软岩大断面论文

软岩大断面论文（精选7篇）

软岩大断面论文 第1篇

1 软岩大断面硐室工程特点

由于大断面硐室的跨度和高度大, 围岩又是3煤层顶板非均质砂岩, 常规的松动圈理论不能满足支护强度及后期形变的约束要求, 加之在垂直和水平应力较大, 两帮内敛和底板鼓起等造成变形的条件下, 严重影响硐室的服务职能和使用寿命。

开滦矿区大断面硐室、软岩交岔点的支护, 通常采用架棚支护或者砌碹被动支护, 顶底板相对移近量大、两帮内敛严重, 支护效果差。基于此通过对原有工程实例总结分析开挖硐室围岩应力变化发展的规律, 提出了大断面硐室和软岩交岔点板梁支护技术, 同时对大断面硐室进行全断面锚注, 封闭了岩层弱面、构造面等导水通道, 既强化了锚杆锚索的树脂着力基础又做好了硐室的防水处理。

2 支护方案

大断面硐室工程开挖后, 临时支护采用锚杆悬吊与30~50mm初喷的封闭层组合支护。由于所有硐室的围岩都是非均质的, 我们在长期的从事顶板管理的工程实践中, 认为大断面硐室要支护的是包括松动圈和塑变区内的围岩, 无论围岩的岩性、层节理发育程度、断面的高宽比等赋存条件及设计断面如何, 在顶板上覆的层位中都必须建立一层厚度6m及以上厚度的顶板组合梁, 其跨度每侧大于净宽2m以上, 即按照锚杆锚索喷浆支护进行临时支护, 二次压力显现后再进行永久支护作业, 永久支护是先按照22m的间距全断面布置注浆孔 (两帮吃浆半径不小于2m、顶部吃浆半径不小于3m) , 每个注浆孔的注浆压力不少于3.5Mpa, 通过水泥浆充填层理、节理、构造面等弱面, 把松动、塑变的围岩整合胶结为一体, 然后在顶部向两侧布置33m间距的深度分别为6.0、6.5、8.0m直径15.27mm的五排锚索 (如图1所示) , 使锚杆、锚索的树脂固结段都设在稳定致密的岩层中, 在板梁的两端即硐室的两处肩角分别布置与顶板成75°角的注浆孔 (深度比顶和帮部深2m) 确保使建立的板梁长度大于断面净跨4m以上;最后全断面二次锚网, 在顶部二次布置33m间排距长8m锚索加横向梯子梁、纵向W钢带桁架, 每个W钢带网孔用树脂锚杆锚固好。

硐室侧墙预留变形量200mm, 锚杆采用直径24mm, 右旋2400mm螺纹钢高强锚杆, 间排距800mm菱形, 同时耦合直径6mm钢筋电焊金属平网, 网间压茬100~200mm。

3 特殊处理

软岩大断面硐室工程存在岩性差、节理裂隙发育的区域。此区域由于围岩弹性模量低, 易造成松动圈和塑形区内的弹性势能积聚, 引起围岩变形。同时初次来压明显, 软岩区域变形时间长, 不易稳定。

基于此, 工程采用高强锚杆金属网与锚索网梁组合支护提高对构造及松散岩、煤层控制硐室变形, 同时采用管缝锚杆间距 (200~300mm) 与巷道方向夹角15~25°超前支护, 提高围岩强度。

4 结论

随着矿井开采深度的增加, 矿压越来越大, 深部大断面的设备硐室和动压波及的软岩工程维修工作加重。本文提出的板梁支护技术和方法, 对提高井巷服务年限和矿井安全程度有积极的意义, 是对松动圈理论之外非均质围岩的工程实践和理论的完善, 对工程实践有一定的指导意义, 对提高大断面设备硐室的保障程度和并做防水层处理有现实的实践意义, 该技术已在大断面硐室的支护和巷道维修中被广泛采用, 还在我公司三采区下部石门的12煤层见点、9煤层见点及1303皮带入口交岔点和十采区皮带机头驱动、卸载硐室等软岩、煤岩互层的大断面硐室的工程实践中大量应用, 安全及经济效益显著。

参考文献

[1]万串串, 李夕兵, 马春德.基于围岩松动圈现场测试的深部软岩巷道支护技术优化[J].矿冶工程, 2012.

软岩大断面论文 第2篇

新建兰新铁路第二双线甘青段大梁隧道穿越奥陶系中统砂岩、灰岩、板岩，二叠系砂岩，地质构造复杂，新构造运动强烈，且经历了多次构造变形，褶皱、断裂发育。开挖后在地下水作用下工程性质不断恶化，奥陶系中统板岩全强风化，受构造应力作用强烈，成岩性差，围岩大变形明显。经科研单位所对大梁隧道斜井和出口两个工区分别做地应力测试判断大梁隧道斜井工区为极高地应力，出口工区为高地应力。在高地应力作用下，自2012年2月开始，斜井工区、进口工区陆续斜井井身出现底板隆起、初支开裂，辅助正洞出口方向模筑开裂，部分段落初支被破坏、侵限等现象，导致施工进度异常缓慢，甚至中断，且严重危及施工安全及工程质量，引起上级部门、专家的高度关注。

通过在现场该全强风化软弱围岩区段开展地应力、拱顶沉降、水平收敛、围岩压力、初支钢架应力等科研试验和工程验证，对地层软岩的工程地质特征、地应力特征、变形特征、支护压力及应力特征、围岩松动圈及支护破坏特征进行了系统分析，掌握了该隧道大变形发展规律及产生原因，建立施工变形控制标准，摸索出地层差异变化条件下不同的控制变形支护参数、措施，有效解决了困扰施工掘进难题，施工整体稳步推进。

1 工程概况

1.1 概述

大梁隧道(DK328+820～DK335+370)全长6 550 m，位于青海省门源县，地处大梁中高山区，平均海拔3 600 m～4 200 m，最高海拔为4 430 m，轨面最高海拔3 607.40 m，为全线最高点;洞身地表起伏较大，最大埋深达780 m;洞内纵坡为人字坡;为双线大断面隧道。

