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基于围岩卸荷弱化效应的特大断面隧道超前支护研究

桥梁隧道与结构

基于围岩卸荷弱化效应的特大断面隧道超前支护研究

文波
文浩
超凡
宇翔
铁道科学与工程学报第22卷, 第4期pp.1710-1722纸质出版 2025-04-28
300

为了揭示卸荷过程中岩体力学参数的弱化特性,研究在卸荷弱化效应下不同管棚参数对特大断面隧道超前支护的影响效果。依托重庆火凤山隧道,通过三轴加、卸荷试验得出岩石变形模量和抗剪强度卸荷弱化规律,采用FLAC3D有限元软件建立了考虑围岩卸荷弱化效应的岩体力学参数动态计算模型并验证了计算模型的准确性,在此基础上通过模型试验和数值模拟,就不同管棚布设范围、间距和注浆厚度对特大断面隧道围岩变形及支护结构内力的影响开展系列研究。研究结果表明:1) 岩石试样的变形模量和抗剪强度随卸荷量增大而发生不同程度的衰减,试样破坏后残余变形模量仅为峰值的8%,残余黏聚力仅为峰值的23%~32%。2) 相比于摩尔库伦模型,动态弱化模型能够更准确地描述岩石破坏特性和围岩卸荷损伤发展过程。3) 超前管棚支护能够显著降低围岩变形,改善支护结构内力,使拱顶沉降降低38%,围岩压力降低20%,拱顶和拱肩初支弯矩降低60%~80%。4) 围岩变形和结构内力对不同管棚支护参数敏感性不同,管棚布设范围对隧道拱顶沉降影响较小,管棚间距大于40 cm,注浆厚度小于70 cm时,拱顶沉降明显增大;管棚支护能够显著降低支护结构弯矩但对轴力改善效果不明显。研究结果可为隧道围岩在开挖卸荷过程中的参数弱化及特大断面隧道超前支护提供参考。

特大断面隧道卸荷试验围岩参数弱化超前支护模型试验

近年来,在基础建设大发展政策的推动下,许多城市的隧道交通路网建设得到了快速发展,为满足不断扩大的交通运输需求,越来越多的特大断面隧道投入建设,由此引起的问题也十分突出。学者们把大断面隧道开挖过程中的残余应力释放过程称为围岩的“卸荷效应”[1]。实际工程中往往伴随着围岩的卸荷弱化,然而在当前特大断面隧道建设中,没有充分考虑围岩卸荷受损的弱化效应,通常将岩体的物理力学参数视为不受隧道开挖卸荷影响,缺乏针对隧道卸荷弱化相关的系统理论和研究;超前支护在特大断面隧道建设中可以有效改善支护结构受力,增强围岩自稳,但在目前特大断面隧道的实际应用中,缺乏系统的设计、施工认识和标准,往往依靠经验选择超前支护方案,材料参数选取也没有准确的理论支撑。鉴于此,学者们开展了大量研究。在岩体卸荷特性方面,孙浩等[2]通过室内试验和PFC颗粒流数值计算结合的方法研究了余弦型、直线型和指数型3种卸荷速率变化方式的硬岩破坏规律;胡建华等[3]基于细观损伤力学和卸荷岩体力学理论研究了卸荷岩体的参数劣化规律,并给出了参数弱化与卸荷量的拟合函数;熊良宵等[4]利用数值软件模拟了层状岩体的加卸荷试验,发现加卸荷应力路径对岩石的变形和强度均有影响,且对层状岩体的变形影响比较明显;李鑫等[5]使用FLAC3D软件对岩块进行了不同节理倾角和卸荷参数等的计算,得到了岩石的卸荷应力-应变曲线及破坏规律。特大断面隧道超前支护方面,李奥[6]针对大断面隧道的塌方稳定性问题,提出了管棚与初期支护共同作用的支护参数建议值;石钰锋[7]在长管棚现场测试的基础上,提出了管棚加固下支护结构受力的纵向分区分析方法;LI等[8]在管棚变形监测数据的基础上,通过建立模型对浅埋大断面隧道下穿公路进行了沉降控制计算,结果表明管棚能够有效控制土体和自身的变形;LIU[9-11]等将管棚超前支护与冻结法进行创新结合,在港珠澳工程中的超浅埋大断面隧道中得到了成功应用。目前,针对岩体卸荷力学参数弱化还没有形成系统的研究成果,超前支护技术在特大断面隧道的应用大多依靠经验,因此,本文依托火凤山隧道,考虑围岩卸荷弱化效应建立力学参数动态弱化模型,对特大断面隧道超前支护技术进行研究,为类似工程和相关研究提供技术支撑和参考。

