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軟弱破碎圍巖隧道進(jìn)洞新工法數(shù)值模擬及支護(hù)參數(shù)研究

2019-11-20 03:01:30郝志喜
工程建設(shè)與設(shè)計 2019年21期
關(guān)鍵詞:錨桿變形施工

郝志喜

(中冶置業(yè)集團(tuán)有限公司,北京100088)

1 引言

近年來,隨著我國經(jīng)濟(jì)水平的不斷提高,國家實(shí)施積極的財政政策,加大了西部山區(qū)包括公路在內(nèi)的基礎(chǔ)設(shè)施建設(shè)的投資力度,山區(qū)高速公路進(jìn)入快速發(fā)展期。隧道作為山區(qū)高等級公路的最優(yōu)方案,具有有效縮短行車?yán)锍?,降低運(yùn)費(fèi);節(jié)約能源,減少汽車損耗;節(jié)約土地,保護(hù)環(huán)境等優(yōu)點(diǎn)[1]。但在西部山區(qū)由于地形陡峻、地質(zhì)條件復(fù)雜,隧道洞口段往往分布有地表水侵蝕嚴(yán)重、風(fēng)化裂隙發(fā)育的軟弱圍巖,軟弱圍巖的存在對隧道施工造成巨大影響,容易導(dǎo)致隧道進(jìn)洞過程中出現(xiàn)洞口邊坡滑動失穩(wěn)或者強(qiáng)度不足、施工困難等問題。新奧法及由新奧法原理派生出的一系列施工方法作為目前我國隧道開挖的主流工法,對于地質(zhì)情況復(fù)雜的淺埋軟弱圍巖隧道具有一定的局限性[2],因此,有必要針對山區(qū)高速公路隧道開展深入研究,特別是對于軟弱圍巖隧道進(jìn)洞施工新技術(shù)的探討。

目前,許多學(xué)者對于復(fù)雜地質(zhì)條件下隧道洞口段施工工法開展了研究,并取得了一定的成果。卓國平[3]通過有限元計算軟件ANSYS 5.6 對注漿加固等方法進(jìn)行了數(shù)值模擬計算,表明對地層進(jìn)行注漿加固和噴混凝土支護(hù)可以顯著提高隧道結(jié)構(gòu)的安全系數(shù);王婷[4]提出,控制開挖洞口時邊仰坡穩(wěn)定、選擇合理施工方案及輔助工法,保證安全進(jìn)洞,是洞口施工的關(guān)鍵;萬街華[5]指出,雙側(cè)壁導(dǎo)坑法較上下臺階法能夠更好地控制圍巖變形和地表沉降;李躍強(qiáng)[6]結(jié)合某工程隧道洞口段存在淺埋偏壓大斷面的特點(diǎn),采用FLAC 3D 模擬了多種開挖工法,指出對于開挖淺埋偏壓大斷面隧道不建議采用臺階法;尹海明等[7]利用有限元軟件MIDAS/GTS NX 對隧道洞口段進(jìn)洞施工進(jìn)行三維數(shù)值模擬分析,研究了采用環(huán)形預(yù)留核心土施工方法時施工先后順序?qū)Φ乇沓两盗康挠绊?;劉小軍等[8]利用FLAC 3D 比較了環(huán)形導(dǎo)坑預(yù)留核心土法先開挖淺埋側(cè)與先開挖深埋側(cè)2 種開挖工序下圍巖及支護(hù)結(jié)構(gòu)的變形和應(yīng)力變化情況??梢园l(fā)現(xiàn),目前關(guān)于隧道進(jìn)洞施工技術(shù)的研究主要集中于通過數(shù)值模擬分析開挖順序?qū)Y(jié)構(gòu)穩(wěn)定性的影響,模擬中采用的支護(hù)技術(shù)大多還是傳統(tǒng)的注漿、噴混凝土、鋼錨桿等,且對于隧道開挖及支護(hù)全過程的數(shù)值模擬較少。據(jù)國內(nèi)外專家研究發(fā)現(xiàn),采用玻璃纖維錨桿對掌子面進(jìn)行超前支護(hù)具有施工效率高、成本低、安全性高等優(yōu)點(diǎn),在軟弱不良地質(zhì)中有著很好的應(yīng)用前景[9,10]。

