围岩变形规律范文（精选8篇）
围岩变形规律 第1篇
本文通过对十房高速公路变质片岩软岩隧道现场实测数据进行统计分析, 研究了隧道围岩变形特点, 并确定了合理的极限位移值和预警标准。解决了预警频发问题, 加快了施工进度, 为软岩隧道监测数据分析提供了经验。
1 工程概述
湖北十房 (十堰至房县) 高速公路位于鄂西北十堰市东南部, 路线全长68.319Km, 全线共10座隧道。其中特长隧道一座, 为通省隧道, 全长6900m, 为分离式双洞隧道。经现场地质调查及室内试验研究, 线路隧道主要穿越地层岩性为元古界武当群 (Pt2w d) 变质片岩, 单轴抗压强度约5MPa, 片状构造, 具有流变特征, 暴露在空气中易风化潮解, 部分地段受地下水软化作用明显, 承载能力和抗变形能力较差, 属工程软岩。线路区属扬子板块及北缘构造带的一部分, 在长期的地质发展演化进程中, 经历了多期次、多阶段的变形变质作用和岩浆活动, 地质构造复杂。设计初期采用围岩预留变形量作为极限位移标准, 现场情况显示, 该标准普遍偏小, 使施工单位报警频发, 并且初期支护极易侵入二次衬砌界限, 严重影响了施工进度。
本文以137个监测断面的拱顶沉降和周边收敛实测数据为依据进行统计分析, 其中Ⅲ级围岩断面25个, Ⅳ级围岩断面78个, Ⅴ级围岩断面34个。
2 极限位移分析
2.1 统计学理论概述
设样本数据为x1、x2、…xn, 表示样本均值, S2表示样本方差, μ表示总体均值, σ2表示总体方差。则有:
进行统计分析时, 抽样正态概率密度曲线, 定义α为总体均值μ不落在某特定区间内的概率, 即风险值;1-α为置信水平, 也称为可靠值;置信区间为特定置信水平下, 总体均值μ的取值范围, 并规定置信区间以样本均值为中心左右对称。置信区间所取最大值为置信上限, 最小值为置信下限。
当总体服从正态分布时, 样本的抽样分布都服从正态分布, 如果总体方差σ2未知, 需要用样本方差S2代替σ2。大样本容量 (n≥30) 情况下, 总体方差σ2可用样本方差S2代替, 建立的总体均值μ的置信区间上限为:
其中为样本抽样均值, zα/2为标准正态分布上侧面积为α/2时的z值;小样本容量 (n≤30) 情况下, 样本均值经过标准化以后的随机变量服从自由度为 (n-1) 的t分布, 即, 依此建立的总体均值μ在1-α置信水平下的置信区间上限为:
2.2 数据分析
隧道围岩变形受断面形式、开挖方法、工程地质条件等因素影响, 根据勘察设计资料及地质调查, 所统计的隧道均属分离式双洞隧道, 隧道均采用三心圆曲墙断面, 除特殊地质条件外均采用台阶法开挖方法, 同围岩级别条件下, 隧道的地质条件也具有很大相似性。因此, 对现场监测数据按正态分布规律进行分析是合理可行的。以Ⅲ级围岩位移为例, 对实测数据进行监测分析。
由公式 (1) , 拱顶沉降及周边收敛均值分别为:
由公式 (2) , 拱顶沉降及周边收敛方差分别为:
S21=210.48m m2, S22157.7856m m2。
由于监测断面总数=25<30, 故采用小样本容量进行计算, 取风险值α=0.05, 代入 (4) 式得拱顶沉降置信区间上限为18.7m m+2.96m m=21.66m m;周边收敛置信区间上限为20.024m m+2.56m m=22.584m m, 即拱顶沉降值小于21.66m m和周边收敛值小于22.584mm的断面占所有监测数据的95%。 (由于当位移小于置信区间下限时, 围岩变形量小, 处于安全状态, 故此类数据未与考虑) , 因此可以将α=0.05时的置信区间上限作为位移变形极限值。Ⅳ级围岩断面=78>30, Ⅴ级围岩断面n=34>30, 采用大样本容量进行计算, 取风险值=0.05, 代入公式 (3) , 计算得:Ⅳ级围岩拱顶沉降置信区间上限为80.62mm, 周边收敛置信区间上限为83.422mm;Ⅴ级围岩拱顶沉降置信区间上为122.7mm, 周边收敛置信区间上限为141.32m m。最终计算结果如表1所示。
从表1可以看出, 对Ⅲ级围岩, 现场围岩变形量较小, 规范推荐的预留变量在现场较为合适;而对Ⅳ级、Ⅴ级围岩而言, 实际的变形量要超出上述值规范推荐的量值则偏小, 不够合理。
3 预警标准分析
围岩变形速率能从一定时间内发生的变形量来判断围岩变形发展过程, 若变形速率表现突然增大且持续无收敛趋势, 尽管累计变形未达到极限位移, 但也预示着围岩即将出现失稳破坏。因此采用变形速率作为监测预警标准较为合理。十房高速公路隧道预警标准研究过程中, 分别选取有代表性的五组发生失稳大变形地段及安全变形地段拱顶沉降和周边收敛数据进行对比分析, 其变形速率随时间变化关系如图2、3所示。
通过对图2、3数据分析得到以下结论
1) 当变形速率超过3m m/d时, 拱顶沉降失稳断面数据占总数据的86%;周边收敛失稳断面数据占总数据的86%;当变形速率超过4m m/d时, 拱顶沉降失稳断面数据占总数据的100%, 周边收敛失稳断面数据占总数据的89%, 可以判断当围岩变形速率超过3~4mm/d时, 隧道发生围岩失稳的可能性大。
2) 当围岩发生失稳时, 变形速率始终保持较大值, 且无明显收敛趋势, 尤其是监测初期。从失稳断面前10天监测数据可以看出, 拱顶沉降变形速率连续大于1mm/d的监测数据占所有数据的90%, 拱顶沉降变形速率连续大于1mm/d的监测数据占所有数据的88%。
根据以上结论, 确定隧道围岩变形速率达到3~4mm/d或连续10天变形速率超过1mm/d作为隧道监测预警标准。
4 结论
1) 十房高速公路沿线隧道以工程软岩为主, 采用规范中的围岩变形标准不够合理, 造成预警频发, 对事故造成一定的影响。通过对监测数据进行统计分析, 得出十房高速公路软岩隧道合理的位移极限值和预警标准, 对软岩隧道监测数据分析提供了可靠经验, 也为现场预警预报提供了依据。
