生拉裂破坏,此处围岩塑性区范围最广,围岩位移最大,围岩处于极不稳定状态;（2）顺层偏压隧道的破坏规律与结构面强度参数有直接关系,围岩塑性区范围及围岩位移均随着结构面摩擦角的增大而降低,且降低趋势逐渐放缓,当结构面摩擦角达到岩体摩擦角后,结构面摩擦角继续增加对围岩稳定性影响较小;（3）围岩塑性区及围岩位移场偏压分布特征随结构面倾角的变化而整体旋转,且对于隧道底部而言,结构面最不利倾角为0°,此时隧底最大上鼓量大于其他倾角下的最大上鼓量;对于隧道拱部而言,最不利倾角为40°,此时洞周最大收敛值大于其他倾角下的最大收敛值,最不利位置位于反倾侧拱腰。     

陡倾结构金属矿山采空区围岩破坏机制研究

在地下金属矿山开采中会造成采空区围岩变形破坏,影响地下采矿安全。采用现场调查、位移监测、微震监测,并结合理论分析等方法对金山店东区地下采空区的围岩破坏机制进行研究。考虑水平构造应力和崩落岩体的影响,基于极限平衡理论和能量法分别得到上下盘采空区围岩破坏机制,即倾倒滑移破坏和溃曲滑移破坏。上盘和下盘围岩在陡倾结构面的切割作用下,分别形成反倾结构和顺倾结构。在水平构造应力作用下,上盘陡倾结构岩体向采空区侧发生倾倒破坏,岩体变形破坏进而导致F4断层活化。随着采矿的深入,破坏的岩体数量和范围不断增加,形成一个深部滑动面,并穿过F4断层。下盘采空区围岩在水平构造应力作用下诱发了矿体边界处F1断层滑移,同时引起顺倾结构岩柱发生溃曲-滑移破坏,沿着节理面形成滑动面。     

偏压软弱围岩隧道开挖顺序比较研究

针对偏压软弱围岩隧道预留核心土法不同开挖顺序造成围岩不同变形量的问题,结合洞头山工程实例,运用现场监控量测结合MIDAS数值模拟的方法,分析比较偏压软弱围岩隧道在不同开挖顺序下各阶段围岩位移变形量。研究表明:开挖顺序的改变能够有效减小隧道各部围岩变形量,且减小程度从大到小的岩体位置依次为浅埋拱腰处、浅埋拱脚处、深埋拱腰处、深埋拱脚与拱顶;拱浅埋侧最大主应力明显减小。因此对于偏压软弱围岩隧道先开挖深埋侧比先开挖浅埋侧更为安全合理。研究成果为隧道信息化施工提供依据,也为洞头山及具有类似地质地形情况的隧道施工提供借鉴与指导。     

均质岩体中隧道围岩破坏过程的试验与数值模拟

采用模型试验与离散元模拟的方法,对均质岩体中隧道开挖后围岩的变形破坏过程进行了研究,并对围岩变形破坏过程中围岩应力及地表位移的变化规律进行了分析,模型试验结果与数值模拟结果取得了较好的一致性。研究结果表明：隧道开挖后,拱顶处围岩变形明显并出现裂缝,围岩破坏从拱顶开始,进而呈渐进式向上发展,最终形成稳定的塌落拱;开挖后,隧道围岩径向应力减小,隧道周边一定范围内围岩切向应力减小,且随隧道变形破坏的发展,围岩切向应力减小的区域逐渐扩大;隧道塌方后,拱底垂直应力增加,开挖结束至塌方开始期间地表位移增量最大,塌方期间地表位移增量最小。     

基于连续-非连续分析理论的隧道围岩破坏区判识方法研究

准确分析隧道挖破坏区的范围对合理确定支护参数有着重要的指导作用和工程意义,主要围绕连续介质分析方法和以有限元-离散元耦合方法（finite element-discrete element coupling method,简称FDEM）为代表的连续-非连续方法开展了隧道围岩破坏区判识方法研究。研究了连续介质分析方法与FDEM识别围岩破坏的判别标准;将岩体划分为弹性的岩石单元和弹塑性的界面单元,基于等效连续模型的思想,推导了界面单元力学参数与岩石单元及岩体单元力学参数的关系表达式,首次建立这两种方法参数取值的联系,解决了连续-非连续方法取值难的问题;对比了两种方法模拟不同岩性、断面铁路隧道开挖过程中围岩破坏区范围。基于规范中各级围岩的力学参数取值范围,给出了各级围岩下以FDEM中罚参数和断裂能等围岩主要破坏参数的取值范围;FLAC3D为代表的连续介质方法和FDEM两种方法对不同岩性、断面铁路隧道开挖过程模拟结果表明,连续介质方法得出的塑性区和以塑性极限应变得出的破坏区域和连续-非连续方法得出的裂纹扩展区和破坏区在分布范围、形态及破坏形式上基本一致,验证了提出的FDEM围岩破坏参数取值方法...     