基于上述研究成果,本文以昆明市某高速公路段隧道建設(shè)工程為背景,針對軟弱圍巖隧道洞口段施工,提出采用全斷面開挖配合玻璃纖維錨桿超前支護(hù)的隧道進(jìn)洞新工法。并采用有限元軟件MIDAS/GTS NX 對該工法進(jìn)行全過程模擬,分析玻璃纖維錨桿布設(shè)間距、錨桿長度、搭接長度對掌子面擠出變形及錨桿軸力的影響,最終提出合適的支護(hù)參數(shù)。

2 數(shù)值模擬方法

2.1 數(shù)值計算模型

根據(jù)地質(zhì)勘查資料,利用MIDAS/GTS NX 軟件建立三維有限元模型,模型長度(沿掘進(jìn)方向)取72m,寬度取150m,即隧道外寬度約6 倍隧道直徑,隧道底部取40m,隧道出口處埋深10m。使用混合體單元進(jìn)行自動網(wǎng)格劃分,模型中共有摘要 個單元,摘要 個網(wǎng)格節(jié)點(diǎn),如圖1 所示。隧道開挖方法采用全斷面開挖配合玻璃纖維錨桿支護(hù)掌子面,隨后進(jìn)行初期支護(hù)施做,計算中按3m 開挖步長進(jìn)行分析。此外,采用植入式桁架一維單元模擬玻璃纖維錨桿,采用二維板單元模擬隧道初期支護(hù)。

圖1 三維有限元計算模型

2.2 材料物理力學(xué)參數(shù)

根據(jù)現(xiàn)場地質(zhì)勘察資料和土樣試驗(yàn)報告,并結(jié)合JTG D70—2004《公路隧道設(shè)計規(guī)范》,選取隧道圍巖及初期支護(hù)結(jié)構(gòu)物理力學(xué)參數(shù)如表1 所示,玻璃纖維錨桿物理力學(xué)參數(shù)如表2 所示。

表1 計算材料本構(gòu)模型力學(xué)參數(shù)表

表2 玻璃纖維錨桿物理力學(xué)參數(shù)

3 玻璃纖維錨桿間距分析

基于全斷面開挖配合玻璃纖維錨桿支護(hù)掌子面,隨后進(jìn)行初期支護(hù)施作的隧道進(jìn)洞新工法,玻璃纖維錨桿的密度及間距是影響掌子面核心土加固效果的首要因素。

為了研究不同玻璃纖維錨桿間距對隧道掌子面擠出變形和錨桿軸力的影響,本文選取4 種錨桿間距進(jìn)行了數(shù)值計算分析,如表3 所示。需要指出的是,本節(jié)中的4 種工況除錨桿間距不同外,其他施工步驟和支護(hù)方法均相同。

表3 錨桿間距方案設(shè)計

3.1 掌子面擠出變形分析

圖2 為開挖12m 時(最不利情況)不同玻璃纖維錨桿間距下隧道掌子面擠出變形云圖,從圖3 中可以看出,4 種工況下隧道掌子面擠出變形云圖的特征基本相同,即受圍巖約束,掌子面擠出變形呈現(xiàn)出中間變形最大,兩側(cè)變形量逐漸減小的特點(diǎn)。

圖2 隧道掌子面擠出變形云圖(單位:m)

圖3 隧道掌子面擠出變形量曲線圖

從掌子面擠出變形量沿隧道高度的變化曲線(見圖3)中可以看出,擠出變形量最大點(diǎn)位于掌子面中下部,這是隧道底部應(yīng)力較上部大所導(dǎo)致的。且隨纖維錨桿密度增大,掌子面擠出變形量大幅減小,工況1~工況4 的掌子面最大擠出量分別為7.72mm、8.91mm、10.49mm、24.98mm,工況1~工況3 較無纖維錨桿工況分別降低69.1%、64.3%和58.0%。