1 工程概况

依托工程火凤山隧道位于重庆市两江新区,根据工程地质勘探图和钻探资料,隧道场地表面分布有第四系全新统人工填充物和残坡(Q4e1+D1)粉质黏土,裸露基岩为侏罗系统沙溪庙组砂岩。隧道全长1.9 km,埋深34 m,本文研究里程ZK3+070~ZK3+322段隧道围岩分级主要为Ⅳ和V级,隧道净宽25 m,长度20 m,隧道开挖断面跨度大于30 m,开挖面积达到440 m2,二衬支护封闭后断面净面积大于220 m2,属于特大断面隧道,如图1所示。

图1
火凤山隧道
pic

2 岩石卸荷与力学参数弱化模拟

2.1 基于三轴试验的岩石卸荷弱化规律
2.1.1 试样制备及试验方案

试验所用标准试样为依托工程隧址区砂岩,尺寸为φ50 mm×100 mm,基本参数及初始设计围压见表1。试验步骤及方案如下。三轴压缩试验:1) 采用应力控制,加压速率:0.1 MPa/s,同步施加轴向压力和围压;2) 采用0.005 mm/s的加载速度恒定施加轴压,直至试件发生破坏。三轴卸荷试验方案:1) 与三轴压缩步骤相同;2) 增大轴压σ1(速率为0.5 kN/s),到达设计压力点;3) 轴压降低速率0.01 kN/s,围压降低速率0.02 MPa/s,同步降低轴压和围压直至岩样出现破坏。

表1
试样基本参数及编号
三轴压缩试验三轴卸荷试验
编号高度/mm直径/mm

截面面

积/mm2

密度/

(kg∙m-3)

设计围

压/MPa

编号高度/mm直径/mm截面面积/mm2

密度/

(kg∙m-3)

设计围

压/MPa

C-1100.3849.951 959.572 585.540U-6100.1550.041 966.642 612.125
C-2100.0850.031 965.852 581.045U-7100.2749.981 961.922 594.8810
C-399.8049.891 954.872 591.6610U-899.9449.801 947.822 623.2815
C-499.7449.761 944.692 599.2015U-999.249.931 958.002 621.8620
C-5100.1449.951 959.572 611.8720
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注:C-1试样为单轴压缩试验。
2.1.2 试验结果分析

加、卸载试样破坏情况见图2,试验数据统计见表2,加载破坏后应力急剧跌落,围压越高试样裂缝越容易贯通,最终破坏程度越明显,弹性模量和变形模量均与围压呈正相关数量关系,围压每增加1 MPa,弹性模量增加约0.319 GPa,变形模量约增加0.478 GPa,峰值应力增加约6.01 MPa;与压缩试验相比,岩石卸荷破坏程度更明显,卸荷阶段的初始围压越大,破坏残余应力值与峰值应力比值越低。

图2
试样破坏情况
pic
表2
岩石力学参数统计
三轴压缩试验岩石力学参数

试样

编号

围压/

MPa

峰值应力/

MPa

残余应力/

MPa

弹性模量/

GPa

变形模量/

GPa

内摩擦

角/(°)

黏聚

力/MPa

C-1086.095.099.906.064911.62
C-25108.0041.5011.018.85
C-310129.9971.3412.9310.93
C-415152.8363.7514.8414.28
C-520214.0081.4115.9715.30
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2.1.3 变形模量和抗剪强度卸荷弱化规律

引入卸荷量相关参数围压卸荷比pic对试验中的围压卸荷程度进行定量描述,由式(1)进行计算。绘制不同围压下试样变形模量与卸荷比关系如图3所示,卸荷量少于60%时,岩石的变形模量降低趋势较平缓,卸荷量60%以上时U-9岩石试样的变形模量有较明显下降趋势,95%以上时,U-6~U-9变形模量衰减量最大并产生突降,试验结束后,各试样破坏最终残余变形模量占峰值的平均值约为8%。