施工组织采用进、出口正洞+进出口局部平导+斜井辅助正洞进行，永久性斜井与正洞相交里程为DK331+866，斜井长度1 070 m。进口段平导1 155 m，设2个横通道辅助正洞施工;出口段平导1 403 m，设2个横通道辅助正洞施工，施工高峰期共计10个工作面，目前除了横通道未至掘进面外，其余6个工作面均已展开。

1.2 工程地质特征

该隧道位于祁连山地槽北祁连褶皱带内，地质构造复杂，分布地层主要为奥陶系中统板岩、砂岩、灰岩。已施工段围岩分级变更情况见表1，围岩具体分类示意见图1。

1.3 水文地质特征

地下水赋存类型主要为第四系孔隙潜水、基岩裂隙水和构造裂隙水，与隧道关系较密切的为基岩裂隙水和构造裂隙水。隧道进、出口两端无水或贫水段，隧道中间区域为中等富水段，设计最大涌水量45 860 m3/d。

2 软岩特征

2.1 开挖揭露地层主要工程地质特征

1)受地质构造作用严重，板理发育，多呈薄层状，且褶曲发育(见图2)，易污手，属炭质板岩，岩质软弱且致密，隧道开挖后多呈塑性流动状。

2)节理切割形成大量松散小块体，结构松散破碎，全强风化。节理裂隙发育，延展性差，微张，泥化物及石英、石膏充填;局部软泥夹层及破碎带发育(见图3)，整体性差。

3)通过开展室内岩石力学试验，围岩单轴抗压强度为14 MPa～20 MPa之间，属于软岩～较软岩，岩层面泥质胶结，结合差，板状结构，中薄层状发育。

2.2 地应力特征

2012年1月～2月期间，经对大梁隧道内采用水压致裂法进行了现场地应力试验，测试结果表明，侧压系数均大于1，隧道区的水平地应力以构造应力(水平应力)为主导，且与隧道轴线交角较大，对隧道围岩的稳定性不利。实测范围内，最大水平主应力最大值为25.14 MPa、最小水平主应力最大值为13.77 MPa，由于测试的部位隧道埋深仅465 m，为极高应力。

2.3 围岩变形特征

1)变形量大，沉降大于收敛。

各工区科研试验段围岩量测每5 m设置一个量测断面，每个断面在上导墙脚、中导墙脚位置各设水平测线、拱顶共设三个沉降观测点，量测布点断面见图4。

大梁隧道进口工区:

DK329+880～DK329+900段设计施工采用Ⅰ20a工字钢，间距0.8 m+42超前小导管注浆支护，施作后于2012年5月5日不同程度出现纵向、环向裂缝，设计采用Ⅰ20，间距0.8 m，施工上导坑完成后，Ⅰ20在拱顶和拱腰处发生扭曲变形，喷层开裂剥落，大部分初支侵入二衬断面(见图5)。至2012年6月2日，该段最大累计沉降量101.4 mm，最大累计收敛54.8 mm。

斜井工区:

DK331+818～DK331+882段设计施工采用Ⅰ20a工字钢，间距0.8 m+42超前小导管注浆支护，施作后发生了严重的大变形，导致初支开裂、喷层剥落，底板，至2012年6月2日，该段最大累计沉降量632.3 mm，最大累计收敛552.0 mm。

出口工区:

DK334+467～DK331+410段设计施工采用Ⅰ20a工字钢，间距0.8 m+42超前小导管注浆支护，至2012年6月2日，该段最大累计沉降量453.1 mm，最大累计收敛438.1 mm。

DK331+820拱顶开裂变形及拱顶钢架扭曲变形

2)变形速率高。

初支未封闭段:进口工区实测隧道最大变形速率达56 mm/d;斜井工区最大变形速率达82 mm/d;出口工区最大变形速率17 mm/d。

初支封闭仰拱施工完成后:变形速率均小于3 mm/d。

3)变形持续时间长。

2012年3月18日，DK331+832～DK331+841,DK331+841～DK331+847两板模筑衬砌线路右侧拱腰开裂，其中DK331+832～DK331+841板为贯通裂缝，2012年4月20日DK331+870～DK331+879段线路右侧拱腰突然崩裂，裂缝长6 m，宽2 cm～3 cm，据DK331+871埋设的观测点测试数据显示:衬砌后拱顶累计下沉22.8 mm，水平收敛累计14.5 mm，见图6。表明初支变形持续一段时间后变形仍在发展，施作二衬后围岩压力由二衬承担。

2.4 支护结构应力和围岩压力特征

1)支护结构应力:最大钢架应力于拱顶处达395.136 MPa，已超过在材料自身极限强度，喷层混凝土出现环向裂缝，支护结构应力极大。

2)围岩压力:在开挖支护初期，围岩压力随时间呈直线增长，随时间的不断增长，因软岩变形与应力不断调整波动较大，围岩压力变化曲线呈现“上升—平缓”的特征。最大围岩压力于拱腰处达1.007 MPa。

2.5 围岩松动圈

围岩松动圈是围岩应力超过岩体强度之后在围岩周边形成的破碎带，从临空面向外划分为三个带:松散脱落带、松动带和塑性变形带。松动圈厚度是指三个带的累积总厚度。2012年5月21日对大梁隧道DK331+815等里程断面进行松动圈测试结论得出围岩松动圈的范围为280 cm～684 cm。

2.6 原支护参数

原设计初期支护结构参数见表2。

3 支护结构变形原因分析

从前文所述，造成大梁隧道围岩及支护结构变形主要有四个方面的因素共同作用形成:

1)全强风化软弱围岩在高地应力挤压作用下产生大变形是隧道卡位扰动后的必然结果。围岩软弱破碎、自稳能力差、强度低、地应力水平高是该隧道大变形的内因。

2)奥陶系中统砂岩、灰岩、板岩，二叠系砂岩，原岩成分混杂，受地质构造作用严重，薄层板理发育、褶曲明显、节理裂隙、塑性流变特征等不利因素作用，加剧了大变形的产生和发展。

