中低应变加载速率下单节理裂隙岩体的单轴动态压缩力学性能试验

对人工制作的节理岩体试件进行了中低应变加载速率下的单轴压缩试验,研究了应变速率和节理面的倾角β对节理岩体的极限抗压强度、峰值应变、弹性模量和损伤变量的影响。研究结果表明:(1)当加载的应变速率相同时,当节理面的倾角β由0°增加到90°,试件的抗压强度呈逐渐减小后又逐渐增加的趋势,试件的峰值应变均呈先减小后略有增加的变化规律,试件的弹性模量整体出现逐渐增加的变化规律。(2)当试件的节理面倾角相同时,随着应变加载速率逐渐增加,试件的抗压强度呈逐渐增加的趋势,当β为60°时,试件的抗压强度对应变率敏感性最强,试件的峰值应变和弹性模量随应变加载速率的变化并没有固定明显的变化规律。(3)当应变加载速率相同且应变相同时,随着节理面的倾角由0°增加到90°,损伤变量基本都呈先逐渐增加后减小的趋势,当节理面的倾角为60°时的损伤变量最高,当节理面倾角为90°时的损伤变量最小;当试件的节理面倾角相同,应变加载速率逐渐增加时,损伤变量基本呈逐渐增加的趋势。     

不同岩层倾角深埋硬岩隧道围岩开挖变形研究

研究目的:深埋硬岩顺层构造由于其分层特性和结构形式的特点决定了在这样的地质环境中开挖隧道,其围岩受力之后的变形和破坏具有一定的特殊性。本文以拟建某高铁黄草隧道为例,就深埋隧道顺层硬岩组合围岩在不同岩层倾角下的开挖损伤变形开展数值模拟分析评价,主要研究不同岩层倾角下的隧道围岩变形、围岩屈服渐进性及稳定性,并给出强度折减至极限状态时硬岩组合隧道围岩的变形破坏模式。研究结论:(1)随着岩层倾角的增大,顺层硬岩组合隧道主变形从岩层弯曲变形逐渐向顺层滑移变形转变,倾角增大至一定程度时( 75°),垂直层面局部位移相对较大,在滑移变形为主的基础上弯曲变形程度加大;(2)硬岩组合的开挖引起洞室周边一定范围内的围岩发生屈服,岩层倾角变化导致围岩屈服区范围大小发生改变,倾角为30°时屈服范围最大,以此为界减小或增大倾角,屈服区均表现为不同程度的减小趋势;(3)岩层倾角存在界限值,硬岩组合黄草隧道为40°,小于或大于该值稳定安全系数均减小,10°～75°区间内稳定安全系数变化幅度最高达17%;(4)强度折减条件下,围岩破坏模式略有变化,表现为:倾角≤30°时,垂直于层面方向的位移量和破坏范围大,围岩以层裂(弯曲折断)破坏模式为主;当倾角 60°时,顺层面方向破裂范围大,但垂直层面破坏优先启动;(5)本研究成果对促进该高铁的顺利建设和今后类似工程的建设有着理论指导意义和工程价值。     

铁路标准断面隧道节理倾角效应研究

以郑万铁路黄家沟隧道标准断面为研究对象,对不同产状岩质隧道进行稳定性分析,研究围岩力学响应、变形特性以及锚杆力学特征,阐明不同于传统松散介质的层状岩质隧道失稳模式及锚杆支护要点。结果表明:节理面极大削弱了岩体稳定性,开挖会引起沿层理面滑动,导致明显地质偏压。隧道开挖使得层间节理首先被破坏,节理离层区不是发生在最大主应力方向上,而是发生在节理垂直方向。水平层状或倾角较小时,顶部和仰拱节理之间产生离层区,易引起岩层弯折破坏;随着倾角增大,顺弱势节理面滑动趋势增大,破坏主要取决于节理面强度和层状节理之间滑移;当倾角为75°～90°时,破坏主要为边墙岩块弯曲压溃;竖向节理时,中间垂直土体挟持作用减弱,易剪切破坏失稳引起冒顶坍方趋势。从群锚效应来看,锚杆与滑移面夹角大于23°时,锚杆支护效果发挥较为明显的效果。     

