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        雙江口水電站洞式溢洪道不良地質(zhì)段圍巖穩(wěn)定及開挖支護分析

        2021-07-01 02:37:48周正軍王觀琪
        水電站設(shè)計 2021年2期
        關(guān)鍵詞:錨桿圍巖變形

        周正軍,王觀琪,何 蘭

        (中國電建集團成都勘測設(shè)計研究院有限公司,四川 成都 610072)

        0 前 言

        雙江口水電站為一等大(1)型工程,洞式溢洪道開挖斷面大、結(jié)構(gòu)受力及運行環(huán)境復(fù)雜,且已開挖區(qū)域揭示洞室圍巖實際地質(zhì)條件明顯比前期預(yù)測差。其中,在溢0+107 m~溢0+180 m洞段,新發(fā)現(xiàn)斷層破碎帶F3通過,斷層產(chǎn)狀總體為:N50°~60°W/NE∠80°~90°,與洞向夾角30°~40°,主錯帶寬約13 m,巖體以強風(fēng)化~全風(fēng)化為主,區(qū)段巖體呈碎裂結(jié)構(gòu)~散體結(jié)構(gòu),節(jié)理短小且發(fā)育,開挖后頂拱及兩側(cè)均見有裂隙切割組合產(chǎn)生的掉塊,洞室自穩(wěn)性差。此外,該洞段開挖過程中受巖體的應(yīng)力調(diào)整和松弛卸荷、汛期雨水下滲等因素的影響,圍巖強度將進一步降低,存在施工期開挖安全風(fēng)險。根據(jù)開挖揭露及地質(zhì)判別情況,本文采用數(shù)值計算手段,對斷層F3及其影響段洞段圍巖穩(wěn)定及支護措施進行了針對分析,旨在為該區(qū)段開展開挖支護設(shè)計決策提供有益參考。

        1 計算理論及支護方案

        1.1 計算理論

        基于圍巖本構(gòu)模型理論,計算中洞室圍巖采用摩爾-庫倫理想彈塑性本構(gòu)[1-2],其應(yīng)力-應(yīng)變關(guān)系如式(1)所示。

        {dσ}=Ce({dε}-{dεp})

        (1)

        式中,{dσ}為應(yīng)力增量,Pa;{dε}為應(yīng)變增量,無量綱;{dεp}為塑性應(yīng)變增量,無量綱;Ce為彈性剛度矩陣,Pa。

        巖體的塑性屈服破壞準則如式(2)所示。

        (2)

        式中,J2為第二偏應(yīng)力不變量,Pa2;θ為應(yīng)力羅德角,(°);φ為內(nèi)摩擦角,(°);I1為第一應(yīng)力不變量,Pa;c為黏聚力,Pa。

        設(shè)錨桿單元是一種一維理想彈塑性單元,僅能承受拉應(yīng)力和壓應(yīng)力,計算中采用FLAC 3D有限差分法軟件中自帶的錨桿單元。

        1.2 計算方案

        為對雙江口洞式溢洪道不良地質(zhì)洞段采取針對性支護措施,主要對比了基礎(chǔ)支護方案(方案1)和加強支護方案(方案2)。

        方案1:對于不良地質(zhì)段0+107 m~0+150 m段,沿邊墻和頂拱設(shè)系統(tǒng)錨桿Φ28(L=6 m)、Φ32(L=9 m),間排距2 m,長短間隔交錯布置,拱腳范圍加強兩排錨桿Φ32(L=9 m),縱向間距2 m;0+150 m~0+180 m段沿邊墻設(shè)系統(tǒng)錨桿Φ28(L=4.5 m)、Φ32(L=6 m),沿頂拱設(shè)系統(tǒng)錨桿Φ25(L=4.5 m)、Φ28(L=6 m),間排距2 m,長短間隔交錯布置,拱腳范圍加強兩排錨桿Φ32(L=9 m),縱向間距2 m。計算洞段系統(tǒng)錨桿單元如圖1所示。

