GEOFLUIDS Geofluids 1468 - 8123 1468 - 8115 Hindawi 10.1155 / 2021/3508661 3508661 研究文章 研究合理的强化时间和开挖卸荷岩体围岩高压的稳定 https://orcid.org/0000 - 0002 - 3801 - 5078 Wensong 1 2 Wentao 1 2 也被改成 1 2 雍正 1 国家重点实验室的矿业响应和灾难预防和控制煤矿深处 安徽科技大学 淮南232001 中国 aust.edu.cn 2 矿业工程学院 安徽科技大学 淮南232001 中国 aust.edu.cn 2021年 14 9 2021年 2021年 27 5 2021年 25 8 2021年 14 9 2021年 2021年 版权©2021许Wensong et al。 这是一个开放的文章在知识共享归属许可下发布的,它允许无限制的使用,分布和繁殖在任何媒介,提供最初的工作是正确的引用。

本研究旨在更好地了解围岩的变形和破坏机理,在高压的岩体的开挖卸荷和确定合理的加固围岩。为了实现这一目标,进行真三轴试验在不同的加载和卸载路径单边高压岩体的卸荷。塑料补充能量的变分最小化条件,确定最佳强化时间和范围的塑性区围岩强化了锚mesh-cable-grouting比较和分析。结果如下:(1)基于莫尔-库仑屈服准则和围岩的变形强化理论,最低加固力的稳定状态。(2)在真三轴测试后的单边卸载第三主应力进行了不同围压下,加载继续执行。与岩石破裂没有围压相比,在传统的单轴压缩试验,样品的失败是由复合splitting-shear失败;单边卸载应力集中的失败是一个逐步的过程分成板块紧随其后的是切成块,然后弹出的块和块。(3)之间的关系的时间步骤围岩稳定和开挖距离。支持时间可分为四个阶段:presupport阶段,螺栓强化阶段,锚索加固阶段,灌浆加固阶段。(4)在5米内的范围在隧道,围岩的塑性区与支持是减少7 m相比没有支持。 In the range of over 5 m behind the tunneling face, the plastic zone of the roadway floor with support is reduced by 2.6 m as compared with that without support, and the deformation is reduced by 90%. These results can serve as a reference for controlling the behavior of surrounding rock during excavation unloading of high-stress rock masses.

欧斯特的人才基金 13200013 国家自然科学青年基金 52004006
1。介绍

巷道/隧道开挖后,围岩变形,从而导致应力再分配。在恒定应力调整过程中,岩体内部结构的变化。随着时间的推移,附近的围岩压力开挖岩体达到临界失效强度,和整体故障( 1, 2]。因此,了解故障特点和确定合理的支持时间附近的围岩开挖岩体可以有效地控制围岩的变形 3- - - - - - 5]。

有很多地下巷道围岩稳定性的研究视角的应力、变形、能量等,使用各种研究方法( 6- - - - - - 8]。吴et al。 9)采用各种研究技术分析带状变形和破坏特征和应力分布特征的屋顶,地板,双方,倾斜层巷道的四个角落。此外,稳定控制技术控制的非齐次变形倾斜层巷道提出了与工程验证。张先生和汉 10]分析了大小,方向改变,矿山地壳应力分布特征的基础上,测量地壳应力数据挖掘领域,研究了地壳应力对巷道稳定性的影响;他们提供了可靠依据合理的支撑结构的设计道路。郭台铭et al。 11]研究了水平构造应力的影响巷道的围岩稳定性的数值模拟,表明在水平应力增加,水平应力转移到更深的部分巷道屋顶和地板;这导致巷道的底鼓和褶皱失败和剪切变形楔屈服的屋顶,屋顶和地板的变形和破坏大于两边的道路。李等人。 12)主要分析了应力分布、变形和围岩破坏机理深地区利用elastic-brittle本构模型和滑动破坏理论。杨et al。 13屋顶]表明,旋转角的主要是导致屋面变形的主要因素;屋顶收敛不能减少加强巷道支架,和屋顶收敛,以及裂缝方向,可以有效控制通过增加屋顶高度和角度。姚( 14]认为巷道的围岩支持密切相关初始压力、开挖方式和进步,围岩级别等等。汉et al。 15]研究了岩层的应力特点经历屋顶切割和减压的关键参数并确定屋顶切割高度,屋顶切削角,孔间距根据矿井地面压力的理论分析方法。他们表明,屋顶切割可以显著减少巷道应力和变形,提高巷道支架和生产效率。徐et al。 16, 17)进行了真三轴试验研究大理石的损伤与断裂特征在高压力的岩体的开挖卸荷;他们表明,开挖卸载表面,主要破坏面在自由表面附近的压力减少。董et al。 18]研究了围岩的力学特性和破坏机理在深圆形巷道开挖卸荷强度准则和方法建立损伤模型对动态卸载获得的故障特征表面开挖卸载。这些学者评估故障特征,总体稳定,和合理的支撑结构围岩开挖卸载后的道路从各种角度;然而,他们并没有提出一个合理的支持时间或根据实际情况具体措施。

