动态地表变形（精选十篇）
动态地表变形 篇1
目前, 对采煤沉陷区的输电塔进行了一定研究, 并取得了一些成果。由于煤矿开采过程中地表变形是一个非常复杂的动态变形过程, 地表移动对输电塔内力和变形产生较大影响。 因此, 研究动态地表变形和外负荷共同作用对输电铁塔结构内力的影响规律, 对采煤沉陷区输电铁塔的建设有着重要意义[1]。
本文以山西某矿由于地下开采对地上的输电塔的影响, 由下沉监测获得的下沉数据处理后布置不利工况。用有限元软件ANSYS对输电塔在地表变形下的受力进行数值模拟, 可为处于采动区输电铁塔结构的设计和安全性评估提供理论依据[2]。
1工程概况
输电塔位于某矿2209工作面的上方塌陷范围以内相对位置见图1, 该工作面近东西走向, 东西长306m, 南北宽200m。 煤层倾角4°~11°, 埋深100m左右, 走向长臂式开采, 冒落法管理顶板。铁塔现场照片见图2。
2地表下沉的一般规律及不利工况选取
2.1下沉规律与下沉预计
输电铁塔处于非充分采动区, 根据图3, 可知充分采动区地表移下沉一般规律:在O点出达到最大下沉值, 由于工作面顶板存在悬顶距拐点偏向采空区, 自盆地中央至盆地边缘下沉值逐渐减小为0。根据概率积分法[3], 地表最大下沉值的预计公式:
式中:M为开采厚度;q为下沉系数;α为煤层倾角。
计算出铁塔各支座处得最大下沉值, 进而获得输电塔的最不利变形工况。
2.2工况设计
图1给出了工作面推进方向与铁塔支座节点的位置关系开采过程中靠近开采方向的支座节点先受地表变形的影响, 然后远处节点依次受影响[4]。
2.2.1变形工况
主要分析输电塔在3种不利变形工况下的附加内力及节点位移, 具体变形工况如下:
(1) 整体沉降:支座节点1-4下沉3m。
(2) 不均匀沉降:支座节点3下沉3m, 支座4节点下沉2 m其余支座节点下沉值为1。
2.2.2外负荷工况
铁塔的外负荷主要是风灾、冰荷载、地震荷载、导线及线塔自重。依据电力工业勘察设计院的《送电线路杆塔的外负荷计算程序》计算并偏安全取整, 得到线塔外负荷, 选取最不利工况即:外负荷工况1 (90°覆冰工况) ;外负荷工况2 (90°大风工况) 见图4。
3不利工况选取
工况1:自重+外负荷工况1;工况2:自重+ 外负荷工况2;工况3:自重+外负荷工况1+整体沉降;工况4:自重+外负荷工况2+整体沉降;工况5:自重+外负荷工况1+不均匀沉降;工况6:自重+外负荷工况2+不均匀沉降。
3模型建立与计算分析
3.1模型的建立
以非充分采动区某线路中的直线跨越塔为计算实例建立模型, 呼高18m, 总高度为18.5m, 根开3.73m, 直线跨越塔由各种等边角钢组成, 材料尺寸见表1。
刚架模型可以准确的模拟角钢的截面形状, 故采用刚架模型[5]。将输电铁塔杆件的中心轴线交点连接处作为模型节点, 两节点间的角钢简化为模型单元。采用ANSYS程序进行数值分析采用用自底向上的建模方式, 以节点生成单元, 建立模型时各杆件都用beam188单元, 建立的ANSYS模型及节点编号如图7[6]。
3.2塔架模型计算结果及分析
根据ansys对模型的运算提取各种工况下各杆件的轴力, 见表2。并绘制成折线图, 见图8。
由表2和图8进行比较:
工况一和工况二比较可知:在不受煤层采动影响下, 下部杆件90度覆冰工况产生的轴力大于90度大风工况产生的轴力;中部杆件90度大风工况产生的轴力较大;上部杆件轴力大体相同。
kN
工况一和工况三以及工况二和工况四比较可知:在采动下沉的影响下并考虑外负荷, 铁塔支座发生均匀沉降时, 铁塔个杆件轴力大大增加, 下部杆件轴力增加显著约5~7倍。
工况一和工况五以及工况二和工况六比较可知:在采动下沉的影响下并考虑外负荷, 铁塔支座发生不均均匀沉降时, 铁塔个杆件轴力大大增加, 下部杆件轴力增加显著约20~25倍; 中部杆件轴力增加约4~6倍;上部杆件轴力增加相对较少。
工况三和工况五以及工况四和工况六比较可知:在采动下沉的影响下并考虑外负荷, 铁塔支座发生不均匀沉降对铁塔下部及中部杆件轴力的值是均匀沉降时的2~3倍。上部杆件的轴力增加值相当。
4结语
本文用有限元软件ANSYS对输电塔在地表变形下各工况的受力进行数值模拟, 通过对六种工况的对比得到以下结论。
(1) 在外负荷和地表变形的共同作用下, 输电塔底部杆件的轴力变化较上部杆件变化较大并且随着高度的增加轴力变化越来越小。建议在进行类似输电塔设计时, 下部杆件要增大设计强度。
(2) 地表均匀沉降相对于不均匀沉降对输电塔的轴力影响较小, 建议采动区建设输电塔采用整体基础。
(3) 在同时考虑地风载、覆冰荷载和地表变形进行输电塔设计时, 90°覆冰工况对输电塔的内力值影响较大。
(4) 在外负荷和采动沉陷影响下, 输电塔内力增加较大, 为确保结构的安全性, 相关部门应当相互协作, 及时检查, 反馈输电塔受力和变形信息, 进而采取合适的采煤方法和加固措施保证输电塔的正常工作。
上述分析与结论可为处于采动区输电铁塔结构的设计和安全性评估提供理论依据。
参考文献
[1]赵海涛, 郭广礼, 查剑锋.高压输电线路杆塔采动变形规律研究[J]2008. (5) :17-19.
[2]陈建稳, 袁广林, 刘涛, 等.数值模型对输电塔内力和变形的影响分析[J].山东理工大学学报 (自然科学版) , 2009, 28 (1) :40-45.
[3]何国清, 杨伦, 凌赓娣, 等.矿山开采沉陷学[M].江苏徐州:中国矿业大学出版社, 1991.
[4]袁广林, 陈建稳, 杨庚宇, 等.动态地表变形对输电塔内力和变形的影响[J]河海大学学报 (自然科学版) , 2010, 38 (3) :284-289.
[5]肖琦, 周凌风, 蔡景素, 等.紧凑型窄基输电塔ANSYS建模及动力特性分析[J]水电能源科学, 2011, 29 (2) :167-168.
采空区地表移动变形的时间影响参数 篇2
采空区地表移动变形的时间影响参数
多层采空区多次复杂开采造成的累积沉降不能简单地用单一采空区地表移动变形模型作参照.对采空区的研究,时间影响参数是工程稳定性重点研究和考虑的问题.通过变形观测数据,得到一系列的时间影响参数C的数据点.C是随时间动态变化的,是相应的`诸多条件综合影响的结果,拟合得到现时段的时间影响参数经验式.这对采空区今后的残余沉降的预测具有重要的实际意义.
