围岩压力及控制

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岩石力学岩石压力及其控制

岩石力学岩石压力及其控制
第五章 岩石压力及其控制 第一节 井巷地压
一、基本概念
地压:泛指在岩体中存在的力,它既包括原岩对围岩的作用 力,也包括围岩间的相互作用力,又包括围岩对支架的作用 力。 狭义地压:把围岩因变形移动和岩块冒落作用在支架上的压 力称为狭义地压。 广义地压:将岩体内部原岩作用于围岩和支架上的压力称为 广义地压。
b1 a12
x2 dx
2a
3a1
3a12 a2
近似顶压= 2a1b1
(二)、侧压计算
当两帮不稳定时 f 2
1
p 2
pc pE'
H
pc
b1
tg 2 45
2
pE'
b1
H tg 2 45
2
合力作用点
y
H 3
2b1 H 3b1 H
(三)、底压计算
EA
BF
CT TD
K C
ex
sin
x
cosx
4 K
4EI
4 C
4EI
C : 充填体阻力系数 K :矿石阻力系数
由弹性地基梁理论可知,在充填体一侧顶板压力:
y
q0
1
e
x
sin
x
cosx
4 K
4EI
4 C
4EI
C : 充填体阻力系数 K :矿石阻力系数
地压活动影响因素:
1、自然因素:岩石、岩体的物理力学性质,原岩应力状态、开采深度、 地质构造发育程度、地下水活动、
2、人为因素:采矿方法、矿块结构参数、开采顺序、开采强度、支护 方式、爆破规模。
六、开采顺序对次生应力分布的影响
(一)、沿走向开采顺序
1、自矿体一端向另一端回采(单侧回采):当采用单侧回采时,回采 空间周围岩体次生应力场取决于采场跨度、同时回采采场数目。

围岩压力

围岩压力

计算公式
令dq浅/dH=0,可得qmax时的深度H: HP=B/(2λtanθ) qmax=γB/(4λtanθ)
浅埋隧道围岩压力是随坑道埋深H增加而增加的;当 等于深埋隧道荷载时,则围岩压力保持不变。
在判定深埋隧道的分界时,若用上述理论公式 ,也可 得出Hp值,但是往往与前述介绍的经验公式差别较大。目 前一般按经验公式 判别,而理论式作为参考。
计算公式
采用松散介质极限平衡理论进行 分析, 即:围岩松动压力=滑动岩体重量 -滑面上的阻力
q浅 = Q浅/B = γH(1-H/B·λtgθ) e=γ(H+h) λ/2
式中λ一侧压力系数 ,即:
λ = (tgβ-tgΦ)/{tgβ[1+tgβ(tgΦ-tgθ)+tgΦtgθ]} tgβ = tgΦ+{(tg2Φ+1)tgΦ/(tgΦ-tgθ)}1/2
e

q

1 2
H t
tg
2

450

g
2

其他一些确定围岩压力的方法
1、以松散介质平衡理论为基础的计算方法 太沙基理论:岩体为有一定粘结力的松散介质, 当坑道开挖后,围岩下沉时由于侧压力的作用, 对下沉围岩将产生摩阻力,水平应力与垂直应力 之比为k
围岩压力量测简介
1、围岩压力量测稳定性判断断面形状、支护 结构设计、围岩压力理论 2、量测方法 1)间接方法:量测支护结构的变形和内力,然后 推算围岩压力 2)直接方法:直接量测作用在支护结构上的压力 3)实验室方法:模型试验
作业
某公路隧道通过Ⅲ级围岩,开挖尺寸如图所示。 矿山法施工,围岩天然容重为γ=2.2t/m3,试确定 围岩压力值。
偏压隧道围岩压力的计算