掌子面擠出變形隨開挖深度的變化曲線如圖4 所示,可以明顯看出,在開挖過程中若不使用玻璃纖維錨桿進(jìn)行掌子面支護(hù),掌子面擠出變形將非常大,且隨著開挖深度的增大而不斷增大,無收斂趨勢。當(dāng)采用玻璃纖維錨桿進(jìn)行超前支護(hù)時,掌子面擠出變形值大大減小且掌子面擠出變形隨開挖深度的變化曲線較為平穩(wěn),存在逐漸收斂趨勢。

圖4 隧道掌子面擠出變形隨開挖深度曲線圖

3.2 玻璃纖維錨桿軸力分析

經(jīng)計算發(fā)現(xiàn)掌子面前方錨桿均處于受拉狀態(tài),且纖維錨桿軸力均呈現(xiàn)出中間大、兩端小的特征。錨桿軸力隨著錨桿間距增大而有所增大,錨桿間距為1.4m 時,錨桿所承受最大拉力為174.7kN,該拉力非常接近錨桿的極限抗拉強(qiáng)度(172.9kN),表明隧道施工中容易發(fā)生錨桿軸力過大造成錨固效果失效的現(xiàn)象;錨桿間距為1.2m 時,錨桿承受最大拉力為161.2kN,略小于錨桿的極限抗拉強(qiáng)度,在保證錨桿不受破壞的前提下充分發(fā)揮了錨桿的抗拉強(qiáng)度;錨桿間距為1.0m 時,錨桿所承受最大拉力為145.8kN,遠(yuǎn)小于錨桿的極限抗拉強(qiáng)度,不利于充分發(fā)揮錨桿的抗拉強(qiáng)度。由此可見,在工程中建議錨桿間距取值為1.2m。

4 玻璃纖維錨桿長度分析

除錨桿間距外,錨桿長度變化對加固效果也有一定的影響,故本節(jié)對不同錨桿長度進(jìn)行了數(shù)值模擬,分別為12m(工況1)、15m(工況2)、18m(工況3)、21m(工況4),搭接長度均為6m。同時,根據(jù)上一節(jié)的分析結(jié)論,錨桿間距選為1.2m。根據(jù)計算結(jié)果對4 種工況下掌子面擠出變形和錨桿所受軸力進(jìn)行對比分析。

4.1 掌子面擠出變形分析

與上節(jié)中的情況類似,各錨桿長度所對應(yīng)的掌子面擠出變形趨勢基本一致。當(dāng)錨桿長度為12m 時,掌子面擠出變形最大,為16.8mm。隨著錨桿長度的增加,掌子面擠出變形量逐漸減小,錨桿長度為15m、18m、21m 時掌子面擠出變形量分別為12.1mm、11.6mm、11.5mm,較長度為12m 情況下分別減小28.0%、31.5%、31.0%。由此可見,增加錨桿長度有利于限制掌子面擠出變形,保證掌子面穩(wěn)定,但當(dāng)錨桿長度大于18m 后,增加錨桿長度對改善掌子面擠出變形的效果減小,因此,當(dāng)考慮掌子面擠出變形時,錨桿長度應(yīng)選18m。

4.2 玻璃纖維錨桿軸力分布分析

圖5 為不同錨桿長度下錨桿軸力分布圖,當(dāng)錨桿長度分別為12m、15m、18m、21m 時,玻璃纖維錨桿所受拉力最大值分別為140.1kN、145.0kN、161.2kN、172.8kN,由此可以發(fā)現(xiàn),增大錨桿長度有利于發(fā)揮錨桿的抗拉強(qiáng)度,當(dāng)錨桿長度大于18m 時,錨桿拉力接近于極限抗拉承載力(172.9kN),因而在保證錨桿的安全性下,為了充分發(fā)揮錨桿的抗拉強(qiáng)度,錨桿長度取18m 是較為合理的。

圖5 隧道掌子面前方錨桿軸力分布圖(單位:kN)