图3
卸荷试验变形模量与卸荷量关系曲线
pic

根据岩石性质确定岩石参数mi=16,根据岩体质量分类指标RMR结合Hoek-Brown与Mohr-Coulumb 2种岩石强度准则,计算出岩石的picpic[12-13],结果见表3,岩石在卸荷过程中的内摩擦角相对稳定,试样加载过程中内摩擦角最大改变量为4.2°,而黏聚力对卸荷量的敏感程度较高,破坏后残余黏聚力仅为峰值的23%~32%。

pic (1)

式中:pic为设计围压;pic为试验中任意时刻围压;pic为破坏极限状态时的围压。

表3
试样卸荷抗剪强度统计
编号卸荷点pic/(°)卸荷点pic/MPa破坏点pic/(°)破坏点pic/MPa残余pic/(°)残余pic/MPa
U-625.7918.6625.3517.0321.555.04
U-725.0121.7325.2520.2921.345.29
U-825.0824.3625.9522.5623.496.05
U-924.2725.4724.6623.0121.076.93
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2.2 考虑卸荷效应的力学参数动态弱化模型
2.2.1 数值计算模型及参数

基于三轴试验中岩石变形模量和抗剪强度卸荷弱化规律,在FLAC3D应变软化本构基础上通过编制力学参数卸荷弱化函数建立考虑卸荷效应的力学参数动态弱化模型(S-S模型),在文献[4]的基础上,使用分级卸荷路径方式进行卸荷模拟,简化计算函数如式(2)所示。根据三轴试验数据确定数值计算参数,建立长100 mm,直径50 mm的完整圆柱形模型,分别采用动态弱化模型与摩尔库伦模型(M-C模型)进行计算,并对结果进行对比分析。

pic (2)

式中:picpic分别为原强度参数和残余强度参数;picpic分别为塑性剪应变和临界破坏塑性剪应变。

2.2.2 试样破坏特征与力学参数衰减演化特性

提取计算完成后试样剪切破坏及屈服云图如图4所示(其中图4(e)~图4(h)为模型中产生屈服变形或破坏的网格单元),与摩尔库伦模型相比,动态弱化模型破裂面更明显,破坏特征更显著,剪切破坏形式与室内试验结果更相近,验证了动态弱化模型中参数衰减规律的正确性。

图4
三轴加卸荷剪切破坏及屈服云图
pic

将分别使用摩尔库伦模型和动态弱化模型进行数值计算的试样应力-应变曲线绘制如图5,数值计算与试验的特征点应力、应变数据统计如表4所示。在加载计算中,数值模拟结果曲线与文献[14]规律相似,其中3种数据来源的残余应力占峰值应力的比值分别为38%、84%、41%;在卸荷计算中,达到峰值强度的91%后开始卸围压,3种数据来源中塑性破坏后残余应力值分别为峰值的31%、76%、38%,动态弱化模型与试验数据的残余应力更为接近,分别为33.86 MPa和30.61 MPa,相差9%。说明本文计算采用的动态弱化模型能够更加真实地描述材料的应变软化和塑性变形破坏特征,通过该模型和方法能反映岩石材料峰后破坏阶段的应变非线性增长行为。

图5
加卸荷数值模拟结果与试验曲线对比
pic
表4
三轴加载数值模拟应力与应变值统计
数据来源三轴加/卸载围压/MPa峰值应力/MPa峰值应变/10-3残余应力/MPaA点应变/10-3
试验试样加载5102.9511.4738.8213.62
摩尔库伦模型597.479.0082.4110.50
动态弱化模型597.479.0040.4011.69
试验试样卸载596.049.4430.6130.68
摩尔库伦模型588.287.9967.3410.14
动态弱化模型588.287.9933.869.98
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注:A点为试验终止点。

3 基于动态弱化模型的特大断面隧道超前支护研究

基于建立的弱化模型,通过数值模拟和模型试验研究在考虑围岩卸荷弱化效应下的特大断面隧道管棚超前支护效果及参数调整对隧道变形和支护受力的影响机理。

3.1 特大断面隧道超前支护数值计算
3.1.1 数值模型与参数选取

计算模型及开挖步序如图6所示,纵向开挖方向长100 m,隧道距左右两侧边界90 m,在隧道开挖洞周上部对称布设测点,监测地表距离隧道中线不同位置处的测点沉降值。管棚超前支护开挖卸荷计算采用考虑强度应变软化效应的动态弱化模型,采用双侧壁工法,计算主要研究隧道施工期的安全性,故只模拟初期支护对隧道的支护作用。

