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深埋软岩隧道上中台阶开挖锁脚锚管倾角优化研究

邓祥辉, 贺海龙, 王睿, 张轩, 赵帮轩, 丁潇

邓祥辉, 贺海龙, 王睿, 张轩, 赵帮轩, 丁潇. 深埋软岩隧道上中台阶开挖锁脚锚管倾角优化研究[J]. 岩土工程学报, 2025, 47(6): 1152-1161. DOI: 10.11779/CJGE20240120
引用本文: 邓祥辉, 贺海龙, 王睿, 张轩, 赵帮轩, 丁潇. 深埋软岩隧道上中台阶开挖锁脚锚管倾角优化研究[J]. 岩土工程学报, 2025, 47(6): 1152-1161. DOI: 10.11779/CJGE20240120
DENG Xianghui, HE Hailong, WANG Rui, ZHANG Xuan, ZHAO Bangxuan, DING Xiao. Optimization of inclination angle of locking anchor pipe during excavation of upper and middle steps of deeply buried soft rock tunnels[J]. Chinese Journal of Geotechnical Engineering, 2025, 47(6): 1152-1161. DOI: 10.11779/CJGE20240120
Citation: DENG Xianghui, HE Hailong, WANG Rui, ZHANG Xuan, ZHAO Bangxuan, DING Xiao. Optimization of inclination angle of locking anchor pipe during excavation of upper and middle steps of deeply buried soft rock tunnels[J]. Chinese Journal of Geotechnical Engineering, 2025, 47(6): 1152-1161. DOI: 10.11779/CJGE20240120

深埋软岩隧道上中台阶开挖锁脚锚管倾角优化研究  English Version

基金项目: 

国家自然科学基金项目 42301155

陕西省科技厅自然科学基金项目 2023-JC-YB-327

陕西省教育厅服务地方专项项目 22JC040

详细信息
    作者简介:

    邓祥辉(1976—),男,教授,主要从事地下工程结构分析和混凝土抗冻耐久性方面的研究工作。E-mail: xianghuideng@xatu.edu.cn

  • 中图分类号: TU45

Optimization of inclination angle of locking anchor pipe during excavation of upper and middle steps of deeply buried soft rock tunnels

  • 摘要: 软岩隧道初期支护中,钢架+锁脚锚管联合支护是一种有效控制隧道围岩变形且经济的支护措施。其中,锁脚锚管的打设角度是影响其支护效果的重要参数。在已有的上台阶开挖后钢架+锁脚锚管力学解析模型基础上,推导了上中台阶开挖后钢架+锁脚锚管力学解析模型,以此求出上中台阶开挖后锁脚锚管打设角度和钢架拱顶沉降的理论计算式。同时,基于竖向围岩压力实测分析,通过所求出的上中台阶开挖后锁脚锚管打设角度与钢架拱顶沉降的关系式,并以中河隧道为工程依托确定上中台阶开挖后锁脚锚管的最优打设角度。结果表明:建立的上中台阶开挖后钢架+锁脚锚管力学模型分析得到的隧道拱顶沉降与现场实测值基本吻合;根据钢架拱顶沉降理论公式分析得出隧道中台阶锁脚锚管最优打设角度为60°~70°。本文的研究成果可为深埋隧道分台阶开挖锁脚锚管的倾角优化设计提供理论依据。
    Abstract: In the initial support of soft rock tunnels, the combined support of steel frame and locking foot anchor pipe is an effective and economical support measure to control the deformation of surrounding rock of the tunnels. Among them, the setting angle of the locking foot anchor pipe is an important parameter affecting its support effects. Based on the existing mechanical analytical model for steel frame + locking foot anchor pipe after excavation of the upper bench, the mechanical analytical model for steel frame + locking foot anchor pipe after excavation of upper and middle benches is derived by using the method of structural mechanics, so as to obtain the theoretical formula for the setting angle of the locking foot anchor pipe and the settlement of the steel frame vault after excavation of the upper and middle benches. At the same time, based on the measurement analysis of the vertical pressure of the surrounding rock, the relationship between the angle of the locking anchor pipe after the excavation of the upper and middle steps and the settlement of the steel frame vault is obtained, and the Zhonghe Tunnel is used as the engineering basis to determine the optimal angle of the locking anchor pipe after the excavation of the upper and middle steps. The results show that the settlement of the tunnel vault obtained by the established mechanical model for steel frame + lock foot anchor pipe after excavation of upper and middle steps is basically consistent with the measured value. According to the theoretical formula settlement of steel arch, the optimal setting angle of locking foot anchor pipe of step in the tunnel is 60 ° ~ 70 °. The research results can provide a theoretical basis for the optimization design of the dip angle of the locking foot anchor pipe in the step excavation of deeply buried tunnels.
  • 洞室开挖后根据围岩的应力与变形可以将其分为弹性区、塑性软化区、塑性残余区[1-2],弹性区内围岩的应力值没有超过岩体极限承载力,计算时各参数可以取峰值;塑性软化区内的应力值超过岩体极限承载力,岩体参数发生劣化且承载能力与弹性区相比有所下降;塑性残余区内的围岩处于“流动状态”,计算其应力与变形时需采用参数残余值[3-4]

    文献[5~9]在考虑围岩应变软化及其它影响因素后推导了洞室围岩应力场及塑性区半径,发现洞室围岩应力分布、塑性区半径均与围岩应变软化密切相关,围岩的应变软化现象会使塑性区半径增大,同时维持洞室稳定所需要的支护阻力pi比不考虑应变软化时更大。

    目前基于弹塑性理论与应变软化模型对洞室围岩稳定性及变形等方面的研究较为充足,但采用传统应变软化模型时只考虑了黏聚力与内摩擦角等强度参数的折减,忽略了弹性模量等刚度参数的折减[10-12],这会导致计算得到的围岩变形量偏小,不符合实际。此外洞室开挖后多采用系统锚杆对围岩进行加固,系统锚杆可以控制围岩变形,提高围岩强度参数,增加洞室自身稳定性[13-15],但即使锚固后的洞室围岩(以下简称“锚固围岩”)在重分布应力较大时也会进入塑性状态,当应变值较大时同样会进入塑性残余状态。目前考虑刚度与强度参数同时劣化的洞室锚固围岩弹塑性分析还鲜有涉及,因此本文基于D-P屈服准则,考虑刚度劣化、强度劣化、中间主应力等因素后建立了洞室锚固围岩的弹塑性解,并对相关影响因素进行具体分析,为指导工程设计施工提供依据。