基于围岩的破坏机理道路开挖卸荷过程中,许多学者提出了合理的支持,支持模式 19- - - - - - 21]。苏et al。 22)确定的主要支持定时通过隧道开挖期间安全因素的演变。周et al。 23]分析了塑性区应力的变化,隧道壁的位移,支承压力在隧道的支持过程,提出一个合理的支持时间隧道的支持。太阳和张 24)提出了层模型,获得围岩的变形过程,支持特征,研究了协同支持的支持层的复合机制。于( 25]研究了围岩变形的时空演化隧道开挖的扰动下,建立一个三维的力学模型来研究隧道结构与围岩之间的相互作用。他还分析了各种支撑结构和获得的支持作用复合支撑结构的力学特性和实用性。盾( 26和侯等。 27]主要总结了三个支持技术的控制技术:合并后的支持技术与地脚螺栓(电缆)作为主要部分辅以其他技术,集成配套技术与地脚螺栓的集成,和合并后的技术支持。然而,他们只从一个方面分析了支持作用或通过多种方式和采用一个或多个支持手段相结合的支持;然而,他们并没有提出一个合理的支持和适当的支持模式的最优支持时间在不同阶段的围岩开挖卸荷下的道路。因此,在许多先前的研究的基础上,合理的支持本研究时间和稳定性进行了探讨。

在这项研究中,基于莫尔-库仑屈服准则和最小塑料互补的能源、围岩的失败和强化时间进行了分析。真三轴试验不同的装载和卸载路径进行调查的压力故障特征在开挖卸荷岩体。通过3 dec数值模拟,优化支持围岩在开挖卸荷时间确定在不同的阶段,和现场核查。

2。理论分析在围岩加固开挖卸载 2.1。Mohr-Coulomb屈服准则

据的方法点围岩安全系数的计算基于莫尔-库仑理论,莫尔-库仑屈服函数由主应力表示如下: (1) f σ 1 , σ 2 , σ 3 = 1 2 σ 1 σ 2 1 2 σ 1 + σ 3 φ c 因为 φ , 在哪里<我nline-formula> σ 1 , σ 2 , σ 3 表示第一、第二、第三主应力,分别;<我nline-formula> φ 表示内摩擦角;和<我nline-formula> c 表示凝聚力。

以弹性理论为基础,认为屈服应力值满足一定条件时;代表岩体的安全程度,工程人员提出安全系数的概念( 22]: (2) F = H χ f σ , 在哪里<我nline-formula> H 表示材料参数,函数的内部变量<我nline-formula> χ 标量,<我nline-formula> F 表示安全系数;<我nline-formula> F > 1 表明你没有产生屈服面内,<我nline-formula> F = 1 表示屈服曲面上的临界状态,<我nline-formula> F < 1 表明剪切屈服面外的失败。

根据莫尔-库仑屈服准则,任何一点的应力状态之间的距离在岩体强度包络曲线(如图决定 1)。

计算图点针对摩尔-库仑理论基础上的安全系数。

如果翻译下行强度包络曲线,即对应于储备安全裕度,那么基于莫尔-库仑屈服准则的安全系数 (3) F = 一个 C 一个 B = 一个 D 因为 φ 一个 B = c 因为 φ + σ 1 + σ 3 / 2 φ σ 1 σ 3 / 2

2.2。围岩的变形强化理论

人们猜测的行动一个弹塑性结构,身体力量<我nline-formula> f = f 压力边界<我nline-formula> 年代 σ ,边界条件<我nline-formula> T = T = σ j n j 。那么,对于任何给定的虚拟位移<我nline-formula> δ u = δ u ,相应的虚拟应变<我nline-formula> δ ε j 。基于虚位移原理,可以得到如下: (4) V δ ε j σ j 1 d V = V δ u f d V + 年代 σ δ u T d 年代