图6
计算模型及开挖步序
pic

提取图5中峰值应力点所对应的塑性剪应变值作为隧道开挖计算的围岩临界塑性剪应变值,以残余应力点对应的应力与应变值计算得出的残余黏聚力和残余内摩擦角,参数及弱化设置参照文献[15-17],通过塑性软化参数pic和塑性剪应变pic表征抗剪强度参数picpic和变形模量E的弱化效应,根据数值模拟三轴压缩方法确定围岩的临界塑性剪应变pic,见表5,并参照《公路隧道设计规范》(JTG 3370.1-2018),岩体和结构计算参数见表6,其中初期支护主要为工字钢与喷射混凝土组合加固。

表5
围岩力学参数与临界塑性剪应变
材料名称密度/(kg/m3)变形模量E/GPa黏聚力c/MPa内摩擦角/(°)临界塑性剪应变pic
围岩峰值2 6802.310.4529.442.16×10-3
残余1.140.1524.36
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表6
围岩与管棚结构材料计算参数
材料密度pic/(kg∙m-3)弹性模量E/GPa泊松比ν内摩擦角φ/(°)黏聚力c/MPa
围岩2 6802.310.2529.440.45
弱化围岩2 6801.140.2524.360.15
初期支护2 31529.690.20
加固区2 6802.310.2529.440.59
管棚钢管7 850210.000.30
管内砂浆2 40010.000.3054.903.18
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为对比分析是否考虑弱化效应对计算结果的影响,设置以下3个工况,并增加无管棚加固作用下的特大断面开挖计算。参照施工设计图纸,管棚长度为20 m,钢管直径为180 mm,壁厚6 mm,其余参数和计算工况见表7表8

表7
考虑弱化效应与管棚加固对比工况
计算本构模型是否考虑围岩弱化效应有无管棚加固
摩尔库伦
动态弱化
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表8
不同管棚参数计算工况
调整参数取值范围不变参数
环向间距/cm30、40、50、60

布设范围:100°;

注浆厚度:80 cm

布设范围/(°)60、80、100、130、160环向间距:40 cm;注浆厚度:80 cm
注浆厚度/cm60、70、80、90

布设范围:100°;

环向间距:40 cm

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3.1.2 考虑卸荷弱化效应的管棚超前支护对比分析

图7为摩尔库伦模型与动态弱化模型在无管棚下和有管棚下的隧道拱顶沉降随开挖步的变化曲线。双侧壁中间导坑每次开挖20 m,在开挖步到达55时拱顶沉降骤增,在考虑弱化效应的影响下,S-S比M-C模型拱顶沉降变形量略微增大;在管棚超前加固作用下,拱顶沉降量得到明显控制,最终沉降值较无管棚工况下降38%。

图7
不同计算方法拱顶沉降对比
pic

围岩产生初始屈服之前,通过屈服接近度YAI的相补参数pic(pic)可以表征在低荷载释放下的围岩应变接近屈服的变形程度[18-19]pic也称为危险系数,通过Fish语言遍历隧道洞周单元,根据参考文献[18]所给计算式可以计算各单元的危险系数pic,绘制纵向50 m断面处是否考虑弱化效应2种计算工况下的危险系数ω和塑性区分布云图,见图8,通过对比图8(a)与图8(c)可见,考虑弱化效应计算时隧道围岩接近塑性变形的危险区域有所扩大,围岩塑性区发展主要集中在隧道两侧拱腰和拱腰下方位置,以剪切塑性变形为主,沿隧道开挖方向贯通,相比均匀单一的模型,考虑弱化效应能够更好地模拟岩体的卸荷损伤发展过程。

图8
围岩塑性区损伤对比
pic
3.1.3 不同管棚参数对围岩变形影响分析

图9为不同设计参数下隧道纵向拱顶沉降最终值。管棚其余参数不变,管棚布设范围增大、间距减小和注浆厚度增加3种形式隧道拱顶沉降均有减小趋势。布设范围从100°增加到160°,对拱顶变形控制效果影响较小;管棚环向间距由30 cm增加到60 cm时,拱顶沉降增加约17%,其中50 cm和60 cm影响敏感度较高;注浆厚度由60 cm增加到90 cm时,拱顶沉降降低约11%。