3)隧道在该地层中开挖扰动后空间因素的影响下，对大变形发展程度估计不足，原设计措施不当、支护设计偏弱，预留沉降量不够。

4)时间因素的影响，即初支未及时封闭成环，二衬相对滞后。如及时跟进以补充以上两点不利因素，可防止该地层隧道围岩变形破坏。

cm

4 施工变形控制标准

依据该软岩特征及大变形产生原因，结合现场实际，建立大梁隧道施工变形控制标准:变形量:收敛:200 mm～400 mm;沉降400 mm～600 mm;变形速率:3 mm/d～5 mm/d。

5 控制变形支护参数动态优化及实施效果

通过开展科研试验及现场施工实践，掌握该隧道变形规律，分析软岩特征及大变形产生原因，进而合理调整支护参数，动态优化。

1)第一次围岩变形破坏后支护参数见表3。

2)第一次调整后实施效果验证见表4。

3)第二次围岩变形破坏后支护参数见表5。

4)第二次调整后实施效果验证见表6。

6 隧道施工现状

截止目前大梁隧道正洞开挖完成2 846 m，仰拱2 698 m，二次衬砌2 378 m，新增平导完成298 m，折合2 524.02成洞米，占总体任务的38.5%。施工基本掌握了该软岩特征及大变形规律，及时收集各项监控量测信息、施工数据，摸索出了差异变化条件下不同的控制变形支护参数，目前进口、斜井及出口工区按照相应支护参数、措施组织施工，各口施工稳步有序推进。

7 结语

大梁隧道施工最突出问题是全强风化软岩在高地应力地层下的初支防沉降、收敛变形问题。在各方共同努力下，通过在施工中开展的大量科研现场试验和工程验证，对软岩的工程地质特征、地应力特征、变形特征、支护压力及应力特征、围岩松动圈及支护破坏特征进行了系统分析，掌握了该隧道大变形发展规律及产生原因，建立施工变形控制标准，摸索出地层差异变化条件下不同的控制变形支护参数、措施，有效解决了困扰施工掘进难题，确保了隧道正常、有效推进，保障了大梁隧道施工安全和工程质量。

摘要：通过在该隧道施工中开展的科研现场试验和工程施工验证,对该地层软岩的工程地质特征、地应力特征、变形特征等进行了系统分析与总结,摸索出地层差异变化条件下不同的控制变形支护参数、措施,有效解决了困扰施工进展难题,确保了隧道正常、有效推进。

软岩大断面论文 第3篇

一、工程概况

三水平暗轨绞车房位于二水平中部, 底板标高-440, 距戊8煤层9m, 硐室净宽8.4m, 净高6m。顶底板均为泥岩, 砂质泥岩, 厚度9m, 属于典型的复合型软岩, 既有围岩的吸水膨胀性变形, 又有碎胀变形产生较大的松动圈。

二、支护方案选择

复合型软岩具有碎胀变形和吸水膨胀变形快的特点, 必须采取防水和强有力地可缩性支护措施。一是喷浆封闭, 使围岩与空气和水隔离;二是尽快实施锚网支护, 形成具有高承载力和可塑的锚固层。

(一) 支护围岩共同作用的原理。

该原理要求充分发挥围岩的承载能力, 提高支护效果。硐室开挖围岩暴露后, 立即进行喷浆封闭, 并尽快实施锚网支护, 上齐梯形梁再进行二次喷浆, 形成类似钢筋混凝土的“壳体结构”, 使围岩尽可能减少其强度损失, 防止有害的松散状态发生。

(二) 组合拱支护原理。

对在大松动圈内形成的壳体结构及锚固层, 进行二次挂网, 再用Φ17.86500mm的锚索将其悬吊起来, 并施加预应力进行加固, 形成较大的组合拱, 再进行第三次喷浆, 使壳体结构变厚变强, 提高承受地压、维护围岩能力。

(三) 联合支护。

对松软岩层内硐室支护, 采取让压、加固与支护相结合的方法, 做到让压适度, 整体加固。实践证明, 采用长14m注浆锚索将大松动圈内形成的组合拱悬吊于稳定坚硬的砂岩中, 构筑了钢筋混凝土壳体结构-预应力单锚索-预应力砂浆锚索加固群体, 促使相邻的锚杆、锚索作用力相互叠加, 组成一个承载层’ (承载拱) , 使围岩发挥更大承载作用。

三、支护参数选择

软岩松动圈在1.5~2m, 锚杆用Φ222400mm等强锚杆, 间排距700700mm;钢筋梯形梁Φ14230050mm;预应力锚索Φ17.86500mm, 间排距14001400mm;注浆锚索Φ15.24414000mm, 锚固在坚硬的砂岩中;金属网使用Φ4冷拔丝编织的钢丝网, 网孔40mm, (长宽) 2400800mm, 水泥标号525 (见图) 。

四、施工工艺

(一) 初次支护。

使用光面爆破对巷道开挖后, 首先对围岩进行喷浆封闭, 然后打锚杆挂双层金属网上梯形梁 (锚杆外露200~250mm) , 用预应力扳手将螺帽拧紧, 再进行第二次喷浆, 形成钢筋混凝土喷层, 厚度100~150mm。保护和加固了围岩, 提高了围岩强度, 增强了围岩的自承能力。

(二) 二次支护。

初次支护喷浆后再挂2层钢丝网, 每排加设一根钢筋梁, 用预应力扳手将螺帽拧紧, 补打Φ17.86500树脂锚索, 间排距1.41.4m, 每排九根, 锚索外露不大于350mm。最后进行第三次喷浆, 喷浆厚度不低于150mm。

(三) 注浆锚索支护。

喷浆之后施工注浆锚索, 注浆锚索分别由4根Φ15.2414000mm的树脂锚索构成, 中间隔4m加一个固定架, 用于固定锚索。注浆锚索排距2.5m, 间距2m, 每排五根, 锚索终端固定到深部的白砂岩层中不低于3m, 孔深不低于14m。