复杂困难巷道围岩控制原理教材

复杂困难巷道围岩控制原理教材

强度
应力
(2) 如何减小岩体应力 ① 选择巷道布置位置 ② 从时间、空间上减少巷道承受支承压力影响; ③ 巷道布置在应力降低区; ④ 合理设计煤柱尺寸; ⑤ 减小最大水平应力的影响; ⑥ 巷道卸压:跨采卸压;开槽卸压;松动爆破卸压;卸压峒室
卸压
煤柱的应力分布:
一侧采空 煤柱很宽 煤柱较宽
形成:
• 支护结构载荷来自于松动圈自重载荷, 松动圈岩石破碎变形释放的能量,深部 围岩变形释放的能量,松动圈越大,支 护越困难。
5、主次承载区支护理论
• 主承载区围岩承受一定的张拉和压缩, 其主要支撑作用;次承载区巷道围岩经 过加固后形成的承载区域,起辅助支撑 作用。大断面巷道围岩加固技术。
6、关键部位加强支护理论
Ⅰ——破裂区 Ⅱ——塑性区 Ⅲ——弹性区 Ⅳ——原始应力区
煤柱较窄
29
巷道一侧或两侧布置巷峒
巷道一侧布置巷硐后效果示意图
卸压巷硐卸压:
卸压巷硐位置
巷道一侧——被保护巷变形减少70—90%; 巷顶————被护巷移近量为原来1/7—1/12; 宽面掘巷——矸石带填充,隔离,效果好。
一侧卸压
顶板卸压
宽巷卸压
三向应力在锚杆支护中的作用
❖ 研究表明,围岩注浆 加固可提高其强度和 变形模量、根本改善 围岩的变形规律。
❖ 前苏联的研究资料表 明,注浆后砂岩强度 增加50%~70%, 粉砂岩和泥质岩增加 2~4倍,岩体中岩石 强度的增大使支护载 荷减小2/3~4/5。
刷帮揭露帮部实际浆液扩散情况:顶板裂隙多平行于巷道走向 (轴向),在一定条件下表层以张裂为主;两帮在同一岩层内 裂隙以劈裂为主,在层面附近产生滑移,在层理面附近明显发 生渗透性变化,使得环向渗透性明显小于轴向与径向。

浅谈地下工程围岩稳定性与围岩控制

浅谈地下工程围岩稳定性与围岩控制

文章编号:1009-6825(2009)30-0111-02浅谈地下工程围岩稳定性与围岩控制收稿日期:2009-06-14作者简介:段学超(1974-),男,工程师,山西省交通建设工程监理总公司,山西太原 030006段学超摘 要:对影响地下工程围岩稳定性的自然因素进行了详细分析,讨论了围岩稳定性与围岩控制的方法与思路,介绍了围岩稳定性的监测方法和手段,论述了锚杆工作载荷与围岩稳定性的相互关系,用锚杆无损监测的方法来全程监测围岩稳定性对研究围岩稳定及工程施工具有很大的指导意义。

关键词:围岩稳定性,锚杆,围岩控制,锚杆无损监测中图分类号:T U 457文献标识码:A地下工程围岩的稳定性对工程的正常运营是至关重要的。

地下工程围岩的稳定性主要与岩石的性质、岩体的结构与构造、地下水、岩体的天然应力状态、地质构造等自然因素有关[1],并且还与开挖方式及支护的形式和时间等因素有关。

本文将对围岩稳定性监测的手段进行讨论,详细的论述利用锚杆工作载荷与围岩稳定性的关系来全程动态检测围岩稳定性的方法。

1 地下工程围岩稳定性因素1.1 岩石性质及岩体的结构围岩的岩石性质和岩体结构是影响围岩稳定性的基本因素。

从岩性的角度,可以将围岩分为塑性围岩和脆性围岩,塑性围岩主要包括各类黏土质岩石、破碎松散岩石以及吸水易膨胀的岩石等,通常具有风化速度快,力学强度低以及遇水软化、崩解、膨胀等不良性质,故对隧道围岩的稳定最为不利;脆性围岩主要指各类坚硬体,由于岩石本身的强度远高于结构面的强度,这类围岩的强度取决于岩体结构。

从岩体的结构角度,可将岩体结构划分为整体块状结构、层状结构、碎裂结构、散体结构。

松散结构及破碎结构岩体的稳定性最差;薄层状结构岩体次之;厚层状块体最好。

对于脆性的厚层状和块状岩体,其强度主要受软弱结构面的分布特点和较弱夹层的物质成分所控制,结构面对围岩的影响不仅取决于结构面的本身特征,还与结构面的组合关系及这种组合与临空面的交切关系密切相关。