采用光滑节理模型的单节理岩体数值试验

基于光滑节理模型,用颗粒流程序对完整岩石和单节理岩体进行数值试验。光滑节理模型的选用避免了标准接触模型中节理面颗粒间的"颠簸"效应。数值模型中选取的细观参数与室内试验获得的岩样宏观参数一致。数值试验与室内试验分析结果表明,节理面的存在降低了岩石的抗压强度;岩体的抗压强度随着节理倾角的改变而改变,随着节理倾角的增大,岩体的强度先降低随后增大;当节理面与潜在破坏面的方向相近时,岩体受压破坏沿节理面发生,当节理面倾角θp=45°+φs/2时,岩体强度下降得最多。随着围压的增大,节理岩体的强度显著提高。数值试验与室内试验结果对比表明,基于光滑节理模型的数值试验结果较为可靠,可以进一步推广应用于等效岩体分析。     

岩体节理及岩块力学参数对TBM净掘进速率的影响

为研究岩体节理及岩块力学参数对TBM净掘进速率的影响,采用离散元法分析岩体节理倾角和间距对TBM净掘进速率的影响。结合施工现场统计资料,研究岩块力学参数与TBM净掘进速率相对关系。结果表明：(1)当其他条件不变,节理倾角在0°～60°时,TBM净掘进速率随节理倾角增大而加快;而当节理倾角在60°～90°时,TBM净掘进速率随倾角增大而降低。(2)一定范围内,节理面发育程度越高,节理组数越多,TBM净掘进速率越高。(3)TBM净掘进速率随岩石单轴抗压强度和弹性模量增大而减小,随泊松比增大而提高。本文得出一系列有意义的拟合曲线,可为定量分析TBM净掘进速率与岩体节理及岩块力学参数之间关系提供依据。     

基于遍布节理模型的顺层边坡稳定性影响因素分析

在应力作用下,层状岩体表现出相对于均质各向同性的岩体更为复杂的力学行为,针对该种岩层采用目前广泛使用的各向同性本构模型在受力行为及变形破坏的机理上会造成较大的误差,以成都至兰州高速铁路某隧道洞口段边坡工程为研究背景,采用FLAC~(3D)自带遍布节理模型(ubiquitous-joint模型)描述层状岩体的各向异性特征,对岩体及节理面的稳定性影响参数进行强度折减并分析其与边坡安全系数的关系。结果表明:边坡的整体安全系数F随节理面倾角呈先减小后增大再减小的趋势;岩体与节理面的黏聚力、内摩擦角的相对值大小影响边坡安全系数的变化规律,而与绝对值大小无关,并且均在安全系数最低的30°倾角表现更高的敏感性,层状岩体的剪胀性对边坡安全系数的影响与节理模型的范围和岩体与节理面的内摩擦角相对值有关。     

多孔微差爆破下岩石损伤演化规律研究

目前山岭隧道开挖中大多数采用钻爆法,但爆破施工时难免会出现超欠挖、围岩损伤破坏严重等现象,直接影响施工安全。通过建立本构模型和有限元分析软件ANSYS/LS-DYNA,对不同节理裂隙角度下的爆生裂纹规律以及逐孔起爆、间隔起爆两种起爆顺序和不同微差间隔时间下岩石损伤演化规律进行研究,得出当节理裂隙与炮孔中心连线成60°～90°夹角时岩体破碎效果较差,当节理裂隙与炮孔中心连线成45°时岩体破碎效果最好;间隔起爆下中间孔先起爆的爆生裂纹扩展长度分布较为均匀,可将其应用于辅助眼处,以便于岩石破碎以及减少大块率,为实际隧道工程提供了技术参考。     