五、应用效果

在对三水平暗轨绞车房做了支护上的改进和加强后, 两帮及顶板位移分别在33d和40d以内达到稳定, 位移速率小于0.15mm/d, 表明围岩基本稳定;松动圈已无扩展趋势。施工中锚杆、树脂锚索、注浆锚索的锚固力均达到设计要求。从巷道外观看, 硐室外观完整, 无破损无裂缝、无正在扩展的裂纹, 断面规格符合设

摘要：阐述了利用锚网支护的原理, 合理选择支护参数, 选用锚网——梯型梁——单锚索——注浆锚索联合支护技术完成复合型软岩中大断面峒室的支护, 叙述了施工工艺及特点。

隧道软岩大变形机理及控制研究 第4篇

关键词：隧道,软岩大变形,变形机理,控制措施

0 引言

当隧道工程穿越高地应力、浅埋偏压、松散破碎或者具有膨胀性质的软岩区域时, 围岩大变形极易出现而且危害极大, 其破坏支护结构、侵入断面限界, 若处理不当还会造成塌方, 甚至导致施工人员伤亡。南昆铁路家竹箐隧道 (跨度9.34m) 390m的大变形段延误铺轨达4个半月之久, 类似的还有青藏线关角隧道、宝中线木寨岭隧道及堡子梁隧道、国道317线鹧鸪山公路隧道, 给工程建设造成极大的困难。

1 工程概况

十 (堰) 房 (县) 高速公路通省隧道为上下行分离式的双向四车道高速公路隧道, 主要岩性为武当群片岩, 绢云母含量高, 构造破碎, 岩体软弱。

隧道施工过程中多段产生大变形, 表现为沿拱架形成多条环向裂缝, 裂缝呈上窄下宽趋势, 拱脚裂缝最大宽度达30cm。掌子面开挖时岩体结构面发育, 共有三组明显结构面。从侧壁变形裂缝中可见岩体完全破碎成块状, 有一定构造挤压迹象, 片理面及节理面光滑, 胶结程度差。

2 软岩大变形特征

通过现场观察和监测, 总结出通省隧道软岩大变形特点:①变形破坏方式多:变形破坏方式一般有拱顶下沉、侵入挤压, 隧道表现出强烈的整体收敛和破坏, 变形破坏机理复杂。②变形量大:拱顶下沉和水平位移大于10cm, 有的高达20cm, 有时还出现隧道一侧变形偏大, 一侧变形小, 变形的不对称, 使得隧道轮廓发生严重破坏。③变形速率高:软岩隧道收敛速率可以高达35mm/d。④持续时间长:由于该区域软岩具有强烈的流变性和低强度, 软岩隧道掘进后, 围岩的应力重分布持续时间长, 软岩隧道变形破坏持续时间很长。

3 软岩大变形机理

3.1 岩性对大变形的影响

通省隧道所处区域经历过多次构造过程, 且隧道埋深大, 在地质构造和地应力的作用下, 隧道岩体破碎、力学性能差, 单轴抗压强度一般小于10MPa, φ值约10~20°, C值一般0~0.01MPa。软弱破碎围岩的塑性破坏计算与其它岩土存在明显区别, 设塑性圈内径向应力为σr0, 切向应力为σθ0, 塑性区内围岩处于极限平衡状态, 即

由于围岩内原始应力为均匀应力, 洞室为圆形, 其力学平衡方程为

将 (3) 代入 (1) 整理得

式中, a为洞室半径。

可见, 软弱破碎岩体开挖后, 塑性圈内应力已与原岩应力场σ无关, 只与围岩体的c、φ值有关, 而c、φ值是岩性的一个重要表征参数, 因而说明了岩性在围岩大变形机理中起着重要作用。

3.2 地应力对大变形的影响

为了解围岩压力情况, 在隧道中埋设了多组振弦式压力盒, 如图1。通过监测数据得知衬砌上的围岩压力值都不大, 最大在6MPa左右, 70%在2~4MPa之间, 小部分小于2MPa;但是考虑监测断面岩体力学性能较差, 抗压强度较小, 当用抗压强度除以围岩压力时, 结果60%介于2~4之间, 尽管该值不是严格意义上的围岩强度比值, 但可以做个参考, 查相关地应力分级表格属于中等应力, 可见, 应力在大变形中起到的作用也是不容忽视的。

3.3 水对大变形的影响

通省隧道地质构造复杂, 断层破碎带多、节理裂隙发育。由于水的冲蚀作用, 可冲走结构面的充填物或使夹层泥化, 因而使得结构面间的摩擦阻力降低;由于水的化学作用可使岩石中某些可溶性物质被溶蚀, 因而使得岩石孔隙度增加, 岩石强度降低。

3.4 偏压

偏压引起的原因在于隧道开挖后的应力重分布。在开挖扰动前, 主应力方向 (σ1) 平行于山坡面, 其在水平方向的分力产生偏压。开挖前后主应力方向及开挖后断面上应力分布情况见图2。

3.5 时间因素影响

①岩体的流变性质:所谓流变性质指围岩变形在应力不变情况下不断增长 (蠕变) 或在变形约束情况下, 应力随时间降低 (松弛) , 以及围岩强度随时间降低的性质。②时间的增长加剧了围岩的弱化过程, 使围岩变形增加、塑性或松动区扩大。

4 控制措施

针对本隧道围岩大变形现象, 对原设计支护参数进行改进, 钢架由I20b换成H175, 系统锚杆长度由4m换成6m, 预留变形量由10mm增加到20mm, 同时辅以锚喷网支护, 锚杆采用Φ50注浆小导管, 浆液采用水泥单浆液, 通过提高围岩的整体性借以提高围岩的自稳能力。

另外初支施工过程中尽早闭合成环, 待围岩初支稳定后再进行二次衬砌。支护方式改进后, 通过现场监测, 洞周位移量大多不超过10cm, 大变形已经得到有效控制。

5 结论

①通省隧道地质情况复杂, 围岩软弱, 隧道大变形具有变形量大、变形速率高等特点, 处理不好将会严重影响隧道的施工进度。②通过室内试验及现场监测, 确定该地段发生软岩大变形的影响因素主要有围岩的岩性、地应力、水、偏压、时间效应等, 其中岩性和地应力为主要的诱发因素。③根据隧道大变形的特点及发生的机理, 选择设置临时钢支撑、加强初期支护、增大预留变形率的措施来控制, 并优化开挖步序, 初支尽早闭合, 待围岩初支稳定后再进行二次衬砌, 通过这些措施使软岩变形得到有效控制, 为其它大变形隧道施工提供了参考。

参考文献

[1]刘高, 张帆宇, 李新召, 等.木寨岭隧道大变形特征及机理分析[J].岩石力学与工程学报, 2005 (2) :5521-5526.