2) 以实测数据为基础, 采用正态分布统计方法得出Ⅲ级围岩条件下拱顶沉降和周边收敛位移极限值分别为21.66mm、22.584mm;Ⅳ级围岩条件下拱顶沉降和周边收敛位移极限值分别为80.62mm、83.422m m;Ⅴ级围岩条件下拱顶沉降和周边收敛位移极限值分别为122.7m m、141.32m m。该数据未考虑隧道埋深对变形的影响, 当隧道处于浅埋或超深埋时应对上述极限值做进一步修正。
3) 通过对安全断面及失稳断面围岩变形速率对比分析, 得出了合理的预警标准:围岩变形速率达到3~4mm/d, 或连续10天变形速率超过1mm/d作为隧道监测预警标准。
摘要：为确保隧道建筑限界准确, 一般将隧道设计预留变形量作为围岩极限位移值。十堰至房县高速公路隧道地层以软岩为主, 采用上述变形标准, 大部分地段围岩变形量超过临界值, 造成预警频繁, 对施工进度造成一定的影响。通过对拱顶沉降和周边收敛实测数据进行统计分析, 研究了软岩隧道合理的变形位移极限值和预警标准。研究结果可用做后续施工指导, 对软岩隧道监控量测工作有一定借鉴意义。
关键词：软岩隧道,监控量测,拱顶沉降,周边收敛
参考文献
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隧道围岩大变形机理及处治技术研究 第2篇
【摘要】本文结合工程实例，对公路隧道围岩产生大变形的原因进行分析，并提出合理的处治措施。
【关键词】隧道围岩 大变形 原因 处治
一、隧道围岩大变形机理分析及工程实例
1、隧道围岩产生大变形的原因
各类围岩在正常施工条件下都会产生一定的变形，不同国家、不同行业对各级围岩岩及各种支护结构都规定有不同的预留变形量以容纳这些变形。大变形是相对正常变形而言，目前还没有统一的定义和判别标准。产生大变形主要有客观和主观两方面原因，地质条件是客观原因，技术措施不当是主观原因，前者是根本原因。
2、工程实例
某公路隧道进口斜井位于沟谷地带，地形呈左高右低现状，地形起伏较大。该斜井设计平长140m，开挖范围上部岩层为粉质粘土，下部为强-全风化页岩夹砂岩，围岩分级为V级。本工程地下水为上层滞水、基岩风化裂隙水及构造裂隙水。隧道净空断面尺寸为4.7（宽）×5.75（高）m，开挖断面尺寸为5.82（宽）m×7.62（高）m。
在斜井施工至掌子面里程XK0+113时，通过观察发现XK0+113～+122.5段初期支护喷射混凝土有开裂剥落现象。此时，仰拱施工至XK0+122.5；加强二衬施工至XK0+125.5。大变形段里程为XK0+113～+122.5，长9.5m，该段右侧钢拱架失稳内敛约60cm，初支砼严重剥落，变形过程+115～+118右侧拱脚处、+118～+122右侧墙角处分别流出黄色、黑色泥浆；地表沉陷深约1.7m，面积约70m2。通过对本段隧道所处地质环境综合分析，围岩大变形的主要原因有：
（1）地质因素。隧道围岩经过多年地质构造运动，围岩应力处于平衡状态，一经开挖，潜在应力释放，应力重新分布，在原生应力已遭破坏，新生应力场尚未稳定前提下，围岩承受压大、极易失稳导致坍塌；当通过各种堆积体是，由于结构松散，颗粒间无胶结或胶结差，开挖后引起坍塌；在挤压破碎带，岩脉穿插带、节理密集带等裂结构地层中，岩块间互相挤压钳制，一经开挖则失稳，常见岩块掉落、坍塌；在软弱围岩节理发育的情况下，或泥质充填物过多，均易产生较大的坍塌；在构造运动作用下，薄层岩体形成的笑摺曲、节理发育地段，施工中常常发生坍塌；岩层软硬相间，或有软弱风化夹层的岩，在裂隙水的作用下，软弱面强度大大降低，因而发生坍塌；裂隙水的软化、浸泡、冲蚀、溶解等作用加剧岩体的失稳和坍塌。
（2）结构支护原因。由于围岩应力变化具有不确定性，结构支护承载应力很难进行精确计算，设计支护强度、刚度是否能够满足承载应力的要求是很难进行精确的判断的，因此，支护参数的偏小，往往也是导致隧道坍塌的主要原因之一，且造成的危害性极大。
（3）施工原因。施工方法与地质条件不相适应，地质条件发生变化，没有及时改变施工方法；施工支护不及时；地层暴露过久，引起围岩松动、风化；忽略了围岩的变形规律，围岩的变形同时具有连续变形和突然变形的特征。当开挖距离小于D（D为隧道开挖宽度）时，围岩两端由于受到二次衬砌砼和开挖掌子面支撑的约束作用，连续变形很小，主要是爆破后的受震动影响的突然变形，而且在这个距离范围内由于衬砌和开挖面支承的“空间效应”的影响，即使初期支护抗力不足围岩滑移力亦不至于失稳，当这个距离为1.5D～3D时，“空间效应”的影响完全消失，初期支护抗力小于滑移力的问题即刻暴露出来，围岩急剧变形，极易引起塌方。
二、隧道大变形段施工处治措施
1、垂直锚杆加挂网喷浆施工
本工程洞外处理措施采用全长粘结型早强垂直锚杆加挂网喷射混凝土。
（1）主要设计参数：锚杆孔深度、孔径由设计决定，锚杆长度根据隧道埋深深度来确定，设计锚杆φ22螺纹钢筋组成，间距1.5×1.5m梅花形布置，每根长4m；设置ф6钢筋网，网格间距20cm×20cm。插入钢筋束后压浆机进行灌注1：1.5的水泥砂浆。孔口表面用砂浆护面，砂浆厚度10～15cm。
（2）施工技术要点。
①清除地表植被地表大致整平：人工清除地表植被，大致整平地表，经监理工程师检查合格后方可进行下一步工序施工。
②测量定孔：工程技术人员根据设计图纸测定孔位，并用木桩标出，其孔位误差不得大于10cm；同时对施工人员进行图纸及现场技术交底。
③钻孔。露天钻机精确就位并固定，保证钻机钻杆线垂直以及钻机在钻进时不产生偏移和倾斜；钻孔顺序由里向外或由外向里，先钻高位孔。
④制作锚杆钢筋及钢筋束。锚杆宜采用锰硅螺纹钢，直径为22mm。用钢筋切割机将钢筋按设计长度进行切割。
