CN114372376A - 基于隧道围岩支护后的可释放弹性应变能的岩爆预报方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种基于隧道围岩支护后的可释放弹性应变能的岩爆预报方法,包括以下步骤:获取隧道洞室、岩体以及支护的基本参数;计算加入支护后的可释放应变能;计算加入支护后破坏所需的表面能;计算加入支护后的能量强度;根据所述可释放应变能、表面能以及能量强度,计算能量差额;根据所述能量差额判别加入支护后隧道是否会发生岩爆;当所述能量差额小于0时,隧道不会发生岩爆;当所述能量差额等于0时,隧道处于发生岩爆的临界状态;当所述能量差额大于0时,隧道会发生岩爆。本发明能够对加入支护后的隧道进行岩爆危险性判断,为隧道岩爆预防提供技术支持。
Description
技术领域
本发明涉及岩爆预防技术领域,特别涉及一种基于隧道围岩支护后的可释放弹性应变能的岩爆预报方法。
背景技术
岩爆是处于高地应力状态下的岩体,在开挖工程中突然释放弹性应变能的动力失稳现象,常伴有岩石弹射或抛出、强烈震动、巨大的声响和气浪等现象。目前在岩爆判据理论研究方面,国内外专家学者从不同角度相继提出了多种经典岩爆能量判据,其中主要有:弹性变形能指数、能量释放率、局部能量释放密度、能量储存率、局部能量释放率和相对局部能量释放指数等。
但现有的各种岩爆判据均未考虑支护的影响。隧道开挖以及支护均会改变岩体受力状态和岩体力学参数,从而影响岩体内部积聚的能量,支护措施可以有效提高岩体储能能力和吸收岩体释放能量,现有判据局限于开挖后岩爆预测,并未涉及支护后的岩爆危险性判别。
发明内容
针对上述问题,本发明旨在提供一种基于隧道围岩支护后的可释放弹性应变能的岩爆预报方法。
本发明的技术方案如下:
一种基于隧道围岩支护后的可释放弹性应变能的岩爆预报方法,包括以下步骤:
获取隧道洞室、岩体以及支护的基本参数;
计算加入支护后的可释放应变能;
计算加入支护后破坏所需的表面能;
计算加入支护后的能量强度;
根据所述可释放应变能、表面能以及能量强度,计算能量差额;
根据所述能量差额判别加入支护后隧道是否会发生岩爆。
作为优选,加入支护后的可释放应变能通过下式进行计算:
式中:UB e为加入支护后的可释放应变能;E0为加锚复合岩体的弹性模量;σi、σj分别为原岩应力场中i、j方向的主应力;ωi、ωj分别为原岩应力场中i、j方向的损伤变量;μ为泊松比。
作为优选,加入支护后破坏所需的表面能通过下式进行计算:
式中UB 0为加入支护后破坏所需的表面能;σc为单元整体破坏的临界应力;σt为岩体抗拉强度。
作为优选,加入支护后的能量强度通过下式进行计算:
UB1=Ws+UB (5)
式中:UB1为加入支护后的能量强度;WS为隧道单位面积内锚杆支护的总吸能量;UB为混凝土喷层吸收的能量;ES为平面应变状态的等效弹性模量;μS为平面应变状态的等效泊松比;a、b分别为混凝土喷层内部到隧道中心的垂直距离、岩层到隧道中心的垂直距离,b-a=混凝土厚度;qa为锚杆对混凝土喷层的拉力;qb为岩层对混凝土喷层的压力减去锚杆对混凝土喷层的拉力;St为混凝土抗拉强度。
作为优选,隧道单位面积内锚杆支护的总吸能量WS通过下式进行计算:
Ws=(Wms+Wmg+Wtg+Wxh)/L1Lc (7)
Wtg=PzTL (12)
Wxh=PxhΔLxh (13)