    洞室开挖时的假定条件如下:①围岩为各向同性均质围岩;②洞室埋深足够深,开挖断面为圆形,开挖半径为R0;③原岩应力场为P0;④锚杆长度L大于塑性区范围。力学模型如图 1所示,在锚杆支护状态下围岩分为4个区域,分别为普通弹性区(区域Ⅰ)、锚固弹性区(区域Ⅱ,半径为RL)、塑性软化区(区域Ⅲ,半径为Rp)、塑性残余区(区域Ⅳ,半径为Rb),存在如下关系:RL-R0=LL为锚杆长度。

    图  1  锚杆支护围岩分区示意图
    Figure  1.  Schematic diagram of partition of rock bolt support

    在研究锚杆对围岩的加固作用时经常将锚杆加固后的岩体看成是等效复合岩体,借助参数等效原则通过引入锚杆密度因子[13]得到复合岩体刚度与强度参数[14-15]

    {E_{\text{s}}} = \frac{{{E_{\text{a}}}{\rm{ \mathsf{ π} }}r_{\text{b}}^{\text{2}} + {E_0}({s_{\text{l}}}{s_{\text{r}}} - {\rm{ \mathsf{ π} }}r_{\text{b}}^{\text{2}})}}{{{s_{\text{l}}}{s_{\text{r}}}}} \text{, } (1a)
    {\varphi _{\text{s}}} = \arcsin \left[ {\frac{{(1 + \sin {\varphi _0})\alpha + 2\sin {\varphi _0}}}{{(1 + \sin {\varphi _0})\alpha + 2}}} \right] \text{, } (1b)
    {c_{\text{s}}} = \frac{{c(1 + \alpha )(1 - \sin {\varphi _0})\cos {\varphi _{\text{a}}}}}{{(1 - \sin {\varphi _{\text{a}}})\cos {\varphi _0}}} 。 (1c)

    式中:EsEaE0分别为复合岩体、锚杆、围岩弹性模量;slsr分别为锚杆纵向、环向间距;rb为锚杆半径; \alpha 为锚杆密度因子,且 \alpha =[2πrbtan(φ/2)]/(slsr);cφ为围岩自身的黏聚力和内摩擦角。

    Drucker-Prager屈服准则既考虑了中间主应力对屈服与破坏的影响,又考虑了静水压力的影响,已广泛应用于岩石力学中,其屈服函数为[16]

    f\left({{\mathit{\boldsymbol{I}}}}_{1}\text{, }\sqrt{{{\mathit{\boldsymbol{J}}}}_{2}}\right)=\sqrt{{{\mathit{\boldsymbol{J}}}}_{2}}-\alpha {{\mathit{\boldsymbol{I}}}}_{1}-k=0 。 (2)

    式中: {{\mathit{\boldsymbol{I}}}_1} {{\mathit{\boldsymbol{J}}}_2} 分别为应力张量第一不变量和应力偏张量第二不变量(压应力为正、拉应力为负), {{\mathit{\boldsymbol{I}}}_1} = {\sigma _\theta } + {\sigma _z} + {\sigma _r} {{\mathit{\boldsymbol{J}}}_2} =[( {\sigma _\theta } - {\sigma _z} )2+( {\sigma _\theta } - {\sigma _r} )2+( {\sigma _z} - {\sigma _r} )2]/6。 \alpha k为D-P准则材料常数,与强度参数cφ之间存在如下关系: \alpha =2sinφ/[30.5(3-sinφ)];k=6ccosφ/[30.5(3-sinφ)]。引入中间主应力系数n来反映 {\sigma _2} 与最小主应力 {\sigma _3} 和最大主应力 {\sigma _1} 之间的关系,并令n=( {\sigma _2} - {\sigma _3} )/( {\sigma _1} - {\sigma _3} ),将n代入 {{\mathit{\boldsymbol{I}}}_1} {{\mathit{\boldsymbol{J}}}_2} 后,再代入式(2),可得到

    f={\sigma }_{\theta }-\frac{N}{M}{\sigma }_{r}-\frac{k}{M}=0\text{ }。 (3)

    式中:M=m- n\alpha - \alpha N=m-n \alpha + 2\alpha m=[(n2-n+1)/3]0.5

    图 2所示,当围岩处于弹性阶段时,黏聚力c、内摩擦角φ、弹性模量E均可以取峰值,将cφ代入D-P准则,得到材料常数 \alpha k后便可以得到弹性阶段的屈服准则表达式;当等效应变的累积值达到产生塑性变形时的临界值时围岩开始进入塑性软化阶段,此时黏聚力、内摩擦角、弹性模量均取软化值c'、φ'、E',通过c',φ'求得 \alpha ' k'后代入式(3)便可得到塑性软化阶段的屈服准则表达式;当围岩进入塑性残余阶段时,黏聚力、内摩擦角、弹性模量均取残余值c"、φ"、E",通过c"、φ"求得 \alpha '' k"后代入式(3)便可得到塑性残余阶段的屈服准则表达式。

    图  2  岩体刚度和强度参数随塑性应变的变化规律
    Figure  2.  Variation of stiffness and strength parameters of rock mass with plastic strain

    当塑性区内的锚固围岩等效应变小于 \varepsilon _{\text{b}}^{} εb时流动法则如式(4)所示,式中η1为扩容系数。假设岩石塑性变形服从非关联流动法则,令塑性势函数g等于屈服函数f,将f中的内摩擦角φ替换成剪胀角ψ即可得到g的表达式[16]

    \varepsilon _r^{\text{p}} + {\eta _1}\varepsilon _\theta ^{\text{p}} = 0 。 (4)

    由塑性位势理论可知

    \text{d}{\varepsilon }_{ij}^{\text{p}}=\text{d}\lambda \frac{\partial g}{\partial {{\boldsymbol{\sigma}} }_{ij}}\text{ }。 (5)

    式中:g为塑性势函数; {\text{d}}\varepsilon _{ij}^{\text{p}} 为塑性应变增量; {\sigma _{ij}} 为应力张量; {\text{d}}\lambda 为与塑性势函数相关联的比例系数,0≤ {\text{d}}\lambda

    根据式(5)有

    \left. \begin{array}{l}\text{d}{\varepsilon }_{\theta }^{\text{p}}=\text{d}\lambda \frac{\partial {g}_{\text{p}}}{\partial {\sigma }_{\theta }}=\text{d}\lambda \text{ }\text{, }\\ \text{d}{\varepsilon }_{r}^{\text{p}}=\text{d}\lambda \frac{\partial {g}_{\text{p}}}{\partial {\sigma }_{r}}=-\text{d}\lambda \frac{{n}_{\psi }}{{m}_{\psi }}\text{ }。\end{array} \right\} (6)