图9
不同设计参数隧道拱顶沉降
pic
3.2 基于模型试验的特大断面隧道管棚超前支护研究
3.2.1 模型试验概况与工况设计

根据试验条件,确定几何相似比为pic,重度相似比pic,根据相似准则量纲关系推导得出其他物理力学参数原型值与模型值的相似比关系,见表9。本次试验主要研究管棚布设范围和环向间距对隧道的稳定性影响规律,并考虑弱化效应影响设置2种不同的管棚布设范围和间距进行开挖模拟,布设范围设置100°和160°,间距设置30 cm和60 cm,组合共4种模型试验工况,如表10所示。

表9
模型试验物理量相似比
序号物理量相似比(pm)序号物理量相似比(pm)
1几何/mCL=506弹性模量/PaCE=50
2容重/(N∙m-3)=17抗压强度/PaCR=50
3泊松比=18应力/Pa=50
4摩擦角/(°)=19黏聚力/PaCc=50
5应变=1
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表10
试验工况设计
试验工况

布设范围

r/(°)

间距

d/cm

试验工况

布设范围

r/(°)

间距

d/cm

1310060
210030416060
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3.2.2 相似材料研制

根据现场测试及相关学者[20-21]的研究,通过大量配比试验,确定了围岩、弱化区土、喷射混凝土、钢拱架、超前管棚等相似材料参数,见表11。其中钢拱架采用宽4 mm,厚1.2 mm铜带,纵向布设间距1.2 cm,管棚采用直径为2.5 mm,长度40 cm的钢丝材料通过单位长度的等效抗弯刚度满足相似关系条件来模拟[22]

表11
相似材料参数
相似材料力学参数材料配合比(质量比)

容重/

(kN∙m-3)

变形模量/MPa黏聚力/kPa内摩擦角/(°)泊松比
围岩23~2639.649.4431.56

重晶石粉∶河砂∶石英砂∶粉煤灰∶机油=

159∶266∶325∶159∶91

弱化区土23~2631.756.7533.20

重晶石粉∶河砂∶石英砂∶粉煤灰∶机油=

159∶207∶384∶159∶91

喷射混凝土220.520.2
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3.2.3 试验流程

1) 试验流程试验采用的模型箱、开挖步序及部分试验照片如图10所示,箱体由钢板焊接拼装组成,箱身前后两端设置开孔。试验流程主要包括:填土、监测设备安装、支护结构安装、数据传输线分类连接、隧道分步开挖、记录试验数据、结束试验。隧道采用非对称双侧壁法开挖,各导坑间隔开挖,进尺为1.6 cm,应变仪连续采集数据。

图10
模型箱及部分试验流程
pic

2) 监测系统位移监测装置由百分表、磁力表座、空心管和细线组成,如图11(a)所示。在隧道模型开挖过程中,分别对隧道的水平位移和竖向位移进行定期监测,监测装置在模型土装填过程中安装到设计位置。采用微型土压力盒和应变片监测隧道分步开挖过程中的围岩应力及钢架支护的应变,监测点布置如图11(b)所示,开挖过程使用TST3826Y静态应变测试仪对土压力盒和应变片数据进行定时自动采集。

图11
监测装置
pic
3.2.4 模型试验结果分析

1) 隧道拱顶沉降结果分析。将试验结果通过几何相似比例pic换算后与数值计算中相同管棚参数下的拱顶沉降数据进行对比,如图12所示。试验沉降值整体相对较小,约为数值计算的71%~78%,管棚加固效果与参数调整对拱顶沉降的影响规律基本相同,验证了数值计算的正确性。

图12
模型试验拱顶沉降值与数值计算对比
pic

2) 围岩压力监测结果分析。分别绘制2处加宽段在不同工况下的围岩压力最终分布图并进行相似比换算得到原型压力值,如图13所示。可以看出:围岩压力最大值基本来自工况1,在无管棚支护情况下,隧道拱顶和拱肩处围岩压力值偏大,约为有管棚下的1.2倍,说明隧道顶部管棚能够有效控制围岩沉降,以减小对隧道顶部的挤压变形不利影响。