式中:Wms为锚索吸能量;Wmg为螺纹钢锚杆吸能量;Wtg为吸能套筒的吸能量;Wxh为尾部吸能装置吸能量;L1、Lc分别为吸能锚杆索的间距、排距;Pz为挤压摩擦过程中的阻力;ΔLms为钢绞线锚索伸长量;Sms为钢绞线锚索横截面面积;Ems为钢绞线锚索弹性模量;Lms为钢绞线锚索长度;ΔLmg螺纹钢锚杆伸长量;Smg为螺纹钢锚杆横截面面积;Emg为螺纹钢锚杆弹性模量;Lmg为螺纹钢锚杆长度;TL为吸能套筒的设计长度;ΔLxh为尾部吸能装置可压缩量。
作为优选,所述能量差额通过下式进行计算:
ΔUB=UB e-UB 0-UB1 (14)
式中:ΔUB为能量差额;UB e为加入支护后的可释放应变能;UB 0为加入支护后破坏所需的表面能;UB1为加入支护后的能量强度。
作为优选,根据所述能量差额判别加入支护后隧道是否会发生岩爆的判断标准为:
当所述能量差额小于0时,隧道不会发生岩爆;
当所述能量差额等于0时,隧道处于发生岩爆的临界状态;
当所述能量差额大于0时,隧道会发生岩爆。
本发明的有益效果是:
本发明考虑加入支护后其对岩体受力状态和岩体力学参数的影响,基于弹性应变能理论,结合锚杆吸能理论和锚固效应,讨论了锚杆支护对岩体可释放弹性应变能和破坏所需表面能的影响,利用上述影响构建锚杆支护下的岩爆危险性判别方法,使得本发明能够准确预报加入支护后的隧道是否有岩爆危险,为隧道岩爆预防提供技术支持。
附图说明
为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案,下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍,显而易见地,下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例,对于本领域普通技术人员来讲,在不付出创造性劳动性的前提下,还可以根据这些附图获得其他的附图。
图1为本发明一个具体实施例的隧道数值模型示意图;
图2为本发明一个具体实施例的模拟隧道开挖过程中围岩的弹性应变能结果示意图。
具体实施方式
下面结合附图和实施例对本发明进一步说明。需要说明的是,在不冲突的情况下,本申请中的实施例及实施例中的技术特征可以相互结合。需要指出的是,除非另有指明,本申请使用的所有技术和科学术语具有与本申请所属技术领域的普通技术人员通常理解的相同含义。本发明公开使用的“包括”或者“包含”等类似的词语意指出现该词前面的元件或者物件涵盖出现在该词后面列举的元件或者物件及其等同,而不排除其他元件或者物件。
本发明提供一种基于隧道围岩支护后的可释放弹性应变能的岩爆预报方法,包括以下步骤:
S1:获取隧道洞室、岩体以及支护的基本参数;
所述基本参数包括隧道洞室的三个主应力σ1、σ2、σ3,岩体的弹性模量、泊松比,支护的吸能套筒设计长度、尾部吸能装置设计吸能阻力、钢绞线锚索伸长量、钢绞线锚索横截面面积、钢绞线锚索长度、钢绞线锚索长度、螺纹钢锚杆伸长量、螺纹钢锚杆横截面面积、螺纹钢锚杆长度、螺纹钢锚杆弹性模量、吸能锚杆索的间排距等等。
S2:计算加入支护后的可释放应变能;
在一个具体的实施例中,加入支护后的可释放应变能通过下式进行计算:
式中:UB e为加入支护后的可释放应变能;E0为加锚复合岩体的弹性模量;σi、σj分别为原岩应力场中i、j方向的主应力;ωi、ωj分别为原岩应力场中i、j方向的损伤变量;μ为泊松比。
需要说明的是,除了上述实施例的可释放应变能计算方法外,现有技术中的其他可释放应变能计算方法也可适用于本发明。
S3:计算加入支护后破坏所需的表面能;
在一个具体的实施例中,加入支护后破坏所需的表面能通过下式进行计算:
式中UB 0为加入支护后破坏所需的表面能;σc为单元整体破坏的临界应力;σt为岩体抗拉强度。
需要说明的是,除了上述实施例的表面能计算方法外,现有技术中的其他表面能计算方法也可适用于本发明。