[2]卿三惠, 黄润秋.乌鞘岭特长隧道软弱围岩大变形特性研究[J].现代隧道技术, 2005, 42 (2) :7-14.

[3]刘志春, 朱永全, 李文江, 等.挤压性围岩隧道大变形机理及分级标准研究[J].岩土工程学报, 2008, 30 (5) :690-696.

浅埋软岩大跨度铁路隧道施工技术 第5篇

1 浅埋软岩大跨度铁路隧道施工要点

吉图珲铁路小盘岭2号隧道的建设能大为缓解本地区的交通压力,然而,为减少在施工流程中,浅埋软岩对于施工的阻碍,需要工程人员采取以下措施。

1.1 对于浅埋软岩的控制

首先要严格控制土压力。对于土压力的控制要根据实地的情况,通过前距离隧道的距离是15m之外时,保持在0.06MPa,通过以后距离隧道的距离是15m以外的保持在0.06MPa,之间的保持在0.07MPa。对于注浆量要严格控制,注浆量要超过理论上的计算值,可平均注浆量的数值上下波动。控制好浅埋软岩的姿态,姿态的变化要合适,不能过大,浅埋软岩的变坡控制不大于1%,这样可减少施工时候扰动地层,对于地表的沉降有所控制。对于土质的控制要进行及时勘查,对于土体的质量进行监控,不能出现水土分离。对于地层的扰动要尽量减少,在进行施工时,会产生浅埋软岩推力,这样使浅埋软岩运行。土压力变化的时候,要根据实际情况进行处理,一般可填注泡沫,在穿过隧道的时候,对土体进行改造。尽可能减少变形和变位,在施工过程中,要强化施工质量的控制,有需要二次紧固的话要进行二次紧固。要将总推力控制好,降低浅埋软岩的推力时候,可进行减阻的注浆,可减少浅埋软岩对于土体的位移,把推力降低到最低。有必要时进行二次补浆,进行二次注浆时,要根据实际的地面情况进行调整,尽可能减少土体的变形。

1.2 进行辅助加固

浅埋软岩穿过隧道时,施工情况非常复杂,比较危险,所以要在穿过大跨度铁路隧道时进行注浆的辅助加固措施,在进行加固时,可采用掌子面帷幕注浆、初期支护径向注浆和二次回填注浆等方式,这样可提高土体的抗压能力。浆液扩散时候,范围太大的话就会挤压管线,注浆时用的是普通的水泥浆。铺设注浆的钢管可以加强浅埋软岩的抗压能力。

1.3 保护措施

众所周知,浅埋软岩的施工过程是一个连续的过程,一般在隧道施工的过程之中,都会用到浅埋软岩的施工,在这个施工过程之中往往会出现一些问题,比如:地表沉降等问题。为减少这些问题的发生,需要一定的保护措施。一般采取的保护措施主要是:在开外面的密闭性上进行加强,从而将土体压力的沉降进行有效的沉降;在开挖面进行一定的改良处理,就能让其在正常的工作时土压力降低。一定要时刻地记录土压力的数值,这样就能够方便对土层的沉降进行有效控制。当其数值较低就需要对于其压力进行二次建立。

2 浅埋软岩施工对于地表产生的影响

因为在施工过程之中很多都会用到对于土层的施工,也就是所谓的浅埋软岩施工。所以其施工的过程是对于土层施工产生的影响非常重大的。例如:在土层的水压或者是土层的透气性等施工的过程之中,就会考虑到土层的物理性质。而这些改变因为都是不可逆的,所以都是会对于土层造成影响的关键施工。而除此之外,浅埋软岩在施工的过程中或多或少都会对于土层造成很大的影响,所以在大跨度铁路隧道的施工过程之中都是具有很大的作用的。具体归结为以下几个方面。

2.1 土层出现位移

浅埋软岩施工其实也就是土层之中土体的位置变换施工。总的来讲,浅埋软岩施工对于土体的施工主要是出现在大跨度铁路隧道轴线之中,在我国科学技术发展的今天,现代化的施工技术主要是分为三个过程。(1)浅埋软岩即将进入土层,已经到达土层的这个阶段;(2)浅埋软岩通过土层对于土体造成影响的阶段;(3)浅埋软岩施工完毕,即将离开土层的阶段,所以这些影响的时间是非常的短暂,但是对于日后的施工非常重要。

在施工的过程之中,如果遇到浅埋软岩施工的推进过程,一般来讲不同的地质条件对于其施工的影响都是不同的,所以当其到土层部位的时候,应该是会让土层有些隆起的,而在其通过土层的时候会让其隆起的情况更加明显,但是在它通过土层的时候,其经过的部分会有一定的沉降。虽然因为地质条件的不同对于它经过土层的具体数值是不同的,但是也是存在着一定的规律的。例如:在浅埋软岩通过土层的这段时间之中,随着其对于土层产生的影响,会让土层发生一定的沉降,并且土层沉降的速度是根据时间的变换而慢慢增大的。但是后来在施工结束之后,因为土层的结构已经日趋稳定,所以土层沉降的速率也会逐渐减少。

2.2 土层的受力出现变化

在进行浅埋软岩施工时,一定会对于土层的纵向位移进行判定,从而看其受力状况。一般在进行施工时,总是会先去查找是否具有安全隐患,可是目前在随着科学技术的发展变化,发现其具有了很多方面的施工,这样就会让浅埋软岩施工对于土体的变形造成的影响减小,从而让其受力情况变成三方向受力,这样就会减少土体的塑形变形。