矿山压力与岩层控制重点

矿山压力与岩层控制重点

1)矿山压力:未受到工程开挖或扰动的地下岩体称为原岩,原岩处于应力平衡状态。

开挖巷道或进行回采,破坏了原岩的应力平衡状态,引起岩体内部的应力重新分布,直至形成新的平衡状态。

这种由于矿山开采活动的影响,在巷硐或采场周围岩体中形成的和作用在支护物上的力定义为矿山压力,也称为二次应力或工程扰动力。

2)矿山压力显现:在矿山压力的作用下,会引起巷硐周围岩体和支护物产生种种力学现象,如岩体的变形、破坏、塌落,支护物的变形、破坏、折损,以及在岩体中产生的动力现象。

这种由于矿山压力作用使巷硐和采场周围岩体和支护物产生的种种力学现象,统称为矿山压力显现。

3)所有减轻、调节、改变和利用矿山压力作用的各种方法,统称为矿山压力控制●岩石的碎胀性是指岩石破碎后的体积比破碎前的体积增大的性质岩石的压实性是指岩石破碎后,在其自重和外加载荷作用下逐渐压实使体积减少的性质二原岩应力:存在于地层中未受工程扰动的天然应力称为原岩应力,也称岩体初始应力、绝对应力或地应力自重应力场:由地心引力引起的应力场称为自重应力场,自重应力等于位面积的上覆岩层的重力。

5)构造应力场:由于地质构造运动而引起的应力场称为构造应力场,构造力与岩体的特性(裂隙发育密度与方向,岩体的弹性、塑性、黏性等)有关构造应力的基本特点为:(1)一般情况下地壳运动以水平运动为主,构造应力主要是水平应力(浅部尤为明显);而且地壳总的运动趋势是相互挤压,所以水平应力以压应力占绝对优势。

(2)构造应力分布不均匀,在地质构造变化比较剧烈的地区,各处最大主应力的大小和方向往往有很大变化。

(3)岩体中的构造应力具有明显的方向性,最大水平主应力和最小水平主应力之值一般相差较大。

(4)构造应力在坚硬岩层中出现一般比较普遍,在软岩中贮存构造应力很少。

原岩应力分布的基本规律;1)实测垂直应力基本上等于上覆岩层重量2)水平应力普遍大于铅直应力3)平均水平应力与垂直应力的比值随深度增加而减小4)最大水平主应力和最小水平主应力一般相差较大,显示出很强的方向性●地下岩体处在三向复杂和强烈的自重应力和构造应力场中,其体积和形状发生变化产生变形,变形是外力做功的结果。

3 围岩压力和设计方法

3 围岩压力和设计方法

按力的平衡条件,可求出作用在隧道支护结构 上的围岩松动压力值,其步骤如下: 由图可知,作用在支护结构上总的垂直压力Q为
Q W1 2T1 sin 2
a.求两侧三棱体对洞顶土体的挟制力T1 取三棱体BDF(或ACE)作为脱离体分析(如图 所示),作用在其上的力有W2、T、F,其中W2为 BDF的土体自重,T为隧道与上覆土体下沉而带 动两侧BDF和ACE随着下滑时在FD面产生的带 动下滑力,F为BD面上的摩擦阻力。
V
tg 0
如以 tg 0 =f 代入,得
V b f
0 意义同上。 式中,b、
侧向均布压力则仍按朗金公式计算:
1 e v H t tg 2 45 0 2 2
2.浅埋隧道围岩松动压力的确定方法
(1)深、浅埋隧道的判定原则
ω——宽度影响系数, ω=1+i(B-5)
B——坑道宽度,以m计; i——B每增加1m时,围岩压力的增减率(以B= 5m 为基准 ) ,当 B < 5m 时取 i=0.2 , B > 5m 时, 取i=0.1。
适用条件为: ①H/B<1.7(H为坑道的高度); ②深埋隧道; ③不产生显著的偏压力及膨胀压力的一般围岩; ④采用钻爆法施工的隧道。
令 则
tg tg 0 tg 1 tg tg 0 tg tg 0 tg
分析上式的物理含义可知,从散体极限平衡 理论可知,T为FD面的带动下滑力,则 即为 FD面上侧压力系数,而T又为T1和T2之和,衬 砌上覆土体下沉时受到两侧摩阻力为T1,这是我 们所需要求的数值。
当滑动岩体下滑时,受到两种阻力作用: 一是滑面上阻止滑动岩体下滑的摩擦阻力;二 是支护结构的反作用力,这种反作用力的数值 应等于滑动岩体对支护结构施加的压力,也就 是我们所要确定的围岩松动压力。 根据受力的极限平衡条件: 滑动岩体重量=滑面上的阻力 + 支护结构的反作 用力(围岩松动压力) 围岩松动压力=滑动岩体重量一滑面上的阻力