S4:计算加入支护后的能量强度;
在一个具体的实施例中,加入支护后的能量强度通过下式进行计算:
UB1=Ws+UB (5)
式中:UB1为加入支护后的能量强度;WS为隧道单位面积内锚杆支护的总吸能量;UB为混凝土喷层吸收的能量;ES为平面应变状态的等效弹性模量,ES=E/(1-μ2),E为弹性模量;μS为平面应变状态的等效泊松比,μS=μ/(1-μ);a、b分别为混凝土喷层内部到隧道中心的垂直距离、岩层到隧道中心的垂直距离,b-a=混凝土厚度;qa为锚杆对混凝土喷层的拉力;qb为岩层对混凝土喷层的压力减去锚杆对混凝土喷层的拉力;St为混凝土抗拉强度。
在一个具体的实施例中,隧道单位面积内锚杆支护的总吸能量WS通过下式进行计算:
Ws=(Wms+Wmg+Wtg+Wxh)/L1Lc (7)
Wtg=PzTL (12)
Wxh=PxhΔLxh (13)
式中:Wms为锚索吸能量;Wmg为螺纹钢锚杆吸能量;Wtg为吸能套筒的吸能量;Wxh为尾部吸能装置吸能量;L1、Lc分别为吸能锚杆索的间距、排距;Pz为挤压摩擦过程中的阻力;ΔLms为钢绞线锚索伸长量;Sms为钢绞线锚索横截面面积;Ems为钢绞线锚索弹性模量;Lms为钢绞线锚索长度;ΔLmg螺纹钢锚杆伸长量;Smg为螺纹钢锚杆横截面面积;Emg为螺纹钢锚杆弹性模量;Lmg为螺纹钢锚杆长度;TL为吸能套筒的设计长度;ΔLxh为尾部吸能装置可压缩量。
需要说明的是,除了上述实施例的隧道单位面积内锚杆支护的总吸能量计算方法外,现有技术中的其他隧道单位面积内锚杆支护的总吸能量计算方法也可适用于本发明。
S5:根据所述可释放应变能、表面能以及能量强度,计算能量差额;所述能量差额通过下式进行计算:
ΔUB=UB e-UB 0-UB1 (14)
式中:ΔUB为能量差额;UB e为加入支护后的可释放应变能;UB 0为加入支护后破坏所需的表面能;UB1为加入支护后的能量强度。
S6:根据所述能量差额判别加入支护后隧道是否会发生岩爆;具体判断标准为:
当所述能量差额小于0时,隧道不会发生岩爆;
当所述能量差额等于0时,隧道处于发生岩爆的临界状态;
当所述能量差额大于0时,隧道会发生岩爆。
需要说明的是,在其他实施例中,上述步骤S2、S3、S4的顺序可以任意调换。
在一个具体的实施例中,以某隧道为例,采用本发明对其进行岩爆危险性预判。
该隧道的隧道围岩级别划分为III~V级,地层岩性为粉质黏土、黑云石英二长岩、黑云二长花岗岩。取隧道不同区段的岩石做室内岩石力学试验、并在现场进行三维地应力测量,采用FLAC3D建立三维隧道几何模型,为方便计算,选取100m长的计算模型,加载各个测点应力数据以代表该处初始地应力水平,其数值模型如图1所示。
对隧道锚杆支护后,采用Mohr-Coulomb本构模型,利用实测地应力数据加载到模型,通过编制fish语言,结合式(1)-(14)计算该隧道不同位置处的能量差额,模拟隧道开挖过程中围岩的弹性应变能如图2所示,根据所述能量差额对该隧道不同位置处的岩爆危险性进行判别,结果如表1所示:
表1隧道岩爆危险性判别结果
从表1可以看出,对隧道进行支护后,会产生岩爆的K39+440处已不会产生岩爆;现有技术在加入支护前对隧道进行岩爆判断,结果仅K39+440一处判断准确;而在加入支护后,采用现有技术对其进行岩爆判断,在该处的判别结果确与实际不符,而本发明对其进行岩爆判断,判断结果均与实际相符,本发明比现有技术的准确性更高。
综上所述,本发明考虑支护的影响,能够更准确的判断隧道是否会有岩爆危险的发生,与现有技术相比,具有显著的进步。