        方案2:考慮不良地質(zhì)洞段巖性自穩(wěn)能力較差,在方案1系統(tǒng)錨桿支護的基礎(chǔ)上根據(jù)斷層的走向在0+82.5 m~0+160 m段左邊墻和0+110 m~0+187.5 m段右邊墻增設(shè)450 kN預(yù)應(yīng)力錨桿。增設(shè)預(yù)應(yīng)力錨桿在邊墻自上而下分布4根,間距為3 m,排距為2.5 m。此時,計算洞段錨桿單元如圖2所示。

        2 計算模型及參數(shù)

        結(jié)合溢洪道的結(jié)構(gòu)布置形式,考慮不良地質(zhì)段距邊坡表面較近(進洞口方向最近約80 m),且斷層影響范圍較大,選取溢洪道進口一帶的邊坡區(qū)域構(gòu)建整體分析模型(見圖3),其中不良地質(zhì)體與洞式溢洪道空間關(guān)系如圖4所示。結(jié)合溢洪道已開挖區(qū)域揭露的地質(zhì)特點,經(jīng)過地質(zhì)判別,在本文計算中圍巖物理力學(xué)參數(shù)取值見表1。

        表1 計算圍巖物理力學(xué)參數(shù)取值

        3 結(jié)果分析

        3.1 初始地應(yīng)力場計算結(jié)果

        洞式溢洪道溢0+90 m~溢0+180 m段水平埋深約200 m,垂直埋深約150 m,圍巖為二云二長花崗巖,根據(jù)右岸平洞實測地應(yīng)力成果推測洞式溢洪道圍巖地應(yīng)力分布如下:0+042 m~0+07 m段,σ1=2~4 MPa,σ3=0~1 MPa;0+070 m~0+210 m段,σ1=8~12 MPa,σ3=1~2 MPa; 0+210 m~0+270 m段,σ1=14~18 MPa,σ3=2~4 MPa;0+270 m~0+430 m段,σ1=20~25 MPa,σ3=4~5 MPa。采用邊界法[3]通過反復(fù)試算生成初始應(yīng)力場,以減小初始應(yīng)力場對于圍巖塑性區(qū)發(fā)展的影響[4],最終計算生成溢洪道圍巖σ1和σ3分布等值線(見圖5),計算生成的初始地應(yīng)力場與地質(zhì)推測分布量值范圍基本一致。

        圖5 溢洪道圍巖初始地應(yīng)力場分布等值線(單位:MPa)

        3.2 支護方案1計算結(jié)果

        斷面開挖完成后圍巖整體向開挖臨空面變形。其中,不良地質(zhì)段典型斷面沉降和水平位移最大值統(tǒng)計如表2所示。

        表2 典型斷面水平和沉降變形最大值統(tǒng)計(支護方案1)

        斷面開挖完成后,不良地質(zhì)洞段洞室圍巖塑性發(fā)展明顯,局部洞段(0+90 m~0+140 m)邊墻的塑性區(qū)超過錨桿的錨固深度,具體如圖6~9所示。雖然大多數(shù)系統(tǒng)錨桿受力在設(shè)計抗拉范圍內(nèi),但局部錨桿受力最大達327 kN,超錨桿設(shè)計抗拉力。結(jié)合變形和塑性區(qū)計算成果,從限值變形和約束塑性發(fā)展的角度,有必要對不良地質(zhì)洞段進一步加強支護。

        圖6 0+90 m斷面圍巖塑性區(qū)和錨桿受力示意 圖7 0+110 m斷面圍巖塑性區(qū)和錨桿受力示意

        由以上計算結(jié)果分析可知,全斷面開挖完成后圍巖未發(fā)生整體塑性流動,但局部洞段存在錨桿的拉力超過錨桿的極限抗拉力。

        圖8 0+130 m斷面圍巖塑性區(qū)和錨桿受力示意 圖9 0+140 m斷面圍巖塑性區(qū)和錨桿受力示意

        3.3 支護方案2計算結(jié)果

        在系統(tǒng)錨桿的基礎(chǔ)上,為進一步限制下挖過程中邊墻的塑性區(qū)和變形發(fā)展,按方案2增設(shè)預(yù)應(yīng)力錨桿,結(jié)合方案1洞室圍巖開挖后塑性區(qū)發(fā)展情況,增設(shè)預(yù)應(yīng)力錨桿,擬定長度為18 m。此時斷面開挖完成后不良地質(zhì)段典型斷面沉降和水平位移最大值統(tǒng)計如表3所示。對比方案1,洞室圍巖向臨空面變形減小。