围岩压力

围岩压力

围岩压力是指隧道周围岩体作用于隧道衬砌或支护上的荷载,也称地层压力。

广义地讲,围岩压力是开挖隧道后围岩变形和应力重新分布的一种物理现象。

人们从开挖洞穴后围岩变形和坍塌,衬砌或支护产生变形和开裂等现象,逐步认识到围岩压力的存在。

影响围岩压力的因素有:洞室形状或大小、地质构造、支护型式和刚度、洞室埋深,以及时间因素和施工方法等。

围岩压力的性质、大小和分布规律是正确进行隧道和洞室支护、结构设计和选择施工方案的重要依据。

洞室开挖前,岩体处在相对静止状态,其中任何一点的岩土都受到周围地层的挤压,称为初始应力状态或一次应力状态。

它是由上覆地层自重、地壳运动的构造应力以及地下水流动等因素所决定的。

洞室开挖以后,解除了部分围岩的约束,原始的应力平衡和稳定状态被破坏,围岩中出现了应力的重分布,进入二次应力状态。

围岩向洞室内部空间变形,并力图达到新的平衡。

由弹塑性理论和现场量测表明,隧道开挖后的围岩应力状态可概括为三个区域:(1)应力降低区。

在松软围岩中,岩体的强度很小,不能承受开挖后急剧增大的洞室周边应力而产生塑性变形,沿坑道周边围岩应力松弛而形成一个应力降低了的区域,高应力向围岩深部转移。

扰动了的岩体向坑道内变形,如果变形超过一定数值就会出现围岩失稳和坍塌。

在坚硬而完整的围岩中,由于岩体强度大,坑道周边未达到开裂和坍塌,故无应力降低区,这种洞室往往是自稳的。

(2)应力升高区。

围岩深部应力升高的区域,但其强度尚未被破坏,相当于一个承载环。

坑道上方形成承载拱,承受上覆地层的自重,并将荷载向两侧地层传递。

此即围岩的成拱作用。

(3)初始应力区。

距离坑道较远的岩体所受开挖的影响较小,仍处于初始的一次应力状态。

围岩压力可分以下两类:①松动压力。

松动或塌落的岩体以重力形式直接作用在支护上的压力。

岩体可以由于节理裂隙或岩石强度破坏而引起松动,直至坑道的顶部和侧部产生坍落。

②形变压力。

围岩变形受到支护约束而产生的压力。

除与围岩应力有关外,还与支护时间及其刚度有关。

岩体力学-5围岩压力

岩体力学-5围岩压力

塑性围岩在应力重分布和水的作用下,主要变形破坏 类型包括: (1) 塑性挤出; (2) 膨胀内鼓; (3) 塑流涌出; (4)重力坍塌等。
5.1
• •
概述
• (二)基本概念
(1)围岩压力 硐室开挖破坏了围岩范围内的应力平衡状态,导致围岩 变形甚至破坏。为了保障硐室的稳定安全必须进行支护以阻 止围岩过大变形和破坏,这样,支护结构与围岩间产生相互 作用,围岩作用于支护结构上的力就是围岩压力。围岩压力 可以分为垂直压力、水平压力和底部压力。 在采矿工程中,围岩应力和围岩压力都称为矿山压力。 广义围岩压力包括以下几部分: 变形压力, 松动压力, 膨胀压力, 冲击和撞击压力。
1 a 2
f
2

