1.一种隧道超前支护体系设计方法,其特征在于,包括如下步骤:基于经典楔形体模型,计算掌子面稳定系数K,其中,假设采用全断面法施工,掌子面发生整体破坏,采用微台阶法施工上台阶掌子面发生局部破坏,且破坏面为与水平方向夹角为 的直线,根据极限平衡法,所述隧道掌子面稳定系数K的计算公式为:在式1中,F1、F2分别为掌子面楔形体抗滑力、下滑力,K为掌子面稳定系数。
根据掌子面楔形体水平、竖向静力平衡条件,结合式1推导出掌子面稳定系数K计算公式为:Fq=qB(Dcotθ0+e) 式8
在式2~9中,[K]为掌子面设计稳定系数;Fc为滑移面粘聚力合力(N);Fq为掌子面上方围岩压力合力(N);Fw为掌子面滑移体自重(N);q为围岩压力(Pa);B为掌子面跨度(m);D为掌子面高度(m),采用微台阶法时,D取上台阶掌子面高度;e为隧道未支护段长度(m);θ0为掌子面破坏角(°);γ为围岩重度(N/m3);c为围岩粘聚力(Pa); 为围岩内摩擦角(°);P1为掌子面喷射混凝土支护力(N);P2为掌子面锚杆支护力(N);α1为管棚作用下掌子面前方扰动段围岩压力折减系数;α2为掌子面预注浆加固后粘聚力增大系数;β1、β2、β3为与 θ0相关的系数。
判断未采取超前支护措施时,所述掌子面稳定系数K是否大于掌子面设计稳定系数[K];
若是,则掌子面稳定,可不采取超前支护措施;
若否,则增加掌子面喷射混凝土超前支护措施,判断增加所述掌子面喷射混凝土超前支护措施后的掌子面稳定系数K是否大于所述掌子面设计稳定系数[K];
若是,则掌子面稳定,不再增加超前支护措施;
若否,则增加超前管棚支护措施,判断增加所述超前管棚支护措施和所述掌子面喷射混凝土超前支护措施后的掌子面稳定系数K是否大于所述掌子面设计稳定系数[K];
若是,则掌子面稳定,不再增加超前支护措施;
若否,则增加掌子面锚杆超前支护措施,判断增加所述超前管棚支护措施、所述掌子面喷射混凝土超前支护措施以及所述掌子面锚杆超前支护措施后的掌子面稳定系数K是否大于所述掌子面设计稳定系数[K];
若是,则掌子面稳定,不再增加超前支护措施;
若否,则增加掌子面预注浆超前支护措施,判断增加所述超前管棚支护措施、所述掌子面喷射混凝土超前支护措施、所述掌子面锚杆超前支护措施以及所述掌子面预注浆超前支护措施后的掌子面稳定系数K是否大于所述掌子面设计稳定系数[K];
若是,则掌子面稳定,不再增加超前支护措施;
若否,则提高各超前支护措施的支护参数,直到掌子面稳定系数K大于所述掌子面设计稳定系数[K]。
2.根据权利要求1所述的隧道超前支护体系设计方法,其特征在于,所述掌子面喷射混凝土支护力P1的计算公式为:式10中,t为喷混凝土厚度(m);R1为喷混凝土极限抗拉强度(Pa)。
3.根据权利要求2所述的隧道超前支护体系设计方法,其特征在于,所述掌子面前方扰动段围岩压力折减系数α1的计算公式为:式11中,Rq为掌子面前方扰动段管棚总地基反力(N);Sp为管棚间距(m);Lplap为管棚搭接长度(m)。
其中,Rq按式12计算:
式12中,Rqij为第j开挖步,第i节点管棚地基反力(N);lp为管棚搭接时,掌子面处管棚节点编号,根据计算模型确定;当Lplap≤Dcotθ0,np为管棚搭接时掌子面前方最后一个管棚节点编号,当Lplap>Dcotθ0时,np为管棚搭接时掌子面滑移体破坏面与管棚交点处的管棚节点编号;mp增量法计算步数,根据计算模型确定。
Rqij按式13计算:
Rqij=kijωijdpΔLp 式13式13中,kij为第j开挖步,第i节点管棚基床系数(Pa/m),根据式14、15根据计算模型确定;ωij为第j开挖步,第i节点管棚挠度(m);dp为管棚直径(m);ΔLp为管棚微段长度(m)。
初期支护变基床系数按式14计算:
式14中,x为管棚节点对应的初期支护龄期(天);k0为初期支护稳定基床系数(Pa/m),k0=q/s0,s0为拱顶竖向位移(m)。
掌子面前方围岩变基床系数按式15计算:
式15中,x'为管棚节点距掌子面距离(m);μ为围岩泊松比;k1为围岩稳定基床系数(Pa/m)。
ωij按式16~19计算:
[A](j)[ω](j)=[q](j) 式16[A](j)=[B](j)+[C](j) 式18[B](j)[C](j)按式20~25计算:
Cij(ω(i+2)j-4ω(i+1)j+6ωij-4ω(i-1)j+ω(i-2)j)+Bijωij=qij 式20EI=EsIs+EcIc 式23当i=0时
ω-1j=2ω0j-ω1j 式24
ω-2j=4ω0j-4ω1j+ω2j
当i=n时
ω(n+1)j=2ωnj-ω(n-1)j 式25ω(n+2)j=4ωnj-4ω(n-1)j+ω(n-2)j式20~25中,EI为为管棚抗弯刚度(N·m2);Es为管棚钢管弹性模量(Pa);Ec为管棚注浆体弹性模量(Pa);Is为管棚钢管惯性矩(m4);Ic为注浆体惯性矩(m4)。
4.根据权利要求3所述的隧道超前支护体系设计方法,其特征在于,所述掌子面锚杆支护力P2的计算公式为:式26中,P2i为掌子面上第i排锚杆支护合力(N);nb为掌子面锚杆竖向排数。
其中,P2i按式27~32计算:
P2i=mbi·min(P21i P22i P23i P24i P25i) 式27式27~32中,P21i为第一种破坏模式对应的第i排锚杆锚固力(N),其余符号同理;mbi为第i排掌子面锚杆横向排数;Shi为第i排掌子面锚杆横向间距(m);fb为锚杆抗拉强度(Pa);
db为锚杆直径(m);ft为灌浆体抗拉强度设计值(Pa);lIi为第i排锚杆在区域I中锚固长度(m);lIIi为第i排锚杆在区域II中锚杆锚固长度(m);dh为钻孔直径(m);λ为围岩侧压力系数。
另外,lIi、lIIi按式33~35计算;
lIi=min(Lblapi,xi) 式33lIIi=max(0,Lblapi-xi) 式34xi=yicotθ0 式35
式33~35中,Lblapi为第i排掌子面锚杆搭接长度(m);yi为第i排掌子面锚杆纵坐标(m);
xi为第i排掌子面锚杆与破坏面交点的横坐标(m)。
5.根据权利要求4所述的隧道支护体系设计方法,其特征在于,所述掌子面注浆加固后围岩力学参数增大系数α2的计算公式为:式36中,cg为灌浆体粘聚力(Pa);ξ为注浆填充率(%);Lg为注浆范围(m)。
6.一种隧道超前支护设计方法,其特征在于,包括如下步骤:基于经典楔形体模型,计算掌子面稳定系数K,其中,假设采用全断面法施工,掌子面发生整体破坏,采用微台阶法施工上台阶掌子面发生局部破坏,且破坏面为与水平方向夹角为 的直线,根据极限平衡法,所述隧道掌子面稳定系数K的计算公式为:在式37中,F1、F2分别为掌子面楔形体抗滑力、下滑力,K为掌子面稳定系数;
根据掌子面楔形体水平、竖向静力平衡条件,结合式37推导出掌子面稳定系数K计算公式为:Fq=qB(Dcotθ0+e) 式44
在式38~45中,[K]为掌子面设计稳定系数;Fc为滑移面粘聚力合力(N);Fq为掌子面上方围岩压力合力(N);Fw为掌子面滑移体自重(N);q为围岩压力(Pa);B为掌子面跨度(m);D为掌子面高度(m),采用微台阶法时,D取上台阶掌子面高度;e为隧道未支护段长度(m);θ0为掌子面破坏角(°);γ为围岩重度(N/m3);c为围岩粘聚力(Pa); 为围岩内摩擦角(°);P1为掌子面喷射混凝土支护力(N);P2为掌子面锚杆支护力(N);α1为管棚作用下掌子面前方扰动段围岩压力折减系数;α2为掌子面预注浆加固后粘聚力增大系数;β1、β2、β3为与 θ0相关的系数。
判断未采取超前支护措施时,所述掌子面稳定系数K是否大于掌子面设计稳定系数[K];
若是,则掌子面稳定,可不采取超前支护措施。
若否,则采用掌子面喷射混凝土超前支护措施,判断采用所述掌子面喷射混凝土超前支护措施后的掌子面稳定系数K是否大于所述掌子面设计稳定系数[K];
若是,则掌子面稳定,支护措施及参数合理。
若否,则采用超前管棚支护措施,判断采用所述超前管棚支护措施后的掌子面稳定系数K是否大于所述掌子面设计稳定系数[K];
若是,则掌子面稳定,支护措施及参数合理。
若否,则采用掌子面锚杆超前支护措施,判断采用所述掌子面锚杆超前支护措施后的掌子面稳定系数K是否大于所述掌子面设计稳定系数[K];