3 安全性保护

对于隧道的安全性监测,主要是对其外观和变形方面进行检查工作。外观检查主要是对于隧道的受损情况进行判定,如果发现出现裂缝就需进行拍照留存,以便对后期进行观测使用。而对于地表的检测,就是对于地面的沉积量进行记录,从而将其判定具体的数值,看是否在合乎规定的数值之中。

4 结束语

本文对于浅埋软岩在大跨度铁路隧道施工技术进行了相关的分析,希望能够通过描述给予大家一些简单的启发,并且希望能够通过阅读之后广大读者有一些自己的看法,从而给予一定的反馈,以便于促进其发展。从吉图珲铁路小盘岭2号隧道的施工要点出发,对于浅埋软岩大跨度铁路隧道的施工技术进行深入的探讨,可以在一定程度上提升施工的安全性,保证施工的质量。

摘要：随着我国铁路隧道建设事业的不断发展,大跨度的铁路隧道的施工规模也在随之扩大,随之而来的则是施工上面临的一些技术问题,在实际施工中,经常会出现在隧道开挖时,由于浅层软岩的出现而阻碍施工,严重降低了施工的进度以及效率。因此在进行工程施工时候,需要运用土体的改良技术,对于浅埋软岩进行一定的处理,以及要进行辅助的加固。以吉图珲铁路小盘岭2号隧道施工为例,对浅埋软岩大跨度铁路的施工技术进行深入探讨。

关键词：浅埋软岩,大跨度,铁路隧道

参考文献

[1]牛凯.穿越隧道施工变形控制[J].北京工业大学学报,2009(5):611-620.

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[3]孙军.隧道施工与桩基础研究[D].南京:东南大学土木工程学院,2014.

[4]何健.地铁影响及控制[D].北京:北京交通大学土木建筑工程学院,2012.

[5]魏朝.地铁双线穿越隧道安全性分析[J].北京交通大学学报,2011,32(4):103-107.

[6]张立.北京地铁既有桥桩的影响分析[J].岩土力学,2012,27(S2):477-482.

软岩大断面论文 第6篇

1 软岩隧道施工

1.1 软岩定义

岩土抗压强度小于30MPa围岩则称为软岩,其抗压强度小于5MPa的围岩则被称为极软岩,如土质和泥岩与页岩等。

1.2 软岩隧道工程

通常软岩隧道强度低,开挖后的应力被重新分布,这时其围岩则被拉扯或是遭受较大的压力而出现塑性区域,从而导致隧道施工时其围岩及其支护出现变形,若施工中未能有效预防,极易出现支护侵陷或者是塌方;软弱的围岩隧道安全施工最关键点即控制变化和预防坍塌,这也就是强调围岩控制及其支护变形,从而更好地预防工程出现坍塌[1]。

1.3 软岩隧道工程施工原则

浅埋及大跨度或软岩隧道施工须遵循“管超前、短进尺、强支护、早成环、勤量测、紧跟衬砌”原则,须根据围岩收敛测量情况对早期的支护进行严格加强,且其围岩变形须有相应的应对策略,以此确保各项基础挖掘工程安全进行[2]。其中,管超前应强调以超前预支护策略实现,以超前小导管基于其特殊底层或是特殊环境下以大管棚和水平旋转喷进行超前支护;“严注浆”则强调以超前管棚展开注浆,以此方式合理加固地层;“短开挖”则是以尽可能短的开挖进尺展开施工;“强支护”是注重早期施工进行全面支护,尽可能防止围岩变形;“早封闭”则要注重仰拱封闭要趁早,其距离掌子面应保持于30～40m处;勤量测是应确保洞内和地表的监测工作更全面的实施,如果其间数据出现异常须及时上报。

2 浅埋软岩大跨度铁路隧道施工特征及不利因素

2.1 浅埋软岩大跨度铁路隧道施工特征

通常浅埋软岩大跨度铁路隧道施工时,其断面大且深埋浅,再是相关隧道的设计均应满足具体设计,这时其施工则须符合具体要求,施工难度也随之变大。软岩大跨度铁路隧道施工地质十分复杂且其间存在诸多裂隙水,这时隧道地质会因风化而导致砂岩变质,同时开挖后其变质的砂岩等全风化而变为土质,且在严重的风化中又存在相应的砂砾,层状非常显著,更是多裂隙水,这时其稳定性极差,对其判定应全面分析,此时其最为显著的特征就是注浆效果不高,应对其进行调压,但其间浆液试验仅包住管孔,此时就很难形成科学有效的扩散半径,这时施工难度极大。

2.2 浅埋软岩大跨度铁路隧道施工不利因素

浅埋软岩大跨度铁路隧道施工中有诸多不利因素,其间偏压对隧道施工的影响最大。偏压极易导致隧道出现不均衡受力,这时会导致隧道拱圈出现变形,更甚至是隧道结构被破坏。隧道施工中的许多偏压大都来自山体滑移而受到挤压,其洞口处会出现冲沟发育,且边坡的高度亦是不同,再者许多隧道并不适合明挖,为了更好的保证进洞施工安全有效,多是将边坡或是其仰坡合理加固[3]。

3 浅埋软岩大跨度铁路隧道施工技术方案

3.1 中隔壁法

此类方式多用于地下水含量适当且工作面稳定的v级围岩中,亦或是围岩碎裂段。此项施工可有效降低单次挖掘跨度,以确保隧道可短时间内密闭,从而科学有效地控制隧道围岩变形程度,其挖掘程序不多且工序非常简单[4]。

3.2 交叉中隔墙法

此类方式多用于地下水含量高且工作面并不稳定的v级围岩,亦可用于地下水含量极高且围岩碎裂段。此类方式可有效降低单次挖掘跨度,其工作面小且可快速提升其稳定性,同时可在短时间内更快地密闭隧道,从而有效控制隧道出现变形。