)
p (h H )tg (45
2 a 2
f
2
1 a
)
(5.3-9) h
1 2 pa pa Pa H 2
需要求出合力作 用点的位置。
p
Pa
b
45
2 pa
f
2
2a
(六)底部围岩压力
引起底部围岩压力的有几种可能:硐底岩石的膨胀;硐室两 侧岩石在较大压力作用下使其向洞内挤入。考虑第二种情况。 底部围岩压力的计算模型:AB线外侧,在上覆压力作用下, 形成水平向内的主动土压力;硐底岩体以被动土压力方式对抗 上述主动土压力,硐底阻抗岩体最大宽度为硐室跨度2a。 对于BF段,右侧为主动土压力,左侧为被动土压力,对于 BF段上任一点y处,有:
5.1
概述
四、围岩压力的确定方法
• 大体上,围岩压力确定方法主要有: • (1)现场实测法; • (2)连续介质力学方法:解析法、数值分析(有限元,有 限差分法,边界元法、流形元等); • (3)非连续介质力学方法,如离散元法; • (4)围岩分类法:公路、铁路围岩分类法; • (5)散体围岩压力理论:普氏理论和太沙基理论等; • (6)块体理论及赤平投影分析 • (7)工程地质类比法 • (8)物理模拟法等 • 目前,围岩压力理论总体上还处于验证和发展阶段。 采用一种理论来解决各种不同地质条件下和不同目的的地下 工程围岩稳定是不现实的。
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围岩压力与控制
1 围岩与支护的相互作用 2 围岩压力分类 3 影响围岩压力的因素 4 松动压力的计算 5 围岩特性曲线的计算 6 岩石地下工程稳定与围岩控制 7 岩石地下工程监测
4 松动压力的计算
产生松动压力的岩体类型: 产生松动压力的岩体类型: 1) 松散岩体 松散岩体——用两大类方法计算 用两大类方法计算 2) 裂隙岩体 裂隙岩体——按块体的极限平衡方法计算 按块体的极限平衡方法计算
其中
m b 2 p0 mb 1 M = + S − + mb 2 4 8 σc
1 2
N=
2 m rσ c
(m σ
r
p0 + S rσ c2 − m rσ c2 M c
)
1 2
围岩压力与控制
1 围岩与支护的相互作用 2 围岩压力分类 3 影响围岩压力的因素 4 松动压力的计算 5 围岩特性曲线的计算 6 岩石地下工程稳定与围岩控制 7 岩石地下工程监测
H C (1 − 2k2 ) k = 1 − k1 − a1γ 2a1
最大围岩压力的埋置深度Hmax 最大围岩压力的埋置深度
H max a1 C (1 − 2k2 ) = 1 − k1 a1γ
上式的使用条件
H ≤ H max
ϕ ≤ 30°
q
2 太沙基公式
基本假定: 基本假定: 隧洞开挖后, 隧洞开挖后 , 岩体 将沿OAC面滑动, OAC面滑动 将沿OAC面滑动 ,作用在 隧洞顶部的压力等于滑 动岩体的重量减去滑移 面上摩擦力的垂直分量。 面上摩擦力的垂直分量 。 滑动体中任意水平面上 的垂直压力为均匀分布。 的垂直压力为均匀分布 。
5 围岩特性曲线的计算
对于圆形隧洞,当侧压系数为 时 对于圆形隧洞,当侧压系数为1时,可采用 下述公式计算。弹性变形阶段: 下述公式计算。弹性变形阶段:
1+ µ ( p0 − p )R0 u0 = E
塑性变形阶段: 塑性变形阶段: 岩体为理想弹塑性介质,并满足莫尔—库仑 岩体为理想弹塑性介质,并满足莫尔 库仑 强度准则时 sin ϕ 2 ( p0 + C cot ϕ )R p u0 = 2GR0
围岩压力与控制