隧道大变形机制及处治关键技术模型试验研究

大变形是隧道建设中无法完全避免的灾害之一,发生后若处治不当极有可能出现多次换拱甚至塌方等二次灾害。通过相似模型试验,采用自行设计的隧道模型开挖装置和围岩内部位移监测装置,研究了隧道开挖和埋深增大过程中围岩渐进性破坏过程及位移和应力变化规律,揭露出预防隧道大变形的重点支护部位,并进一步研究了大变形出现后处治过程中衬砌的破坏规律,明确了大变形处治时的支护措施。试验结果表明：（1）隧道产生大变形过程中,拱顶与拱底的变形量大于拱腰与拱脚的变形量,且随着埋深增大,差值逐渐增大;（2）大变形产生后隧道拱顶径向和切向应力值均减小,而拱脚切向应力值大幅上升;（3）更换变形拱架时,更换位置附近衬砌拱顶处可能出现张拉破坏,拱腰处可能出现剪切破坏,因此,大变形处治时需保留两侧衬砌的临时钢支撑,必要时需增设底部横支撑或临时仰拱。该研究结果有助于得到大变形发生时和发生后处治时的防控重点,为大变形的预防及安全处治提供指导和参考。     

公路隧道局部塌方洞段的围岩稳定性评价

结合某公路隧道工程,以现场地质调查和监测资料为基础,在结构面发育且可能发生大规模塌方的围岩洞段,根据现场实际统计的优势结构面产状,采用关键块体理论、非连续变形方法（DDA）首先确定围岩主要的失稳破坏模式,然后运用连续介质分析程序FLAC,在DDA方法确定的围岩实际变形破坏塌方形态的基础上进行计算分析,评价围岩的整体稳定性及加固措施的有效性。分析表明,围岩破坏的主要模式为受结构面控制的局部块体的失稳,工程开挖后围岩不会发生大变形,这与实际情况基本一致,为安全施工提供了保证。采用非连续变形方法和连续介质计算相结合的分析方法对隧道工程塌方稳定性进行研究,取得了较好的效果,研究方法和经验可为类似工程参考并借鉴。     

金属矿山崩落采矿法引起的岩层移动规律分析

以典型陡倾结构面条件下的金属矿山--程潮铁矿西区为例,通过对矿区的地表变形监测资料及宏观破坏特征分析,认为矿区的岩层移动分为2个阶段,第1阶段为采空区顶板岩体破坏扩展至地表引起塌陷阶段;第2阶段为采空区周边围岩向采空区的倾倒破坏阶段,并得出了倾倒滑移区的地表岩体变形规律：岩体主要发生水平移动,水平移动值大于沉降值;变形先以缓慢变形为主,然后进入一个快速变形阶段,存在明显的转折点;开采沉陷和地形引起的应力同向叠加作用,使得地表岩体沿下坡方向的变形值增大,特别是水平移动值。同时揭示了矿区岩层移动角的分布特征;南部岩层移动角大于北部,究其原因是北部受最为发育的NNW、NNE结构面影响,倾倒破坏较为严重。所得成果为其他类似的金属矿山工程提供可借鉴的规律。     

不连续岩体变形破坏过程中AE的空间演化与意义

通过一些典型节理化岩体模型变形破坏过程中的AE事件的定位分析和破裂面形态的研究,探讨了不连续岩体变形破坏过程的空间演化特征。结果表明:单节理岩体变形破坏的空间动态特征受节理角控制,随着节理角从小变大,岩体的变形破坏方式从AE在局部集中的突发式失稳向AE弥漫于整个节理层面的类似渐进式的破坏形式发展；失稳破裂面从简单的整体状岩-膏界面变成形态复杂的层内复合破裂面；复杂节理岩体的变形破坏受一条（组）主导构造控制,强AE事件集中发生在不连续构造交汇部位,在包含多条主构造的岩体模型中最终失稳破裂面只与最后阶段AE的位置一致。     

采动影响下巷道围岩变形与破坏的弱结构面效应

岩体中弱结构面的产状要素和力学参数是影响深部巷道围岩变形和破坏的重要因素。通过对金川矿区地下开采过程中发生的与弱结构面效应有关的巷道变形特征、破坏模式与机理分析得出,在断层附近或穿过断层开挖时,往往会引起断层活化,引发巷道变形和破坏。当在节理岩体中开挖时会使围岩中低强度的节理裂隙等弱结构面正应力减小,抗剪强度降低,从而发生相对滑移、变形。此外,与巷道开挖相比,矿体开采的影响不仅在持续时间上,还是在影响以及程度上都是造成巷道变形和破坏的弱结构面效应更加显著的主要原因。     