考虑任何协调平衡应力场<我nline-formula> σ 1 和协调稳定的应力场<我nline-formula> σ ,他们之间的差别是塑性应力增量字段<我nline-formula> Δ σ p : (5) Δ σ p = σ 1 σ

代入方程( 5)方程( 4),并通过换位,以下可以得到: (6) V δ ε j σ j d V = V δ u f d V + 年代 σ δ u T d 年代 V δ ε j Δ σ j p d V , (7) Δ ε p = Δ λ f σ , (8) Δ ε p = C : Δ σ p = C : σ 1 σ

用方程( 8)方程( 7),注意<我nline-formula> σ 是飞机上的收益,最终应力状态<我nline-formula> σ 可以确定, (9) C : σ 1 σ = Δ λ f σ , f σ = 0

由于变形兼容性的特点<我nline-formula> σ 1 ,它实际上代表了一定的变形状态。因此,方程( 6)也可以表达如下:一个不稳定的变形状态可以通过应用强化稳定力量。有很多这样的加固方案。稳定的应力场<我nline-formula> σ 按照塑性本构方程(正交流动法则和一致性条件)决定如下:无处不在<我nline-formula> V 0 ,<我nline-formula> σ 1 = σ ,<我nline-formula> σ 是由使用方程( 9在每一个点<我nline-formula> V 1 。很明显,稳定的应力场<我nline-formula> σ 决定以这种方式接近应力场的应力场<我nline-formula> σ 1 在一组<我nline-formula> 年代 ,也就是说,<我nline-formula> l 或<我nline-formula> Δ E 是最低的。

因此,一个重要的结论可以得出如下:为一个特定的与不稳定岩体变形结构,塑性本构关系的结构方法最近的稳定状态,或塑性本构关系使结构方法稳定状态需要最低加固力。减少塑料的变分条件补充能量 (10) δ Δ E = 0 , δ 2 Δ E > 0

为一个特定的与不稳定岩体变形结构,它表示<我nline-formula> δ σ 1 0 。由于积极的明确性<我nline-formula> C 的二阶变异塑料互补能源不断积极: (11) δ 2 Δ E = V δ σ : C : δ σ d C > 0

因此,以下可以得到: (12) δ Δ E = V δ σ : C : σ 1 σ d V = V δ σ : Δ ε p d V = 0

3所示。高压力的测试分析岩体在开挖卸荷

岩体通常存在于一定的压力环境,并在开挖前三维应力平衡状态。三甲开挖和borehole-blasting开挖,原来的平衡被打破,形成一个自由表面在岩体的应力状态转换原始三维六面应力成一个三维的应力,导致围岩压力的重新分配。应力集中发生在自由表面附近的围岩。当二次应力超过围岩的承载极限,岩体遭受失败。因此,使用单边卸载和加载方法可以更真正反映实际工程中围岩的失败状态。

3.1。测试设备

真三轴扰动岩石卸载测试系统用于这项研究(见图 2)可以使表面样本模拟自由表面的现象发生在地下工程开挖后;这是通过一个独立的加载在三个相互垂直的方向,突然卸载一个表面在水平方向上。在垂直方向(<我nline-formula> Z )的系统,加载油缸的最大负载5000 kN;干扰气缸安装在垂直加载框架的梁越低,最大动载荷500 kN;的最大载荷加载两个气缸在水平方向(<我nline-formula> X , Y )都是3000 kN;气缸是一个动态的汽缸之一,用于快速卸载;装卸是由全数字伺服控制器控制,它提供了必要的手段来确定岩体的应力状态时,遭受失败。

真三轴扰动岩石卸荷试验系统(图 2从徐复制等。 28])。

3.2。测试计划

这个测试主要是模拟单边卸载的应力集中故障测试下一个真正的三轴,三维六面体的应力状态。一个长方体大理石具有良好的完整性和一致性是用作岩石样本;它有一个初始密度2758公斤/米30.02%的含水量,和大小<我nline-formula> One hundred. 毫米 × One hundred. 毫米 × 200年 毫米