作 者： 作者单位： 刊 名：中国地质灾害与防治学报 英文刊名：THE CHINESE JOURNAL OF GEOLOGICAL HAZARD AND CONTROL 年，卷(期)：2009 20(3) 分类号：P642.26 关键词：采空区 地表移动变形 残余沉降预测 时间影响参数 gob mobile surface deformation residual effects of subsidence prediction time parameter重复开采地表变形规律的分析与研究 篇3
【关键词】地表变形规律分析研究
1、概况
山东大部分矿井都是多层煤赋存采区，分为上层煤和下层煤。上层煤有2、4、6层，下层煤11、13、15层。多数矿井的开采方式采用的是多层开采，通常采用先采上部层煤，再采下层煤，采完一个工作面，再采下一个工作面，就是在前一个基础上再次开采，统称重复采动。重复采动是岩层和地表受到地下采矿的影响而产生的移动变形后，在原有的采空区或相邻的层位再次开采，是岩层和地表再一次变形移动的现象。山东煤矿如泰安市宁阳县山东亨达煤业有限公司也是一座老矿区，开采时间长。随着开采深度、强度的增加，新开采的工作面受到老采区的影响，可以说重复采动在以后的开采过程中将成为主要的采动方式。但重复采动对地表下沉等地质环境、地面建筑都会造成很大的危害，甚至会威胁到人民群众的生命安全，如何研究重复采动条件下的地表下沉，是值得深入研究和讨论的问题。如山东某矿区一矿井田东部七采区上组煤及十一层煤已基本全部开采结束，地表已达充分采动状态。现在主要开采十三层煤，在工作面开采前在东翼建立了地表移动变形观测站。采取了剖面法观测，同时将观测线路延长，将每个测点展绘在航测图上进行对比，得出了地表最大下沉值及边界影响最小值，求出了部分地表变形参数。在地表斑裂线沉陷区附近设置了多组观测点，观测其发展变化规律，收集到了大量数据，研究出了重复开采地表变形变化规律。
2、地表移动变形规律
（1）变形参数分析
七采区上组煤开采结束后，采取了在地表移动变形盆地沿原有观测线实测原观测点位置，再采用水准测量的方法观测到了地表最终下沉数据，通过对观测数据的重新核实计算、原观测数据的精度分析、观测成果取舍、以及每次观测时所对应的井下开采范围，采用绘图与计算相结合的方法求得了地表移动变形稳定后的部分参数，其数值如下：
上组煤采后变形参数十一煤采后变形参数
1、上山方向移动角： γ=70度 γ=65度
2、走向方向移动角： δ=70度 δ=65度
3、下山方向移动角： β=66度 β=60度
4、裂缝角： δ’=71度 δ’=56度
5、充分采动角： Φ=52度 Φ=50度
6、最大下沉系数： q=0.65 q=0.7
7、水平移动系数： b=0.33 b=0.33
8、主要影响角正切 tgβ=2.7 tgβ=3.0
9、走向拐点偏移距：S=0.04H0
（2）七采区变形分析
根据开采沉陷预计，建筑物附近最大下沉值为850mm，最大水平变形为1.0mm/m，最大倾斜变形为2.0mm/m，地表下沉系数为0.6，对建筑物的变形虽小于Ⅰ级变形，但已接近臨界值，一般建筑物的抗变形能力较差，往往建筑物的变形等级大于地表实际变形等级，部分建筑物的变形等级会超过Ⅰ级。
根据井田东翼向斜构造对地表的影响规律分析，当七采区工作面开采后，由于重复开采会在地表形成明显的斑裂线，斑裂线附近有宽裂缝和台阶，对建筑物的影响较严重。
（3）71310工作面地表变形分析
71310工作面由于面积较小，当工作面开采结束时，地表才开始有下沉变化，根据观测资料计算：
下沉系数：q=0.03
倾向采动系数：n1=0.24
走向采动系数：n2=0.31
最大下沉速度： v=0.28mm/d
地表超前影响不明显，在工作面快开采结束时，地表开始有下沉现象，工作面走向、倾向均为非充分采动。
3、断层对地表移动变形的影响
根据实测数据分析得出上组煤开采后断层对地表变形影响有以下规律和特点：
（1）断层露头位置与平面位置误差最大不超过25米，地面台阶位置基本吻合。
（2）形成上下盘下沉值的大小，主要是由开采哪个盘位形成离层位置决定的。
（3）台阶的大小用经验公式计算和实测对比基本吻合。
（4）台阶的大小与断层落差关系密切，近似呈正比关系。
（5）根据开采深度达500米时，地表仍会产生大于0.6米的台阶实测资料分析，地面台阶大小与开采深度近似成正比关系，比例系数为0.003。
十三层煤开采后断层变化规律：
（1）根据理论分析和计算结果分析，地表出现台阶的位置并不在断层露头的正上方，这和断层倾角、台阶位置与下沉盆地相对关系有关。
（2）地表水平移动在断层露头处有一个水平移动系数。一般情况下，这一突变形式表现为水平移动曲线的“似落差”，与下沉落差相反。这样，在断层附近有一强变形带形成，其变形值为正常值的12倍左右，出现拉裂破坏。
（3）在相同条件下，采区位于断层上盘对地表产生的影响比采区位于下盘要大。
（4）断层引起台阶的大小与开采厚度、开采煤层截面积、上覆岩层的力学性质、开采所在的断层上下盘位置、采深、断层性质、断层倾角、断层落差、断层带的胶结程度等因素有关。
4、褶曲对地表移动变形的影响
在七采区十三层开采过程中，在地下开采区上方地层表面出现了三条斑裂线，斑裂线周围的地表出现长长的裂缝，裂缝最大宽度在0.2-0.25米之间，斑裂线呈东西走向，斑裂线总的延伸长度略小于采空区长度，地势呈北高南低趋势。
七采区斑裂线位置分别在向斜、背斜轴的轴部附近方向沿轴向方向。随着采煤工作面的不断向前推进，裂缝沿轴向方向不断向前延伸，其影响范围小于采空区对地表的影响。其范围斑裂线经过的地方出现裂缝和台阶与断层对地表的影响规律相反。倾角不大的背斜在地表也形成明显的斑裂线，房屋出现裂隙但裂缝和台阶较向斜引起的斑裂线弱，破坏程度与正常情况相比较严重，破坏现象与断层对房屋的影响特点基本相同。
上组煤开采后斑裂线最大裂隙带宽在0.2米，十三层煤开采后裂缝增加不明显，台阶增大0.4米，斑裂线的长度没有增加。后组煤开采后，斜向构造引起的斑裂线位置没有发生变化，台阶增大。背斜构造影响的斑裂线变化不明显，只在落差最大处台阶增加约0.15米。其余区域几乎无变化。这说明向斜构造比背斜构造对地表的影响严重，出现的裂缝和台阶都比背斜大。
5、意义
顶管施工引起地表变形的计算方法 篇4
由于顶管法施工是由机头切削土体后开挖,再由工作井中千斤顶顶进,因此对机头前方一定土体产生强烈的扰动作用,土体先处于卸载状态,而后随着千斤顶的顶进,机头前方土体处于挤压状态。由于机头工具管的管径大于后续管道直径,会产生地层损失,管道周围土体处于卸载状态。同时由于管道的顶进,在管壁与土体接触面间产生摩擦阻力。由于这些力的共同作用,在顶管周围产生不同的应力区。这些附加应力在土中会产生土体位移和变形。目前,国内外常用的评价顶管施工对周围环境影响的方法有四种:现场监测方法、数值计算方法、理论方法和实测数据分析法。由于顶管施工法与盾构施工法在力学机理上有很大的相似性,因此,盾构施工的一些计算方法可为顶管所借鉴。
1计算方法概述
1.1 现场监测方法
R.B.Peck(1969年)通过对大量浅层隧道开挖引起地表沉陷数据及工程资料分析后,认为在不考虑土体排水固结与土体蠕变的情况下,土体的移动过程可看成是一个随机过程。这一随机移动过程可用柯莫哥洛夫方程表示出来,由此推出在地下挖去一块微小介质,会引起地面下沉,其沉降为正态分布曲线。