软弱围岩条件公路连拱隧道施工方法数值分析

针对软弱围岩条件（Ⅳ级围岩）大跨度连拱隧道施工安全和围岩稳定问题,结合工程实际,采用非线性有限元法,对连拱隧道施工过程进行了数值计算分析,对比了中导洞一核心土和三导洞先墙后拱施工工艺下隧道的位移特征、点安全系数、二次衬砌应力、锚杆和钢拱架轴向应力。实际工程研究表明,中导洞一核心土施工工艺开挖软弱围岩条件大跨度公路连拱隧道是可行的,对类似软弱围岩条件的隧洞施工有一定参考价值。     

基于遗传算法的隧道围岩变形稳定可靠性分析

由于隧道的开挖,隧道围岩的初始应力状态将发生变化,围岩发生卸荷变形,并可能导致隧道的失稳。为了研究隧道开挖后围岩变形的可靠性,建立了隧道围岩变形可靠度指标计算模型,并用遗传算法进行求解。应用本文方法对一高速公路隧道围岩变形的可靠性进行分析。从结果可以看出,围岩的潜在破坏区域出现在拱顶和两侧拱肩区域,从这些区域的可靠度指标和破坏概率值可以看出,该隧道毛洞的拱顶下沉和拱肩收敛可靠度都满足不了规范的要求,要及时进行支护。     

基于间断位移场的隧道围岩承载能力研究

岩体是岩石块体和分割这些块体的边界的组合体。沿边界面(结构面)的局部剪切变形使得位移场产生间断,对岩体的力学性能产生巨大的影响。采用光滑函数组合来描述滑移面上的间断,得到反映岩体沿着边界局部剪切的数学模型。利用此局部剪切模型得出了应力–滑移关系具有强化阶段时圆形坑道围岩自身承载能力的解析表达式,研究了岩体滑移面对坑道围岩自身承载能力的影响。通过分析得到,自承能力在深部坑道围岩的稳定中发挥了重要作用,应力–滑移关系的强化段对围岩承载力有着很大的影响;围岩压力与坑道的埋深、坑道的尺寸以及围岩的物理力学性质等具有直接关系;围岩出现不稳定的动力现象(岩爆)与此岩体参数m关系极大,而岩体参数与接触面的软化程度、能量转移、耗散结构的几何尺寸以及弹性模量有关。     

无中导洞施工双连拱隧道的数值模拟分析

针对双连拱隧道采用三导洞或中导洞超前施工方法施工工序多、临时支护量大的不足,以黄延高速公路羊泉沟隧道为例,提出在Ⅲ类围岩中采用无中导洞超前施工方法.基于弹塑性有限元方法对其施工过程进行分析,获得了施工各阶段围岩的应力、应变状态,以及初期支护和二次衬砌的受力状态.结果表明：在Ⅲ类围岩中连拱隧道采用无中导洞施工方法,围岩和支护结构处于安全状态.分析结果为羊泉沟隧道的顺利贯通提供了有效指导.     

深部复合地层TBM开挖扰动模型试验研究

针对全断面隧道掘进机（TBM）开挖过程掌子面岩体软硬交替变化的特点,以兰州水源地建设工程为背景,采用模型试验与数值模拟方法研究了复合地层TBM开挖过程隧洞围岩的动态响应规律。通过开展相似配比试验配制了不同围岩强度比的复合地层岩体相似材料,运用光纤光栅技术全程捕捉了隧洞开挖过程复合地层应变演化规律,并分析了隧洞围岩的宏观破裂形态。模型试验结果表明：TBM推进过程中复合地层应变变化规律体现了掌子面推进的空间效应,软岩部分应变要大于硬岩部分应变,且随着开挖步数的增加两种岩层应变差值越大;隧洞内岩体完全挖除后,围岩宏观破裂形态表明因复合地层岩体物理力学性质的差异,上覆软岩变形破坏较为严重,破裂和变形较为显著,在软、硬岩层交界面出现“变形不协调”现象。选取工程沿线某洞段的地质力学参数,基于破坏接近度（FAI）指标评价了隧洞开挖过程中复合地层围岩的稳定性,数值结果表明：开挖过程软岩中FAI变化较为明显,塑性区和破坏区分布范围更广,而下部硬岩受开挖扰动影响较小,只有拱底小范围岩体进入破坏状态。模型试验和数值结果均说明交替变化的掌子面岩体在开挖过程中其围岩在变形破坏等规律方面存在明显差异,因此,TBM在复合地层施工可采取重点部位监测预警、提前采取相应措施等手段,减少或避免卡机事故的发生。该研究成果对于指导复合地层TBM施工具有一定的借鉴和指导意义。     