3.2.1之上。常规单轴压缩试验

获得传统的抗压强度、变形参数和故障特征的大理石,并作为参考单方面在真三轴卸载和加载测试,三维六面体的压力状态,样品# 1设计的围压为零在这个测试(见表 1)。更好地观察postpeak曲线的变化,变形模式用于加载测试(见图 3(一个)),加载速率为0.05毫米/分钟<我nline-formula> σ 的压力。

初始应力值。

样本数量 σ 1 σ 2 σ 3
# 1 0 0 0
# 2 50 5 2.5
# 3 50 10 5.0
# 4 50 20. 10.0
# 5 50 30. 20.0

试验加载和卸载路径图。

3.2.2。单边卸载应力集中测试失败

模拟深隧道开挖后,围岩中最初的三维应力状态发展自由表面,与围岩的相互挤压切线方向加剧失败由应力集中造成的。这个测试中使用的样本编号# 2 # 5,装载是由加载控制加载速率为0.5 MPa / s。在测试期间压力加载路径如图 3 (b)。首先,在<我nline-formula> X ,<我nline-formula> Y ,<我nline-formula> Z 应用方向,负载为0.5 MPa / s设置初始应力水平(见表 1)。达到初始应力水平后,应力保持不变<我nline-formula> Y 和<我nline-formula> Z 方向,而在表面的瞬态卸载了<我nline-formula> X 方向的速度50 mm / s(见图 4 (b))。然后,在执行加载<我nline-formula> Z 方向0.5 MPa / s的速度,直到失败。

空间位置的岩石样本。

加载

单边卸货

3.3。应力-应变曲线

真三轴的应力-应变曲线第三主应力不同围压单边卸货后继续加载如图 5。与岩石样品# 1无围压失败,应力集中类型的应力-应变曲线具有以下特点:无围压,峰值为88 MPa,和围压的增加,峰值点增加到151 MPa, 162 MPa, 200 MPa,分别和264 MPa。prepeak曲线也显示出明显的屈服点。随着围压的增加,屈服点、峰值点增加,屈服点之间的曲线的斜率和峰值点适中。相应的故障现象是分裂失败的自由表面和潜在岩体剪切破坏。前的轴向应变峰值大于峰值后,和postpeak应力峰值后显示了脆性下降。postpeak应力-应变曲线比较陡峭倾斜。当围压30 MPa和20 MPa, postpeak曲线陡和postpeak应变是最小的。这表明与围压的增加,从复合tensile-shear失败的分裂失败;随着围压的增加,样品的失败是最严重的,而岩石破裂强度更大。

应力-应变曲线下的应力集中故障单边卸货。

3.4。故障特征分析 3.4.1。常规单轴压缩试验

在常规单轴压缩试验,宏观的失败类型的大理石样品主要是复合splitting-shear失败(如图 6)。因为大理石是坚硬的岩石,有相对较高的脆性系数,无围压条件下,立方样本经验的透镜状角边界约束效应。在失败的过程中,有一个分裂失败表面上方的岩石样本,这几乎是平行于第一主应力面。失败后,剥离表面形成岩石样本。有一个主剪切表面下方的岩石样本,上面有大量的划痕和小片段和粉末的岩石样本。这是由于二次剪切破坏引起的应力集中在电阻加载的过程中剪切滑移。