    式中: {m_\psi } =(9+3 \mu _\sigma ^{\text{2}} )0.5-3 {\alpha _\psi }\mu _\sigma ^{} -9 {\alpha _\psi } {n_\psi } =(9+3 \mu _\sigma ^{\text{2}} )0.5-3 {\alpha _\psi }\mu _\sigma ^{} +9 {\alpha _\psi } {\alpha _\psi } =sinΨ/[(9+sin2Ψ)0.5]。

    定义扩容系数 {\eta _1} 为最小塑性主应变与最大塑性主应变之比,根据上面推导可以得到 {\eta _1} = {n_\psi } / {m_\psi } 。当塑性区内的部分锚固围岩等效应变大于 \varepsilon _{\text{b}}^{} 时,这部分锚固围岩便进入塑性残余状态,此时考虑扩容的流动法则为

    \varepsilon _r^{\text{b}} + {\eta _2}\varepsilon _\theta ^{\text{b}} = 0 \text{, } (7)

    式中, {\eta _2} 为塑性残余区的扩容系数,可令 {\eta _2} =1+μμ多介于0.3~0.5,因此 {\eta _2} 取1.3~1.5。

    平衡微分方程(不计体力)为

    \frac{\text{d}{\sigma }_{r}}{\text{d}r}+\frac{{\sigma }_{r}-{\sigma }_{\theta }}{r}=0\text{ }。 (8)

    几何方程为

    {\varepsilon _r} = \frac{{{\text{d}}u}}{{{\text{d}}r}};{\varepsilon _\theta } = \frac{u}{r} 。 (9)

    本构方程(平面应变):

    \left. \begin{array}{c}{\varepsilon }_{r}=\frac{1-{\nu }^{2}}{E}\left({\sigma }_{r}-\frac{\nu }{1-\nu }{\sigma }_{\theta }\right)\text{ }\text{, }\\ {\varepsilon }_{\theta }=\frac{1-{\nu }^{2}}{E}\left({\sigma }_{\theta }-\frac{\nu }{1-\nu }{\sigma }_{r}\right)\text{ }。\end{array} \right\} (10)

    式中:u为径向位移;r为极径;E为弹性模量; \nu 为泊松比。

    根据拉梅应力计算公式以及弹性区边界条件:r→∞时, \sigma _r^{\text{e}} =P0r=Rp时令 \sigma _r^{\text{e}} =σR,满足 \sigma _\theta ^{} + \sigma _r^{} =2P0,可得非锚固弹性区应力为

    \left. \begin{array}{c}{\sigma }_{r}^{\text{e}}={P}_{0}+\frac{{P}_{0}\text{(}M-N\text{)}-k}{M+N}{\left(\frac{{R}_{\text{p}}}{r}\right)}^{2}\text{ }\text{, }\\ {\sigma }_{\theta }^{\text{e}}={P}_{0}-\frac{{P}_{0}(M-N)-k}{M+N}{\left(\frac{{R}_{\text{p}}}{r}\right)}^{2}\text{ }。\end{array} \right\} (11)

    由式(11)可得非锚固区与锚固区(r=RL)处的应力表达式为

    \left. \begin{array}{c}{\sigma }_{r}^{\text{e}}|{}_{r={R}_{\text{L}}}={P}_{0}+\frac{{P}_{0}(M-N)-k}{M+N}{\left(\frac{{R}_{\text{p}}}{{R}_{\text{L}}}\right)}^{2}\text{ }\text{, }\\ {\sigma }_{\theta }^{\text{e}}|{}_{r={R}_{\text{L}}}={P}_{0}-\frac{{P}_{0}(M-N)-k}{M+N}{\left(\frac{{R}_{p}}{{R}_{\text{L}}}\right)}^{2}\text{ }。\end{array} \right\} (12)

    锚固弹性区围岩可以看成内外受径向应力的圆环,如图 3所示,p2为锚固区与非锚固区交界处(r=RL)的径向应力,p1为弹塑性交界面处(r=Rp)的径向应力,因此锚固围岩应力表达式可以写成[17]

    \left. \begin{array}{c}{\sigma }_{r}^{\text{e}}=-\frac{A}{{r}^{2}}+C\text{ }\text{, }\\ {\sigma }_{\theta }^{\text{e}}=\frac{A}{{r}^{2}}+C\text{ }。\end{array} \right\} (13)
    图  3  锚固弹性区受力分析图
    Figure  3.  Stress analysis diagram of anchored elastic zone

    式中: A=\frac{\text{(}{\sigma }_{{R}_{\text{L}}}-{\sigma }_{{R}_{\text{p}}}\text{)}{R}_{\text{L}}^{2}\cdot {R}_{\text{p}}^{2}}{{R}_{\text{L}}^{2}-{R}_{\text{p}}^{2}},C=\frac{{\sigma }_{{R}_{\text{L}}}{R}_{\text{L}}^{\text{2}}-{\sigma }_{{R}_{\text{p}}}{R}_{\text{p}}^{2}}{2\text{(}{R}_{\text{L}}^{2}-{R}_{\text{p}}^{2}\text{)}}

    此处,求 {\sigma _{{R_{\text{L}}}}} 时采用的强度参数为非锚固围岩的强度参数,求 {\sigma _{{R_{\text{p}}}}} 时采用的强度参数为锚固围岩的强度参数。

    根据本构方程,减去应力分量中的原岩应力成分后,由式(10),(13)可得锚固围岩弹性区应变分布为

    \left. \begin{array}{l}{\varepsilon }_{r}^{\text{e}}=\frac{1+\nu }{E}\left[-\frac{A}{{r}^{2}}+(2C-{P}_{0})\cdot (1-2\nu )\right]\text{ }\text{, }\\ {\varepsilon }_{\theta }^{\text{e}}=\frac{1+\nu }{E}\left[\frac{A}{{r}^{2}}+(2C-{P}_{0})\cdot (1-2\nu )\right]\text{ }。\text{ }\end{array} \right\} (14)

    根据几何方程及式(14)可以得到锚固弹性区内围岩的位移量为

    u_r^{\text{e}} = \frac{{1 + \nu }}{E}\left[ {\frac{A}{r} + (2C - {P_0}) \cdot (1 - 2\nu )r} \right] 。 (15)