该方法认为地层移动由地层损失引起,地层损失在隧道长度方向是均匀分布的,沉陷槽的体积等于地层损失的体积。这一点在矿山开采及盾构施工监测中都得到了证实。横向分布地面沉降估算公式为:
其中,S(x)为地面沉降量,mm;x为距隧道中心线的距离,m;V1为盾构隧道单位长度地层损失,m3/m;Smax为隧道中心线处的最大沉降量,mm;i为沉降槽宽度系数,由查图表或公式求得;z为覆土层厚度(地面到顶管轴线距离),m;φ为土的内摩擦角,(°)。
按正态分布函数曲线计算沉降槽必须确定式中的最大地面沉降Smax和沉降槽宽度系数i,有不少学者就这两个参数针对不同地质情况与管道埋深作了大量统计分析与现场观测研究工作。
1.2 数值计算方法
有限元法作为数值分析方法中最具有代表性的一种已越来越被广泛地应用于工程问题中。用有限元法研究地表沉降,就是将沉降过程看成是一个力学过程,从而选用合适的土体本构关系进行分析。根据地层情况和施工条件,可把地层假设为弹性介质、弹塑性介质或弹粘塑性介质等。
Ghaboussi & Ranken(1977年)借助于二维有限元法对平行隧道进行研究。研究中对不同间距的隧道进行分析,并采用多种方法来模拟隧道的施工。计算中将土体模型简化为弹性模型。研究表明当两条隧道中心间距大于2倍的隧道直径时,隧道间的相互影响较小。
方从启(1998年)[2]利用半解析元法建立了模拟和计算软土地层中顶管施工引起的地面位移和浅地层的运动随时间的变化方法。研究中将轴向离散而在环向和径向采用解析函数以建立位移函数,由此将三维的土—结构系统简化为一维数值问题。文中利用分级施加施工荷载及对土体的弹～粘塑性分析,实现了对顶管施工引起随时间变化的地面位移和浅地层运动的模拟和计算。将数值计算结果与实测值进行了对比,结果较为满意。验证了所建立分析方法的可靠性。
魏纲(2003年)[3]对顶管施工产生的土体扰动进行了理论分析,分析了顶管施工引起地面变形的原因和变形机理。通过对顶管工程现场测试数据的分析,研究了顶管施工引起的管道周围土体的移动规律,包括地面横截面和纵截面变形规律、深层土体沿管道轴线方向和垂直于管道方向移动规律。另外还探讨了深层土体移动的影响因素。
丁传松(2004年)[4]在现有的顶推力理论、试验成果和计算方法的基础上,提出了更加合理的顶推力计算方法;推导出直线顶管及曲线施工中顶推力的理论解;采用有限元法分析了曲线顶管施工对管节和周围土体的影响效应。
1.3 理论方法[5]
随着对地层变形研究的深入,许多学者将相关学科的研究成果引入到隧道软土地层变形的研究中,得到了多种可行的理论方法。Sagaseta[6]首先提出可以采用源汇法对地面以下适当深度处由土体损失引起的不可压缩性土体的应变进行分析,从而求得地面沉降。Verruijt[7]利用Sagaseta[6]提出的方法,假定土体是线弹性材料,认为隧道变形机理主要是隧道表面土体的等量径向位移和长期的隧道椭圆化变形,采用半弹性平面方法,得到土体垂直向和水平向位移的理论计算公式。但是,该公式计算得到的沉降槽宽度和土体水平位移要明显大于实测值。
施成华等,将顶管隧道开挖(或挤压)所引起的土体移动看作一随机过程,应用随机介质理论,对顶管施工隧道开挖引起的扰动区土体的移动与变形进行分析,推导出了相应的计算公式。该方法假定土体不排水,只能计算瞬时沉降,且计算时需编制相应的计算机程序,比较复杂。张冬梅等,提出将隧道周围受扰动土体区域等价为一均质、等厚的等代层,当有实测土体位移时,可运用反分析方法获取等代层的参数,并应用于隧道工后沉降的计算。但是该方法存在较多问题,如等代层本身的概念就比较模糊,另外需要的参数较多且选取较困难,对计算结果影响较大。
1.4 实测数据分析法
乔宏伟等[10],根据上海某一段穿越厂房的地下顶管施工观测资料,选择其中的几个主要因素与相应的沉降观测值,采用多元回归数学原理,推演了地面沉降预测经验表达式,并预测了顶管施工引起的最终沉降量。罗筱波等,采用多元线性回归分析方法建立了一个地面沉降和影响因素之间的回归模型,并利用VC编制了相应程序,程序运行中与实测数据紧密结合动态更新回归模型,预测结果与实测数据较吻合。但多元回归分析采用平均曲线进行拟合,不足以准确地反映观测值的离散性和随机波动性,是一种静态模型,只能反映变形值相对于自变量之间在同一时刻的相关性,没有体现变形观测序列的时序性、相互依赖性以及变形的继续性。
人工智能神经网络方法也属于从实测数据来分析,所不同的是它要建立神经网络模型,不是简单的数据回归分析。近年来它在地下非开挖技术中逐渐被应用。Shi Jinsheng[12]采用神经网络的方法对盾构隧道的地表沉降进行了预测,并归纳出了影响地表沉降的多项因素。Yeh I-Cheng[13]研究了神经网络在盾构隧道土压平衡控制中应用,取得了良好的效果。孙钧,袁金荣(2000年)[14]结合上海地铁二号线,对盾构施工中土体扰动特性及地层移动和地表变形沉降的力学机理进行了讨论,采用了人工智能神经网络技术对地表沉降进行了预测,结果与现场实测值吻合。
1.5 四种计算方法的比较
四种计算方法的比较见表1。
2结语
动态地表变形 篇5
摘要：本文介绍了威鲁公路一标段阿依隧道洞口段施工过程中出现的各种病害，并分析其成因，介绍了病害处理的具体工程措施和施工方法，总结了浅埋、偏压、软弱围岩地质段隧道进洞方案和综合治理措施，有效保证了隧道施工顺利进洞。
关键词：隧道；洞口；开裂；变形；治理；措施
一、概述
阿依隧道为兴义市威舍至鲁屯一级煤炭专用公路第1合同段的重要工程，为单向2车道的一级公路隧道，隧道左幅长445m，隧道右幅长629m，隧道最大埋深94.9m。隧道区上覆第四系残坡积层（Q4el+dl），下伏下三叠统飞仙关组（T1f）泥岩、泥质粉砂岩及中三叠统关岭组（T2g2）灰岩、泥灰岩，第四系残坡积层在隧道进出口、洞身沟谷及缓坡地带有分布，厚薄不均，在沟谷中稍厚，多数陡坎斜坡段基岩裸露。泥岩、泥质粉砂岩强风化较厚，岩体节理裂隙极发育，岩体极破碎，灰岩强风化较薄；中风化泥岩、泥质粉砂岩节理裂隙较发育，岩体较破碎至较完整，多数为Ⅳ～Ⅴ级围岩。地下水以孔隙水、裂隙水为主，主要由大气降水补给。地表渗水严重，属浅埋软岩隧道，且有明显偏压。
隧道出口采用上半断面开挖进洞，开挖后即架设钢拱架和进行钢筋网喷射混凝土支护，进尺达10m后，因边坡、仰坡、以及地表大面积开裂，且有滑塌倾向，初支拱顶发生不正常下沉，一天的下沉量达到2cm，拱顶最大沉降量达20cm，部分开裂，已侵入二衬空间。拱顶发生小坍方，掘进困难，造成进洞受挫。
二、病害原因分析
经现场实地考察后，对原有的勘察、设计文件进行了复查和原因分析。
1.从设计资料方面分析
（1）设计资料不准。鉴于目前勘察设计手段的局限性，设计对工程地质、水文地质资料提供不准，为此设计采用的支护参数和衬砌类型不符合隧道开挖后实际的围岩情况。
（2）隧道进出口段为浅埋隧道，对相同围岩级别显然浅埋隧道要比非浅埋隧道围岩压力要大；隧道出口端仰坡岩土体为一陡坡，隧道轴线与坡面斜交进入，坡面与洞门非对称，属坡面斜交型，存在一定程度的偏压。
2.从施工方面分析
（1）施工方法不当。施工方法针对围岩情况的变化缺乏灵活应变性，各工序间距安排欠妥当，一次开挖量过大，支护不及时或支护强度不够等而引起围岩的坍塌；施工单位放大炮开挖，对于软质岩应遵循“强支护、短进尺，弱爆破”原则，对于浅埋软质岩隧道更应禁止爆破。