常规单轴压缩的宏观失败图。

3.4.2。单边卸载应力集中失败

岩石样品后维持一段时间从三轴压缩到初始状态,执行快速卸载的单边第三主应力和岩石样品在微裂纹发展阶段。微裂隙数量的增加,但没有宏观裂缝发生的岩石样本。加载之后,继续执行<我nline-formula> σ 1 ;当加载失败峰值的70%,后板裂纹和弹射发生在5 # 2 ~ #岩石样本,在自由表面板故障,细白色岩石粉末的一代。两个更大的剪切斜裂缝出现在岩体内部,和大量的白色岩石粉末中出现裂缝。随着轴向应力的增加,板裂缝宽度的增加,和岩石样本到达最终的失效模式(见图 7)。粘稠的分裂的岩体抗拉断裂为主,与当地的剪切应力。失败是一个逐步的过程分成盘子,紧随其后的是切成块,然后弹出的块和块。这表明在单边卸货的过程<我nline-formula> σ 3 和<我nline-formula> σ 2 限制的横向膨胀的作用下岩石样本<我nline-formula> σ 1 的发展,导致对自由表面的岩石样本。的连续变形导致岩石样本变换压缩紧张的状态。达到抗拉强度时,纵向贯穿裂缝附近的岩石样本生成表面卸货,卸货和岩石板平行于表面的形式。的连续卸卸表面,岩石板达到临界屈曲价值,释放多余的能量,岩爆发生故障。失败后的岩石样本的形态图所示 7。5 # 2 ~ #岩石样本都受到板裂缝自由表面,显示表的三种类型的形状,利用薄板的形状,和楔形。这表明拉伸断裂发生在真三轴单边卸载条件下与围压。随着围压的增加,岩石样本的失败显示双重特征,与紧张第一次跟着震支座发生失败。v型失败坑出现在自由表面,渗透剪切骨折出现在远离自由表面的地区。当围压增加到一定程度时,岩石样本遭受分裂失败,分裂和穿透整个岩体裂缝形式。这表明深埋地下巷道的开挖过程中地壳应力高,双方将显示瞬时“卸载”效应,与瞬时变形发生反弹。与应力重分布和应力集中在当地区域,当超过围岩的抗拉强度,板裂缝等事故,肋骨剥落,和岩石破裂会逐渐出现在双方。

原理图对单边卸载应力集中宏观失败。

4所示。合理支持时间的围岩压力下岩体开挖卸荷

高压力的岩体的开挖后,随着时间的推移,围岩本身的承载力降低,形成一个骨折区与深度和广度。引起的应力集中是岩体本身的承载力。当应力集中产生的局部高应力超过岩体的强度,岩体将对开挖面变形,从而导致失败。从开挖面深的部分,它可以分为三个区域:失败区(完全失去承载力),塑性区(有一定的承载力)和弹性区(内在承载力)(如图 8)。减少故障区和塑性区范围和合理控制围岩的变形,有必要支持及时围岩。根据NATM施工的基本原理,如图 9,选择最佳的支持巷道开挖后的时间是关键。

在巷道周围岩体应力分布。

围岩的合理支持时间图。

数量的时间步迭代步骤的数目是通过数值模拟计算,并计算所需数量的步骤的过程中,建立围岩的应力平衡。然而,实际施工中使用的测量装置。建立时间和步骤的数量之间的关系有助于数值模拟结果指导现场施工更好、更有效。在数值模拟的过程中,当位移场、应力场、塑性区不改变随着时间的增加步骤,计算达到平衡时,围岩达到平衡和稳定的状态。高压力的岩体在开挖过程中,每个开挖卸荷的影响位移场,应力场和塑性区是指导现场施工的关键因素。当计算达到平衡态时,它表明,开挖卸荷的影响。根据围岩的位移曲线的屋顶在巷道开挖数值模拟,所需要的时间步长数之间的关系实现围岩稳定和开挖距离可以确定通过 (13) y = 656.4791 + 50.15365 656.4791 1 + 经验值 x 6.5871 / 1.81038 R 2 = 0.99585

4.1。确定合理的强化

合理的强化时间的意义相对应的时间最大化的承载力没有松动故障发生塑性区。3 dec用于巷道开挖进行数值模拟过程监控曲线的收敛收敛速度和数量的变化的顶部和侧面围岩巷道随着时间的推移,如图 10。它基本上反映了围岩的变形和移动。合理的强化和支持时间应相应的围岩位移的时候往往是相对稳定。

相应的曲线的时间步骤和巷道的围岩变形。

在深巷道围岩位移曲线屋顶

收敛速度的变化曲线在深巷道顶板围岩

围岩深部位移曲线道路的右侧

收敛速度的变化曲线围岩深部巷道的右边

从图可以看出 10,由于巷道开挖的影响,围岩巷道顶板1米的距离内严重变形和破碎成块,显示大变形,最终变形达到452毫米。由于固有的承载能力的围岩塑性区,1 m-4 m的围岩的巷道顶板受到数量下降,收敛和收敛速度从内到外的一面。围岩的收敛量4米5米的范围内从屋顶基本上是相同的。因此,可以看出,在没有支持的情况下,围岩在3米和4米从屋顶显示了分层作用现象。类似的结果可以得到曲线的收敛收敛速度和数量在右边。