    (1)塑性软化区

    当等效应变大于 \varepsilon _{}^{\text{p}} 且小于 \varepsilon _{}^{\text{b}} 时锚固围岩进入塑性软化阶段,此时塑性软化区内总应变为 \varepsilon _r^{} = {(\varepsilon _r^{\text{e}})_{r{\text{ = }}{R_{\text{p}}}}} + \varepsilon _r^{\text{p}} \varepsilon _\theta ^{} = {(\varepsilon _\theta ^{\text{e}})_{r{\text{ = }}{R_{\text{p}}}}} + \varepsilon _\theta ^{\text{p}} 。根据式(4),(14)可以得到塑性软化区的位移协调方程为

    \frac{{{\text{d}}u}}{{{\text{d}}r}} + {\eta _1}\frac{u}{r} = \varepsilon _r^{\text{e}}\left| {_{r = {R_{\text{p}}}}} \right. + {\eta _1}\varepsilon _\theta ^{\text{e}}\left| {_{r = {R_{\text{p}}}}} \right. 。 (16)

    解式(16)微分方程,并利用边界条件r=Rpu=[(1+ \nu )/E][(A/Rp)+(2C-P0)(1-2 \nu )Rp]可以得到锚固围岩塑性软化区位移为

    \begin{array}{l} u_r^{\text{p}} = \frac{{1 + \nu }}{E} \cdot \frac{2}{{{\eta _1} + 1}} \cdot \frac{A}{{R_{\text{p}}^2}} \cdot r \times {\left( {\frac{{{R_{\text{p}}}}}{r}} \right)^{{\eta _1} + 1}} + \\ \ \ \ \ \ \frac{{1 + \nu }}{E}\left( {\frac{{{\eta _1} - 1}}{{{\eta _1} + 1}} \cdot \frac{A}{{R_{\text{p}}^{\text{2}}}} + (2C - {P_0})(1 - 2\nu )} \right) \cdot r 。 \end{array} (17)

    根据式(17),(9)可以得到塑性软化区应变为

    \begin{array}{l} \varepsilon _r^{\text{p}} = - {\eta _1}\frac{{1 + \nu }}{E} \cdot \frac{2}{{{\eta _1} + 1}} \cdot \frac{A}{{R_{\text{p}}^{\text{2}}}} \cdot {\left( {\frac{{{R_{\text{p}}}}}{r}} \right)^{{\eta _1} + 1}} +\\ \ \ \ \ \ \frac{{1 + \nu }}{E}\left( {\frac{{{\eta _1} - 1}}{{{\eta _1} + 1}} \cdot \frac{A}{{R_{\text{p}}^{\text{2}}}} + (2C - {P_0})(1 - 2\nu )} \right) \text{, } \end{array} (18a)
    \begin{array}{l} \varepsilon _\theta ^{p} = \frac{{1 + \nu }}{E} \cdot \frac{2}{{{\eta _1} + 1}} \cdot \frac{A}{{R_{\text{p}}^{\text{2}}}} \cdot {\left( {\frac{{{R_{\text{p}}}}}{r}} \right)^{{\eta _1} + 1}} + \\ \ \ \ \ \ \frac{{1 + \nu }}{E}\left( {\frac{{{\eta _1} - 1}}{{{\eta _1} + 1}} \cdot \frac{A}{{R_{\text{p}}^{\text{2}}}} + (2C - {P_0})(1 - 2\nu )} \right) 。 \end{array} (18b)

    软化区内围岩应力满足式(8)及式(3),联立两式及边界条件r=Rp \sigma _R^{p} = \sigma _R^{\text{e}} ,可得软化区应力计算公式为

    \sigma _r^{\text{p}} = \left( {\frac{{2M'{P_0} - k}}{{M' + N'}} - \frac{{k'}}{{M' - N'}}} \right) \cdot {\left( {\frac{{{R_{\text{p}}}}}{r}} \right)^{\frac{{M' - N'}}{{M'}}}} + \frac{{k'}}{{M' - N'}} \text{, } (19a)
    \sigma _\theta ^{\text{p}} = \frac{{N'}}{{M'}}\left[ {\frac{{2M'{P_0} - k}}{{M' + N'}} - \frac{{k'}}{{M' - N'}}} \right] \cdot {\left( {\frac{{{R_{\text{p}}}}}{r}} \right)^{\frac{{M' - N'}}{{M'}}}} + \frac{{k'}}{{M' - N'}} 。 (19b)

    (2)塑性残余区

    当等效应变大于 \varepsilon _{\text{b}}^{} 时锚固围岩进入塑性残余阶段,此时的锚固围岩满足式(8)及式(3),联立两式及边界条件r=R0 \sigma _r^{\text{b}} = {p_i} 可以得到破碎区应力为

    \sigma _r^{\text{b}} = \left( {{p_i} - \frac{{k''}}{{M'' - N''}}} \right) \cdot {\left( {\frac{{{R_0}}}{r}} \right)^{\frac{{M'' - N''}}{{M''}}}} + \frac{{k''}}{{M'' - N''}} \text{, } (20a)
    \sigma _r^{\text{b}} = \frac{{N''}}{{M''}}\left( {{p_i} - \frac{{k''}}{{M'' - N''}}} \right) \cdot {\left( {\frac{{{R_0}}}{r}} \right)^{\frac{{M'' - N''}}{{M''}}}} + \frac{{k''}}{{M'' - N''}} 。 (20b)

    锚固围岩塑性残余区总应变为 \varepsilon _r^{\text{b}} = {(\varepsilon _r^{\text{p}})_{r{\text{ = }}{R_{\text{b}}}}} + \varepsilon _r^{\text{b}} \varepsilon _\theta ^{\text{b}} = {(\varepsilon _\theta ^{\text{p}})_{r{\text{ = }}{R_{\text{b}}}}} + \varepsilon _\theta ^{\text{b}} 。根据式(7),(18)有

    \frac{{{\text{d}}u}}{{{\text{d}}r}} + {\eta _2}\frac{u}{r} = \varepsilon _r^{\text{p}}\left| {_{r = {R_{\text{b}}}}} \right. + {\eta _2}\varepsilon _\theta ^{\text{p}}\left| {_{r = {R_{\text{b}}}}} \right. 。 (21)

    解式(21)微分方程,并且利用r=Rb时的边界条件可以得到软化区位移为

    u_r^{\text{b}} = \frac{{{\eta _1} + 1}}{{{\eta _2} + 1}}{S_1} \cdot r{\left( {\frac{{{R_{\text{b}}}}}{r}} \right)^{{\eta _2} + 1}} + \left( {\frac{{{\eta _2} - {\eta _1}}}{{{\eta _2} + 1}}{S_1} + {S_2}} \right) \cdot r 。 (22)