⑤安装锚杆钢筋束。在安装钢筋前用高压风进行清孔，以清除孔内粉碴及杂物。安装钢筋束：可借助于简易钢管架，安装卷扬机对钢筋束进行垂直吊放。
⑥灌注砂浆：安装好钢筋束后，堵塞孔口，用注浆机结合导管进行孔内灌注水泥砂浆，使孔内砂浆堵塞密实，保证地表锚杆的锚固效果；注浆时，孔口压力〈0.4Mpa。
2、管棚超前支护施工
本工程洞内XK0+113～+122.5大变形段采用DN65中管棚加固过渡。
（1）主要施工参数：①管规格：内径65mm，外径76mm；②管距：环向间距40cm；③倾角：外插角1°～3°为宜，可根据实际情况作调整；④注浆材料：M20水泥浆或水泥砂浆；⑤设置范围：拱部120°～135°范围；⑥长度：15m。
（2）施工技术要点：
①开挖管棚工作室。工作室分步开挖，分步施钻。即先在两边拱脚分别开挖两个工作室Ⅰ，进行钻孔、安管、注浆之后，再开挖工作室Ⅱ；当开挖工作室Ⅱ时，可弃碴于两拱脚工作室Ⅰ。这样既减少开挖工作量、减少搭拆平台，又便于移动钻机，有利于钻孔作业。
②搭设平台、安装钻机、测定孔位。搭设钻机平台，钻机平台尽量一次搭好。钻孔顺序，有高孔位向低孔位进行，可缩短移动钻机与搭设平台的时间，便于钻机定位、定向。
③钻孔。钻孔为便于插管，管棚钢管钻孔直径应比管棚钢管设计直径大20～30mm；若围岩注浆固结好或岩质较好，可以一次成孔；围岩局部注浆效果不好的，钻进时可能产生坍孔、卡钻，则需补注浆后再钻进。
④安装管棚钢管。根据设计，管径如采用80～180mm壁厚4mm以上碳素无缝钢管，每节管长4～6m；每节钢管用8mm厚的管箍连接；15m左右一次成孔的短孔，可用人工将钢管直接插入钻孔。管节与管箍的丝扣应提前在专用管床上按规定加工。
⑤安装管棚钢筋笼及管外注浆。管棚钢管安装好后，放置钢筋笼并注浆。管内设置的钢筋笼，由四根长4m的螺纹钢筋焊接在壁厚8mm、长8cm的管节上而成，钢筋直径、管节外径应根据管棚钢管直径大小而定。在钢管钢筋笼安好后，进行注浆。注浆用泥浆泵压注，根据所要求的凝固时间决定采用水泥浆或水泥水玻璃双液，分二次进行，第一次对二个工作室Ⅰ各个钻孔注浆；第二次对工作室Ⅱ各个钻孔注浆。
三、结束语
隧道围岩大变形施工处治关键在于弄清软弱围岩的变形规律特征，找出其变形原因，采用合理的施工方法和支护参数。该隧道施工中有效地控制了大变形，整个施工过程中未发生一起安全事故，而且质量均在控制要求范围内，表明软弱围岩采用的大变形施工处治技术是成功的可供同类工程施工参考。
参考文献：
围岩变形规律 第3篇
2 8煤柱上付巷外段位于2 1轨道巷西部, 上跨21行人巷, 南部为-150大巷及-150水仓, 北部分布有26总回风巷和28总回风巷, 巷道掘进过程中由沿煤层底板起坡进入煤层顶板, 顶底岩层均为沙质泥岩, 该岩层节理裂隙较为发育, 空隙率高, 遇水易泥化、膨胀, 易风化、崩解, 岩体强度较低, 在应力达到一定程度后, 极易屈服破坏, 并带有明显的时效性。
1. 软岩巷道支护措施选择
1.1 软岩支护措施比较
软岩巷道支护一直是煤炭开采中面临的重要问题, 随着开采向纵深发展, 软岩巷道支护问题就越来越突出, 现在已应用于软岩巷道支护的技术措施有金属支架 (包括工字钢支架和U型钢支架等) 、锚喷支护、砌碹支护、巷帮围岩卸压支护及联合支护等, 其中应用最广泛的是锚喷支护及U型钢可收缩支架支护。
1.1.1 U型钢可收缩支架支护
U型钢可缩性支架具有较好的断面形状和几何参数, 易于实现搭接后的缩让, 当围岩变形压力超过U型钢接头摩擦阻力时, 接头发生收缩, 围岩释放能量, 形变压力降低, U型钢支架停止收缩, 所以U型钢可缩性支架是一种既有足够抗压力, 实现尽早支护, 又有与围岩变形唯一相适应的可缩性, 以释放能量, 减少围岩压力, 有效控制围岩变形的较好支护, 因此U型钢可缩性支架在软岩支护中备受青睐。
1.1.2 砌碹支护
砌碹支护广泛使用料石圆碹、马蹄形料石碹以及带底拱的拱直墙料石碹。砌碹支护具有承载能力大, 稳定性强和防止底鼓效果好等优点, 同时由于砌碹支护支架存在刚性大, 晚承载以及承受不均匀载荷的能力低等缺点, 砌碹支护一般不适用于围岩变形很大的软岩巷道支护。
1.1.3 卸压支护
人工改变围岩压力状态和分布的巷道维护方法, 统称为卸压法, 目前出现的卸压法有爆破法、钻孔法, 切缝卸压法及巷道卸压法等形式。
1.1.4 锚喷支护
锚喷支护使用方便, 节省材料, 价格便宜, 易于机械化操作的优点得到充分体现, 但是一般的锚喷支护不能适应软岩巷道大变形的需求, 所以在软岩巷道支护中, 需根据实际情况, 采用锚杆与其它支护联合使用, 才能充分发挥锚杆支护的优点。
1.2 支护措施选择
由于28煤柱上付巷外段周围分布多条巷道, 预计掘进过程中会出现应力高度集中区, 并且沙质泥岩还会因为放炮或遇水极易发生崩解、膨胀, 体积迅速增加, 导致围岩快速剧烈运动, 同时为了使28煤柱上付巷尽快投入使用, 综合考虑以上因素, 决定使用U型钢支架支护, 为增强U型钢支架整体抗压能力, 采用4道工字钢进行连锁加固, 支护措施如下:
1.2.1 材料使用规格为1 2 m2的2 9#U型钢支架支护, 要求支架拱梁半径为20000mm, 梁长为3945mm, 弦长3277mm, 柱腿半径为2500mm, 柱腿长2823mm。
1.2.2 采用规格为10000×700mm (长×宽) , 网孔直径30mm阻燃和抗静电的塑料网和规格为700× (50~70) mm (长×直径) 的单椽背帮背顶。
1.2.3 U型钢支架施工:支架梁正中拱顶采用700mm长拉杆一根, 支架下卡缆处, 两侧帮采用350mm长的拉杆各上一根。支架上沿向下0.3~0.4m处和1.9~2.0m处, 两帮分别采用两根2600mm长工字钢进行连锁加固。
