999精品在线视频,手机成人午夜在线视频,久久不卡国产精品无码,中日无码在线观看,成人av手机在线观看,日韩精品亚洲一区中文字幕,亚洲av无码人妻,四虎国产在线观看 ?

公路隧道洞口淺埋段圍巖壓力計算方法探討

2021-11-29 07:26:04韓文斌
西北水電 2021年5期
關鍵詞:圍巖規范

韓文斌,薛 旋

(中國電建集團西北勘測設計研究院有限公司,西安 710065)

0 前 言

公路山嶺隧道從生態、環保角度考慮,嚴格遵循“早進洞、晚出洞”原則,甚至洞口出現“零”開挖現象。為此,隧道進、出口需穿越較長淺埋段,該地段圍巖一般以Ⅳ~Ⅵ級為主,地質條件較差,開挖過程中易出現圍巖掉塊、坍塌,支護結構開裂、變形等現象。一直以來,公路隧道洞口被視為隧道實施的重難點、高風險區域。為避免此類現象的發生,降低工程風險,設計前期需根據地質及周邊情況,選擇合理的計算方法,分析得到圍巖壓力,進行支護與結構設計,確保淺埋段洞口的安全、經濟、可靠。常規淺埋段圍巖壓力按松散體考慮,且至地表,采用荷載-結構法計算時,在一定圍巖厚度范圍內圍巖壓力偏大,經驗支護參數無法滿足設計要求。若采用地層-結構法計算時,圍巖壓力明顯較小,支護結構參數符合常規經驗值。本文結合設計經驗與規范理論,對洞口淺埋段圍巖壓力計算方法進行論述,提出較合理的計算方法,為公路隧道洞口淺埋段圍巖壓力計算提供思路。

1 規范計算方法及存在的問題

1.1 規范計算方法

根據JTG 3370.1-2018《公路隧道設計規范》(第一冊 土建工程)[1]附錄D規定(以下簡稱規范),淺埋段隧道圍巖壓力計算方法如下:

(1) 超淺埋段:埋深H小于或等于等效荷載高度hq時,垂直壓力視為均布:

q淺1=γ·H

(1)

式中:q淺1為垂直均布壓力,kN/m2;γ為隧道上覆圍巖重度,kN/m3;H為隧道埋深,指隧道至頂面的距離,m。

側向壓力e按均布荷載考慮時,其值為:

(2)

式中:e淺1為側向均布壓力,kN/m2;Ht為隧道高度,m;φc為圍巖計算摩擦角,°。

(2) 淺埋段:埋深H大于hq,小于Hp(Ⅳ~Ⅵ級圍巖取Hp=2.5hq)時,圍巖垂直壓力均布荷載:

(3)

式中:q淺2為垂直均布壓力,kN/m2Bt為隧道開挖寬度,m;θ為洞頂開挖寬度范圍下沉巖體與兩側沿面的摩擦角,°,Ⅳ級圍巖取0.7~0.9φc,Ⅴ級圍巖取0.5~0.7φc。

λ為側壓力系數。

(4)

(5)

式中:β為破裂面與水平面夾角,°。

側壓力視為均布壓力時:

(6)

1.2 存在的問題

從上述公式(1)~(6)看出,隧道洞口淺埋段圍巖壓力按塌落拱等效荷載高度hq為界,分2種情況考慮圍巖坍塌、滑移產生的松散壓力。當洞頂埋深H小于或等于等效荷載高度hq時,洞頂至地面深度內圍巖均考慮沿兩側破裂滑移斜面(破裂角為 )整體滑移、坍塌對結構產生圍巖壓力;當埋深H大于hq,小于2.5hq時,洞頂至地面深度內圍巖考慮在開挖寬度范圍內松散圍巖先下沉,對兩側巖面產生較大下滑力,從而帶動兩側巖體沿一定的斜面滑移,最終對結構產生圍巖壓力,淺埋隧道荷載分布示意見圖1。

圖1 淺埋隧道荷載分布示意圖

從已實施的山嶺隧道來看,上述理論計算公式與實際差別較大,主要存在以下問題:

(1) 一般洞口以Ⅳ~Ⅵ級圍巖為主,按照規范規定,洞口段淺、深埋分界深度為2.5hq。以雙車道開挖寬度9 m≤Bt<14 m為例,算得:hq=5~38.3 m,2.5hq=12.5~34.25 m,假定洞口天然地形坡比為1∶1,隧道淺埋段長度與埋深相當,淺埋段整體較短,若按上述公式分段計算圍巖壓力,需對應2種不同的支護與襯砌結構,在兩斷面分界處存在擴挖的現象,且支護與襯砌縱向整體性差,不利于圍巖與結構穩定,施工繁瑣。