基于机器视觉三维重建技术的隧道掌子面岩体结构数字识别方法及应用

提出采用数字图像结合机器视觉方法获取隧道掌子面岩体表观信息。通过采集隧道开挖面的序列图像,生成开挖面岩体表面的三维点云模型,利用投影算法获得隧道掌子面及硐壁岩体结构的平面模型高清影像;基于影像表面结构迹线素描结果进行岩体节理特征的量化描述。将该方法应用于东天山公路隧道开挖面岩体节理分布、节理倾角间距等特征参数的获取。研究结果表明:该方法可快速生成开挖面三维点云模型,实现隧道地质信息编录与围岩级别辨识,具有快速、准确的优点,可为施工提供参考。     

非圆形隧道毛洞围岩的应力和塑性区

为研究隧道工程中常见的非圆形毛洞围岩的应力和塑性区分布,采用复变函数方法,得到平面应变状态下受双向挤压应力作用的毛洞围岩应力解析解,并将其代入Drucker-Prager屈服准则,估算围岩的塑性区范围。以工程中常见的大断面双线铁路隧道为例,先通过搜索边界映射点的方法得到隧道毛洞的映射函数;再求得隧道毛洞附近围岩的应力分布,对推导出的非圆形隧道毛洞围岩应力解析解的正确性进行验证;最后分竖向挤压应力较小与较大2种情况,讨论侧压力系数对隧道毛洞围岩塑性区的影响。结果表明：离毛洞边4倍毛洞宽度处,应力值稳定,趋于所加荷载;当竖向挤压应力较小或较大时,侧压系数的改变分别会影响塑性区的位置或形状;拱腰处塑性区主要由竖向挤压应力产生,而拱顶与仰拱处塑性区则主要由水平挤压应力产生;在隧道设计和施工过程中,当围岩侧压系数较小或较大时,须分别在拱腰、拱顶与仰拱处加强支护。     

倾角对土砂互层地层围岩稳定性的影响探究

研究目的:全风化红砂岩和砂质黄土互层地层在我国有较广泛的分布,其敏感脆弱的工程地质特性严重影响隧道工程建设。本文以蒙华铁路阳城隧道为依托工程进行拓展性研究,采用室内试验、数值模拟、现场监测等多种方式深入探讨岩层倾角对土砂互层地层隧道围岩稳定性的影响。研究结论:(1)随着岩层倾角增大,拱顶及左、右拱腰位移呈现互异的变化规律,且具有不同的变形机理;对于拱顶而言,45°为破坏模式转换临界,位移取得最小值43. 7 mm;根据左、右拱腰变形差异性,分为非对称变形缓慢发展区、非对称变形快速发展区、非对称变形稳定区、非对称变形弱化区和非对称变形二次发展区五个阶段;(2)拱顶及左、右拱肩处支护结构在不同地层倾角下均有较大主应力,且波动幅度较大,左、右拱肩处应力差值的变化对隧道结构会产生不同程度的影响,当倾角为60°时,两处主应力差值取得最大值1. 01 MPa;(3)随着岩层倾角变化,张拉塑性区和剪切塑性区存在不同的分布规律,实际工程中应做好相应抑变措施;(4)本研究结论可为不同岩层倾角产状下的土砂互层地区的隧道设计和施工提供借鉴。     

不同倾角层状围岩隧道开挖松动圈的范围与分布

层状围岩隧道在施工扰动下极易出现拱部严重超挖、掉块、离层、弯折、坍塌等工程问题,快速准确地确定围岩松动圈的范围和分布规律,对选择合理的支护设计参数以及消除安全隐患十分重要。以延安安塞经志丹至吴起高速公路大梁峁隧道为工程依托,采用离散元软件UDEC对岩层倾角分别为0°,15°,30°,45°,60°,75°和90°的层状围岩隧道开挖过程进行数值模拟,分析围岩松动圈的范围及分布规律。结果表明:岩层倾角为0°(水平)时,围岩松动圈范围最大,且出现在隧道拱顶处,松动圈范围为1.6～2.6 m;岩层倾角为0°和90°时,围岩松动圈沿隧道轴线对称分布;岩层倾角为30°,45°,60°,75°时,围岩松动圈呈不对称分布,且存在偏压现象。     