（2）边、仰坡开挖后暴露时间过长，未采取措施对仰坡进行处理，是导致失稳的原因之一。排水沟、截水沟未按设计图的要求施工，距离隧道洞口太近，且施工质量太差，起不到隔水、截水作用。仰坡开挖后未及时打设锚杆和喷射混凝土进行封闭加固，洞口未做加固就开挖进洞，从而造成坍塌。
（3）开挖时未进行地质和支护的观察量测工作。对围岩节理裂隙发育性状了解不足，施工方法和手段缺乏针对性。对已施工的钢拱网喷支护，缺乏观测数据，不能在失稳前先行察觉并采取相应措施。
3.其它方面原因分析
（1）进口段从开挖的掌子面看到，在拱脚以上为厚层强风化泥岩，节理裂隙发育，厚层泥岩被切割成块状，岩层倾向线路右侧（向山里），进洞施工的过程中，破碎岩层受扰动，加之地下水的影响及对边坡约束措施不足等，导致了隧道边坡坍方；开挖后应力释放，发生较大膨胀压力使坑道变形，围岩坍塌；因围岩压力过大，拱脚承载力不足，两侧土体被挤压内涌，并沿线路轴向推挤移动，引发过大变形而侵入限界，并导致大范围牵连性坍塌和地表下陷。
（2）隧道衬砌：从现场调查和地质钻孔勘探取样分析来看，隧道病害段并不存在影响隧道安全的深层滑坡，衬砌开裂的主要原因是：因隧道洞身处于软基之上，岩层为泥岩，作为V级围岩的泥岩属软质岩类，遇水极易软化，强度低，在地下水的作用下，其本身就具有流滑性，且受扰动后，自稳能力差使围岩压力增大，施工中围岩长时间产生缓慢的塑性变形，向洞内挤压，破坏支护和衬砌。
（3）地面裂缝：隧道出口较大范围内潜伏着较深上层滞水，由于浸泡变形，使土的强度降低，造成斜坡失稳；同时因隧道开挖后围岩应力调整的影响，上覆土体自下而上产生松弛，并牵动上部曾遭受浅滑层扰动的土体，导致了地面裂缝的产生。因初期支护不力、不及时，衬砌未紧跟，由于隧道施工爆破的震动，使挤压破碎带的松散岩体的缝隙和空隙不断震动挤密，引起体积的调整，形成差异变形，地表出现裂缝，雨水补给渗入和地下水从隧道中的渗出，加剧了此种变形。
三、主要治理措施
1.洞口段的处理
（1）地表沉陷和裂缝用不透水土夯填密实，并重新施工截水沟，防止地表水渗入洞身段。地表采用地面灌浆锚杆，锚杆采用3根φ25的焊接钢筋束，纵、横间距1.5m×1.5m梅花形布置，锚杆尾部用φ25钢筋焊接，并用砂浆保护，隧道右侧山体方向布置5排。
（2）平衡压重止偏
隧道出口冲沟较深，隧道位于半坡上，右覆盖层薄，偏压明显。为防止隧道结构的剪切破坏，采取了填土压重的防偏措施。填土厚距拱顶2.1m，填土范围为距隧道中线28m以内，下侧设墙收缩坡角，回填材料为隧道弃渣。洞身衬砌为混凝土复合衬砌，二衬不等厚布置，左侧边墙厚80cm，右侧边墙厚60cm。
（3）洞口段施作臨时仰拱，临时仰拱由I18工字钢和30cm厚C20混凝土组成，I18工字钢与初期支护钢拱架逐一对应，并加钢板楔紧焊接。临时仰拱基础应做处理（如清除表层泥土，进行碎石换填），确保在稳定地基上。临时仰拱施工时应边施作边拆除竖直支撑。对初期支护扭曲变形、表面存在裂缝的部分应同时在初期支护表面增设环向临时支撑（纵向间距70cm），与初期支护钢拱架间隔设置，并设置纵向连接筋。环向临时支撑拱脚处用纵向支撑与临时仰拱焊接起来。
（4）初期支护外背拱：背拱采用I18钢拱架，钢拱架纵向间距为50cm，纵向加设连接筋，确保钢拱架纵向稳定。每片工字钢接头处必须栓接后焊接牢靠并增加锁脚导管，钢拱架与初期支护之间如有空隙用楔块楔紧。对已开挖段落，采用长4.5mφ50的注浆钢花管进行洞内环向注浆加固，间距100cm×100cm。环向注浆钢花管在拱脚处向下斜打。落底时，侧墙处亦进行环向注浆。环向注浆顺序，按先拱脚，后拱顶，由下而上对称进行。
（5）注浆完成后待收敛稳定以后，进行下导坑开挖（每循环以5m为宜），并用工字钢将仰拱初期支护封闭成环（与初支钢拱对应，换拱段在变形拱圈钢拱位置，仰拱预埋双拼钢拱，与换拱拱圈的新架双拼钢拱对应），浇筑仰拱进行仰拱充填，拆除临时仰拱，按该步骤直至仰拱施作完毕。未施做临时仰拱段下半断面落底时，采取拉中槽跳马口的施工方法，每次最大错开3m左右，杜绝单侧落底。下半断面落底、仰拱封闭成环后，应根据监控量测结果及时浇筑暗洞二次衬砌。
2.进洞方案
威布尔分布计算充填采矿地表变形 篇6
近年来,随着社会对环境问题的关注,关于控制大规模地下开采(开挖)引起地表沉陷方面的研究越来越受到重视,同时也出现了不少新问题[1]。随着开采范围逐渐增大,提高矿石回采率和保护生态环境的需要,充填采矿法的应用比重将会有所增加[2]。注重改进和应用充填采矿法可有效地避免遭受地表变形的威胁,使矿山生产进入稳定、持续、安全发展的道路[3]。
充填采矿法对地表沉陷的控制效果主要取决于充填材料及充填的质量,并且可把上盘、下盘和端部错动角分别提高,有效控制地表移动范围,但仍然不能完全避免地表的移动,因此准确计算地表沉陷控制效果仍具有重要意义[4,5]。
1 地表移动变形的主要计算方法
研究人员经过不懈的努力,利用多种研究手段和方法,对开采沉陷机理及其岩体与地表移动规律进行了深入研究,开拓了多种互相补充的理论,形成了各具特色的岩体与地表移动预测理论和方法[6]。
从国内外的研究来看,地表及岩体移动的预测方法可分为唯象法、力学方法、数值方法和物理模拟法4 类。其中唯象法主要包括:经验图表法、典型曲线法、剖面函数法、影响函数法。力学方法主要包括:组合梁理论、托板理论、岩梁理论以及层状介质方法。数值方法主要包括:有限单元法、边界单元法、离散单元法、FLAC法等等。物理模拟法主要包括:相似材料模型、电模型[7]。
唯象法是目前地表及岩体移动普遍采用的预测方法,它能够较好地拟合地表的移动变形,适合于本地区的地表移动预测,而且应用非常方便。其中剖面函数法在分析地表沉陷计算中有很多优点,因此很多国家在这方面做了很多工作,并且研究出类型繁多的、适合于自己国家的剖面函数形式。在地表沉陷剖面函数法分析中,威布尔(Weibull)分布法计算精度较高,威布尔密度函数因其涉及参数较多,函数曲线能很好地拟合地表变形情况,因而计算精度较高[8]。但目前有些书中并没有给出准确的威布尔分布法的计算公式,或者没有参数选择的详细说明。
2 威布尔分布法计算实例
根据对唐山地区的多个地表观测站的观测资料统计,绘制地表下沉曲线及倾斜变形曲线,其曲线接近正态分布函数或偏态分布函数[9,10]。实际上在力学方法计算地表下沉变形分析中,许多连续介质力学方法在经过简化后,其单元开采下沉预测函数与正态分布函数类似,其实质与概率积分法相同,都是通过正态或偏态分布函数拟合下沉曲线。对于充填采矿地表下沉比较平稳,下沉曲线较平滑,适合用剖面函数法进行计算分析[11]。其关键是函数选取及参数确定。通过河北省唐山市某铁矿的地表下沉计算实例,总结了用威布尔分布函数计算地表下沉的参数确定和计算方法。
该矿区地形平坦,地表为农田,地表标高42m,主要开采范围在-170m标高以上。矿区内大部分为第四系覆盖。矿体岩性为磁铁石英岩,较坚硬,稳定性较好。矿体顶、底板直接围岩为黑云变粒岩,较为坚硬,稳定性较好。风化带、构造破碎带处岩石破碎,稳定性差。总体来讲矿区工程地质条件属中等型。矿体规模较大,倾角上缓下陡、北缓南陡,一般为25°-40°。矿区范围内地表有数条供电高压线路(35KV)通过,走向与矿体走向大致平行,高压线担负着附近工业区的供电任务,必须保证其安全。为了保护地表供电线路,矿山采用尾砂胶结充填采矿法,控制地表下沉。为此,必须计算充填开采后对地表供电线路的影响,以便及时采取有效措施。