分析围岩的收敛收敛速度和数量的顶部和右侧开挖巷道的变形与岩体高压显示顶部围岩巷道急剧变化的第一个520步的巷道开挖,围岩的收敛速度也显示了一个急剧的变化。屋顶的收敛量620步后往往是相对稳定的。当时间步的数量是112,236年和520年,屋顶的围岩的收敛率增加和减少的趋势,表明围岩的塑性区承载的扮演着自己的角色在0 - 112的时间步骤,192 - 236,和482 - 520;在这段时间里,位移的收敛速度下降。随着位移的增加,岩体塑性区失去承载力。围岩位移的收敛速度增加。可以获得相似的结果收敛收敛速度和数量变化曲线的右侧。因此,可以看出,最优支持时间可分为四个阶段:(I) presupport阶段:控制收敛的岩体巷道表面位移的防止岩体巷道表面承受拉伸断裂;(2)螺栓强化阶段:增加强度的塑性区巷道塑性区,提高承载力;(3)锚索加固阶段:进一步增加的强度在巷道塑性区,增强其固有的承载力,减少围岩的变形; and (IV) grouting reinforcement stage: carrying out grouting reinforcement on the rock mass within the plastic zone in the roadway to ensure the long-term stability of the roadway.

4.2。技术方案围岩加固和支持

高压力的岩体的开挖后,随着时间的推移,应力集中发生在巷道的围岩,和压力释放发生在一定的范围内,使围岩突然遭受严重变形和失败;这严重的变形和破坏将逐渐扩展到更深的部分围岩。

地脚螺栓(网)支持发挥了积极作用在提高围岩的强度和应力状态。高预应力可以改善应力状态和控制围岩的变形。锚索和地脚螺栓可以锚定螺栓的锚固结构挂在困难和更稳定的岩层围岩深处。水泥浆起粘结作用,可以穿透松散区改善巷道围岩的强度。因此,锚mesh-cable-grouting强化技术提出了深刻的道路。这个概念如下:

高压的巷道的变形特征表明,他们的支持无法达到目标在一个步骤;提供支持是一个过程需要二级支持或多个支持

可以允许在巷道开挖过程中,围岩受到一些松散的变形和释放围岩变形能量积累,但有必要采取措施如初始喷涂密封围岩

锚bolt-cable支持高强度和高预应力可以进行及时的道路

根据监测结果,严重的巷道的变形阶段后,应进行注浆加固围岩的巷道围岩在正确的时间加强和改善其整体承载力

根据回风井间的特殊条件的矿区81号新煤矿有kilometer-deep好,相应的支持方案提出如下:支持参数:gm22/2600 - 490钢筋高强地脚螺栓作为地脚螺栓;行间距螺栓<我nline-formula> 800年 × 800年 毫米 ,一个矩形布局;锚杆托盘<我nline-formula> 200年 × 200年 × 10 毫米 。两卷K2950树脂锚固剂用于每个地脚螺栓在起拱,和两个卷Z2950树脂锚固剂用于每个地脚螺栓。锚索预应力钢绞线锚索,规范<我nline-formula> Φ 21.8 × 7300年 毫米 ;两卷Z2950 K2950树脂锚固剂的类型和一个卷用于每个锚索;行间距设置<我nline-formula> 1600年 × 1600年 毫米 ;一个<我nline-formula> 300年 × 300年 × 15 毫米 与每个锚索锚盘用于匹配;和露头的锚索锁具是150 ~ 250毫米。两卷Z2950树脂锚固剂用于每个地脚螺栓。金属网加工使用<我talic> Φ6.0毫米圆钢,<我nline-formula> 长度 × 宽度 = 2400年 × 900年 毫米 ,网<我nline-formula> One hundred. × One hundred. 毫米 由钩连接,与100毫米的碎秸。正面的喷射混凝土厚100毫米,混凝土强度是甜的。灌浆锚栓上了整张脸,和灌浆锚螺栓加工利用<我nline-formula> Φ 25 × 2800年 毫米 钢管,它们之间的行距<我nline-formula> 1600年 × 1600年 毫米 。在隧道≯70落后于脸,灌浆锚螺栓设置,并进行灌浆。P.O42.5-type使用普通硅酸盐水泥作为灌浆水泥,水:水泥比率为1:1和2 MPa的灌浆压力。支持灌浆和锚索参数如下:我空心锚索用作注浆锚索的规范<我nline-formula> Φ 22 × 7000年 毫米 。锚索的托盘<我nline-formula> 锥度英尺 300年 × 300年 × 15 毫米 ,在露头的锚索锁具是150 ~ 250毫米。5螺栓以沿着道路每一行,行间距<我nline-formula> 2400年 × 2400年 毫米 。两卷Z2950树脂锚固剂用于每个注浆锚索。P.O42.5-type普通硅酸盐水泥作为灌浆水泥与水灰比为1:1。在隧道≯140落后于脸,灌浆锚电缆设置和灌浆进行灌浆3 MPa的压力。