    式中,

    {S_1} = \frac{{1 + \nu }}{{E''}} \cdot \frac{2}{{{\eta _1} + 1}} \cdot {\left( {\frac{{{R_{\text{p}}}}}{{{R_{\text{b}}}}}} \right)^{{\eta _1} + 1}} \text{, }
    {S_2} = \frac{{1 + \nu }}{{E''}}\left[ {\frac{{{\eta _1} - 1}}{{{\eta _1} + 1}} \cdot \frac{A}{{R_{\text{p}}^{\text{2}}}} + (2C - {P_0})(1 - 2\nu )} \right] 。

    r= {R_{\text{b}}} 时, \sigma _r^{p} = \sigma _r^b ,联立软化区与残余区的径向应力公式可得

    {R}_{\text{p}}={R}_{0}\cdot {\left\{\frac{\left[{p}_{i}-{k}^{″}/({M}^{″}-{N}^{″})\right]}{(2{M}^{″}{P}_{0}-{k}^{″})/({M}^{″}+{N}^{″})-{k}^{″}/({M}^{″}-{N}^{″})}\right\}}^{\frac{{M}^{″}}{{M}^{″}-{N}^{″}}}。 (23)

    根据式(18),(23)可以求得塑性区内的塑性应变量,联立塑性软化区c'的求解公式可以得到塑性软化区内强度参数的软化值。当r=Rb时,软化区的锚固围岩强度参数软化至残余强度参数,此时可以得到

    c' = {c_0} - {M_{\text{c}}}\left( {\varepsilon _\theta ^{\text{p}}\left| {_{{R_{\text{p}}} \leqslant r \leqslant {R_{\text{b}}}}} \right. - \varepsilon _\theta ^{\text{e}}\left| {_{r = {R_{\text{p}}}}} \right.} \right) \text{, } (24a)
    \varphi ' = {\varphi _0} - {M_\varphi }\left( {\varepsilon _\theta ^{\text{p}}\left| {_{{R_{\text{p}}} \leqslant r \leqslant {R_{\text{b}}}}} \right. - \varepsilon _\theta ^{\text{e}}\left| {_{r = {R_{\text{p}}}}} \right.} \right) 。 (24b)

    根据式(24)便可以求出塑性残余区半径:

    {R_{\text{b}}} = {R_{\text{p}}}/{\left\{ {\frac{{({c_0} - {{c''}_{s} })({\eta _1} + 1)E'' \cdot R_{\text{p}}^2}}{{2A{M_{\text{c}}} \cdot (1 + \nu )}} + 1} \right\}^{\frac{1}{{{\eta _1} + 1}}}} 。 (25)

    采用FLAC3D有限差分软件对理论公式进行验证,数值计算模型如图 4所示,模型尺寸为90 m×90 m×5 m,计算过程中围岩采用应变软化模型,参数如表 1所示。锚杆长度为5 m,纵向、环向间距均为1.2 m,计算过程中将锚杆对围岩的加固作用看作是对围岩刚度及强度参数的提高,按式(1)进行计算。

    图  4  模型示意图
    Figure  4.  Schematic diagram of the model
    表  1  围岩计算参数
    Table  1.  Parameters for surrounding rock
    状态 弹性模量E/MPa 黏聚力c/MPa 内摩擦角φ/(°) 泊松比 \nu 黏聚力软化模量Mc/MPa 内摩擦角软化模量Mc/(°) 支护反力pi/MPa 原岩应力P0/MPa
    初始值 2000 4 35
    残余值 1000 1.6 20 0.2 400 1800 0.8 15
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    根据围岩残余强度参数的不同取值分为4种工况,计算结果如表 2图 5所示。由表 2中的数据可知当残余强度取值越小时得到的塑性区半径及洞壁位移均越大。4种工况下理论计算结果均略大于数值模拟计算结果,但基本吻合,其中工况一时通过理论计算、数值计算得到的洞壁位移均在0.05 m左右,工况四时通过理论计算、数值计算得到的洞壁位移均在0.22 m左右。

    表  2  理论解与数值解计算结果对比
    Table  2.  Comparison between theoretical and numerical solutions
    工况 工况一 工况二 工况三 工况四
    围岩残余强度参数 c"/MPa φ"/(°) c"/MPa φ"/(°) c"/MPa φ"/(°) c"/MPa φ"/(°)
    4 35 3.2 30 2.4 25 1.6 20
    Rp/R0 本文解 1.164 1.264 1.540 1.855
    FLAC-3D 1.163 1.261 1.538 1.850
    洞壁位移u/m 本文解 0.052 0.091 0.159 0.223
    FLAC-3D 0.050 0.088 0.157 0.214
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    图  5  FLAC计算洞壁位移
    Figure  5.  Calculated wall displacements by FLAC

    图 6为中间主应力系数nRp/R0Rb/R0的影响分析,由图中曲线可知中间主应力系数n为0时Rp/R0Rb/R0的值最大,此时Rp/R0等于2.16,Rb/R0=1.81。随着n的逐渐增大Rp/R0Rb/R0均产生一定程度的降低,当n达到0.7~0.8时Rp/R0Rb/R0均达到最低值,此时Rp/R0=1.38,Rb/R0=1.11。此后n从0.8增大到1.0时Rp/R0Rb/R0均有一定程度的增长,但增长幅值较小,图 6中数据显示n等于1.0时Rp/R0Rb/R0分别为1.43,1.15。此外从图 6中数据可以看出n从0增大到1的过程中,残余区范围占塑性区范围的比重变化不大,均在15%左右。

    图  6  中间主应力系数nRp/R0Rb/R0的影响
    Figure  6.  Influences of intermediate principal stress coefficient n on Rp/R0 and Rb/R0

    图 7为中间主应力系数n对洞壁(r=R0)位移u的影响分析。由图 7中曲线可知中间主应力系数n为0时洞壁位移值u最大,达到0.223 m,此后随着中间主应力系数n的逐渐增大u快速下降,当n达到0.7~0.8时洞壁位移值u达到最小值,此时u等于0.07 m。此后n从0.8增大到1.0的过程中洞壁位移值有一定程度的增长,图 7中数据显示n=1.0时,u=0.075 m。

    图  7  中间主应力系数n对洞壁位移u的影响
    Figure  7.  Influences of intermediate principal stress coefficient n on wall displacement u