        表3 典型斷面水平和沉降變形最大值統(tǒng)計(支護方案2)

        結(jié)合圍巖塑性區(qū)分布(見圖10~13)可知,在系統(tǒng)錨桿支護+局部預(yù)應(yīng)力錨桿支護下,斷面開挖完成后洞室圍巖雖仍存在塑性區(qū),但塑形區(qū)基本在支護系統(tǒng)范圍內(nèi)。

        此時,0+90 m斷面系統(tǒng)錨桿的最大拉力為88.5 kN、0+110 m斷面系統(tǒng)錨桿的最大拉力為136.3 kN、溢0+130 m系統(tǒng)錨桿的最大拉力為146.7 kN、溢0+140 m斷面系統(tǒng)錨桿的最大拉力為167.7 kN、溢0+150 m斷面系統(tǒng)錨桿的最大拉力為274.5 kN。結(jié)合溢0+90 m~0+150 m斷面系統(tǒng)錨桿的受力分布可知,沿斷層及其影響帶錨桿受力較大,錨桿的最大受拉力為284.4 kN,小于對應(yīng)錨桿的設(shè)計極限抗拉能力。

        圖10 0+90 m斷面圍巖塑性區(qū)分布范圍 圖11 0+110 m斷面圍巖塑性區(qū)分布范圍

        圖12 0+130 m斷面圍巖塑性區(qū)分布范圍 圖13 0+140 m斷面圍巖塑性區(qū)分布范圍

        3.4 計算結(jié)果與監(jiān)測成果對比

        截至當(dāng)前,F(xiàn)3斷層及其影響帶洞段施工開挖還有約5 m未完成。此時洞式溢洪道多點位移計孔口累計位移最大值22.59 mm,位于樁號0+130 m左邊墻高程2 479 m處。該部位發(fā)育F3斷層變形主要發(fā)生在邊墻下臥開挖期間,目前變形尚未完全收斂,變形監(jiān)測結(jié)果小于計算值。

        洞式溢洪道錨桿應(yīng)力較大的部位有樁號0+090 m左拱腳處(350.97 MPa)、樁號0+090 m右拱腳處(262.57 MPa)、樁號0+147 m右邊墻高程2 485 m處(242.46 MPa),小于錨桿設(shè)計抗拉強度,雖然量值與計算結(jié)果有些差異,但揭示的規(guī)律基本一致。

        4 結(jié) 論

        采用三維有限差分法對雙江口溢洪道不良地質(zhì)洞段開展開挖支護分析,初步結(jié)論如下:

        (1)常規(guī)系統(tǒng)錨桿支護下,溢0+150 m斷面頂拱拱腳處局部錨桿受力稍超錨桿極限抗拉強度;溢0+110 m~溢0+140 m洞段,圍巖塑性區(qū)超過系統(tǒng)錨桿的錨固深度,應(yīng)從約束塑性區(qū)發(fā)展和限值變形的角度對溢0+110 m~溢0+150 m洞段加強支護。

        (2)在常規(guī)系統(tǒng)錨桿支護的基礎(chǔ)上,在溢0+82.5 m~溢0+187.5 m洞段邊墻上增加450 kN預(yù)應(yīng)力錨桿,此時預(yù)應(yīng)力錨桿穿過圍巖塑性區(qū)且系統(tǒng)錨桿承受的最大拉力小于錨桿的極限抗拉力,措施可行。

        (3)計算中,假定錨桿與錨桿周圍圍巖接觸完好且不存在拉斷或拉脫現(xiàn)象,計算成果仍需要結(jié)合現(xiàn)場拉拔試驗驗證,實際實施中需保證預(yù)應(yīng)力錨桿的作用效果。

        (4)當(dāng)前洞式溢洪道多點位移計孔口累計位移最大值22.59 mm,變形主要發(fā)生在邊墻下臥開挖期間,目前變形尚未完全收斂,需結(jié)合后續(xù)監(jiān)測持續(xù)跟蹤。

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