岩溶区隧道围岩--支护体系稳定性研究

岩溶是地下水地质作用的过程和结果，是隧道建设面临的不良地质现象之一。正在建设中的某高速公路隧道出口段岩溶地质作用强烈，溶隙、孔洞发育，且受构造变形及后期淋滤溶蚀作用强烈，力学强度低，岩性复杂。其角砾状粘土岩和水云母粘土岩多已泥化成粘土，遇水易膨胀。岩溶区隧道围岩——支护体系的稳定性是该隧道建设面临的主要问题。文章结合隧道施工过程中的围岩变形监控量测和三维弹塑性有限元数值仿真模拟对隧道围岩——支护体系的稳定性进行了研究。围岩水平收敛和拱顶下沉位移及速率变化特性表明，在监测时段内隧道围岩无趋于稳定的迹象。施工动态力学数值仿真模拟表明，在初期支护条件下，围岩出现了较大范围的塑性破坏区，两隧道之间(间距45．0m)围岩破坏接近度达到0．70，最大竖向位移达到3．0mm，表明隧道全断面施工时，两隧道相互作用影响程度较大。为确保隧道围岩——支护体系的稳定，选择合理的施工方法，制定切实可行的支护方案提供了信息。     

让压锚杆在大变形隧道支护应用中试验研究

锚杆在支护大变形隧道工程时常因变形过大而发生拉断破坏,为推广可延伸性锚杆在大变形隧道中的应用,提出了恒阻挤压滑移让压锚杆,通过挤压并拉伸锚杆杆体来消耗高地应力引起的围岩形变能量,实现让压功能;通过调整挤压套的位置、握裹力,可以依据具体大变形隧道工程的围岩特性,调节让压锚杆的让压荷载、最大让压量。通过室内试验,证明了恒阻挤压滑移让压锚杆让压装置可靠性,获得了恒阻挤压滑移让压锚杆力学特性。以兰渝线毛羽山隧道为应用工程,试验结果表明：让压锚杆在大变形隧道工程中可以保证可靠的让压效果;在软弱不良大变形隧道工程中,宜采用注浆等手段以保证让压锚杆的有效支护性能;让压锚杆可以有效控制围岩变形,保证大变形隧道中围岩的收敛效果。     

岩溶隧道涌突水破坏模式分类及防突厚度研究

在岩溶山区进行隧址选择时,隧道与溶洞之间的防突岩体厚度是重要因素之一.在岩溶隧道修建过程中,若岩墙厚度保留过小,则岩溶水涌出造成安全事故、经济损失和工期延误.目前涌突水破坏分类较为笼统且大多忽略了隧道围岩的岩体结构对防突厚度的影响.本文首先从岩溶隧道围岩的结构类型、溶洞与隧道之间的相对大小和相对位置的角度进行涌突水破坏...     

基于现场测试的大跨扁平连拱隧道最佳支护时机研究

大跨扁平连拱隧道由于其开挖跨度大和断面扁平等特点,施工过程中围岩与结构的受力、变形同四车道连拱隧道或分离式隧道存在较大的差异,相应地影响到二次衬砌的最佳支护时机。以某六车道连拱隧道为依托工程,探讨了以隧道位移释放比为基本指标的支护时机确定方法,并通过对围岩位移与不同支护时机条件下二次衬砌内力的现场测试与综合分析,依据“支护抗力最小”的原则,提出了大跨扁平连拱隧道二次衬砌最佳施作时机。     

Optimization Methods of Blasting Parameters of Large Cross-Section Tunnel in Horizontal Layered Rock Mass

For large cross-section tunnel in horizontal layered rock mass, blasting excavation often causes serious overbreak and underbreak. In this study, blasting excavation tests of tunnel upper face were conducted, blast-induced excavation damage and the influence mechanisms of weak beddings and joints were analyzed based on the Panlongshan tunnel. In order to achieve fine excavation, the cut mode of “center holes and four-wedge cutting holes”, the blasthole pattern of “empty holes, long holes, short holes and additional relief holes”, the maximum single-hole charge and the air-deck charge structure were proposed. Compared with the damage characteristics, overbreak and underbreak, and deformations of surrounding rock before and after optimization, the latter was better in tunnel contour formation and surrounding rock stability. The results show that after optimization, the large-area separation of vault rock mass is solved, the step-like overbreak of spandrel rock mass is reduced and the large-size rock block and underbreak are avoided. The maximum linear overbreak of vault, spandrel, and haunch surrounding rock is decreased by 42.3%, 53.7% and 45.1%, respectively. The underbreak at the bottom of the upper face is reduced from ??111.5 to ??16.5 cm. The average overbreak area is decreased by 61.1%. The surrounding rock displacement after optimization finally converges to the smaller value. The arch crown settlement and the horizontal convergence of haunch are reduced by about 21.6% and 18.3%, respectively. Furthermore, from the completion of blasting excavation to the stabilization of surrounding rock, it takes less time by using the optimized blasting scheme.