    图 8为残余黏聚力c"取不同值时对Rp/R0Rb/R0的影响分析。由图 8中曲线可知残余黏聚力c"取值越小时得到的塑性软化区范围、塑性残余区范围越大,当c"取值较小时曲线c"-Rp/R0与曲线c"-Rb/R0的斜率越大,即c"取值较小时相同增量的Δc得到的ΔRp/R0,ΔRb/R0会更大。黏聚力软化模量Mc的取值对Rp/R0无影响,但会对Rb/R0产生较大影响,同一c"对应的Mc值越大时得到的Rb/R0越大,以图 8中数据为例,黏聚力软化模量每增大100 MPa时塑性残余区半径便会增加0.5 m左右。

    图  8  残余黏聚力c"对Rp/R0Rb/R0的影响
    Figure  8.  Influences of residual cohesion c on Rp/R0 and Rb/R0

    图 9为残余黏聚力c"取不同值时对洞壁位移u的影响分析。由图 9中数据可以看出Mc取值大小对洞壁位移u无影响,但黏聚力残余值的大小对洞壁位移u的影响较大,c"取1.6 MPa时,洞壁位移u为0.075 m,此后随着c"的逐渐增大,洞壁位移逐渐减小。

    图  9  残余黏聚力c"对洞壁位移u的影响
    Figure  9.  Influences of residual cohesion c on tunnel wall displacement u

    图 10为残余内摩擦角φ"取不同值时对Rp/R0Rb/R0的影响分析。由图 10中曲线可知残余内摩擦角φ"取值越小时得到的塑性软化区范围、塑性残余区范围越大,当φ"取值较小时曲线c"-Rp/R0与曲线c"-Rb/R0的斜率越大,即当φ"取值越小时相同增量的Δφ得到的ΔRp/R0,ΔRb/R0会更大。此外,内摩擦角软化模量Mφ的取值对Rp/R0无影响,对Rb/R0影响较大,当Mφ取值越大时得到的Rb/R0越大。

    图  10  残余内摩擦角φ"对Rp/R0Rb/R0的影响
    Figure  10.  Influences of residual internal friction angle φ on Rp/R0 and Rb/R0

    图 11为残余内摩擦角φ"取不同值时对洞壁位移u的影响分析。由图 11中曲线可知,Mφ的取值大小对洞壁位移u无影响,残余内摩擦角φ"越小时洞壁位移u的值越大,残余内摩擦角φ"从30°降低至25°时洞壁位移u增大了0.009 m,残余内摩擦角φ"从25°降低至20°时洞壁位移u增大了0.029 m。由此可以看出残余内摩擦角的取值对围岩变形至关重要。

    图  11  残余内摩擦角 \varphi '' 对洞壁位移u的影响
    Figure  11.  Influences of residual internal friction Angle \varphi '' on wall displacement u

    图 12为复合岩体残余弹性模量E"对Rp/R0Rb/R0的影响分析。由图 12中曲线可知E"的取值对Rp/R0没有影响,但E"的取值对Rb/R0会产生较大影响。由图中数据可以看出当E"取2000 MPa时Rp/R0等于1.025,当E"取1200 MPa时Rp/R0等于1.161,两者相比锚固塑性残余区增大了12%;当E"等于600 MPa时的Rp/R0E"等于1200 MPa时相比,弹性模量降低了60%,锚固塑性残余区增大了25%。

    图  12  残余弹性模量E"对Rp/R0Rb/R0的影响
    Figure  12.  Influences of residual elastic modulus E on Rp/R0 and Rb/R0

    图 13为复合岩体残余弹性模量E"对洞壁位移u的影响,由式(22)计算可知,当E"取2000 MPa时u等于0.076 m,当E"等于1000 MPa时u等于0.155 m,可以看出考虑弹性模量的劣化得到的洞壁位移u比没有考虑弹性模量的劣化得到的洞壁位移u要大,此外此外E"从1000 MPa降低到600 MPa时,洞壁位移u又有一定程度的下降,当E"等于400 MPa时u达到0.251 m。

    图  13  残余弹性模量E"对洞壁位移u的影响
    Figure  13.  Influences of residual elastic modulus E" on wall displacement u

    图 1415为锚杆与支护抗力 {p_{\text{i}}} 协调作用下对围岩塑性区的控制效果,本小节分析时锚杆纵向间距取1.2 m,对横向间距取不同值时的工况进行对比。由图 1415中曲线可知同一支护阻力条件下锚杆横向间距从2.0 m下降到1.2 m时锚固塑性软化区半径、锚固塑性残余区半径分别下降了0.38,0.47 m;锚杆间距从1.2 m下降到0.8 m时锚固塑性软化区半径、锚固塑性残余区半径分别下降了0.57,0.63 m左右,因此在对围岩锚固时建议将锚杆间距控制在1.2 m以内,可以使得锚固效果更明显。同一锚杆间距时适当增大支护阻力有利于控制锚固软化区、锚固残余区范围的扩大。以锚杆纵、横向间距为1.2 m为例,支护抗力从0.6 MPa增大到1.4 MPa时锚固塑性软化区半径、锚固残余区半径分别下降了0.60,0.50 m左右。此外,从图 1415中还可以看出增大相同的支护抗力Δpi时,锚杆间距越小时对锚固塑性软化区、锚固塑性残余区的控制效果越好。

    图  14  锚杆与支护阻力 {p_{\text{i}}} 协调作用对Rp/R0的影响
    Figure  14.  Influences of coordination between bolt and support resistance {p_{\text{i}}} on Rp/R0
    图  15  锚杆与支护阻力 {p_{\text{i}}} 协调作用对Rb/R0的影响
    Figure  15.  Influences of coordination between bolt and support resistance {p_{\text{i}}} on Rb/R0

    图 16为锚杆与支护阻力 {p_{\text{i}}} 协调作用下的洞壁围岩位移u,分析时锚杆纵向间距取1.2 m,对横向间距取不同值时的工况进行对比。由图中数据可知当锚杆间距一定时支护阻力 {p_{\text{i}}} 越大,洞壁位移u越小;支护阻力 {p_{\text{i}}} 一定时锚杆间距越小对洞壁位移的控制效果越好。当锚杆间距较大时,增大一定程度的支护阻力会有效控制围岩变形,以锚杆间距2 m为例,支护阻力从0.6 MPa增大到1.2 MPa后,洞壁围岩变形下降了20%,以锚杆横向间距取0.8 m为例,支护阻力从0.6 MPa增大到1.2 MPa后,洞壁围岩变形只下降了11%。因此在控制围岩变形时,需要协调锚杆间距与支护抗力的作用,以此来达到控制变形的效果。

    图  16  锚杆与支护阻力 {p_{\text{i}}} 协调作用下的洞壁位移u
    Figure  16.  Wall displacements u under coordinated action of bolt and supporting resistance {p_{\text{i}}}