供电线路横线路方向的允许偏差较小,因此根据矿体走向和供电线路之间的位置关系,沿倾向方向的倾斜变形对地表的供电线路影响较为严重,须计算沿倾向主断面上的地表下沉及倾斜变形值。
根据矿体的厚度、倾角及埋藏情况,建立如图1所示坐标系。以地表为横轴x轴;以开采下边界对应的地表点为坐标原点;纵坐标为下沉量W(x),以及倾斜变形i(x)。
下沉盆地基本参数确定:
(1)地表下沉盆地边界角
根据矿体的赋存条件、采用的采矿方法,参照《采矿设计手册》中矿床开采卷中类似的遂昌金矿、寿王坟铜矿、大吉山钨矿、石咀子铜矿等矿山开采实践,开采边界范围为:下山方向边界角β=60°;上山方向边界角γ=65°;走向边界角:δ=70°。根据唐山开滦矿务局实测的第四系表土层移动角资料,第四系沉积层移动角为45°。
(2)最大下沉角
根据唐山地区的矿山地表岩石移动资料,按照经验公式进行近似计算:
θ=90°-(0.6-0.7)α
其中,α—矿体倾角,取37°。α前系数取0.65。
计算后得:θ=66°
(3)充分采动角
充分采动角包括:下山方向充分采动角ψ1,上山方向充分采动角ψ2,以及走向方向充分采动角ψ3。
根据经验值近似选取计算:
ψ1=ψ3-0.5α,ψ2=ψ3+0.5α
ψ3取60°,则:ψ1=41.5°,ψ2=78.5°。
3 威布尔分布法计算及参数确定
3.1 地表下沉计算
结合威布尔分布函数,经过整理后得出地表下沉量W(x)计算公式为:
威布尔分布法中的具体参数含义及确定方法:
(1)中间参数z
undefined,其中,xm为最大下沉点坐标,由最大下沉角及开采深度确定;并且,式中当z≤0时,取S(z)=S′(z)=S″(z)=0;
(2)上山方向下沉半盆地长L2
由采动角、下沉盆地上山边界角、及开采深度确定。
(3)地表最大下沉值Wm
式中,m—矿体开采厚度;
q —下沉系数,根据顶板管理方式确定。按照《开采沉陷控制工程》[8]充填采矿法选取q=0.06;
α—矿体倾角;
n1、n2 —充分采动系数。
(4)倾向形状系数px
L1—下山方向下沉半盆地长,图1中的L1,由采动角、下沉盆地下山边界角、及开采深度确定。
各参数确定后的具体数值见表1。
3.2 地表倾斜变形的威布尔分布法计算
坐标系相同,对地表下沉函数求导后,整理得出地表倾斜变形i(x)计算公式:
各参数的意义和计算方法同上。
进一步求导,还可以计算地表移动引起的弯曲变形的曲率。
4 计算及结果分析
威布尔密度函数计算工作量较大,对于地表变形的威布尔分布法公式显然用MATLAB计算比较方便。用MATLAB编程分别计算地表下沉及倾斜变形,将计算结果绘图,得下沉曲线图2和倾斜变形曲线图3。
由计算结果可知,地表最大下沉点在x方向坐标为19.6m。地表倾斜变形最大值发生在矿体开采下边界对应的地表附近,倾斜变形最大值为0.57%。
5 结语
地下开采对地表高压线塔的影响主要是地表倾斜变形对其的影响,按照剖面函数法沉陷计算,采用充填采矿法,地表最大倾斜变形为0.57%。根据《架空送电线路运行规程》规定,线杆横线路方向的最大偏斜为1.0%的最大允许限差。上述的计算最大倾斜变形相对于高压线路是横线路方向的,其值小于1.0%,供电线路能够处于安全状态运行。
按照充填采矿法施工,通过计算可以看出地表下沉及倾斜变形均得到很好的控制。经过地下近3年的开采,目前地表还未达到充分采动状态。通过地表观测资料绘制曲线,下沉曲线形状基本与威布尔分布函数曲线吻合。目前地表未发现大的变形,地表变形均未超过计算值,地表供电线路安全运行。通过矿山的计算实例,可以得出下面结论。
(1)将地表变形用威布尔分布函数进行描述,能够获得较好的拟合效果。并且对函数可方便地用MATLAB编程处理,得到相应的二维或三维图形,计算方便,计算结果能够直观显示。
(2)用威布尔分布法计算地表变形,涉及到的参数较多,具有足够精度,能够满足工程上的需要,并且进一步对函数计算二阶导数,还可以方便地计算地表的弯曲变形。
摘要：为了准确分析采矿引起的地表沉陷变形对地表高压供电线路的影响,采用威布尔(Weibull)分布法计算地表下沉与偏斜值的大小。威布尔分布法计算充填采矿地表变形能够将地表变形的多个参数用于计算,并且函数便于用MATLAB编程处理。通过冀东一个铁矿的计算实例说明,采用充填采矿法控制地表变形后高压供电线路能够安全运行,该计算方法能够满足工程计算需要。
关键词：威布尔分布,开采沉陷,倾斜变形,充填采矿
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大采深条带开采地表移动变形分析 篇7
3107、3111、3115工作面位于井下3100采区上山以东, F8、F8.2断层以南, 井下北部为3300采区。3100采区主要可采煤层为3上煤层, 位于山西组中、上部, 下距3下煤层0~37.24 m, 距三灰平均86.69 m, 属较稳定煤层。煤厚0~5.02 m, 平均厚2.47 m。该煤层结构较简单, 含0~3层夹石, 夹石为泥岩和粉砂岩。煤层顶板多为泥岩、粉砂岩, 个别为中、细砂岩;底板多为泥岩、粉砂岩, 少数为炭质泥岩。
3115工作面采宽为80 m, 工作面走向长度为450 m。3111面采宽为100 m, 工作面走向长度为950 m, 3115、3111工作面之间留有100 m煤柱。3107工作面采宽为80 m, 走向长度为985 m。3111、3107工作面之间留设125 m煤柱, 工作面平均采厚3.5 m, 平均采深765 m。
2 地表移动变形数值模拟分析
2.1 数值计算模型的建立
此次模拟以梁宝寺煤矿3107、3111、3115条带工作面为原型, 依次开采3个条带工作面。模型采用直角坐标系, 坐标系符合右手螺旋法则, Z轴向上为正。条带工作面走向长900 m, 倾向宽460 m, 平均采深765 m, 为了消除边界影响, 走向留出400 m的煤柱, 倾向留设300 m的煤柱, 模型尺寸为1 200m×1 500 m×800 m (长×宽×高) , 共划分34 200个单元格, 37 740个节点。边界条件是左右边界水平约束, 铅垂自由, 上边界为自由边界, 材料破坏模型采用摩尔—库仑本构模型, 条带工作面取采宽80m, 留宽110 m, 煤层倾角按水平计算。数值模拟计算模型如图1所示。数值模型中各岩层的物理力学参数见表1。
2.2 数值计算结果分析
3107、3111、3115条带工作面开采的3上煤层位于模型的Z=20.0~23.5 m部分, 煤层平均厚3.5m, 模拟3107、3111、3115条带工作面开采后地表变形情况如下。煤层开挖下沉等值线透视如图2所示, 地表下沉等值线如图3所示, X方向水平移动等值线、Y方向水平移动等值线如图4所示。
3 地表移动变形实测分析
3.1 地表移动观测站布置
为充分反映大采深条带开采地表移动变形规律, 梁宝寺煤矿在3107、3111、3115条带工作面上方开展了地表岩移观测工作, 沿各工作面走向布设2条观测线、倾向布设3条观测线, 观测线呈井字形横跨3107、3111、3115三个条带工作面[1] (图5) 。
3.2 现场观测情况
由于地表多丘陵、山壑, 两两测点之间的高差比较大, 且高大林木、灌木丛繁茂, 故采用GPS-RTK补以水准测量的方法进行观测, 弥补各测量仪器之间的不足与限制条件, 保证测量结果的准确性[2]。
3.3 地表移动变形数据分析