图13
不同工况下围岩压力分布
pic

工况2~工况4试验从整体数据平均值来看,平均压力值分别为87.15、90.86和89.78 kPa;对比各工况拱顶围岩压力,管棚间距由30 cm增大到60 cm,围岩压力值增大10%左右;布设范围由100°扩大到160°,压力值降低4~5 kPa,可见改变管棚参数对隧道整体围岩压力影响较小。

3) 钢拱架应力监测结果分析。图14为相似比换算后不同工况和不同监测断面的支护结构内力值分布图。由图14可见,弯矩图分布较为对称,管棚支护能够有效减小隧道支护结构拱顶和拱肩位置的弯矩,平均降低60%~80%,但对结构轴力影响不明显。改变支护参数对结构内力影响不大,环向间距由30 cm增大为60 cm时,拱顶弯矩增大26%;布设范围由100°增大为160°时,弯矩减少8%。

图14
不同工况支护内力分布
pic

4 结论

1) 岩石试样的变形模量、内摩擦角、黏聚力随卸荷量增大会发生不同程度的衰减弱化,与压缩试验相比卸荷破坏程度更明显。卸荷阶段初始围压越大,破坏残余应力值与峰值应力比值越低,试样破坏越严重,试样破坏后残余变形模量仅为峰值的8%,残余黏聚力仅为峰值的23%~32%。

2) 考虑弱化效应的岩石力学参数动态弱化计算模型能够更加真实地描述岩石试样的塑性变形破坏特征和峰后破坏阶段应变的非线性增长行为;能够更准确地模拟隧道开挖围岩的卸荷弱化及损伤发展过程。

3) 超前管棚支护能显著降低围岩变形,改善支护结构内力。超前管棚支护下拱顶沉降降低38%,围岩压力降低20%,拱顶和拱肩初支弯矩降低60%~80%。

4) 围岩变形和结构内力对不同支护参数的敏感性不同。管棚布设范围在100°~160°内对隧道拱顶沉降的影响不明显;管棚环向间距由30 cm增加到60 cm时,拱顶沉降增加约17%;注浆厚度由60 cm增加到90 cm时,拱顶沉降降低约11%;不同管棚参数调整对隧道围岩压力和支护结构内力影响较小。

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12朱合华, 张琦, 章连洋.

Hoek-Brown强度准则研究进展与应用综述

[J]. 岩石力学与工程学报, 2013, 32(10): 1945-1963.
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Estimating Mohr-Coulomb friction and cohesion values from the Hoek-Brown failure criterion

[J]. International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences & Geomechanics Abstracts, 1990, 27(3): 227-229.
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14张泽林, 王涛, 吴树仁, .

泥岩中软弱夹层的剪切力学特性研究

[J]. 岩石力学与工程学报, 2021, 40(4): 713-724.
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15王延宁, 张强, 李子仪, .

考虑弹塑性耦合效应的应变软化模型

[J]. 煤炭学报, 2020, 45(12): 4037-4051.
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16谷笑旭.

特大断面城市公路隧道支护结构力学特性与施工方法研究

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17梁鹏.

基于应变软化的深埋隧道稳定性分析及安全控制技术研究

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18张传庆.

基于破坏接近度的岩石工程安全性评价方法的研究

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19周辉, 张传庆, 冯夏庭, .

隧道及地下工程围岩的屈服接近度分析

[J]. 岩石力学与工程学报, 2005, 24(17): 3083-3087.
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20陈政律, 吴洁, 张俊儒.

地下工程模型试验中围岩相似材料的配制研究

[J]. 现代隧道技术, 2018, 55(S2): 102-107.
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21杨何, 张振波, 侯宏韬, .

相似土体原材料配比试验研究

[J]. 建筑结构, 2021, 51(S1): 1905-1909.
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22代聪, 何川, 刘川昆, .

管棚布设范围对软岩隧道围岩稳定性影响研究

[J]. 隧道建设(中英文), 2019, 39(9): 1437-1444.
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注释

郑科,杨文波,曾文浩等.基于围岩卸荷弱化效应的特大断面隧道超前支护研究[J].铁道科学与工程学报,2025,22(04):1710-1722.

ZHENG Ke,YANG Wenbo,ZENG Wenhao,et al.Study on advanced support of super large section tunnel based on unloading weakening effect of surrounding rock[J].Journal of Railway Science and Engineering,2025,22(04):1710-1722.