(2) 對于公式(3)~(6)算得的圍巖壓力較大,相對應的支護與襯砌結構設計參數值(支護與襯砌厚度等)遠大于規范建議值與經驗值,導致理論與實際不符。

2 計算方法探討

公路隧道淺埋段圍巖壓力計算方法來源于TB 10003-2016《鐵路隧道設計規范》,它以大量的鐵路坍方調查資料為依據,通過統計回歸分析,提出了圍巖壓力計算公式。李鵬飛[2]等人對7種圍巖壓力計算公式:普氏公式、太沙基公式、全土柱理論[3]、比爾鮑曼公式以及《公路隧道設計規范》(第一冊 土建工程 JTG 3370.1-2018)、SL 279-2016《水工隧洞設計規范》的建議公式,進行了適用性分析與比較,明確了《公路隧道設計規范》中給出的建議公式概念明確,適用范圍較為廣泛,但由于隧道在深、淺埋段采用了不同圍巖壓力計算方法,導致深、淺埋交界處出現圍巖壓力突變現象,還需對理論解析進一步修正與完善;顧鑫杰[4]等人對山嶺隧道塌方成因進行了分析,認為在淺埋松散段可采用普氏壓力公式計算圍巖壓力,而對于Ⅰ~Ⅳ級圍巖僅考慮形變壓力。以往研究的內容未反應規范中公式的不足或解決方法。

現針對規范計算方法存在的上述問題,通過舉例分析,提出較合理的計算方法。以雙車道開挖寬度9 m≤Bt<14 m為例,探討合理的圍巖壓力計算方法。參考規范建議值,Ⅳ級圍巖計算摩擦角取φc=50°~60°,θ=40°~48°,γ=21 kN/m3;Ⅴ級圍巖計算摩擦角取φc=40°~50°,θ=24°~30°,γ=18 kN/m3;Ⅵ級圍巖計算摩擦角取φc=30°~40°,θ=12°~16°,γ=16 kN/m3。

hq=0.45×2s-1ω

(7)

式中:s為圍巖級別;ω為隧道開挖寬度影響系數。

計算得深、淺埋分界深度分別為:Ⅳ級圍巖為12.5~17.1 m;Ⅴ級圍巖為25.2~34.2 m;Ⅵ級圍巖為50.5~95.75 m。采用上述公式分別對雙車道淺埋段Ⅳ~Ⅵ級圍巖壓力進行了計算,取H=hq,得到q淺1、e淺1;H=2.5hq,得到q淺2、e淺2,結果見表1。不同跨度,各級圍巖壓力與埋深的關系見圖2~4。

表1 Ⅳ~Ⅵ級圍巖淺埋段圍巖壓力計算表

圖2 淺埋段Ⅳ級圍巖豎向荷載與埋深關系圖

圖3 淺埋段Ⅴ級圍巖豎向荷載與埋深關系圖

圖4 淺埋段Ⅵ級圍巖豎向荷載與埋深關系圖

從表1可以看出圍巖級別越高,淺埋段圍巖壓力比值越小;Ⅳ~Ⅴ級圍巖豎向壓力q淺2與q淺1比均值達1.88,側壓力e淺2與e淺1比均值達1.42,而Ⅵ級圍巖兩者豎向壓力比均值為1.22(最低1.1),側壓力比均值為1.16。

從圖2~3可以看出:

(1) 對于Ⅳ~Ⅵ級圍巖,均在洞頂埋深hq、2.5hq處,即超淺埋與淺埋、淺埋與深埋交界面,圍巖壓力出現突變,深、淺埋交界面處突變最大。

(2) 同跨度情況下,洞頂埋深在hq

(3) 從圖3可以看出,Ⅵ級圍巖埋深hq以上部分圍巖壓力增長緩慢,逐步穩定,且深、淺埋分界處圍巖壓力沒有較大突變,與工程實際較吻合。

產生上述偏差主要原因為規范中針對淺埋段圍巖壓力的計算公式假定條件不盡合理:

(1) 規范中在不同區段采用了不同的計算理論:超淺埋段采用全土柱理論,淺埋段采用了謝家烋[5]理論,深埋段采用了鐵路隧道經驗公式,導致三區段交界面處出現突變。

(3) 淺埋段洞頂圍巖均按松散體考慮,提出了“全高度松散壓力”的理論公式,即洞頂以上均為連續塑性松動區,這也是從洞口安全角度考慮,將淺埋段以塌落拱矢高為界,至深、淺埋分界范圍內的圍巖均視為松散塌落范圍。實際淺埋段在開挖前或過程中對圍巖采取了超前加固措施,且在開挖后及時施做了支護系統,很大程度約束了圍巖變形,并在洞頂以上一定厚度變形逐漸趨于穩定。可以理解為隧道開挖后僅在塌落拱范圍內形成塑性松動區,以外區域為逐漸趨于穩定的彈性區,該區域將會產生形變壓力[6]。