根据地表移动变形观测站全面观测的观测数据结果, 按照相关方法[3,4,5]计算测站点的下沉、倾斜、曲率变形值, 地表下沉表示主断面内地表移动的垂直分量。根据条带工作面布设的观测站获得的实测数据, 绘制出倾向线、走向线的地表移动变形曲线, 限于篇幅, 这里仅附倾向观测线1、走向观测线2的地表变形曲线 (图6、图7) 。
从实测的下沉曲线可以看出:当非充分采动时, 随着工作面的不断推进, 地表下沉值及影响范围越来越大。地表最大下沉点也随之前移, 地表移动盆地范围亦增加。倾向方向, 地表移动变形剧烈程度比之走向方向有所下降, 变形情况更符合一般地表移动规律, 其下沉曲线斜率虽然较大, 但其整体变化较为均匀。同时, 采空区上方的地表下沉则是因为顶板岩层的垮落以及基本顶、覆岩的弯曲、移动所致。整个过程中, 岩层的下沉量由下而上逐渐减小。
从图6、图7分析可知, 整体上来说倾斜曲线符合地表移动变形的一般规律, 即随着工作面的不断推进, 地表移动盆地边界到拐点再到最大下沉点之间的倾斜值先后经历了逐渐增大再减小的过程;并且在拐点处倾斜值达到最大值, 而最大下沉点处的倾斜值则为0。对于走向与倾向方向的2条曲率曲线, 分别在地表移动盆地边缘区及盆地中部出现了正、负曲率区, 且各最大值则分别在边界点与拐点之间、最大下沉点处。地表移动变形的最大值见表2。
4 数值模拟值与实测值对比分析
将3107、3111、3115条带工作面地表移动实测结果与数值模拟结果进行对比分析, 分析其产生误差的原因及论证数值计算模型的正确性。分析结果见表3。
地表移动变形的实测值与其模拟值并不完全相同, 产生误差的主要原因有以下几方面: (1) 工作面采高不一, 数值模拟过程中, 为了计算方便, 煤层采高取了其平均值; (2) 岩层内部地质结构较为复杂, 为了减少工作量, 模拟过程中对其结构进行了简化; (3) 现场观测过程中人为的测量误差等。但从整体上来看, 两者的数值大体吻合, 数值模拟与实测最大下沉值之间相差25 mm, 误差值较小。现场实测与数值模拟在一定程度上互相得到了验证, 确保了数据的可靠性与有效性。
5 结论
(1) 通过数值模拟软件模拟3107、3111、3115条带工作面开采后地表移动变形规律, 模拟结果显示最大下沉值为742 mm, X、Y方向位移为274, 226mm, 数值模拟为地表移动变形规律的研究提供了技术参考。
(2) 通过对现场观测成果的分析, 实测结果与数值模拟结果相差不大, 证实了数值模拟的可靠性。
(3) 由现场实测结果分析得到了3107、3111、3115条带工作面地表移动变形的基本参数, 绘制了走向及倾向下沉和水平移动动态曲线, 得到了其走向及倾向地表移动变形的最大值。
摘要：煤矿井下开采范围的不断增加引起上覆岩层乃至地表移动和变形, 导致矿区生态环境受到破坏。研究煤层开采引起的地表移动情况对地表沉陷预测和控制、“三下”压煤回收及减轻采动损害等具有现实意义。以山东梁宝寺矿3107、3111、3115条带工作面为工程背景, 采用数值模拟及其GPS-RTK补以水准测量的方法对地表进行了观测, 基于数据处理模型对实测数据进行了分析, 获得了该开采条件下地表移动变形的基本规律。
关键词：综放工作面,地表移动变形,大采深,条带开采
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凌志达矿综采地表移动变形规律分析 篇8
1 工程地质条件
凌志达矿位于山西省长治市长子县色头镇, 井田面积11.035 km2, 主采15#煤层。15211工作面煤层平均厚度4.2 m, 煤层平均倾角3°, 工业储量81.6万t, 回采煤量78万t。采用走向长壁后退式、一次采全高、综合机械化采煤方法, 全部垮落法控制顶板。工作面最高标高为+863 m, 最低为+848 m, 盖山厚度227~272 m, 平均厚249.5 m。15#煤层基本顶为K2灰岩, 平均厚6.87 m, 中厚层状, 致密坚硬;直接顶为泥岩, 厚1.25 m, 黑色、质地较密;伪顶为炭质泥岩, 厚0.05~0.20 m。底板为泥岩及黄铁矿泥岩, 平均厚12.88 m。
2 观测线布置情况
2.1 观测线位置的确定
15211工作面煤层走向长度670 m, 倾斜长度200 m, 煤层平均埋深H0为450 m。现场实测表明, 当采空区的长度和宽度达到 (1.2~1.4) H0时地表达到充分采动[1,2], 低于1.2H0时地表为非充分采动, 超过1.4H0时为超充分采动。经计算可得, 15211工作面沿走向为超充分采动, 沿倾向为非充分采动。
由于走向方向为超充分采动, 走向观测线必须位于走向主断面内, 走向主断面位置由采空区中心向下山方向偏移一段距离d, 即d=H0cotθ (H0为埋深, θ为最大下沉角) 。代入数据计算可得, 走向观测线向下山方向偏移18.9 m。倾向方向为非充分采动, 倾向观测线布置在采空区中心。
2.2 设计参数的选择
地表移动观测站设计时所用参数根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设及压煤开采规程》并结合长治矿区的山区地貌而确定, 选取下列参数值。
(1) 走向移动角, 上山移动角, 下山移动角。
(2) 移动角修正值Δδ=Δγ=Δβ=20°。
(3) 最大下沉角θ=90°-0.6α=88.2°。
(4) 走向充分采动角φ=61°。
2.3 布置观测线
根据工作面观测线的设计要求, 分别布置走向观测线与倾向观测线。走向观测线长度为1 600 m, 位于移动盆地主断面上;倾向观测线长度为900 m, 位于距切眼345 m处。观测线上设置的测点应等间距布置, 其具体间距大小应依据表1[3]中开采深度而确定。最终确定85个观测点及12个控制点, 测点均使用带钢筋的体型混凝土桩。测点设计见表2, 测点布置如图1所示。
3 地表沉陷实测结果分析
3.1 下沉曲线
从2013年6月27日—2014年2月28日, 对15211工作面地表沉陷进行了系统观测, 在采动期间累计观测13次, 通过对观测结果的计算和分析, 确定最后一次观测所得数据为地表最终稳定数据。实测下沉曲线如图2、图3所示。
由走向观测线下沉曲线可知, 走向方向非充分采动时, 地表下沉的范围逐步扩大, 下沉速度逐渐提升;8月15日观测数据显示, 在距切眼200 m处, 最大下沉值为2 m。到第5次观测时最大下沉值为2.83 m, 较之增大41.5%;当走向方向达到超充分采动条件时, 随着工作面的推进, 移动盆地范围进一步增大, 走向主断面出现平底部分, 平底部分出现范围为220~380 m, 最大下沉值达到3.51 m, 出现较大下沉值的原因主要是由煤层在一段时期内的大面积连续开采[4]造成的。
由倾向观测线下沉曲线可知, 随着移动盆地的范围逐渐增大, 倾向方向最大下沉值点随工作面回采方向逐步前移, 最大下沉值逐渐增大, 在12月29日观测时增大到3.51 m, 这也是最终稳定下沉值, 根据公式 (1) 得出下沉系数q=0.83。
式中, Wmax为走向地表最大下沉值;M为煤层平均厚度;α为煤层倾角。
由图2走向地表下沉曲线可知, 地表下沉超前影响距为238.5 m, 由于平均采深为450 m, 根据公式 (2) 得到超前影响角ω=62°。
式中, l为超前影响距;H0为采深。