3.3 双侧壁导坑法

双侧壁导坑法分割断面不大,且可以更好地控制掌子面平稳度,亦可合理有效地管理控制隧道周边松动的范围。科学良好的导坑可更全面地探索出前方地质的具体情况,如果存在不良的地质条件则可于其挖掘之间就采取合理的方式进行预防,不然地质条件变化后而改变工法则非常困难。且此类方式亦可用于城市地下建筑,但其对地表沉降有着极大的要求,且应全面考虑其所处地质环境。

3.4 三台阶法

此类方式多用于隧道围岩强度良好且地下水不多的IV或是V级围岩,或是地下水含量不高的破碎地区。此类施工空间非常广阔,可更好地引进诸多大型机械设备,同时其作业面均可平行动工,动工效率较理想[5]。某些软岩地带均可反铲挖掘机来挖掘相应的台阶,以此方式更好地降低其施工对围岩的扰动频率。此类施工大都是地质构造非常复杂,其软硬围岩则会互相混淆,这时此类方式可帮助施工进行模式调节,其工程进度亦可得以确保。此方式更可适用于相互不同的跨度和多种断面,这时其并不需要拆卸临时性支护设备,从而更好地节约成本。再就是其爆破施工可细分的多个作业面展开施工,其可把爆破转为分散类爆破,这样施工则并不会影响围岩,同时更好地使用了时间空间,且增加了相应的临空面,更是为施工企业节约了炸药。

4 结束语

随着国家经济的快速发展,推动了我国铁路行业的进一步发展,铁路建设水平是不断提升,隧道建设亦是飞速发展。我国铁路隧道建设中有许多软岩隧道,施工中极易引起施工塌方或者是变形,从而引起极大的安全事故。我国许多铁路隧道施工中许多企业为了节约成本而偷工减料,这使得软岩隧道施工中存在诸多问题,甚至是带来人员伤亡。这也说明分析浅埋软岩大跨度铁路隧道施工技术对我国铁路隧道施工技术水平的提升有着极大促进意义。本文对软岩隧道施工进行简述,并提出了适用于软岩隧道工程的施工原则,且全面分析了浅埋软岩大跨度铁路隧道施工特征及其不利因素,强调浅埋软岩大跨度铁路隧道施工特征及浅埋软岩大跨度铁路隧道施工的不利因素,并提出实用性浅埋软岩大跨度铁路隧道施工技术方案,为我国铁路建设行业的可持续发展提供可靠性依据。

摘要：国家经济的快速发展,促使我国各项基础建设规模进一步扩大,铁路建设水平更是不断提升。其间浅埋软岩大跨度施工技术对铁路隧道施工有着很大的意义,这也说明基于隧道工程实践探索浅埋和软岩环境下的隧道施工对铁路建设水平的提升有着极大的促进意义。文章分析了浅埋软岩大跨度铁路隧道施工技术,并提出了实用性应用策略,为我国铁路建设行业的可持续发展提供可靠的依据。

关键词：浅埋软岩,大跨度铁路,隧道施工

参考文献

[1]李国良,刘志春,朱永全.兰渝铁路高地应力软岩隧道挤压大变形规律及分级标准研究[J].现代隧道技术,2015(1).

[2]何春保,舒丽红.兰渝铁路高地应力软岩隧道变形机理和施工控制[J].铁道工程学报,2014(5).

[3]王建鹏.高应力软岩在铁路隧道施工中的工程地质特性探讨[J].铁道标准设计,2013(9).

[4]董文学.大跨度预应力混凝土桥梁施工控制技术探讨[J].门窗,2015(1).

软岩大断面论文 第7篇

新桥矿-550 m北翼轨道大巷现场调研发现, 该巷道局部地段顶板已开裂剥落, 并逐步发展为沿巷道走向的连续破坏;底鼓突出, 尤其帮底角处已严重内移, 影响大巷成型。而且巷道变形和底鼓并未停止。巷道变形情况:巷宽由原来的4.4 m普遍变形到现在的3.9～4.0 m, 高度由原来的3.9 m变形到现在的3.0～3.5 m, 底板变形严重, 局部底鼓量达到了800 mm, 已经属于破坏型底鼓[1], 严重影响了矿井的安全生产。巷道变形破坏如图1所示。

2影响巷道变形的主控因素

巷道开挖后, 破坏了岩体的原岩应力状态, 引起了应力重新分布, 围岩向巷道内移动[2]。随着巷道埋深的增加, 围岩位移不断增大, 造成巷道围岩破坏, 其中底板岩体向巷道内位移即形成底鼓, 而底鼓是矿压显现的重要特征之一。经分析, 北翼轨道大巷底鼓主要由以下几种因素控制。

(1) 岩性。

北翼大巷所在岩层主要由泥岩与砂质泥岩组成, 该岩层强度低、破碎、遇水膨胀、泥化较严重, 属极难维护的软岩巷道。

(2) 埋深。

新桥煤矿-550 m北翼轨道大巷水平标高为-550 m, 埋深约600 m。按照我国煤矿深部开采对采深的界定[3], 600～800 m为准深部, 800～1 200 m为深部。由此可见, 该大巷属于准深部的软岩巷道。

(3) 采动影响。

-550 m北翼轨道大巷在该底鼓巷段处, 有2条巷道 (即北四采区胶带下山、北四采区轨道下山) 分别从大巷的顶板、底板间隔很小的间距 (3～5 m岩柱) 通过 (图2) , 这2条巷道近距离地通过, 致使周边围岩应力重新分布[4], 造成附近区域应力的叠加和集中, 从而形成对北翼轨道大巷的二次扰动, 导致大巷发生再次变形和破坏。

(4) 支护强度。

-550 m北翼轨道大巷原支护采用锚网喷支护, 采用Ø20 mm2 000 mm高强锚杆, 锚固体承载厚度较小, 无法控制围岩深部的碎胀变形和扩容变形, 更不能适应周围开挖巷道扰动导致的围岩大变形。在巷道承载断面中, 有一些部位属于关键承载区域, 也是应力相对集中的区域, 或者是一些软弱岩层承载强度较弱的区域, 巷道整个断面中各区域各位置承载性能不一致, 巷道首先在这些应力高度集中或软弱岩层部位发生变形和破坏, 从而逐渐发展为全断面的变形和破坏。在-550 m北翼轨道大巷整个断面中, 帮、角等部位就是关键承载部位, 需要强化支护, 使整个断面承载结构趋于协调合理。由于帮顶支护强度低, 上覆岩层垂直压力及巷道两侧的水平应力都将传递汇聚至顶底板[5,6], 从而造成底鼓发生。

