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客運專線單雙線過渡段分岔隧道施工效應三維數值分析

2011-05-08 12:06:24代維達
鐵道建筑 2011年4期
關鍵詞:圍巖分析施工

代維達

(中鐵第五勘察設計院集團 工程試驗檢測公司,北京 102600)

隨著基礎設施的飛速發展,分岔隧道的現象會越來越多,施工中對隧道整體穩定性的控制是一直以來的難題,目前尚無成熟的分析方法體系,尤其對客運專線標準斷面的研究更是少見。

分岔隧道作為一種特殊的隧道布置形式,在較短的距離內由洞口大跨隧道、連拱隧道、小間距隧道,逐步過渡到一般分離式隧道,平面上呈現Y形分岔形狀,這是為了降低工程造價而發展出來的一種新型隧道結構形式。目前分岔隧道在國內外建成并投入使用的例子并不多,由于涉及到分離段、小凈距段、連拱段和大拱段施工,復雜的受力結構、頻繁的工序轉換給施工帶來了一定的難度。如何確保分岔隧道的快速施工和安全,是分岔隧道的建設關鍵。

石太客運專線南梁單雙線過渡段分岔隧道結構復雜,開挖支護相互交錯,圍巖應力變化和襯砌荷載轉換十分復雜,伴隨開挖過程圍巖的應力分布、支護實際效果以及結構受力情況等尚不十分清楚。而且客運專線隧道斷面大,標準斷面開挖面積已經達到150 m2左右。為了研究分岔隧道段施工全過程圍巖與支護結構間復雜的力學行為,利用FLAC3D三維快速拉格朗日差分方法分析軟件建立三維模型,按實際的開挖順序和施工工藝,對分岔隧道施工過程進行數值模擬。從隧道圍巖變形、應力場、圍巖塑性區分布及中間巖柱應力狀態等方面,分析研究客運專線分岔隧道施工時的相互影響及施工效應,以期為類似客運專線分岔隧道設計、施工和研究提供有益借鑒和參考。

1 工程概況

石太客運專線南梁隧道進出口段位于直線上,受太行山隧道結構形式影響,線路間距在南梁隧道內需要從35.0 m過渡到4.6 m,即由兩座單線隧道(線間距35.0 m)逐漸過渡為一條雙線隧道(線間距4.6 m)。南梁隧道單雙洞過渡段全長150 m(DIK63+340—DIK63+490),區段隧道穿越泥質條帶灰巖、鮞狀灰巖,弱風化~微風化,巖體完整,呈塊狀整體結構,圍巖以Ⅲ級為主,埋深252 m。隧道凈寬9.94 m,凈高10.33 m,截面形式為半圓拱曲墻斷面。

2 三維數值模擬

2.1 數值模擬目的

按實際的開挖順序和施工工藝,從施工力學機制分析的角度探討分岔隧道施工引起的圍巖力學特性、塑性區的分布及支護穩定性,驗證施工方案的可行性,并為地層加固部位及輔助施工措施的選擇提供依據。

2.2 計算模型的建立

采用FLAC3D三維快速拉格朗日差分方法分析軟件,根據地下結構的計算原理,隧道開挖影響范圍為洞徑的3~5倍,且由工程實際情況,計算范圍取:縱向方向取120 m,水平方向長度約為連拱隧道跨度的5倍,長150 m;垂直方向取隧道底部以下35 m,模型上表面取至拱頂60 m,該模型的計算未考慮地層的加固和采取超前支護措施,見圖1。

圖1 三維數值計算模型

2.3 計算參數

圍巖參數可參考地質勘察和設計院提供的參數分析報告,結合現行《鐵路隧道設計規范》(TB10003—2005),具體計算參數如表1所示,圍巖本構模型選用Mohr-Coulomb彈塑性模型。

表1 圍巖物理力學參數

錨桿單元充分考慮其徑向和法向的摩擦效果,即在裂隙發育的中硬巖和硬巖中,主要是抑制與裂隙面平行或者直角方向的相對位移;在軟巖和土砂圍巖中,主要是控制隧道壁面徑向位移和圍巖內部相對位移,具體參數根據室內試驗確定,如表2所示。

表2 錨桿力學參數

鋼拱架加掛網噴射混凝土的模擬,按抗彎剛度等效的原則,將初期支護的網噴混凝土和鋼拱架作為一個等效體,并采用彈性三維實體殼單元進行模擬。計算中,每一計算步開挖后及時施加模擬鋼拱架加網噴混凝土的殼單元,但剛度取實際剛度的30%來模擬施工過程中強度發展的時間效應,在下一計算步中,初期支護剛度發展到100%,初期支護具體計算參數見表3。

表3 初期支護計算力學參數

2.4 模擬的施工步驟

根據分岔過渡段隧道結構特點及工期控制要求,分為連拱段和小凈距近接隧道施工段,施工部分網格如圖2所示。由于地形所限,所采用的分岔式隧道連拱段為復合式曲中墻形式,開挖進尺2 m,雙側全斷面開挖,中隔墻超前6 m,左右斷面開挖延遲6 m。