2. 围岩支护效果验证
为验证工字钢连锁加固U型钢可缩支架的支护效果, 我们在28煤柱上付巷外段应力比较集中的一段巷道布置观测站, 验证该支护措施的支护效果。
2.1 布设观测站
围岩表面位移测点可按2条测线布置如图—1, 水平测线a-b和垂直测线c-d, 水平测线应与腰线重合, 垂直测线与中线重合, 在实际操作中, 可以根据断面形状、断面大小, 设备布置及工程重要性, 测线数量可适当增加。
2.2 数据观测及整理
在数据观测主要包括以下两点:
2.2.1 顶底板移近和两帮移近:
测量顶底板测点数据c-d的距离和两帮测点ab的距离。
2.2.2 顶板下沉与底鼓:
现在水平测线a-b位置拉直线测线, 再用测量仪器测出顶部测点c与水平测线的垂直距离c-o, 将巷道顶底距离c-d减去距离c-o就为底鼓的观测值o-d。
为准确及时掌握巷道变形情况, 每两天观测一次。
经过长时间连续观测, 发现在巷道由煤层进入煤层顶板初期围岩移动速度加快, 成巷前7天巷道围岩活动最为剧烈, 后逐渐趋于稳定, 巷道两帮距离变短, 巷道两帮整体移近量在0.3m左右, 顶底板移近量最明显, 最大可达1m以上, 经过进一步分析, 顶板下沉量在0.1m~0.2m, 底鼓量在0.6~1.2m之间。
由于采用了工字钢连锁加固, 巷道上U型钢支护效果良好, 没有发生U型钢支架扭曲破坏的情况。
2.3 巷道围岩移动规律分析
通过对观测数据分析, 发现在巷道开挖后, 原有的天然应力状态遭到破坏, 围岩受力失去平衡, 特别是在掘进至煤层顶板初期, 应力高度集中, 沙质泥岩在剪、拉应力作用下遭到破坏, 崩解, 体积迅速膨胀, 促使其向巷道空间移动。因为采用了小棚距U型钢支架及四道工字钢联锁加固技术, 在U型钢支架发生收缩, 围岩释放部分能量, 围岩与支架重新达到受力平衡状态, 有效控制了巷道支架的扭曲变形。同时由于没有对巷底进行支护, 巷道围岩巷道底板岩层遭到破坏, 大量破碎岩石进入巷道空间, 释放能量, 巷道最终达到稳定状态。
3. 结论
通过上述分析证明采用四道工字钢连锁加固U型钢支架支护措施在松软围岩巷道支护中的实施, 有效增强了巷道的整体抗压能力, 虽然巷道有明显底鼓, 不过通过清挖落底, 不影响巷道的正常使用, 有效避免了巷道边掘边扩修情况的出现, 加快了施工进度, 降低了生产成本, 提高了经济效益。
摘要：本文通过对米村矿2 8煤柱上付巷外段巷道围岩移动变形的观测, 分析软岩巷道围岩移动规律, 采用反分析法反推作用在巷道支护上的围岩压力分布, 对煤矿巷道主要的几种支护形式进行介绍, 结合本矿工作实践经验, 采用工字钢联锁加固U型钢支架支护巷道, 增强了巷道的整体抗压能力, 有效降低了因应力高度集中造成局部巷道支架扭曲变形甚至破坏情况的发生, 减少了巷道的重复支护, 降低了巷道的支护成本, 提高了经济效益。
围岩变形规律 第4篇
深埋隧道在施工过程中, 往往需要穿越具有高应力、软弱破碎带岩层、岩溶地貌发育等特殊地层。由于这些地层地质条件复杂多变, 因此在隧道施工中不确定性因素较多, 易造成隧道围岩局部塑性变形大, 导致围岩支护困难, 甚至发生塌方坍塌事故, 加大了施工难度, 并对隧道施工工期、工程造价等产生很大影响。目前我国对深埋软弱围岩变形机理及支护结构相互作用研究尚不够深入, 因此在隧道施工过程中需对围岩变形、锚杆受力等关键参数进行实时量测, 掌握隧道围岩变形规律, 反馈出隧道围岩支护效果, 并及时对支护参数进行调整, 获得最适合围岩支护参数。本文针对西部地区某在建深埋隧道为例, 进行隧道围岩变形相关参数现场实测, 为类似地层隧道施工提供参考依据。
2 工程概况及测试方案
某在建隧道埋深700m~1000m, 穿越地段地应力水平较高, 岩溶发育, 地质条件复杂, 地层以软弱泥质砂岩、粉砂岩为主, 岩层裂隙发育, 强度较低, 遇水易出现泥化现象。隧道采用马蹄形型断面, 采用复合式衬砌, 初期支护以锚杆+钢筋网+喷射混凝土为主, 辅以钢拱架、注浆小导管等手段;二次衬砌采用C25整体混凝土浇筑支护。本文监测断面所处岩层为泥灰岩, 基本物理力学参数为:弹性模量7800MPa, 泊松比0.24, 内摩擦角40.1°, 内聚力4.2MPa, 饱和抗压强度14.3MPa, 所采用混凝土喷射厚度22cm, 锚杆长度350cm, 间距100×100cm, 钢筋网直径6.5mm, 间距20×20cm, 二次衬砌混凝土厚度55cm。
为判断深埋隧道偏压及围岩稳定性情况, 掌握隧道支护效果, 并确定二次衬砌最佳时间, 为隧道施工施工提供指导性建议, 需对隧道特殊断面进行表面收敛位移、围岩内部变形关键参数进行实时监测。在起拱线、拱肩、拱顶等位置埋设测试元件, 测点位置见图1所示, 其中1#、2#测点布置在起拱线位置, 3#、4#位于拱肩位置, 5#位于拱顶位置。
测试内容及方案如下:
(1) 隧道表面收敛位移量测:指利用收敛计对隧道开挖后两帮水平收敛量以及隧道顶部下沉量进行量测。本文采用JSS30A型数显收敛计, 测试不同时间段测点1#-2#、3#-4#、4#-5#、3#-5#之间的距离, 换算获得两帮之间收敛位移量、拱顶下降量随时间变化关系。
(2) 隧道围岩内部变形量测:指利用多点位移计进行围岩内部位移量测, 判断隧道开挖后围岩松动圈范围, 以确定支护锚杆最佳长度, 达到最佳支护效果。本文分别在3#、4#测点位置埋设多点位移计, 分别对围岩内部0m、0.5m、1.0m、1.5m、2.0m、2.5m6个不同位置变形情况进行监测。
表面收敛计与多点位移计结构简图分别见图2、图3所示。
3 测试结果分析
通过对现场监测数据进行整理, 获得了隧道表面收敛位移、围岩内部变形、锚杆受力等随时间变化关系。
3.1 隧道表面收敛位移量测
隧道表面收敛位移变化情况见图4、图5所示。