    本文基于D-P屈服准则得到了考虑刚度与强度同时劣化的深埋圆形洞室锚固围岩弹塑性解,借助FLAC3D有限差分软件验证了该方法的可靠性,并对相关影响因素进行具体分析,得出以下4点结论。

    (1)对洞室锚固围岩进行弹塑性分析时适当考虑刚度参数的劣化后,得到的塑性区残余区分布范围与围岩变形量更符合实际。

    (2)适当考虑围岩中间主应力的作用后得到的塑性软化区半径Rp、塑性残余区半径Rb、洞壁位移u均有较明显的下降。

    (3)残余黏聚力c"、残余内摩擦角φ"、残余弹性模量E"、黏聚力软化模量Mc、内摩擦角软化模量Mφ的取值对塑性软化区半径Rp无影响,对塑性残余区半径Rb、洞壁位移u的影响较大,当c"、φ"、E"取值越小时得到的Rbu越大,当McMφ取值越大时得到的Rbu越大。

    (4)系统锚杆与支护阻力 {p_{\text{i}}} 协调作用下可以有效控制塑性残余区范围及围岩变形,建议将锚杆间距控制在1.2 m以内,当支护阻力一定时适当缩小锚杆间距可有效降低围岩变形量。

  • 图  1   中台阶钢架计算模型

    Figure  1.   Computational model for steel frame with middle steps

    图  2   锁脚锚管受力分析图

    Figure  2.   Stress analysis diagram of locking foot anchor pipe

    图  3   拱顶竖向围岩压力监测曲线

    Figure  3.   Monitoring curves of vertical pressure surrounding rock of vault

    图  4   上台阶拱顶竖向位移随锚管打设角度变化曲线图

    Figure  4.   Variation of vertical displacements of upper step vault with angle of anchor pipe

    图  5   未考虑反向作用力的拱顶竖向位移随锚管打设角度变化曲线图

    Figure  5.   Variation of vertical displacement of vault with angle of anchor pipe without considering reverse force

    图  6   考虑反向作用力的拱顶竖向位移随锚管打设角度变化曲线图

    Figure  6.   Variation of vertical displacement of vault along reverse force considering angle of anchor pipe

    图  7   不同荷载分担比时中台阶钢架拱顶竖向位移随锚管打设角度变化曲线

    Figure  7.   Variation of vertical displacement of middle bench steel frame vault with angle of anchor pipe under different load sharing ratios

    图  8   不同钢架型号下中台阶拱顶竖向位移随锚管打设角度变化曲线

    Figure  8.   Variation of vertical displacement of middle bench vault with angle of anchor pipe under different steel frame models

    图  9   中台阶不同锚管直径下拱顶竖向位移随锚管打设角度变化曲线图

    Figure  9.   Variation of vertical displacement of vault with angle of anchor pipe under different diameters of anchor pipe in middle step

    表  1   研究段初期支护设计参数

    Table  1   Design parameters of primary support in study section  单位:cm

    研究区间 围岩等级 钢架 锁脚锚管 钢筋网 喷射混凝土
    型号 间距 直径 壁厚 长度 间距 直径 间距 型号 厚度
    K20+620—K20+820 Ⅰ18 80 Φ4.2 0.4 400 80 Φ0.8 20×20 C25 24
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    表  2   围岩及支护材料参数

    Table  2   Parameters of surrounding rock and supporting materials

    类别 弹性模量/GPa 泊松比 重度/(kN·m-3) 黏聚力/MPa 内摩擦角/(°)
    隧道围岩 2.1 0.31 21.0 1.59 43.2
    钢架 206.0 0.27 78.5
    锁脚锚管 206.0 0.27 78.5
    水泥砂浆 15.0 0.13 19.0
    喷射混凝土 28.0 0.17 24.5
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  • [1]

    WANG F N, GUO Z B, QIAO X B, et al. Large deformation mechanism of thin-layered carbonaceous slate and energy coupling support technology of NPR anchor cable in Minxian Tunnel: a case study[J]. Tunnelling and Underground Space Technology Incorporating Trenchless Technology Research, 2021, 117: 104151. http://www.sciencedirect.com/science/article/pii/S0886779821003424

    [2] 陈建勋, 刘伟伟, 陈丽俊, 等. 绿泥石片岩地层大跨度公路隧道大变形控制及合理支护形式现场试验[J]. 中国公路学报, 2020, 33(12): 212-223. doi: 10.3969/j.issn.1001-7372.2020.12.017

    CHEN Jianxun, LIU Weiwei, CHEN Lijun, et al. In-situ experimental study on large-deformation control and reasonable support forms for a large-span highway tunnel in chlorite schist[J]. China Journal of Highway and Transport, 2020, 33(12): 212-223. (in Chinese) doi: 10.3969/j.issn.1001-7372.2020.12.017

    [3]

    TIAN X X, SONG Z P, WANG H Z, et al. Evolution characteristics of the surrounding rock pressure and construction techniques: a case study from Taoshuping tunnel[J]. Tunnelling and Underground Space Technology, 2022, 125: 104522. doi: 10.1016/j.tust.2022.104522

    [4] 李磊, 谭忠盛, 郭小龙, 等. 高地应力陡倾互层千枚岩地层隧道大变形研究[J]. 岩石力学与工程学报, 2017, 36(7): 1611-1622.

    LI Lei, TAN Zhongsheng, GUO Xiaolong, et al. Large deformation of tunnels in steep dip strata of interbedding phyllite under high geostresses[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering, 2017, 36(7): 1611-1622. (in Chinese)

    [5]

    DENG X H, WANG Y C, WANG R, et al. Analytical model for prediction of tunnel deformations in soft rocks considering the softening and expansion effects[J]. International Journal of Civil Engineering, 2023, 21(1): 101-117. doi: 10.1007/s40999-022-00760-x

    [6] 李伟平. 公路隧道穿越软弱围岩的变形与控制方法[J]. 现代隧道技术, 2009, 46(2): 44-49. doi: 10.3969/j.issn.1009-6582.2009.02.006

    LI Weiping. Deformations and their control for highway tunnels traversing soft surrounding rocks[J]. Modern Tunnelling Technology, 2009, 46(2): 44-49. (in Chinese) doi: 10.3969/j.issn.1009-6582.2009.02.006

    [7] 剧仲林. 锁脚锚杆控制隧道初期支护沉降的原理和应用[J]. 隧道建设(中英文), 2022, 42(增刊1): 28-39.