4.3。分析围岩的支持效果

获取变形、失败和围岩的应力分布特征的屋顶和地板上,双方一个高压的巷道,巷道的围岩的力学特性进行了分析通过3 dec数值模拟,如图 11

数值模拟图的支持。

三维失败的领域特征高压围岩在开挖期间的支持。

12显示了区域失败图5米隧道前的脸,在隧道的脸,5米隧道的脸,后面,隧道的方向。从图我们可以看到,虽然离隧道岩体5 m的脸没有被发掘,岩体遭受失败由于支持因素。

的塑性区图巷道开挖的支持。

5米的隧道的脸

在隧道的脸

5米在隧道的脸

标题隧道方向

围岩巷道挖掘后,遭受失败迅速大范围高应力的作用下,围岩的变形受到限制的支持。在隧道的脸,背后的面积在5 m围岩的塑性区在整个围岩巷道不再扩张,形成一个循环塑性区近似半径为2.2米,7米小于在没有支持。背后的巷道,超过5米隧道的脸,一边的塑性区范围不再扩大,但地板的塑性区继续扩大,最后塑性区范围的地板可以达到5.9米,2.6米小于在没有支持。

4.4。场反馈围岩的开挖的支持效果

在这项研究中,高压力的岩体的变形和破坏特征是通过真三轴试验在不同加载路径。根据变形加固理论,复合支持方案,锚网和有线喷射混凝土+浅和深孔注浆设计并提出,是通过数值模拟验证和支持作用。通过现场应用,支持现场图如图 13,验证了试验结果的可靠性,为相关项目作为参考。

现场画的支持。

5。结论

真三轴测试进行了比较和分析了传统的单轴压缩试验结果的高压力的岩体和单边卸载应力集中故障测试;我们获得了围岩渐进破坏过程,故障特征的传统单轴荷载组合下的岩体splitting-shear失败,而单方面卸载应力集中故障特征遵循的过程分成盘子,紧随其后的是切成块,然后弹出的块和块

公路隧道的过程是通过数值模拟获得一个合理的模拟加固围岩。它可以分为四个阶段,即。,the presupport stage, the bolt reinforcement stage, the anchor cable reinforcement stage, and the grouting reinforcement stage

合理的支持下,整个围岩的塑性区形成一圈大约2.2米,7米小于,没有支持。塑性区在一边不再扩张,但基板的塑性区扩展,最后达到5.9米,小于2.6米,没有支持。变形显著降低