為此,對于淺埋段Ⅰ~Ⅴ級圍巖埋深hq

(8)

式中:Pi為作用于隧道結構上任意一點形變壓力, kN/m2;P0為隧道深處原始地應力,kN/m2;c為圍巖的粘聚力,kN/m2;φ為圍巖內摩擦角,°;a為隧道開挖半徑,m,當隧道接近圓形斷面時,可以直接開挖跨徑或高度作為擬合斷面直徑;當與圓形斷面差異大時,可以按采用開挖斷面的最小外接圓作為擬合斷面;R為隧道開挖后形成的塑性區半徑,m;取hq與a之和。

另外,從安全及便于實施角度考慮,洞口淺埋段應以合理的圍巖壓力進行支護與襯砌結構設計,統一結構設計參數,即超淺埋與淺埋段間取大值。

3 結 論

通過上述對山嶺公路雙車道淺埋段圍巖壓力的規范計算方法進行數據分析與論證,得出以下結論。

(1) 當埋深H小于或等于hq時,按規范計算的Ⅰ~Ⅵ級圍巖壓力基本與實際吻合,且與經驗結構參數匹配;

(2) 當hq

(3) 公路隧道洞口淺埋段深、淺埋分界合理,淺埋段取圍巖壓力相對大值,并對結構進行統一設計,以便實施。

猜你喜歡
圍巖規范
來稿規范
來稿規范
來稿規范
PDCA法在除顫儀規范操作中的應用
來稿規范
來稿規范
隧道開挖圍巖穩定性分析
中華建設(2019年12期)2019-12-31 06:47:58
軟弱破碎圍巖隧道初期支護大變形治理技術
江西建材(2018年4期)2018-04-10 12:37:22
復雜巖層大斷面硐室群圍巖破壞機理及控制
煤炭學報(2015年10期)2015-12-21 01:55:09
滑動構造帶大斷面弱膠結圍巖控制技術
山西煤炭(2015年4期)2015-12-20 11:36:18
主站蜘蛛池模板: 国产呦视频免费视频在线观看 | 综合天天色| 999精品在线视频| 99爱在线| 久久亚洲国产一区二区| 美女国产在线| 999精品色在线观看| 午夜免费小视频| 亚洲综合极品香蕉久久网| 午夜a级毛片| 亚洲午夜天堂| 国产浮力第一页永久地址| 国产午夜小视频| 精品少妇三级亚洲| 91久久偷偷做嫩草影院电| 久久精品91麻豆| 免费AV在线播放观看18禁强制| 国产精品短篇二区| 国产二级毛片| 欧美日韩国产高清一区二区三区| 国产69精品久久久久妇女| 毛片免费网址| 制服丝袜无码每日更新| 免费高清毛片| 国产97公开成人免费视频| 久久中文字幕不卡一二区| 久久黄色免费电影| 亚国产欧美在线人成| 免费观看无遮挡www的小视频| 欧美激情第一欧美在线| 亚洲精品卡2卡3卡4卡5卡区| 亚洲a级在线观看| 国产精品一区二区不卡的视频| 亚洲天堂福利视频| 91视频日本| 国产丝袜第一页| 国产精品部在线观看| 国产精品九九视频| 亚洲最猛黑人xxxx黑人猛交| 亚洲成a人片7777| 啪啪永久免费av| 欧美日韩理论| 国产午夜一级毛片| 国产另类视频| 免费人成视网站在线不卡| 日韩毛片免费视频| 国产麻豆91网在线看| 色妺妺在线视频喷水| AV熟女乱| 久久频这里精品99香蕉久网址| 精品三级在线| 亚洲Av综合日韩精品久久久| 国产精品自在线天天看片| 日韩免费无码人妻系列| 天天做天天爱夜夜爽毛片毛片| 国产激情在线视频| 麻豆国产在线观看一区二区| 乱人伦99久久| 91久久偷偷做嫩草影院| 自拍偷拍一区| 亚洲色大成网站www国产| 亚洲侵犯无码网址在线观看| 一本大道无码高清| 在线日韩一区二区| 黄色网在线| 免费视频在线2021入口| 国产亚洲精品97AA片在线播放| 亚洲va在线∨a天堂va欧美va| 欧美国产日韩一区二区三区精品影视| 亚洲毛片网站| 国产欧美在线| 国产美女91视频| 综1合AV在线播放| 国产精品美女网站| 国产成人精品日本亚洲| 日韩精品成人在线| 久久久久久尹人网香蕉| 久久公开视频| 青青青国产在线播放| 日韩成人在线视频| 亚洲视频免| 91久久性奴调教国产免费|