圖2 分岔過渡段局部網格

小凈距接近隧道施工部分,先開挖左洞,并及時進行初期支護,右洞開挖20 m以后,開挖左洞,并對分界里程掌子面進行初期支護。支護均為每一循環開挖結束后立即支護,但是由于實際中初期支護施作后,各種原因造成的支護并不能馬上受力,因此初期支護滯后開挖掌子面一個循環進尺,即每一循環開挖時讓上一循環的初期支護剛度發展到100%。

3 數值模擬結果與分析

3.1 連拱段圍巖穩定性分析

3.1.1 圍巖受力特性研究

隧道圍巖材料一般為拉壓異性體,其抗拉和抗壓強度相差極大。圍巖的抗拉強度都比較低,因此很容易在拉應力的作用下產生受拉破壞。

通過圖3應力云圖分析,最大應力出現在中隔墻中間部位(約為17 MPa),洞室邊墻內側應力也較大(約12 MPa),拱頂和仰拱出現松弛區域,特別是拱頂靠近中隔墻位置,從以上應力云圖以及等值線圖不難看出,左右洞基本成對稱趨勢,也就是說后行洞(左洞)對先行洞(右洞)影響不大,但是中隔墻應力集中較大。

圖3 主應力云圖以及等值線(單位:Pa)

圖4 邊墻位置主應力隨深度的變化曲線

根據圖4可知,沿邊墻進深約15 m左右,圍巖應力基本穩定,回到初始應力狀態,即邊墻部位擾動1.5倍D(D為隧道直徑)。

3.1.2 計算位移

在評價隧道穩定性時,變形是評價的重要數據之一。限于篇幅,只取連拱段施工完最終位移圖作為代表,見圖5。

圖5 最終位移云圖以及等值線(單位:m)

從圖5可以看出,左右洞基本成對稱分布,無論是拱頂下沉,還是仰拱上抬都只有5 mm左右,豎向收斂也只有1 cm,在這種好的圍巖條件下,變形不是連拱隧道穩定性控制指標,而應力集中應是特別注意問題。

3.1.3 圍巖塑性區分析

圍巖在開挖強卸荷作用下都是要經歷從彈性到塑性的過程。當圍巖進入塑性以后,其承載能力將大幅地下降,甚至導致整體失穩。

連拱隧道的開挖必然引起周圍圍巖松弛,橫向坍落拱的寬帶和高度都相應地增大,作用在支護上的松散壓力相應會大很多。塑性區較均勻分布在洞周,深度不大,圍巖較穩定,但是支護結構和中夾巖柱成為穩定性控制部位。

3.1.4 支護結構力學響應

開挖后襯砌結構以及中隔墻應力如圖6所示,從整體來看,襯砌應力不大,最大主應力分布在中隔墻與襯砌結合部位,特別是中隔墻頂部、襯砌拱肩部位,最大主應力為15 MPa。另外兩側拱腰處應力也較大。中隔墻受壓,最大主應力約20 MPa,而與中隔墻結合的襯砌拱肩部位也需要特別注意,此處受力較大。

中隔墻穩定性是研究重點,施工完成后,中隔墻最大壓應力為19.5 MPa。中隔墻開挖完后應力狀態即趨于穩定。中隔墻中間較薄的位置應力大,厚的位置應力小,所以配筋上要特別注意中間較薄位置。

圖6 襯砌結構及中隔墻受力狀態(單位:Pa)

3.2 右洞(直洞)施工引起圍巖穩定性分析

3.2.1 應力狀態分析

為了維護小凈距隧道及連拱段銜接處的穩定性,右洞(直洞)作先行洞,重點分析右洞(直洞)對連拱段銜接處穩定性的影響。

分析圖7、圖8可知,隨著右洞的開挖,對連拱段和小凈距段銜接處影響很明顯,在開挖到0~8 m變化最明顯,最先開挖的4 m對接頭處的影響最顯著,隨著掌子面的推進,影響幅度越來越小。開挖關鍵控制步序是前兩個循環進尺。開挖到12 m、16 m主洞最大主應力基本穩定了。在右洞開挖前8 m以內,對銜接處影響很大,施工中應加強銜接處圍巖設計參數。

圖7 銜接處最大主應力(單位:Pa)

圖8 銜接處(中隔墻)隨右洞開挖最大主應力曲線

3.2.2 計算位移

從圖9銜接處位移變化云圖看出,洞壁各關鍵點位移均較大。隧道兩側邊墻水平位移不對稱。當右洞開挖4 m位置時,最大豎向位移在拱頂位置(3.9 mm);當右洞開挖至8 m時,最大豎向位移(拱頂4.3 mm);當右洞開挖至12 m時,最大豎向位移(拱頂4.52 mm);當右洞開挖至16 m時,最大豎向位移(拱頂4.57 mm)。前兩個進尺,主動拱頂(都在右側)豎向位移變化明顯,開挖到8 m以后基本就沒有影響了,維持4.5 mm左右,即對銜接處影響的右洞開挖極限長度為8 m,關鍵影響長度為4 m。

圖9 右洞開挖引起銜接處位移云圖(單位:m)