另外, 可得到该矿的走向移动角为;上山方向移动角为γ0=68°;下山方向移动角为β0=67°;最大下沉角θ=87.6°, 煤层倾角3°, 由公式θ=90°-kα可知, 开采沉陷影响传播角系数k=0.8;主要影响角正切值tanβ=2.2。
3.2 水平移动曲线分析
由图4可知, 在走向水平移动曲线靠近开切眼两侧200 m左右范围内地表水平移动变形为正值, 而200 m范围外工作面推进方向上水平移动变形为负值。在曲线上出现了较为明显的零点平移现象, 这是因为走向方向为超充分采动, 移动盆地上方地表部分测点出现“C”型或“S”型的运动轨迹, 使得移动盆地中部受到采动影响形成的裂缝在最终形成闭合[5,6]。
倾向水平移动曲线 (图5) 上, 水平移动变形值在走向观测线两侧分别为正负2种不同性质, 且范围大小相当。地表走向方向上的最大水平移动值约2 310 mm, 倾向方向上的最大水平移动值约1 580mm。该值相比于其他地区水平移动值较大, 主要是由于该区域为山区地貌, 表土层极薄, 不利于缓解地表的移动变形, 在点A11—A13及点B10—B11间由于拉伸产生了数条宽度在200~400 mm的裂缝, 使山区地表沿坡体下坡方向水平移动值增大[7,8,9]。结合地表最大下沉值可得到地表水平移动系数b=0.66。
3.3 倾斜、曲率及水平变形曲线
由图2、图6、图7、图8可得到, 走向最大下沉值为3 510 mm, 最大倾斜值为39.1 mm/m;最大正曲率0.59 mm/m2, 最大负曲率-0.95 mm/m2;走向最大水平拉伸为24.5 mm/m, 最大水平压缩为-53.5mm/m。
由图3、图9、图10、图11可得到, 倾向最大下沉值为3 510 mm, 最大倾斜值为58.1 mm/m, 最大正曲率为0.82 mm/m2, 最大负曲率为-0.93 mm/m2, 倾向最大水平拉伸为17.5 mm/m, 最大水平压缩为-26.5 mm/m。
通过对地表倾斜、曲率及水平变形规律的分析, 可以得到走向移动角δ=65°, 上山移动角β=71°, 下山移动角λ=70°, 开采传播影响角87.6°。
3.4 概率积分法预计
由于15211工作面煤层沿走向方向已达到充分采动, 但沿倾斜方向未达到充分采动, 所以该工作面为倾向有限开采。使用移动盆地内任意点的移动和变形预计公式计算工作面走向和倾向的参数预计值, 预计公式如下:
式中, w0为走向和倾向均为充分采动时的最大下沉值;t1、t2分别为下山和上山方向的预计参数;t3、t4分别为走向左侧和右侧的预计参数;w0 (x) 为倾向充分采动时走向主断面移动和变形的预计公式;w0 (y) 为走向充分采动时倾向主断面移动和变形的预计公式。
利用预计公式得到的计算结果见表3。通过与地表移动站实测值比较, 两者接近, 可相互验证地表移动变形数据的准确性。此预计参数及采动影响范围可作为矿区内开采地表移动变形预计的参考。
4 结论
(1) 地表移动观测结果表明:受采动影响, 15211工作面地表下沉系数为0.83, 水平移动系数为0.66, 地表移动变形产生的裂缝对地面建筑和耕地产生较大影响。
(2) 获得了凌志达矿在该采矿条件下的地表移动变形的角量参数和概率积分预测参数, 成果可为矿区内土地复垦和建筑物保护提供可靠依据, 同时为该矿邻近工作面的开采提供经验。
参考文献
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动态地表变形 篇9
1工程概况
青岛某待建的区间隧道下穿既有区间隧道, 待建的隧道直径为6.5m, 已有隧道直径为6.2m。上部区间隧道顶板距离地面30m, 底板埋深36.2m。地质条件复杂, 在计算范围内, 地层由上到下依次为粘性土、强风化花岗岩、中风化花岗岩、微风化花岗岩。上下线隧道两者的二衬的最小净距为750mm~850mm, 相应的初期支护净距为220mm~270mm。待建的区间隧道支护方式及支护参数为:在隧道掌子面位置上部布设超前管棚;在拱顶处打设长度3m, 间排距为1.0m×1.0m梅花形布置的注浆锚杆;在拱肩位置打设长度为2.5m, 间排距为1.2m×1.2m梅花形布置的注浆锚杆;初期支护混凝土平均厚度为200mm, 二衬厚度按设计定为800mm。
2数值模型分析
(1) 模型建立。为了全面分析隧道开挖对围岩及上部结构造成的扰动, 应将隧道开挖可能对围岩造成影响范围之内的围岩全部计算在内[4,5]。建立三维数值模型尺寸为:长×宽×高=80m×50m×60m, 并将地层按照地质勘查资料概化为四层, 材料破坏准侧服从摩尔库伦破坏准侧。模型上部为自由边界, 四周为限制水平移动的链杆约束, 下部为全面限制位移的固定端。数值模型如图1所示。
(2) 施工模拟。按照原设计施工方案, 同时施工下部左右两线隧道, 在模拟中以开挖0.5m为循环进尺。具体的施工顺序为:左右两线隧道同时施工超前管棚→左右两线开挖0.5m→喷射混凝土→打设锚杆→再开挖0.5m→喷射混凝护→打设锚杆。开挖支护6m之后, 左右隧道同时施做6m二衬, 然后循环以上步骤, 直至穿越既有隧道。
(3) 模拟结果分析。图2为双线区间隧道施工完成后的竖向位移云图, 由云图可以读出:下部区间隧道最大沉降值为-10.0mm, 发生在隧道的拱顶位置, 并且在隧道的拱肩位置, 沉降开始发生改变。在拱肩的上部, 隧道围岩发生下沉, 而在拱肩的下部范围, 围岩出现底鼓。因隧道开挖引起的沉降扩展至地表, 沉降值为-4mm, 并且沉降扩展宽度较大, 地表沉降槽达到了40mm。而隧道底板围岩由于岩体的受力状态由稳定的三向受力状态变为危险的双向受力状态, 底板易出现底鼓, 其低底鼓量为3mm。由云图可以看出, 上部已有隧道的沉降规律与下部隧道的沉降规律不相同。已有的隧道上部地表的沉降值大小为-3mm, 沉降槽宽度为35mm, 相比下部隧道开挖对地表的沉降影响较小, 说明已建立的隧道对地层有一定的加固作用。并且在上部隧道的底板位置处, 围岩未出现底鼓, 而是下沉, 其下沉趋势同下部隧道拱顶的沉降相一致。将四条区间隧道的二衬结构单独拿出并分析结构的竖向位移变化, 发现在两条隧道交叠的位置、隧道两端处结构位移沉降值最大。隧道两端由于边界效应导致沉降较大, 可以忽略不计, 主要是在交叠区, 隧道沉降都较大。说明下部隧道开挖对上部结构扰动较为明显, 但上部隧道结构的沉降值较下部隧道拱顶沉降值较小, 说明上部隧道结构的加固作用起到效果。
3加固措施改进及效果分析
(1) 支护参数改进。由隧道围岩及隧道二衬结构的位移变化规律, 为了更好地控制围岩的沉降, 将原来的支护参数进行了改变。减小拱顶处的超前注浆小导管的间距, 由原来的0.5m减少至0.3m;拱顶处的注浆锚杆间排距由1.0m×1.0m调整为0.8m×0.8m, 两肩位置处的锚杆间距减少至1.0m×1.0m。并将初喷混凝土和二衬混凝土的标号各提高一个等级。
(2) 支护方案效果分析。将改变后的隧道支护参数重新运用于数值模拟中, 导出围压的塑性区云图 (图3) , 可知, 塑性区范围均小于支护锚杆的长度, 下部隧道拱顶处塑性区扩展深度较大, 而两边塑性区扩展深度较小, 底板塑性区范围也较小, 说明改进后的支护方案能较好的控制围岩塑性区。
在隧道的拱顶及拱肩位置处布设位移沉降监测点, 在模拟中记录两处位置的沉降变化。最终, 优化后的拱顶沉降比原来减少了3.8mm, 同时拱肩沉降量比原来减少了1.8mm。支护措施的效果由关键位置的沉降变化量便可以反映出, 因此, 改进后的支护参数能保证隧道施工的安全。