若是,则掌子面稳定,支护措施及参数合理。
若否,则采用掌子面预注浆超前支护措施,判断采用所述掌子面预注浆超前支护措施后的掌子面稳定系数K是否大于所述掌子面设计稳定系数[K]。
若是,则掌子面稳定,支护措施及参数合理。
若否,则提高掌子面预注浆参数以使得所述掌子面稳定系数K大于掌子面设计稳定系数[K]。
7.根据权利要求6所述的隧道超前支护设计方法,其特征在于,所述掌子面喷射混凝土支护力P1的计算公式为:式46中,t为喷混凝土厚度(m);R1为喷混凝土极限抗拉强度(Pa)。
8.根据权利要求7所述的隧道超前支护设计方法,其特征在于,所述掌子面前方扰动段围岩压力折减系数α1的计算公式为:式47中,Rq为掌子面前方扰动段管棚总地基反力(N);Sp为管棚间距(m);Lplap为管棚搭接长度(m);
其中,Rq按式48计算:
式48中,Rqij为第j开挖步,第i节点管棚地基反力(N);lp为管棚搭接时,掌子面处管棚节点编号,根据计算模型确定;当Lplap≤Dcotθ0,np为管棚搭接时掌子面前方最后一个管棚节点编号,当Lplap>Dcotθ0时,np为管棚搭接时掌子面滑移体破坏面与管棚交点处的管棚节点编号;mp增量法计算步数,根据计算模型确定。
Rqij按式49计算:
Rqij=kijωijdpΔLp 式49
式49中,kij为第j开挖步,第i节点管棚基床系数(Pa/m),根据式14、15根据计算模型确定;ωij为第j开挖步,第i节点管棚挠度(m);dp为管棚直径(m);ΔLp为管棚微段长度(m)。
初期支护变基床系数按式50计算:
式50中,x为管棚节点对应的初期支护龄期(天);k0为初期支护稳定基床系数(N/m3),k0=q/s0,,s0为拱顶竖向位移(m);
掌子面前方围岩变基床系数按式51计算:
式51中,x'为管棚节点距掌子面距离(m);μ为围岩泊松比;k1为围岩稳定基床系数(Pa/m);
ωij按式52~55计算:
[A](j)[ω](j)=[q](j) 式52[A](j)=[B](j)+[C](j) 式54[B](j)[C](j)按式56~61计算:
Cij(ω(i+2)j-4ω(i+1)j+6ωij-4ω(i-1)j+ω(i-2)j)+Bijωij=qij 式56EI=EsIs+EcIc 式59当i=0时
式60
ω-1j=2ω0j-ω1j
ω-2j=4ω0j-4ω1j+ω2j
当i=n时
ω(n+1)j=2ωnj-ω(n-1)j 式61ω(n+2)j=4ωnj-4ω(n-1)j+ω(n-2)j式56~61中,EI为为管棚抗弯刚度(N·m2);Es为管棚钢管弹性模量(Pa);Ec为管棚注浆体弹性模量(Pa);Is为管棚钢管惯性矩(m4);Ic为注浆体惯性矩(m4)。
9.根据权利要求8所述的隧道超前支护设计方法,其特征在于,所述掌子面锚杆支护力P2的计算公式为:式62中,P2i为掌子面上第i排锚杆支护合力(N);nb为掌子面锚杆竖向排数。
其中,P2i按式63~68计算:
P2i=mbi·min(P21i P22i P23i P24i P25i) 式63式63~68中,P21i为第一种破坏模式对应的第i排锚杆锚固力(N),其余符号同理;mbi为第i排掌子面锚杆横向排数;Shi为第i排掌子面锚杆横向间距(m);fb为锚杆抗拉强度(Pa);
db为锚杆直径(m);ft为灌浆体抗拉强度设计值(Pa);lIi为第i排锚杆在区域I中锚固长度(m);lIIi为第i排锚杆在区域II中锚杆锚固长度(m);dh为钻孔直径(m);λ为围岩侧压力系数。
另外,lIi、lIIi按式69~71计算;
lIi=min(Lblapi,xi) 式69lIIi=max(0,Lblapi-xi) 式70xi=yicotθ0 式71
式69~71中,Lblapi为第i排掌子面锚杆搭接长度(m);yi为第i排掌子面锚杆纵坐标(m);
xi为第i排掌子面锚杆与破坏面交点的横坐标(m)。
10.根据权利要求4所述的隧道超前支护体系设计方法,其特征在于,所述掌子面注浆加固后围岩力学参数增大系数α2的计算公式为:式72中,cg为灌浆体粘聚力(Pa);ξ为注浆填充率(%);Lg为注浆范围(m)。