从图4、图5可以看出, 隧道两帮收敛与拱顶下沉变化特征均经历三个阶段:
A.快速增长阶段:该阶段两帮收敛变形出现在隧道开挖后0~10.5d左右, 变形量累计达到21.21mm, 变形速率介于0.84 mm/d~4.96mm/d;而该阶段拱顶下沉变形较两帮收敛变形量要大, 急剧增长时间也较长些, 出现在隧道开挖后0~15d左右, 下沉量累计达到72.11mm, 变形速率介于1.48 mm/d~11.25mm/d。
B.缓慢增长阶段:该阶段两帮收敛变形较小, 出现在隧道开挖后10.5d~24d左右, 变形量仅为4.27mm, 累计达到25.48mm, 变形速率介于0.14mm/d~0.46mm/d;该阶段拱顶下沉变形较两帮收敛变形量要大, 急剧增长时间也较长些, 出现在隧道开挖后15d~42d左右, 下沉量仅为7.42mm, 累计下沉量达到79.53mm, 变形速率介于0.10mm/d~0.66mm/d。
C.稳定阶段:该阶段隧道断面处于整体稳定状态。在隧道开挖24d~70d之间时间段, 两帮收敛仅3.42mm, 平均收敛速率为0.074mm/d;在开挖42d~70d之间时间段, 拱顶下沉量为2.22mm, 平均速率为0.079mm/d。
3.2 隧道围岩内部变形量测
隧道围岩内部变化情况见图6、图7所示。
从图6、图7可以看出, 3# (左侧) 、4# (右侧) 测点围岩内部各位置变化趋势一致, 体现出以下几点特征:
(1) 隧道开挖后短时间内围岩变形快速增长, 各位置均在开挖后3d左右围岩变形速率最大, 随着围岩暴露时间持续, 围岩内部各位置变形继续加大, 但变形速率逐渐减小。
(2) 从图中可以看出, 左、右两侧围岩各测点变形位移及速率均为2.0m与2.5m处相接近, 其余各测点变形差值相当, 表明围岩松动圈范围处于2.0m~2.5m之间。
(3) 左侧围岩内部相同位置测点变形较右侧要大, 如孔口 (0m) 处, 左侧变形达到13.5mm, 而右侧为11.89mm, 表明左侧隧道压力要高于右侧隧道。
4 小结
利用表面收敛仪和多点位移计对隧道断面进行表面收敛位移、围岩内部变形等关键参数进行实时监测, 得出隧道两帮收敛变形、拱顶下沉量随时间均经历快速增长——缓慢增长——趋于稳定三个阶段, 同时测得在隧道围岩内部不同位置位移变化情况, 判定围岩松动圈范围, 获得了软弱岩层隧道断面变形特征。
摘要：在深埋隧道施工过程中, 需对隧道中穿越的软弱地层进行围岩变形实时监测, 掌握围岩变形规律, 及时对支护参数进行调整, 以保证隧道施工快速安全有效地进行。本文选取某在建隧道软弱泥灰岩断面围岩两帮收敛变形、拱顶下沉、围岩内部位移等关键参数进行实时监测并分析对比, 得出该地层围岩变形基本特征, 判定出围岩松动圈范围, 为类似地层隧道施工提供参考依据。
关键词：软弱围岩,表面收敛,拱顶下沉,多点位移
参考文献
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回采巷道围岩移动与变形分析 第5篇
回采巷道即区段巷道, 有区段运输平巷、区段回风平巷、联络巷、开切眼等, 两平巷为工作面的两安全出口, 并且在通风, 人员进出, 运输物料及工作面搬家发挥着无可替代的作用。新掘巷道周围形成的破碎区、塑性变形区以及弹性变形区, 随着时间的延长, 破碎区逐渐扩大, 一直到新的平衡为止。在这个过程中, 除了受岩石强度条件的影响外, 支架的支撑作用和已经破碎的岩块之间的摩擦力也可以产生一定的抵抗力量。
1 回采巷道在走向方向的围岩移动与变形
如果采用留护巷煤柱的区段平巷布置方式, 从巷道开始掘进到废弃的整个过程中, 巷道内矿压显现 (表现为断面缩小及支架变形等) 的剧烈程度有明显差别。根据回采期间巷道内不同地段上矿压显现的特点, 矿压显现相应地分布形成5个不同的矿压显现带。
(1) 第 (I) 矿压显现带为掘进影响带。主要受巷道施工影响, 随着远离掘进工作面, 围岩移动速度快速降低, 常在掘进工作面后方60~80 m处移动趋于稳定。
(2) 第 (Ⅱ) 矿压显现带出现在无采掘影响阶段。由于该带中巷道不受掘进和回采的影响, 故围岩基本上外于稳定状态。顶底板移近速度一般小于0.5mm/d以下。
(3) 第 (III) 矿压显现带为前方采动影响带。
(4) 第 (Ⅳ) 矿压显现带为工作面后方采动影响稳定带, 出现在采动影响稳定阶段。在许多情况下, 该带内的巷道移近速度可稳定在0.5~1.0mm/d左右, 因而该带内的巷道可在较长时期内保持稳定状态。
(5) 第 (V) 矿压显现带出现在下区段开始回采阶段。即二次影响阶段。其中第 (I) 和第 (Ⅱ) 带内累积的顶底板移近量很小, 区段平巷内顶底板移近量主要是由其它三个带形成的。如果以开始受回采影响后各带累积的移近量作为总移近量, 则不同矿压影响带内巷道顶底板移近量, 在总移近量中所占比重也不同。
2 回采巷道沿倾斜方向的围岩移动与变形
巷道内沿倾斜方向从煤体边缘向煤体深部可分为3个不同矿压显现带:煤体边缘减压带 (Ⅰ) 、增压显现带 (Ⅱ) 和稳压带 (III) 。离开切眼距离最近的是煤体边缘减压带 (Ⅰ) , 即卸压区。紧靠煤体边缘卸载带 (Ⅰ) 的是增压显现带 (Ⅱ) 。最外围的显现带是稳压带 (III) 。叠加支承压力作用在增压显现带下, 可导致顶板预先下沉、煤壁破碎片帮、产生冲击地压、煤与瓦斯突出等现象。增压显现带 (Ⅱ) 内部又可细分为3个小带:压力上升带、压力高峰带、支承压力下降带。其中支承压力下降带分布范围较大, 带内支承压力对巷道和支架的破坏程度较压力上升带较弱, 且影响程度随深入煤体内部而逐渐减轻。
增压显现带 (Ⅱ) 内巷道维护费用往往会剧增但效果很差。当回采工作面推进较长距离后, 区段煤柱内的支承压力, 可随顶板垮落而逐渐消失。