岩层与隧道的走向夹角对围岩变形特征的影响

研究目的:顺层隧道是岩层走向与隧道轴线平行或小角度相交的隧道,但目前理论研究中多以平行状态为主,具体岩层走向与隧道的夹角θ小于多少时可采用顺层偏压的非对称变形理论,目前还没有明确的定论。本文以渝昆铁路顺层隧道调查成果为基础,采用ABAQUS有限元数值模拟方法分析探讨软硬互层结构隧道在不同岩层倾角条件下θ对隧道围岩变形特征的影响。研究结论:(1)θ的变化不会改变隧道围岩的变形破坏模式;(2)θ越小,越有利于围岩变形及非对称变形的发展,且岩层倾角越小,θ对非对称变形的影响越大,在相同影响度中θ的变化范围越小;(3)θ越大,隧道围岩变形量越小,围岩变形越集中于拱顶和仰拱区,对称变形越明显;(4)任何岩层倾角和θ组合下,非对称变形特征的发展以拱肩最为突出,其次为拱脚、拱墙;(5)可将θ≤30°作为隧道产生顺层非对称变形破坏的主要夹角区间,θ=30°可定义为顺层隧道的夹角界限值;(6)本研究成果可指导单斜构造中铁路、公路隧道的选线优化和支护措施布设。     

不同掏槽孔角度下节理岩体隧道爆破效果研究

为探明节理岩体隧道中掏槽孔角度对掏槽爆破效果的影响,以节理裂隙发育严重的下寮隧道为工程依托,理论分析掏槽孔角度对掏槽爆破效果的影响,并列举选用掏槽孔角度常见的两种方法,最后结合数值模拟软件对掏槽孔角度分别为60°与70°的两种隧道模型进行数值仿真计算,量化分析两种模型的损伤面积与峰值有效应力,并基于结果选用合适的掏槽孔角度。结果表明：节理裂隙的存在会改变应力波的传播方向和能量分布,影响爆破效果;在Ⅴ级围岩中,70°的掏槽孔平均峰值有效应力是60°的1.36倍,爆破损伤范围比60°大且分布连续,选用70°的掏槽孔有利于提高隧道掘进效率。     

不同产状岩质隧道稳定性数值模拟

以大梁山特长隧道工程为研究对象,通过研究不同产状岩体隧道围岩力学响应、变形特性,主要得出如下结论:岩体强度和变形特性强烈地受制于节理方位,隧道开挖后岩体沿倾斜层理面剪切滑移,节理倾角不同,隧道破坏形态和部位以及失稳模式亦不相同;由于倾斜节理会导致岩层剪切滑移破坏和地质偏压,从安全和经济出发,非对称支护参数设计显得尤为重要,而现行隧道设计规范均以等长、等间距系统锚杆设计,其合理性值得进一步商榷.     

软弱相间水平层状岩体隧道围岩变形特征分析

为研究软弱相间水平层状岩体隧道围岩变形破坏机理并正确指导设计施工,采用现场隧道围岩松动圈测试并结合三维离散元数值模拟方法对不同工况下隧道塑性区分布、收敛位移进行比较分析验证。结果表明:隧道墙脚容易产生塑性变形,造成底部岩体支撑方式发生变化,由于岩体软弱相间且层间连接弱,在拱顶沉降与两侧围岩水平收敛产生的水平力作用下,导致底部岩体发生向上的变形破坏。针对其变形破坏机理,对其支护措施进行研究,发现对底部岩体进行锚杆加固,增大了层间岩体连接,减小了各向异性,提高了岩体的整体强度,有效降低隧道底部岩体向上变形程度,防止隧道底部隆起,保证施工和运营安全。     

基于流固耦合理论下穿库区隧道围岩稳定性分析

以某下穿库区铁路隧道为依托工程,对比分析有无渗流场作用和不同水深条件下,隧道结构应力变化规律以及围岩变形、塑性区和渗流场的变化特性,同时还考虑隧道加固圈厚度和渗透系数对围岩稳定性的影响。研究结果表明:地下水渗流场对围岩变形影响较大,不仅能引起大范围的库底沉降,而且能增大隧道拱顶和拱腰的位移,并且能够减小仰拱的隆起量以及加剧围岩塑性区的范围;隧道的开挖能够对地下水孔隙水压力的分布形成明显的扰动,并且在两拱脚处渗流速度最大,最大塑性区位于横向临时支撑处;注浆加固圈能够改善围岩的受力,隧道最优注浆圈厚度在5m,并且当渗透系数小于围岩渗透系数的1/50时注浆圈加固效果不再明显。     