3.2.3 圍巖塑性區分析

在右洞施工過程中,由于圍巖條件好,右洞的開挖影響主洞塑性區變化不是很明顯。最先開挖的4 m對接頭處的影響最顯著,隨著掌子面的推進,影響幅度越來越小。當掌子面推進到8 m時,銜接處塑性區應力基本穩定。

3.3 左洞(曲線洞)施工引起圍巖穩定性分析

3.3.1 應力狀態分析

為了保證小凈距隧道及對連拱段銜接處穩定性,左洞作后行洞,較右洞延后20 m開挖,圍巖松弛區域增大,必然導致銜接處受力特性再次變化。

圖10 銜接處最大主應力(單位:Pa)

圖11 銜接處(中隔墻)隨右洞開挖最大主應力曲線

圖10、圖11為左洞開挖后主隧道銜接處圍巖最大主應力變化云圖,可以看出,開挖左洞之前銜接處中隔墻(最大主應力一直在這個位置)中間位置,約12 MPa,當左洞開挖到12 m處,此時,也是在銜接處中隔墻中間位置最大主應力達到24 MPa,增長了一倍,但是當左洞繼續開挖,此時銜接處基本穩定。也就是說,左洞在開挖12 m時對主洞影響最大,即對銜接處影響的左洞開挖極限長度為12 m,這個階段要注意保護銜接處中隔墻穩定以及小凈距中墻的穩定,施作對拉錨桿,采取給中墻注漿等加固方式。

3.3.2 計算位移

從圖12可知,左洞監測斷面距離右洞開挖面8 m以上時,主洞所受的影響已經較小。洞壁各關鍵點位移均較大。隧道兩側邊墻位移不對稱,右洞先行開挖卸荷,左洞再次施工,使得右洞圍巖再次承擔荷載,因此右洞位移明顯大于左洞。

圖12 右洞開挖引起銜接處位移云圖(單位:m)

3.3.3 圍巖塑性區分析

隨著左洞不斷開挖,主洞銜接處塑性區在開挖4 m時發展較快,開挖到12 m時基本穩定。

4 結語

綜合分析南梁分岔隧道從雙連拱段過渡到兩座單線施工時圍巖及支護結構的位移、應力以及塑性區的變化,可以得出以下幾個主要結論:

1)根據三維動態施工仿真的計算結果,在推薦的開挖工法下,洞室穩定,支護結構安全,能夠滿足施工安全需要。

2)連拱段隧道拱肩最易破壞,應重點加強肩部的錨桿支護,可適當減少拱腰處的錨桿數量,中墻上部的巖體要重點支護,特別是中隔墻上部和底部以及上部要加強配筋。

3)左洞的開挖對接頭處應力、塑性區變化影響明顯,最先開挖的6 m對接頭處的影響最顯著,隨著掌子面的推進,影響幅度越來越小。左洞的施工對于左洞圍巖穩定性是安全的,左洞開挖關鍵控制步序是開始2 m,對銜接處影響的右洞開挖極限長度為8 m。

4)右洞的開挖對接頭處應力、塑性區變化影響明顯,施工中需加強左右洞觀測,及時支護,對銜接處影響的左洞開挖極限長度為12 m。隧道兩側邊墻位移不對稱,右洞先行開挖卸荷,左洞再次施工,使得右洞圍巖再次承擔荷載,因此右洞位移明顯大于左洞。

5)計算中由于未考慮地層的加固和采取超前支護效果和作用,計算所得圍巖屈服區域略大,在實際施工中必要的地層超前處理措施會明顯改善地層的受力狀態,減小施工引起的屈服區域。

總之,通過三維數值模擬和施工動態綜合分析,認為由連拱段過渡到小凈距單線隧道,按照推薦的開挖方案進行開挖施工,并結合及時支護、加強連拱段中隔墻施作工法能夠確保施工過程中洞室的穩定和結構的安全。

[1]石堅,丁偉,趙寶.隧道開挖過程的數值模擬與分析[J].鐵道建筑,2010(2):21-24.

[2]朱維申,李曉靜,郭彥雙,等.地下大型洞室群穩定性的系統性研究[J].巖石力學與工程學報,2004,23(10):1689-1693.

[3]關寶樹.隧道工程設計要點集[M].北京:人民交通出版社,2003.

[4]羅玉虎,汪波.大斷面小凈距隧道施工力學響應研究[J].鐵道建筑,2010(2):34-37.

[5]關繼發.小間距大跨隧道施工引起地層變形規律及支護結構受力特征研究[J].現代隧道技術,2008,45(4):14-17,75.

[6]CHEHADE F H.SHAHROUR I.Numerical Analysis of The Interaction Between Twin-tunnels:Influence ofThe Relative Position and Construction Procedure[J]. Tunnelling and Underground Space Technology,2007(3):1-5.

[7]彭琦,羅威,李亮.淺埋偏壓小凈距隧道施工力學數值分析[J].鐵道建筑,2009(12):34-37.

[8]中華人民共和國鐵道部.TB10003—2005 鐵路隧道設計規范[S].北京:中國鐵道出版社,2005.

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