3 沿倾斜方向围岩移动与变形分析
由于支承压力沿倾斜的显现特征随与工作面的距离而发生一定的变化。这个变化过程不是在采后很短时间内完成, 而要经过较长的时间。随各矿具体条件不同, 这个时间可能由2~3个月至1~2年。一般来说, 采深和采厚越大, 则开采以后岩层移动范围越大, 达到稳定所需要的时间也越长。然而顶板岩石愈容易冒落, 胶结和压实再生的能力愈强, 达到稳定所需要的时间则愈短。
4 结论
通过以上分析研究可得出以下结论:
(1) 控制围岩的重中之重为初次来压与周期来压期间在支承压力区的采动影响阶段 (III) 。该带处在回采影响最严重的地段, 通常出现有顶底板移近速度的峰值区, 常使顶板在短时间内产生大量下沉。整个采动影响带内的巷道顶底板移近量均占回采影响造成的顶底板总量的50%-60%, 或者相当于煤层开采厚度的11%-15%, 有时甚至更大。
(2) 由于巷道顶底板不断移近, 造成平巷最终移近量很大, 其值主要与煤层开采厚度等因素有关。实测统计平巷顶底板总移近量, 约占开采厚度的15%-20%, 有些情况还要大得多。平巷顶底板总移近量u按下式估算:
式中u1、u3、u5---对应影响带内顶底板移近量;
v2、v4---对应影响带内顶底板移近速度;
t2、t4---对应影响带内顶底板移近持续的时间。
深部巷道围岩变形与支护技术 第6篇
随着煤炭开采深度的增加, 深埋巷道围岩与中浅部巷道不同点在于巷道开挖后围岩普遍处于不稳定的破裂状态[1,2], 表现出岩层压力大、巷道位移量显著增加等问题, 致使巷道支护变得很困难[3,4]。普通高强度锚杆与锚索支护很难有效控制巷道围岩剧烈变形, 更不能保持巷道的长期稳定[5,6]。因此, 本文通过对深部巷道布置方式、顶板离层量、顶底板及两帮移近量等参数的分析, 提出了比较适合深部巷道的支护方式[7]。
1 工程概况
安徽省淮南市顾桥北矿1114 (3) 综采面在井下位于北一采区上部, 埋深520 m, 硐室围岩岩性主要以砂质泥岩和泥岩为主, 硐室断面为直墙半拱形。1114 (3) 工作面为蹬空工作面, 其轨、运顺皆为沿空掘进巷道。由于该区域11槽和13槽煤层间距仅为75~80 m, 其上覆岩层运动还未稳定, 预计1114 (3) 顺槽掘进及回采期间内矿压显现较为剧烈。1114 (3) 工作面平面示意图见图1所示。
2 巷道围岩变形分析
2.1 巷道围岩破坏宏观特征
巷道围岩破坏情况为:深部巷道在无支护条件下, 巷道顶板逐步破坏, 并且最终形成冒落拱, 并且可能局部出现剪切裂隙, 底板存在剪切错动破坏现象, 围岩膨胀底鼓, 出现明显滑移面。图2~3为无支护条件下深部巷道围岩位移图, 其中岩石弹性模量E为10 GPa, 泊松比u为0.25, 围岩重度取2 500 kg/m3。
2.2 巷道围岩位移分析
2.2.1 巷道围岩顶板离层量分析
图2为深部巷道各观测站顶板离层值曲线, 由此可以看出, 从8#观测站, 顶板离层量都较大, 根据观测数据分析, 顶板岩性相对变差, 建议该段巷道加强支护, 顶板除按规程措施规定正常支护外, 加大两排走向锚索, 根据数据分析, 离层范围在浅点范围之内, 建议锚索长度为6 200mm。
2.2.2 巷道围岩顶底板及两帮相对移近量分析
图3为深部巷道各观测站顶底板及两帮相对移近量曲线, 从观测站的数据可以看出, 顶板的变形量较小, 底板变形量大, 要及时卧底, 保持巷道高度。8#观测站的顶板变形量大, 顶板破碎, 要及时采取措施补打锚杆。
2.3 巷道围岩荷载分析
从围岩荷载观测结果与顶板离层分析数据相互印证, 变形量小的围岩压力趋于稳定, 8#点显示数据明显增大, 顶板破碎, 围岩不稳定, 增加观测频率, 关注顶板变化, 采取适当措施。13#点处于f13 (3) 6断层带上, 底板和帮部的变形量较大。
3 支护方案
根据上述理论分析, 采用厚层复合顶板支护方案, 具体如下:
1) 巷道顶板采用7根IV级超高强预拉力锚杆加M5型钢带、8#菱形金属网联合支护, 锚杆规格为Ф22-M24, 长度为2 800 mm;锚杆预紧力扭矩不小于200 N·m, 锚固力不小于120 k N, 锚杆间距800 mm, 排距800 mm。
2) 巷道两帮采用5根等强预拉力锚杆加M5型钢带、8#菱形金属网联合支护, 锚杆规格为Ф22-M24, 长度为2 500 mm;锚杆间距为750 mm, 排距为800 mm。巷道超高导致帮部钢带离底板超过300 mm时, 必须在巷道下方沿走向铺钢带压网打锚杆, 锚杆预紧力矩不小于180 N·m, 锚固力不小于100 k N。
3) 巷道顶板每排锚杆中间位置布置一套高预应力锚索梁, 钢绞线规格为Φ21, 8 mm×7 700 mm, 钢绞线下铺设2.6 m的T2型钢带, 钢带上三眼孔, 间距1.1 m, 排距为800 mm。同时在巷道走向布置两排走向锚索梁, 钢绞线下铺设2.6 m的T2型钢带 (三眼孔, 间距1.1 m) , 钢带压茬连续布置。所有的锚索和钢带间配铁垫, 规格200 mm×140mm×8 mm。锚索眼孔深度为7.5 m, 每孔采用3节Z2380树脂药卷加长锚固, 以保证锚固效果;预紧力不小于120k N, 锚固力不低于200 k N。
4 结论
1) 13槽煤层强度低、厚度大, 围岩结构复杂、巷道顶板厚层状复合顶板松散破碎、埋藏深, 构造应力非常强烈, 巷道跨度大、断面大, 且维护非常困难。估计巷道底鼓和两帮变形都很强烈, 很难控制围岩变形, 应相对设计断面并且适当给出预留断面。
2) 顶部锚杆采用MQT-130气动锚杆机间歇性供风对锚杆进行紧固, 帮部采用气动扳手或人工对锚杆进行紧固, 使锚杆达到设计的预紧力, 主动加固围岩, 有效限制早期变形。