黄土隧道围岩工程特性及纵向位移分析

以采用台阶法施工的兰渝铁路黄土隧道为背景,通过三轴固结排水剪切试验分析黄土隧道围岩的工程特性,采用FLAC3D对隧道施工过程进行模拟,选取双线性应变硬化/软化遍布节理模型模拟黄土隧道围岩的工程特性,研究黄土隧道围岩的纵向位移。结果表明:隧道开挖扰动破坏了黄土隧道围岩的结构性;黄土隧道围岩的摩尔破坏包络线为双线性折线;黄土隧道围岩垂直节理遍布发育;围岩纵向位移总体上是边墙处小于拱顶处,围岩先期纵向位移约占总纵向位移的33%～41%,随着掌子面推进围岩纵向位移趋于稳定;预留核心土可有效地控制围岩纵向位移和塑性区的发展,有利于掌子面的稳定和施工安全;掌子面空间约束效应的影响范围约为-4R～4R(R为隧道开挖当量半径);由本文模型预测的围岩先期纵向位移与既有理论结果相符,但更能反映黄土隧道围岩的工程特性。     

达成高速铁路岩溶隧道围岩稳定性分析

结合达(州)成(都)高速铁路某岩溶隧道工程,建立岩溶隧道三维实体模型,利用三维快速拉格朗日法FLAC3D对隧道底部含有溶洞的围岩稳定性进行数值模拟研究,并将数值计算结果与现场监测结果进行比较分析.研究结果表明随着隧道施工接近并通过溶洞顶部,隧道拱顶处围岩向下变形,其值不断增大,拱腰处围岩沿隧道径向收敛,其值变化较小;仰拱处围岩最初向上变形,在隧道施工到溶洞顶部时变为向下变形,且其下沉值不断增大;围岩塑性区主要集中在隧道拱顶、仰拱底、拱腰和溶洞顶部处,溶洞顶部与隧道底部的塑性区有相互连通的趋势;隧道拱顶左右各约45°的范围、隧道底部以及溶洞周围的部位为应力释放区,拱腰处为应力增高区.     

高地应力软岩大变形隧道稳定性判据研究

围岩是隧道稳定性控制的主要对象,针对铁路隧道建设中高地应力软弱围岩的重大理论与实践难题,本文开展了理想连续介质条件下,围岩塑变形加速发展或塑性应变突变的稳定性极限状态研究。提出:(1)开挖过程中应充分发挥围岩的自承能力,允许围岩发生一定程度的塑性变形,但不能因过大变形让围岩进入松动状态,以保持围岩的稳定性;(2)当围岩塑性过程发展到塑性应变突变或变形加速发展时,围岩材料将进入塑性流动状态。此时,围岩因过大变形而松动,扰动后极易失稳、坍塌。(3)近区围岩塑性流动松动、深部为连续介质条件下,高地应力软岩大变形隧道稳定性的理论分析与判据方法有待深入研究。     

近接溶洞条件下隧道施工掌子面变形破坏特征数值分析

以宜万铁路齐岳山隧道工程为背景,以危险地段的岩溶地质条件为基础,应用三维有限元分析方法,在隧道掌子面前方的溶洞规模大于、等于和小于隧道掌子面规模的3种情况下,模拟分析不同岩体厚度、不同岩溶水压力时隧道掌子面的变形破坏规律。研究结果表明:当溶洞直径大于或等于隧道直径时,相同岩溶水压力作用下掌子面变形值相近,当溶洞直径小于隧道直径时,掌子面变形量小;掌子面变形量最大值出现在掌子面中心位置;当掌子面与岩溶洞壁之间的距离大于2.0 m时,掌子面变形量增加并不明显;在溶洞内无水压力条件下,掌子面岩体塑性区范围很小,但随着水压力的增大,塑性区的范围逐步增大。