1 围岩与支护的相互作用 2 围岩压力分类 3 影响围岩压力的因素 4 松动压力的计算 5 围岩特性曲线的计算 6 岩石地下工程稳定与围岩控制 7 岩石地下工程监测
2 围岩压力分类
围岩压力——引起地下开挖空间周围岩体和支 引起地下开挖空间周围岩体和支 围岩压力 护变形、破坏的作用力, 护变形、破坏的作用力,它包括由 地应力引起的围岩应力以及围岩变 形受阻而作用在支护结构上的总作 用力。 用力。 围岩压力显现——由围岩压力引起的围岩与 围岩压力显现 由围岩压力引起的围岩与 支护的变形、流动和破坏等现象。 支护的变形、流动和破坏等现象。
( p0 + C cot ϕ )(1 − sin ϕ ) R p = R0 p + C cot ϕ
若 p < p0 − Mσ c
1− sin ϕ 2 sin ϕ
岩体具有残余强度,并满足 岩体具有残余强度,并满足Hoek-Brown强度准则时 强度准则时 则会出现破坏区。 则会出现破坏区。
2
ϕ k1 = tan 45° − tan ϕ 2
ϕ k 2 = tan 45° − tan ϕ 2
作用在隧洞顶部的围岩压力p 作用在隧洞顶部的围岩压力
G − 2T H C (1 − 2k2 ) = kγH p= k1 − = γH 1 − 2a1 a1γ 2a1
2
ϕ e = γ (h1 + y ) tan 45° − 2
2
满足此条件时为深埋
H ≥ (3 ~ 5)a1
a1为压力拱的半跨 h1为压力拱的高度
H ≥ (2 ~ 2.5)h1
围岩压力与控制
1 围岩与支护的相互作用 2 围岩压力分类 3 影响围岩压力的因素 4 松动压力的计算 5 围岩特性曲线的计算 6 岩石地下工程稳定与围岩控制 7 岩石地下工程监测
上式计算出的围岩压力与隧洞跨度大小无关, 上式计算出的围岩压力与隧洞跨度大小无关,而仅与隧 洞埋置深度有关,不够合理。 洞埋置深度有关,不够合理。
考虑到隧洞两侧的岩体也可能下滑, 考虑到隧洞两侧的岩体也可能下滑,需将 可能滑动的岩柱宽度比隧洞宽度适当增大。 可能滑动的岩柱宽度比隧洞宽度适当增大。
ϕ a1 = a + h tan 45° − 2
围岩压力与控制
1 围岩与支护的相互作用 2 围岩压力分类 3 影响围岩压力的因素 4 松动压力的计算 5 围岩特性曲线的计算 6 岩石地下工程稳定与围岩控制 7 岩石地下工程监测
1 围岩与支护的相互作用
支 护 压 力
围岩特性曲线
支护反力曲线
Pmin
u0
u
径向变形
支护刚度对隧洞变形的影响
支 护 压 力
6 岩石地下工程稳定与围岩控制
6.1 维护岩石地下工程稳定的基本原则
1 合理利用和充分发挥岩体的强度
(1)岩石性质好坏是影响稳定最根本、最重要 )岩石性质好坏是影响稳定最根本、 的因素,因此, 的因素,因此,在充分比较施工和维护稳定两方面 经济合理的基础上, 经济合理的基础上,尽量将工程位置设计在岩性较 好的地层中。 好的地层中。 (2)避免岩石强度的损坏。尽可能降低爆破对 )避免岩石强度的损坏。 岩石强度的影响,有条件尽量采用TBM;及时封闭 岩石强度的影响,有条件尽量采用 ; 岩石,防止软化、风化。 岩石,防止软化、风化。
径向变形
支护时间对隧洞变形的影响
支 护 压 力
径向变形
围岩变形规律——支架反力越小,围岩变形越大,直 支架反力越小,围岩变形越大, 围岩变形规律 支架反力越小 至塌方 。 支架变形特性——围岩施加于支架的压力越大,支架 围岩施加于支架的压力越大, 支架变形特性 围岩施加于支架的压力越大 变形越大,直至破坏。 变形越大,直至破坏。 支架反力与围岩变形压力相等时,围岩变形将不再发 支架反力与围岩变形压力相等时, 此时整个系统处于平衡状态。 展,此时整个系统处于平衡状态。 支架上的压力与地面建筑上的负荷不同, 支架上的压力与地面建筑上的负荷不同 , 它不是一个 定值,而是一个变值。它不仅与围岩性质有关, 定值 , 而是一个变值 。 它不仅与围岩性质有关 , 而且 还与支架性质有关。 还与支架性质有关。