    JU Zhonglin. The principle and application of locking foot bolt to control the settlement of tunnel primary support[J]. Tunnel construction(Chinese and English), 2022, 42(S1): 28-39. (in Chinese)

    [8] 伍毅敏, 吕康成, 徐岳. 软弱地基隧道锁脚钢管承载特性研究[J]. 岩土工程学报, 2009, 31(12): 1825-1832. doi: 10.3321/j.issn:1000-4548.2009.12.004

    WU Yimin, LÜ Kangcheng, XU Yue. Bearing behaviors of steel foot pipes for tunnels in soft foundation[J]. Chinese Journal of Geotechnical Engineering, 2009, 31(12): 1825-1832. (in Chinese) doi: 10.3321/j.issn:1000-4548.2009.12.004

    [9] 邓国华, 邵生俊, 陶虎, 等. 锁脚锚管对土质隧道围岩变形和支护内力的影响研究[J]. 土木工程学报, 2010, 43(1): 108-113.

    DENG Guohua, SHAO Shengjun, TAO Hu, et al. A study of the effects of locking tremies on the internal force of tunnel support and the deformation of surrounding soil[J]. China Civil Engineering Journal, 2010, 43(1): 108-113. (in Chinese)

    [10] 罗彦斌, 陈建勋. 软弱围岩隧道锁脚锚杆受力特性及其力学计算模型[J]. 岩土工程学报, 2013, 35(8): 1519-1525. https://cge.nhri.cn/article/id/15261

    LUO Yanbin, CHEN Jianxun. Mechanical characteristics and mechanical calculation model of tunnel feet-lock bolt in weak surrounding rock[J]. Chinese Journal of Geotechnical Engineering, 2013, 35(8): 1519-1525. (in Chinese) https://cge.nhri.cn/article/id/15261

    [11] 陈丽俊, 张运良, 马震岳, 等. 软岩隧洞锁脚锚杆-钢拱架联合承载分析[J]. 岩石力学与工程学报, 2015, 34(1): 129-138.

    CHEN Lijun, ZHANG Yunliang, MA Zhenyue, et al. Joint bearing analysis for feet-lock bolt and steel arch in weak rock tunnel[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering, 2015, 34(1): 129-138. (in Chinese)

    [12] 石州, 罗彦斌, 陈建勋, 等. 软弱围岩隧道锁脚锚管力学特性现场模拟试验[J]. 公路交通科技, 2021, 17(7): 96-106, 123.

    SHI Zhou, LUO Yanbin, CHEN Jianxun, et al. Field simulation test on mechanical characteristics of feet-lock anchor pipes for soft surrounding rock tunnel[J]. Journal of Highway and Transportation Research and Development, 2021, 17(7): 96-106, 123. (in Chinese)

    [13] 黄明琦. 锁脚锚杆作用机理及其在厦门翔安隧道中的应用研究[J]. 铁道建筑技术, 2009(7): 86-89, 141.

    HUANG Mingqi. Feet-lock bolt mechanism and its application inXiamen Xiang'an tunnel[J]. Railway Construction Technology, 2009(7): 86-89, 141. (in Chinese)

    [14] 杨志刚, 肖伯强, 陈培帅, 等. 隧道三台阶开挖锁脚锚管倾角优化研究[J]. 人民长江, 2017, 48(16): 60-62, 72.

    YANG Zhigang, XIAO Boqiang, CHEN Peishuai, et al. Dip angle optimization of feet-lock bolt in tunnel constructed by three steps excavation[J]. Yangtze River, 2017, 48(16): 60-62, 72. (in Chinese)

    [15] 史佩杰, 杨绍战, 杨硕, 等. 节理围岩台阶法隧道锁脚锚管支护参数研究[J]. 交通与运输, 2022, 38(3): 76-80.

    SHI Peijie, YANG Shaozhan, YANG Shuo, et al. Study on design parameters of feet-lock pipes for bench cut tunnels in jointed rocks[J]. Traffic & Transportation, 2022, 38(3): 76-80. (in Chinese)

    [16] 陈丽俊, 张运良, 马震岳. 锁脚锚管合理打设角度的理论研究[J]. 岩石力学与工程学报, 2015, 34(7): 1334-1344.

    CHEN Lijun, ZHANG Yunliang, MA Zhenyue. Theoretical research on reasonable installation angle of feet-lock pipes[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering, 2015, 34(7): 1334-1344. (in Chinese)

    [17] 喻海涛. 加筋喷砼拱肋-锁脚锚杆组合结构承载机制与支护效应研究[D]. 长沙: 长沙理工大学, 2016.

    YU Haitao. Study on Bearing Mechanism and Supporting Effect of Reinforced Shotcrete Arch Rib-Lock-Foot Anchor Composite Structure[D]. Changsha: Changsha University of Science & Technology, 2016. (in Chinese)

    [18] 工程地质手册编委会. 工程地质手册[M]. 5版. 北京: 中国建筑工业出版社, 2018: 185-189.

    Editorial Board of Engineering Geology Manual. Engineering Geology Manual[M]. 5th ed. Beijing: China Building Industry Press, 2018: 185-189. (in Chinese)

    [19] 叶万军, 吴云涛, 陈明, 等. 大断面古土壤隧道围岩压力分布规律及支护结构受力特征分析: 以银西高铁早胜3号隧道为例[J]. 隧道建设(中英文), 2019, 39(3): 355-361.

    YE Wanjun, WU Yuntao, CHEN Ming, et al. Surrounding rock pressure distribution law and supporting structure stress characteristics of large cross-section paleosol tunnel: a case study of Zaosheng No. 3 tunnel on Yinchuan-Xi'an high-speed railway[J]. Tunnel Construction, 2019, 39(3): 355-361. (in Chinese)

    [20] 公路隧道设计规范: JTG D70—2004[S]. 北京: 人民交通出版社, 2018.

    Code for Design of Road Tunnel: JTG D70—2004[S]. Beijing: China Communications Press, 2018. (in Chinese)

    [21] 陈丽俊. 隧道钢拱架拱脚沉降控制措施的承载特性研究[D]. 大连: 大连理工大学, 2016.

    CHEN Lijun. Study on Bearing Characteristics of Settlement Control Measures for Arch Foot of Tunnel Steel Arch Frame[D]. Dalian: Dalian University of Technology, 2016. (in Chinese)

    [22] 公路隧道设计细则: JTG/T D70—2010[S]. 北京: 人民交通出版社, 2010.

    Guidelines for Design of Highway Tunnel: JTG/T D70—2010[S]. Beijing: China Communications Press, 2010. (in Chinese)

图(9)  /  表(2)
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出版历程
  • 收稿日期:  2024-02-01
  • 网络出版日期:  2024-09-26
  • 刊出日期:  2025-05-31

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