某某特大桥主桥上部结构设计(60211060)连续梁桥方案计算书终版毕业论文.doc

摘摘 要要 本设计为宁乡大桥主桥上部结构设计 该桥全长 340m 设计的跨径为 60m 2 110m 60m 截面为单箱单室的变截面形式 整个设计可以分成两个部分 第一部分 结构建摸和内力计算 在选择桥的桥型及孔径划分 主梁截面 形式与主梁高度的拟定 截面细部尺寸拟定 随后进行结构内力计算 在完成 了恒载内力的计算后 又进行了活载内力计算 次内力计算 内力组合计算 并画出内力包络图 第二部分 预应力钢束估算及布置 预应力损失及有效预应力计算 钢束 布置后的内力计算及组合 强度计算与验算 应力 应变及其它验算 关键词关键词 预应力连续箱梁 建立模型 内力计算 强度验算 The Superstructure Design of mache Bridge Abstract The design is the one of the superstructure of jiujiang bridge The whole span of the bridge is 340m This bridge designs the span is 60m 2 110m 60m The cross section along the span is the different besides the cross section is one box with one room The entire design may divide into two parts The first part of the paper is about the modeling of the bridge and the computation of internal forces The FEM model of the bridge is established after the style of the bridge the length of every span the cross section and the height of the main beam are decided Then every kind of internal forces is computed These forces include the forces of dead load live load and some secondary forces Finally these loads are combined and the graph of the utmost forces is drawn The second one is about the arrangement of prestressed steel bars and other kinds of tests The number of the bars are estimated and arranged before the loss of the prestress and the effective one are caculated Then the tests of the strength the stress and the deformation of the bridge are carried out in the paper Key words pre stressed concrete continuous bridge establishment model Endogenic force computation intensity checking calculation 目录目录 目目 录录 1 前前 言言 3 第一章第一章 工程概述工程概述 4 1 1 工程概况 4 1 2 设计条件 4 1 2 1 工程地质和地震 4 1 2 2 气象和水文 4 1 3 设计标准和设计规范及建筑材料 4 1 3 1 设计规范 4 1 3 2 主要技术标准 4 1 3 3 主要建筑材料 5 1 4 桥型总体布置 6 1 4 1 桥跨布置 6 1 5 桥梁构造 6 第二章第二章 主桥结构计算分析主桥结构计算分析 7 2 1 计算模型和施工阶段划分 7 2 2 悬臂节段划分及单元划分 7 2 3 主要计算荷载如下 8 第三章第三章 恒载内力计算及变形分析恒载内力计算及变形分析 9 3 1 毛截面特性计算 9 3 2 恒载集度计算 11 3 2 1 一期恒载集度 11 3 2 