(5) 底板弱面。

北翼轨道大巷底板处于敞开不支护状态, 是巷道底鼓量大于顶板下沉量的主要因素。在-550 m北翼轨道大巷整个断面中, 底板未进行任何处理, 在受到邻近巷道的扰动影响后, 围岩在底板找到自由空间而发生位移。

3修复方案及支护参数

3.1巷道修复思路

①提高顶部围岩的主动承载能力, 促使上覆岩层作用力向巷道两侧深部转移, 减弱对两帮的垂直应力传递;②提高巷道两帮围岩的自承能力, 减少两帮下沉量及由于帮下沉导致挤压底板向巷道空间的滑移鼓起量和破碎膨胀量;③减弱巷道角部应力集中程度, 并在两帮和角部形成自承能力较高承载拱, 以控制两帮和底角围岩塑性区的发展;④对底板进行支护处理, 采用锚索联合底梁有效控制巷道底鼓, 从而全面控制巷道围岩变形。

3.2支护参数

北翼轨道巷道断面形状为直墙半圆拱, 巷宽4.70 m, 墙高1.60 m, 拱高2.35 m, 断面面积为16.20 m2, 支护形式如图3所示。

(1) 初喷。

刷大断面达到设计要求, 净宽4.70 m (毛宽4.90 m) 控制施工。墙高1.60 m, 拱高2.35 m, 巷道中高3.95 m, 净断面16.20 m2。敲帮问顶后即进行喷浆, 喷浆前应处理活矸, 及时喷射混凝土封闭围岩。混凝土配比 (质量比) 为水泥∶砂∶石子∶水=1∶2∶2∶0.6, 喷浆前必须清洗岩面, 喷层厚度20～30 mm。

(2) 顶帮锚杆。

从顶板正中位置开始依次向两侧全断面布置锚杆 (间排距均为800 mm) 配合钢筋网联合支护, 采用托盘固定, 锚杆为Ø20 mm2.4 m, 钢筋网采用Ø6.5 mm钢筋焊制而成 (网孔规格70 mm70 mm) 。锚杆托盘采用200 mm200 mm8 mm大铁托盘。每根锚杆采用3节MSK2335型树脂药卷加长锚固。两帮锚杆间排距为800 mm700 mm, 锚杆预紧力不低于50 kN, 锚固力不低于200 kN。锚杆垂直岩面施工安装, 其中最下面2根斜向下10°左右施工安装。

(3) 控底锚杆。

在帮与底角交界处施工专用的底角控底锚杆, 向下30°左右施工安装, 并压住帮部钢筋网。锚杆规格同 (2) 。

(4) 顶锚索。

巷道顶板采用3根预应力钢绞线锚索配400 mm400 mm12 mm+200 mm200 mm8 mm双托盘支护, 钢绞线规格Ø15.24 mm6.3 m, 每孔用7节MSK2335型树脂药卷锚固;锚索间距2 000 mm, 排距1 400 mm。锚索预紧力不低于100 kN, 锚固力不低于250 kN。使用MS15-230/55型张拉器张拉, 读数不小于22.6 MPa。

(5) 帮锚索。

巷道两帮分别采用2根锚索加强支护。巷道两侧最下1根锚索向下带30°～45°布置, 另2根锚索向上斜带10°～15°布置。两帮锚索间距1 100 mm, 最下1根锚索距离底板200 mm。帮锚索规格、锚固要求、排距等均同顶部锚索。

(6) 底板联合底梁控底。

将底板清底350 mm, 每隔3根轨枕 (2.1 m) 在两轨枕间施工一底槽、规格为600 mm800 mm, 在开挖好的底槽中施工3根锚索 (注浆) +底梁, 钢绞线规格为Ø15.24 mm6.3 m, 眼深6.0 m, 排距2.1 m;底梁长3 600 mm, 由2根2 000 mm长规格分别为16#与18#槽钢梁搭接而成, 搭接长度400 mm, 眼距1 500 mm。底梁按巷道横截面方位放置。

4修复效果

新支护方案在新桥矿北翼轨道大巷返修段实施后, 根据4个月的矿压观测分析, 巷道顶板和两帮的控制作用较好, 巷道围岩均保持了稳定, 围岩变形得到了有效控制, 底鼓最大变形量为72 mm。底板变形监测曲线如图4所示。大巷底鼓巷段返修后的实际效果如图5所示。

5结语

(1) 新桥矿北翼轨道大巷底鼓段共115 m, 影响巷道底鼓最主要的因素是工程扰动, 由于邻近巷道的开挖扰动引起了应力的叠加和集中。

(2) 采用顶帮锚网索+底角锚杆+底板锚索方案后, 围岩整体强度得到了提高, 尤其顶帮的自承能力显著增大, 减少了两帮下沉量及由于帮下沉导致挤压底板向巷道空间的滑移鼓起量和破碎膨胀量。

(3) 底板锚索的实施, 能明显提高该巷底板围岩岩性, 从根源上控制由于底板岩性破碎而造成的底鼓, 从而确保了巷道的整体稳定性。

摘要：新桥矿-550 m北翼轨道大巷底鼓剧烈, 最大底鼓达到800 mm, 严重影响巷道的正常使用。从巷道的围岩力学性质、应力状态以及原支护强度出发, 分析了影响巷道底鼓的主要因素。根据影响底鼓的因素, 提出了顶帮锚网索+底角锚杆+底板锚索的控制措施, 并结合FLAC2D数值模拟进行了分析比较。工程实践表明, 方案实施效果良好, 有效控制了巷道底鼓。

关键词：软岩,岩石大巷,底鼓,数值模拟

参考文献

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