摘要：以顾桥北矿深部巷道布置为工程背景, 基于大量实测数据, 分析巷道围岩变形与破坏特征。采用有限元分析软件ANSYS12.0研究巷道布置方式、顶底板以及两帮相对移近量等参数对巷道围岩变形与破坏的影响。在此基础上, 提出适合巷道支护形式与参数。从围岩荷载观测结果与顶板离层分析数据相互印证, 变形量小的围岩压力趋于稳定。结果表明巷道围岩变形与巷道布置方式、顶底板以及两帮相对移近量等参数密切相关。
关键词：深部巷道,围岩变形,支护形式,顶板离层
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软弱围岩隧道变形控制技术研究 第7篇
新建兰渝线双线隧道鲁坝隧道位于甘肃省宕昌县境内。隧道全长3974m, 最大埋深280m, 洞身沟谷中埋深仅20m。隧道位于西秦岭褶皱系, 地质构造十分复杂。受区域构造影响, 岩层产状紊乱, 层面多闭合—张开, 节理以近垂直岩层走向的节理为主, 多为张节理, 节理面微张—张开。洞身通过的基岩地层主要为:志留系中上统灰岩、灰岩夹千枚岩、炭质千枚岩。
2建立炭质千枚岩等软弱围岩隧道施工管理基准
2.1大变形分级基准
根据类似工程经验, 并结合鲁坝隧道工程实际, 制定了围岩变形分级标准。V级软弱围岩地段大变形分级控制标准如下:边墙收敛小于30cm为可控变形, 30~50cm为Ⅰ级大变形, 50~70cm为Ⅱ级大变形, 大于70cm为Ⅲ级大变形;拱顶下沉小于15cm为可控变形, 15~25cm为Ⅰ级大变形, 25~30cm为Ⅱ级大变形, 大于30cm为Ⅲ级大变形。
2.2不同大变形条件下的支护参数
根据上述大变形分级标准, 鲁坝隧道不同变形等级的参考支护参数如下:可控变形:预留变形量30cm, 喷射混凝土厚度30cm, 锚杆3~4m, 拱墙设φ8钢筋网, 全环设置I20b型钢钢架, 二次衬砌为钢筋混凝土, 拱墙厚60cm, 仰拱厚70cm;Ⅰ级大变形:预留变形量30cm, 喷射混凝土厚度30cm, 锚杆6~8m, 拱墙设φ8钢筋网, 全环设置H175型钢钢架, 二次衬砌为钢筋混凝土, 拱墙厚60cm, 仰拱厚70cm;Ⅱ级大变形:预留变形量30cm, 喷射混凝土厚度25+20cm, 锚杆6~8m, 拱墙设φ8钢筋网, 全环设置I20b+I16双层型钢钢架, 二次衬砌为钢筋混凝土, 拱墙厚60cm, 仰拱厚70cm;Ⅲ级大变形:预留变形量35cm, 喷射混凝土厚度25+20cm, 锚杆6~8m, 拱墙设φ8钢筋网, 全环设置H175+I16双层型钢钢架, 二次衬砌为钢筋混凝土, 拱墙厚60cm, 仰拱厚70cm;
注意事项:⑴各级大变形, 均根据变形量测数据动态调整, 及时采取补强措施, 避免支护结构拆换;⑵锚杆及钢筋网拱墙设置, 锚杆布置环×纵1×0.8m, 钢筋网格0.2×0.2m;钢架纵间距0.5m;全环喷混凝土, 当变形等级达到二级及以上时采取二次补喷措施;⑶当变形等级达到三级时, 掌子面采取加固措施。
2.3大变形等级的现场判别和变形管理基准
因用变形量去判定变形等级时, 需在开挖后一定时间段后取得变形累计值, 故引入变形速率判别以便于现场掌握。结合理论分析和现场实践:实测变形达到极限位移的70%时, 实际隧道位移已达到极限位移的100%;日变形量与极限位移的比值大于5%时, 或实测变形量达到极限位移的80%时, 应加强支护措施甚至停工。
鲁坝隧道变形及变形速率管理基准如下:边墙收敛速率 (cm/d) :小于2.7为可控变形, 小于3.6为I级大变形, 小于5.4为Ⅱ级大变形, 小于6.3为Ⅲ级大变形;拱顶下沉速率 (cm/d) :小于1.4为可控变形, 小于1.8为I级大变形, 小于2.7为Ⅱ级大变形, 小于3.2为Ⅲ级大变形。
变形等级判别及支护参数的调整:⑴根据实测数据按上表变形量或变形速率判定相应变形等级;⑵当累计变形量或变形速率超标时, 下步施工支护参数应参照下一变形等级;⑶各级大变形区段, 累计变形或变形速率超标时, 施工时全环二次喷射5~8cm混凝土, 或加强长锚杆 (管) 。下步施工支护参数应参照下一变形等级, 并及时跟进仰拱及二衬。
3大变形区段的施工方法
根据具体情况, 在大变形区段可采用两台阶、三台阶法、临时仰拱封闭台阶法, 各工序及时跟进, 严格施工过程控制, 排除施工不力造成大变形的因素。并注意拱脚、墙脚的稳定措施及仰拱封闭距离等。
3.1“少分部、快封闭”的二台阶四步工法
目前采用的三台阶七步法, 由于台阶分步较多, 虽对每步的临时稳定性有利, 但造成初期支护封闭不及时, 仰拱封闭距掌子面距离较长, 对隧道整体稳定性非常不利。为此建议采用二台阶四步法减小支护封闭的距离, 使支护封闭距离小于25m。
二台阶四步法开挖工法适用于IV级、V级及V级围岩加强段施工, 施工步骤及技术措施如下:
⑴环形开挖上台阶。 (1) 沿拱部打设Φ42小导管注浆加固地层; (2) 环形开挖上台阶岩土体, 并初喷5cm厚砼; (3) 掌子面喷5cm厚砼封闭; (4) 架立型钢钢架、打设锁脚锚杆及系统中空锚杆; (5) 挂钢筋网、喷射混凝土。
⑵开挖核心土及下台阶左侧, 与上台阶间距3m。 (1) 开挖下台阶左侧岩土体, 并初喷5cm厚砼; (2) 架立型钢钢架、打设锁脚锚杆及系统砂浆锚杆; (3) 挂钢筋网、喷射混凝土。
⑶开挖下台阶右侧, 与核心土及下台阶左侧间距3m。 (1) 开挖下台阶右侧岩土体, 并初喷5cm厚砼; (2) 架立型钢钢架、打设锁脚锚杆及系统砂浆锚杆; (3) 挂钢筋网、喷射混凝土。
⑷开挖、施作仰拱, 与下台阶右侧间距14m。 (1) 开挖仰拱岩土体; (2) 架立型钢钢架; (3) 挂钢筋网、喷射混凝土; (4) 处理仰拱基面并铺设防水层; (5) 绑扎钢筋、浇筑仰拱混凝土; (6) 仰拱回填。