以上所述,仅是本发明的较佳实施例而已,并非对本发明作任何形式上的限制,虽然本发明已以较佳实施例揭露如上,然而并非用以限定本发明,任何熟悉本专业的技术人员,在不脱离本发明技术方案范围内,当可利用上述揭示的技术内容作出些许更动或修饰为等同变化的等效实施例,但凡是未脱离本发明技术方案的内容,依据本发明的技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、等同变化与修饰,均仍属于本发明技术方案的范围内。
Claims (7)
1.一种基于隧道围岩支护后的可释放弹性应变能的岩爆预报方法,其特征在于,包括以下步骤:
获取隧道洞室、岩体以及支护的基本参数;
计算加入支护后的可释放应变能;
计算加入支护后破坏所需的表面能;
计算加入支护后的能量强度;
根据所述可释放应变能、表面能以及能量强度,计算能量差额;
根据所述能量差额判别加入支护后隧道是否会发生岩爆。
5.根据权利要求4所述的基于隧道围岩支护后的可释放弹性应变能的岩爆预报方法,其特征在于,隧道单位面积内锚杆支护的总吸能量WS通过下式进行计算:
Ws=(Wms+Wmg+Wtg+Wxh)/L1Lc (7)
Wtg=PzTL (12)
Wxh=PxhΔLxh (13)
式中:Wms为锚索吸能量;Wmg为螺纹钢锚杆吸能量;Wtg为吸能套筒的吸能量;Wxh为尾部吸能装置吸能量;L1、Lc分别为吸能锚杆索的间距、排距;Pz为挤压摩擦过程中的阻力;ΔLms为钢绞线锚索伸长量;Sms为钢绞线锚索横截面面积;Ems为钢绞线锚索弹性模量;Lms为钢绞线锚索长度;ΔLmg螺纹钢锚杆伸长量;Smg为螺纹钢锚杆横截面面积;Emg为螺纹钢锚杆弹性模量;Lmg为螺纹钢锚杆长度;TL为吸能套筒的设计长度;ΔLxh为尾部吸能装置可压缩量。
6.根据权利要求1-5中任意一项所述的基于隧道围岩支护后的可释放弹性应变能的岩爆预报方法,其特征在于,所述能量差额通过下式进行计算:
ΔUB=UB e-UB 0-UB1 (14)
式中:ΔUB为能量差额;UB e为加入支护后的可释放应变能;UB 0为加入支护后破坏所需的表面能;UB1为加入支护后的能量强度。
7.根据权利要求6所述的基于隧道围岩支护后的可释放弹性应变能的岩爆预报方法,其特征在于,根据所述能量差额判别加入支护后隧道是否会发生岩爆的判断标准为:
当所述能量差额小于0时,隧道不会发生岩爆;
当所述能量差额等于0时,隧道处于发生岩爆的临界状态;
当所述能量差额大于0时,隧道会发生岩爆。
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---|---|---|---|---|
CN115577567A (zh) * | 2022-11-15 | 2023-01-06 | 中国矿业大学(北京) | 深部地下工程岩爆防治方法和系统 |
CN116499879A (zh) * | 2023-06-26 | 2023-07-28 | 中国矿业大学(北京) | 地下工程围岩能量测试与岩爆吸能控制方法 |
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2022
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CN116499879B (zh) * | 2023-06-26 | 2023-09-05 | 中国矿业大学(北京) | 地下工程围岩能量测试与岩爆吸能控制方法 |
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