作用在隧洞支护上的围岩压力等于岩柱JKHG 作用在隧洞支护上的围岩压力等于岩柱 的重量减去两侧滑动面上的摩擦力和粘聚力。 的重量减去两侧滑动面上的摩擦力和粘聚力。
作用在岩柱侧面距地面深度z处的夹制力(摩擦力和粘聚力) 作用在岩柱侧面距地面深度 处的夹制力(摩擦力和粘聚力)为 处的夹制力
t = C + e z tan ϕ
普氏法假设
开挖 坍塌形成自然拱 两侧崩塌 崩落拱
若及时支护, 若及时支护,顶部的破坏则介于自然拱 和塌落拱之间, 和塌落拱之间,破坏拱以内的岩石自重即为 作用在隧洞支护上的围岩压力。 作用在隧洞支护上的围岩压力。
假定压力拱形状为二次抛物线形,压力拱高 假定压力拱形状为二次抛物线形,压力拱高h1 按经验确定,它取决于隧洞跨度和岩石性质。 按经验确定,它取决于隧洞跨度和岩石性质。
2.3 膨而引起的压力称为膨胀压力。 膨胀压力与变形压力的基本区别在于它是由吸水膨 胀引起的。 胀引起的。
2.4 冲击压力
冲击压力是在围岩积累了大量的弹性变形能之后 突然释放出来时所产生的压力。 突然释放出来时所产生的压力。
围岩压力与控制
由垂直方向平衡条件得
2γa1dz = 2a1dσ v + 2Cdz + 2λσ v tan ϕdz
简化成 边界条件: 边界条件: z=0 z=H
dσ v C tan ϕ = γ − − λσ v dz a1 a1
σv = q
σv = p
解上述方程, 解上述方程,得:
γa1 − C p= λ tan ϕ
4.1 基于洞顶上面松散岩体应力传递的计 算方法
假定: 假定:开挖后由于洞顶下沉及下沉岩柱两侧摩 擦力的存在,使洞顶岩体卸载, 擦力的存在,使洞顶岩体卸载,而两侧岩 层加载。 层加载。
1 岩柱理论
适用于埋置深度极浅的隧洞, 适用于埋置深度极浅的隧洞,或采用明挖 法施工的隧洞。 法施工的隧洞。
p = γH
影响因素: 影响因素:
围岩地质条件、岩体破碎程度、开挖施工方法、 围岩地质条件、岩体破碎程度、开挖施工方法、爆破 作用、支护设置早晚、回填密实程度、 作用、支护设置早晚、回填密实程度、洞形和支护形 式等。 式等。
2.2 变形压力
定义:由于围岩变形受到支护的抑制而产生的压力, 定义:由于围岩变形受到支护的抑制而产生的压力, 除与围岩应力有关外, 除与围岩应力有关外,还与支护时间和支护刚 度等有关。 度等有关。 种类:弹性变形压力、塑性变形压力、流变压力 种类:弹性变形压力、塑性变形压力、
ez——距地面深度 处的主动土压力 距地面深度z处的主动土压力 距地面深度
ϕ ϕ 按朗肯公式 e z = γz tan 45° − − 2C tan 45° − 2 2
2
岩柱侧面的总夹制力: 岩柱侧面的总夹制力:
T=∫
H 0
1 (C + e z tan ϕ )dz = γH 2 k1 + CH (1 − 2k2 ) 2
1 2 2 2 破坏区半径 R p = R0 exp N − m rσ c p + S rσ c m rσ c f − 1 R p f =1 Mσ c R0 + 洞壁径向位移 u0 = R G ( f + 1) 2 0
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