4结束语
针对青岛某双线区间隧道下穿既有双线区间隧道的实例, 利用数值模拟的手段分析了隧道隧道开挖对围岩及二衬沉降的影响, 并以此提出了改进措施, 从塑性区分布和关键位置沉降变化量上验证了改进措施的有效性, 指导了现场施工。
参考文献
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动态地表变形 篇10
随着经济建设的快速发展,一些矿区为减少占用耕地、有效利用土地资源,准备在或正在已有采空地表建设建筑物或构筑物(桥梁、高速公路等)。随着煤层开采,覆岩失去平衡(开采后活化),破坏了岩体内部原有的应力平衡,导致应力重分布,使采空区周围的岩体产生移动和变形,进而使岩体上方地表土产生移动和变形。而地表土的移动和变形又势必会对其上方的建筑物基础产生不利的影响,这就容易导致建筑物从基础到上部结构的不同程度的损坏,从而危及建筑物的安全,严重时会引起建筑物的破坏。
已有研究者通过分析建筑物荷载的影响深度与采空区冒落裂缝带发育高度来确定老采空区的稳定性以及建筑物的安全性[1]。为了在开采沉陷区范围内兴建建筑物(尤其是高层),避免影响生态环境和造成巨大经济损失,则必须在确保合理的采矿方法和工艺外,设计出结构合理的抗采动建筑物,同时应对稳定沉陷区兴建的可行性建立完整的评价体系,这对煤炭企业可持续发展具有现实意义。
1 开采沉陷区上部岩体结构的破坏
煤炭等地下矿物资源的开采必将会造成采场周围的岩体产生变形和破坏,同时这种变形和破坏还会波及到地表,从而引起地表沉陷。
1.1 开采沉陷区覆岩破坏
随着采动工作面的推进,上部覆岩的破断过程:岩梁先是悬露,然后在重力作用下发生离层弯曲,上部岩层的破断过程总体趋势是由下而上发展。煤层开采后,其上覆岩层形成冒落带、裂隙带、弯曲带,见图1。从地基基础设计考虑,冒落带、裂隙带的岩体由于已遭到严重破坏,虽经多年压实,仍不可避免地存在一定的离层、裂隙,其抗拉、压、剪强度明显低于原始岩体的强度,如果建筑物的荷载传递到这两带上,就会造成该区域建筑物的不均匀沉降或整体塌陷,导致建筑物上部结构的破损或破坏;而弯曲带的岩层基本保持整体完好,符合基础持力层的要求。
1.2 部分开采沉陷区失稳
采空区的岩体结构为弹塑性地基上煤柱支撑的上部比较完整的层状岩体结构,由于煤柱和煤层设计的不合理而导致结构的失稳会引起覆岩破坏和地表塌陷。关于煤柱强度的估算、稳定性分析和验算方法,已在文献[2]中进行论述。开采沉陷区地表下沉形式主要有塌陷坑和塌陷盆地两种。
2 开采沉陷区地表移动变形分析
2.1 开采沉陷区下沉变形
开采下沉的过程中地表下沉的三个阶段为开始、活跃、衰退,且都为采煤沉陷非稳定阶段。地表任意点的下沉速度由慢到快,达到最大值后逐渐减小,直至停止。随着采煤进行,覆岩产生垮落带、导水断裂隙带和伴随有地表下沉的整体弯曲下沉带。
采空冒落带在覆岩的自重应力作用下的固结稳定需要经过一个漫长的历史时期,采空冒落带会引起地表残余变形。采煤沉陷区残余变形分为两个部分:一部分为开采沉陷地表移动衰退期结束后的变形量,另一部分为受到影响的地基土的自变形。
2.2 水文地质构造因素影响
在采煤沉陷过程中起决定作用的是覆岩移动变形。而水文地质因素也会对地表沉陷产生一定影响,主要原因为:地下水位降低会在采煤沉陷的基础上进一步扩大地表下沉值和下沉面积[3]。相对于采矿区的广阔性和矿区水文地质参数变化而言,地下水位变化或含溶水岩层的释水量不能准确预计地表下沉的过程。
开采煤层时会造成离层,采动断层会使地表形成沿其走向分布的错动台阶、拉伸变形、槽型沟壑等。当开采结束后,受到回采、地下水等的影响,断层可能活化,对采煤稳定区地表移动同样会有影响。在采煤沉陷引起的地表移动过程中始终存在着冲积层的影响。
3 开采沉陷区建筑物抗变形及设计加固技术分析
3.1 地表变形与建筑物破坏作用机理
地表土的移动变形必定会对其上部建筑物的基础产生不利影响,使建筑物受到附加应力作用而产生变形,从而导致建筑物从基础到上部结构不同程度受到破坏,甚至危及建筑物安全。
开采沉陷区地表建筑物的破坏主要有下沉变形、倾斜变形、曲率变形、水平变形和剪切扭曲变形五个因素。实际上地下开采引起的岩层与地表的移动是一个极其复杂的时间空间现象。出现地表移动盆地会使处于采空区的建筑物经历一个动态的变化过程,要依次或者同时经历以上几种变形。
3.2 采空区建筑物设计与加固技术
随着基础与地基接触面的调整、基础与地表变形的协调,采空区建筑物的变形和附加应力是由地表变形传递到基础,进而波及到上部结构而形成,因而地基和基础的处理是抗变形建筑设计的关键。而对于建筑上部结构的设计处理也是至关重要的。
3.2.1 地基土的影响和处理
由于受到采动影响地基土的原始结构发生变化,其倾向对地震不利的方向变化,建筑物所受到的地震力将比正常的情况(原始状态)偏大。因此对于是否应该提高设计烈度,是采空区抗变形建筑结构设计中不可忽视的一环。整个开采沉陷非人为力量可以控制,建筑物基础与地基相互作用可看作是系统自身的一种平衡。 开采方法、地表离层注浆等措施可以增加地表的整体性从而减缓地表的移动变形,但不可能完全消除地表下沉,要在经过开采沉陷3个变形阶段后的地表兴建建筑物,地基的残余变形和采动区地质环境仍然对建筑物的位置和类型提出特殊要求[4]。
3.2.2 基础方案选择
采空区建筑物基础不但要有足够的刚度强度和承载力,还应具有一定的适应变形的能力,以抵抗或部分吸收地表变形,常见的基础设计有刚性方案、柔性方案,或者两者结合设计。刚性方案就是指采用刚度大的基础圈梁、檐口圈梁或钢筋混凝土柱等构件组成空间骨架,提高建筑物的空间刚度和整体性,增强墙体的稳定性,以抵抗地基变形引起的附加应力,防止墙体开裂。该类结构的优点为对于抵抗较大的地表变形、不均匀沉降效果显著。
柔性方案就是指在基础与地基之间,或者基础与墙体之间设置滑动层(水平的或者竖直的),滑动层可用石墨、油毡、砂垫层等制作,实践证明滑动层对吸收水平变形是很有效的。
3.2.3 建筑物结构设计选型及构造措施
平立面设计应当遵循对称、整齐、均匀、低矮等设计原则,而在结构选型时要注意静定与延性结合、结构的整体性、结构的可靠性等。
对抗变形建筑物设置钢筋混凝土圈梁是刚性保护措施,设计时要尽量减小房屋的长度尺寸,既可以降低造价成本,又可以有效保护建筑物的完整性,当地表变形较大时可以采用筏板基础或者双板基础等整体性好的基础。变形缝的设置是采空区建筑物设计采用的基本措施之一,它可以有效减小地表的不均匀沉降。变形缝的位置宽度受建筑物约束,建筑物各单位的长度主要决定于地表水平变形值跟曲率变形值。
建筑结构设计时还可考虑设置墙壁与构造柱、地表变形缓冲沟、应用可升降点式基础等措施,使得建筑物、基础、地基持力层三者有效结合,使得三者协调共同工作。
4 结语
开采沉陷区对建筑物变形影响很复杂。在建筑物下进行开采对建筑物有许多不利影响,通过在对覆岩三带的破坏及地表移动分析的基础上,从多方面提出采动区抗采动设计理念。在选择基础方案时要尽量使地基、基础和建筑物刚度三者相互协调来减小基础及建筑物的附加应力,从而达到保护建筑物的目的。文章仅对开采区建筑物的变形和破坏机理作了初步探讨,还需对不同采空建筑物设计和加固技术深入研究,提出相应合理的设计规范是解决采空区建筑物抗变形的根本。
参考文献
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