⑸二次衬砌模筑混凝土, 与仰拱间距20~30m。 (1) 基面处理; (2) 铺设防水层; (3) 绑扎钢筋、台车就位; (4) 浇筑砼。
3.2大变形施工控制技术
⑴利用导坑进行应力释放。根据隧道力学原理和以往的工程经验, 在双线隧道洞内设置导坑, 提前释放应力, 是控制变形的有效措施之一。
⑵多重支护控制应力释放。多重支护的适应条件、支护形式和支护参数。
⑶适时施作二次衬砌控制应力释放。炭质板岩与炭质千枚岩互层地段, 与鲁坝隧道同属于挤压大变形地层, 具有明显的流变特性, 前期变形速率快, 后期变缓, 无法在收敛基本完成后实施二次衬砌。为有效控制变形, 保证结构的安全、耐久与经济性, 必须选择适当时机实施二次衬砌, 使其承受部分围岩压力。
鲁坝隧道 (双线隧道) 大变形区段建议的二次衬砌施作时机表述如下:边墙水平收敛速率 (mm/d) :可控变形区段小于1.0, I级大变形区段小于2.0, Ⅱ级大变形区段小于3.0, Ⅲ级大变形区段小于5.0;拱顶下沉速率 (cm/d) :可控变形区段小于0.5, I级大变形区段小于1.0, Ⅱ级大变形区段小于1.5, Ⅲ级大变形区段小于2.5。
⑷控制隧道大变形的施工方法。兰渝铁路隧道挤压性大变形具有量级大、初期变形速率快、涉及段落长、变形控制难度大等特点。
根据鲁坝隧道科研成果并经施工检验, 建议大变形地段的施工方法和工艺如下:在施工工序的内控标准执行中, 根据监控量测分析资料, 允许在确保围岩变形不侵限、初期支护不破坏的条件下, 作适当调整。在大变形区段采用台阶法施工时, 应坚持“弱爆破、短进尺、强支护、早封闭、勤量测、衬砌紧跟”的原则, 各部开挖循环进尺采用0.5~1.0m, 预留核心土不小于2m, 仰拱距掌子面的距离宜控制在25m以内。
4结束语
炭质板岩、炭质千枚岩等软弱围岩开挖后围岩风化快、透水性弱、亲水性强, 在地下水及高地应力等影响下容易产生较大的塑性变形甚至流变, 从而导致支护变形、开裂, 此技术在新建兰渝线、宝兰线等类似工程施工中已广泛应用, 取得了良好的效果。
摘要：炭质板岩、炭质千枚岩变形应属于软弱、破碎围岩在地下水及高地应力等影响下的塑性流变, 在施工中可能引起较大的挤压性变形, 从而导致支护变形、开裂。结合新建兰渝线施工实践, 对软弱围岩隧道变形控制技术进行研究, 围岩变形控制取得了良好的效果, 在类似工程中具有一定借鉴推广意义。
关键词：隧道,软弱围岩,炭质千枚岩,大变形,控制技术
参考文献
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岗上隧道围岩变形地质勘察分析 第8篇
拟建岗上隧道地处福建省宁德市古田县湖滨镇西南侧约5 km处龙亭村附近山体, 位于京台线建瓯至闽侯高速公路宁德市境路基土建工程第A4合同段。
岗上隧道穿越一近东西向展布的宽大低山山岭, 山体最大高程约850 m。设计为分离式双线双洞隧道 (见图1) , 净空10.75 m×5.0 m (宽×高) 。进口形式为削竹式、出口形式为城墙式, 隧洞最大埋深约362.63 m。
2 隧道围岩工程地质条件
2.1 地形地貌
隧道区属构造—侵蚀中低山地貌, 地形起伏较大 (见图2) , 进口山坡较陡, 自然坡度25°~39°, 局部达40°~55°, 进口侧及山脊 (顶) 较平缓, 出口侧较陡峭, 进口处地面高程448.5 m~454.5 m, 隧道轴线最大海拔标高786.61 m, 植被较为发育, 多为杂木等。进口段自然坡度较平缓, 出口段自然坡度陡峭, 局部达40°~55°。
2.2 地层岩性
场区上根据钻探结果, 上覆坡残积粘性土, 下伏基岩为侏罗系梨南园组凝灰熔岩及风化层 (见图3) 。F3断层位于洞身部分, 对隧道洞身围岩的稳定有一定影响。
2.3 地质构造
拟建路线区域上位于测区周宁—华安断隆带与屏南—梅林断陷带之间;区内断层较不发育, 岩性为侏罗系梨南园组凝灰熔岩。根据工程地质测绘及钻探结果, 隧址区见1条断裂构造及2条裂隙密集带发育 (见表1) 。
2.4 地震
根据《京台线建瓯至福州 (闽侯) 高速公路及古田至屏南连接线线路工程地震安全性评价报告》可知, 该段路线50年超越概率10%的一般场地基本地震动峰值加速度为0.05g, 基本地震动反应谱特征周期为0.35 s, 地震基本烈度为6度。建议抗震设计按JTJ 004-89公路工程抗震设计规范采取抗震设防措施。
2.5 不良地质现象
隧道场址区未见滑坡、崩塌、泥石流、岩溶、采空区等不良地质现象 (见图4) 。
2.6 水文地质条件
隧道位于当地侵蚀基准面之上, 穿越1条宽大山岭东坡及1条呈东西向山岭;山坡坡度较陡, 有利于地表水及地下水的排泄, 地表水总体较贫乏;洞顶围岩中~微风化岩, 未见规模较大、透水性较好的断裂发育。
隧道区上部地下水主要为风化基岩中的裂隙~孔隙水, 水量较贫乏。受大气降水的补给, 对洞身围岩及开挖影响较小, 主要对进口洞口围岩及施工有影响。
洞身围岩主要为微风化岩, 地下水为基岩裂隙水, 受裂隙、节理等地质构造控制, 受大气降水的补给, 向山体附近的沟谷中排泄, 岩体大多较为完整、坚硬, 富水性较差。
勘探期间测得钻孔中地下水水位埋深, 进口处0.40 m~5.30 m, 出口处4.26 m~7.65 m。洞口地下水位较高, 对洞口施工影响较大, 特别是进口段, 风化岩层厚度大, 进洞较困难, 应加强防护。
3 场地稳定性评价
根据区域地质和上述勘察成果资料, 隧址区及其附近新构造运动不强烈, 未发现有影响场地稳定的活动性断裂;未见滑坡、崩塌、泥石流、采空区等不良地质作用, 隧址区现状整体较稳定, 可以拟建隧道。
参考文献
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