数据可用性

生成的数据集和分析在当前研究可从相应的作者以合理的要求。

的利益冲突

作者宣称没有利益冲突。

确认

这项研究得到了国家自然科学青年基金(52004006)和人才基金欧斯特(13200013)。

R。 Z。 永亮 l 威宇 l 稳定性分析和控制措施开放的屋顶和坚硬顶板巷道 《采矿与安全工程 2020年 37 5 861年 870年 Yingyun B。 w·H。 j . M。 离散元素卸载动态失效机理研究深裂隙岩体开挖 岩土工程学报 2020年 42 补充2 196年 201年 陈会昌 年代。 满族 H。 G。 森布鲁斯方法评价锚杆支护、喷射混凝土软破围岩的支持系统 岩土工程学报 2004年 3 378年 382年 Hongming T。 Weizhong C。 文献 T。 回族 W。 T。 研究合理的支持方案的高地应力软岩隧道 岩石力学与工程杂志》上 2011年 30. 12 2285年 2292年 小平 C。 Feipeng W。 W。 紫阳 l 试验研究合理的支持方案的高地应力软岩隧道 《铁路工程 2018年 35 7 65年 71年 光明 Z。 Wensong X。 Xiangrui M。 Chongyan l 不稳定机制的高应力岩体开挖卸荷引起的干扰 coalae学报 2020年 45 3 936年 948年 Z。 Shaojun l D。 永宏 l J。 Yuelin X。 治国 l 研究初始开挖时围岩的变形和稳定性Shuangjiangkou水电站的主要强国 岩石力学与工程杂志》上 2021年 40 3 520年 532年 Wenzhuo C。 锡伯族 l Z。 海王 Y。 W。 开挖扰动能量耗散定律在高应力硬摇滚 中南大学学报(自然科学版) 2014年 45 8 2759年 2767年 H。 Z。 W。 G。 变形特性的仿真和控制技术倾向于岩石巷道深处 湖南科技大学学报(自然科学版) 2013年 28 1 6 12 Baihong Z。 一派 H。 Guilei H。 Yangning W。 三维地应力测量和深埋巷道围岩稳定性研究 岩土力学 2008年 9 2547年 2550年 Panfeng G。 Sijiang W。 Z。 模拟隧道稳定性研究在不同的应力水平 《采矿与安全工程 2010年 27 2 143年 148年 l 年代。 X。 Wentao C。 Pengxian F。 分析深巷道围岩变形和破坏机理 岩土力学 2012年 33 补充2 365年 370年 X。 W。 E。 太阳 Y。 J。 M。 屋顶变形的机理和控制方法gob-side条目保留下屋顶切割中厚煤层 岩土工程和地质工程 2020年 38 1 265年 282年 10.1007 / s10706 - 019 - 01015 - 8 2 - s2.0 - 85070210857 R。 研究围岩巷道支护时间和成绩之间的关系 矿山压力与顶板管理 2003年 4 11 13 Z。 Y。 J。 Zayzay 年代。 Jr。 H。 屋顶上的关键参数,研究切割和中厚煤层的压力释放 岩土工程和地质工程 2019年 37 4 3413年 3422年 10.1007 / s10706 - 019 - 00912 - 2 2 - s2.0 - 85068773850 W。 光明 Z。 Xiangrui M。 生产 l 金龙 C。 细细的 试验研究装卸的大理石在真三轴单边卸货 西南交通大学学报 2019年 54 3 526年 534年 H。 棕褐色 Q。 Runqiu H。 大理石的应变能量转换过程机制损伤与断裂在高压力和强烈的卸荷 岩石力学与工程杂志》上 2012年 31日 12 2483年 2493年 Chunliang D。 光明 Z。 生产 l Xiangrui M。 小雨 l 李阳 Z。 的力学特性和破坏机理深圆形巷道围岩在开挖和卸货 《采矿与安全工程 2017年 34 3 511年 518年 一个。 F。 Y。 H。 R。 动态稳定性评价地下洞室侧壁对弯曲推翻考虑excavation-induced损伤 隧道与地下空间技术 2021年 112年 103903年 10.1016 / j.tust.2021.103903 Ruochen J。 D。 l l 快速行进法在cavern-containing岩体微震的源位置:性能分析和工程应用 工程 2021年 4 一个。 Y。 F。 K。 M。 连续体结构的分析控制大型层状岩体中地下洞室的位移 隧道与地下空间技术 2020年 97年 103288年 10.1016 / j.tust.2020.103288 年代。 宿州农村 Z。 H。 Z。 演化特征研究围岩安全系数和选择方法的隧道开挖期间的支持 岩石力学与工程杂志》上 2019年 38 补充1 2964年 2975年 江ydF4y2B一个 Z。 J。 H。 X。”一个。 机械研究的合理支持时间一步一步对深隧道的支持 工程力学 2019年 36 12 145年 152年 年代。 z D。 合作原则的复杂隧道支护结构体系 工程力学 2016年 33 12 52 62年 F。 力学性能研究隧道围岩的支持和之间的交互系统 2017年 北京交通大学 d F。 支持巷道围岩松动圈理论与应用技术 2001年 北京 煤炭工业出版社 Chaojiong H。 立升 G。 Panfeng G。 螺栓煤巷道的支持 1999年 徐州 中国矿业大学和科技新闻 W。 G。 X。 花王 年代。 年代。 C。 w . Y。 卸荷速率对能源发展的影响机制在单面卸载高度紧张的大理石的失败 土木工程的发展 2020年 2020年 11 10.1155 / 2020/4185624