5 玻璃纖維錨桿搭接長度分析

玻璃纖維錨桿搭接長度也是在隧道施工過程中需要考慮的參數(shù)之一,因此,本節(jié)研究了錨桿搭接長度對加固效果的影響。根據(jù)前2 節(jié)的研究成果,數(shù)值計算模型中錨桿間距取1.2m×1.2m,錨桿長度取18m,而玻璃纖維錨桿搭接長度分別設(shè)置為4m、5m、6m、7m。根據(jù)計算結(jié)果對4 種工況下掌子面擠出變形和錨桿所受軸力進(jìn)行對比分析。

5.1 掌子面擠出變形分析

通過計算發(fā)現(xiàn)當(dāng)錨桿搭接長度為4m 時,掌子面擠出變形量最大,為19.1mm。搭接長度為5m、6m、7m 時,掌子面擠出變形分別為12.8mm、14.6mm、14.0mm,較搭接長度為4m 時分別降低12.0%、23.6%、26.7%。由此可見,掌子面擠出變形量隨搭接長度增加而逐漸減小,且當(dāng)搭接長度大于6m 時,搭接長度增加對限制掌子面擠出變形的效果減弱。

5.2 玻璃纖維錨桿軸力分布分析

從錨桿所受最大拉力隨搭接長度變化曲線(見圖6)中可以看出當(dāng)錨桿搭接長度為4m、5m 時,錨桿拉力較大,分別為178.2kN、176.1kN,錨桿拉力接近于其極限抗拉強(qiáng)度(172.9kN),此時玻璃纖維錨桿很有可能拉斷,進(jìn)而影響掌子面的穩(wěn)定性,而錨桿長度為6、7m 時,錨桿所承受拉力有所降低,均在錨桿極限承載能力范圍內(nèi),分別為161.2kN、145.1kN。因此,從充分發(fā)揮錨桿強(qiáng)度又保障穩(wěn)定性的角度出發(fā),工程中可以將錨桿長度取6m。

圖6 玻璃纖維錨桿拉力隨搭接長度變化曲線

6 結(jié)論

本文主要利用有限元分析軟件建立徐家地隧道左洞進(jìn)口的三維數(shù)值模型,對不同支護(hù)參數(shù)下軟弱圍巖隧道進(jìn)洞施工新工法——即全斷面開挖配合玻璃纖維錨桿支護(hù)掌子面,隨后進(jìn)行初期支護(hù)施作的全過程進(jìn)行了動態(tài)數(shù)值模擬分析并進(jìn)行了精細(xì)化計算,得出了以下結(jié)論:

1)隧道掌子面擠出變形隨玻璃纖維錨桿間距的減小而降低,增加玻璃纖維錨桿的密度有助于控制隧道掌子面的穩(wěn)定性。

2)施作的玻璃纖維錨桿均處于受拉狀態(tài),當(dāng)玻璃纖維錨桿間距為1.4m×1.4m 時,錨桿所受拉力較大,接近極限承載力,受拉破壞的概率較大。隨著錨桿密度增加,錨桿所承受的拉力有所降低,這是由于錨桿數(shù)量增多,進(jìn)而每根錨桿所分擔(dān)的拉力減小。

3)錨桿長度的增加有利于控制掌子面擠出變形,計算結(jié)果表明,玻璃纖維錨桿由12m 增加至21m 時,掌子面擠出量顯著降低。此外,隨著錨桿長度的增加,錨桿所受拉力逐漸增大,當(dāng)錨桿長度大于18m 時,錨桿拉力接近于錨桿極限抗拉承載力,容易發(fā)生拉斷破壞,進(jìn)而導(dǎo)致掌子面失穩(wěn)。

4)錨桿搭接長度的增加有利于控制搭接段的掌子面變形,提高掌子面的穩(wěn)定性。搭接長度過短時,錨桿所受拉力較大,錨固力不足以確保掌子面穩(wěn)定,而搭接長度過長時,將造成大量的材料浪費(fèi),計算結(jié)果表明當(dāng)搭接長度為6m 時,性價較高。

5)在保障隧道開挖過程穩(wěn)定性的前提下,以充分發(fā)揮玻璃纖維錨桿的能力為目標(biāo),得出的玻璃纖維錨桿布設(shè)參數(shù)為:間距為1.2m×1.2m,長度為18m,搭接長度為6m。

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