2 二期恒载集度 12 3 3 时程内力计算 12 3 3 1 梁段悬臂施工内力 12 3 3 2 边跨梁体合拢内力 14 3 3 3 中跨梁体合拢内力 17 3 4 恒载内力结果 20 3 4 1 一期恒载内力 20 3 4 2 二期恒载内力 22 3 4 3 总恒载内力 27 第四章第四章 活载内力计算及内力组合活载内力计算及内力组合 30 4 1 汽车和人群活载内力计算 30 4 2 温度次内力计算 34 4 3 支座沉降次内力计算 37 4 4 荷载组合及内力包络图 38 4 4 1 组合方法 38 4 4 2 计算结果 40 4 4 3 内力包络图 56 第五章第五章 预应力钢束估算与布置预应力钢束估算与布置 58 5 1 钢束估算 58 5 1 1 估算原理 58 5 1 2 钢束估算结果 59 5 2 横向预应力布置 61 5 3 竖向预应力布置 60 5 4 预应力损失及有效预应力计算 60 5 4 1 预应力损失及有效预应力计算方法 60 5 5 主梁次内力计算 64 5 5 1 预应力产生的二次内力 64 第六章第六章 主要控制截面应力及承载能力验算主要控制截面应力及承载能力验算 66 6 1 强度验算原理 66 6 1 1 承载能力极限状态验算 66 6 1 2 使用阶段正截面应力验算 71 第第七七章章 变形计算与预拱度设置及锚下局部应力验算变形计算与预拱度设置及锚下局部应力验算 73 7 1 挠度计算 73 7 1 1 变形计算 验算及预拱度设置 73 7 1 2 变形计算结果 74 7 2 变形验算及预拱度设置 75 外文文献 77 参考文献参考文献 87 前前 言言 毕业设计是高等工科院校本科培养计划中最后一个重要的教学环节 目的 是使学生在学完培养计划所规定的基础课 技术基础课及各类必修和选修专业 课程之后 通过毕业设计这一环节 较为集中和专一地培养学生综合运用所学 的基础理论 基本知识和基本技能 分析和解决实际问题的能力 和以往的理 论教学不同 毕业设计是要学生在教师的指导下 独立地 系统地完成一个工 程设计 以期能掌握一个工程设计的全过程 在巩固已学课程的基础上 学会 考虑问题 分析问题和解决问题 并可以继续学习到一些新的专业知识 有所 创新 毕业设计是培养学生独立工作的一种良好途径和方法 它的实践性和综 合性是其它教学环节所不能替代的 悬臂浇筑预应力混凝土连续梁桥作为无支架施工有利于通航河流建桥 深 山峡谷建桥和城市立交建桥等 悬臂施工的受力特点接近于成桥后的结构受力 悬臂施工法在我国已有成熟的经验 悬臂浇筑预应力混凝土梁桥得到飞跃发展 并成为当代桥梁建筑中最基本的桥型之一 通过对麻车大桥主桥的初步设计 使我进一步加深了对桥梁设计与施工理论知识的理解 对悬臂施工连续箱梁有 了初步了解 是对大学四年所学知识的总结 本设计中用到了结构力学 材料力学 结构设计原理 桥梁工程等学科的 诸多知识 并且我从图书馆借阅了大量参考书籍力求将设计做到规范 合理 清楚 虽然该桥结构不算复杂 但整个结构设计计算量大 数据众多 难度较 大 当然 也正是由此 我得到切实的锻炼和提高 它使我这四年所学的专业 知识更加系统化 具体化 对我以后从事桥梁方面的工作具有很好的指导意义 通过设计让我了解连续梁桥的主要特点和施工方法 了解和掌握桥梁设计 的全过程 通过老师的指导 培养学生独自完成桥梁工程的设计计算 锻炼学 生综合运用专业基础知识 专业知识的能力 培养学生的创新能力 在设计过程中 我得到了李其林老师 路桥其他老师的悉心指导 及其杨 龙同学的耐心帮助 在此一并表示衷心的感谢 由与本人的水平有限 在设计中一定存在着缺点和错误 恳请老师和同学 们批评指正 第一章第一章 工程概述工程概述 1 1 工程概况工程概况 本项目位于长沙市宁乡县 是宁乡县交通圈的重要组成部分 该特大桥的 建设将为宁乡县经济圈的发展壮大提供便捷的交通支撑 同时也保证居民过江 安全 1 2 设计条件设计条件 1 2 1 工程地质和地震工程地质和地震 地质 桥位区内地质构造较为简单 岩层为单斜构造 无断裂构造 桥位 周边地势较为平坦 发生灾害地质的可能性较小 区内不良地质现象主要为淤 泥质土和表层软土 埋藏深度一般为 0 3 1 2m 砂卵石层中局部含泥量较高 且多位于稍密状态 胶结性较差 地震 据区域资料 本区在燕山期及以前的地质年代里 构造运动强烈 到喜山期基本结束了大规模的断裂和褶裂 地壳运动主要表现为升降运动 深 大断裂逐渐趋于稳定 从上更新世以来 本区地壳垂直上升速率小于 0 17mm 年 地壳基本处于稳定状态 本区近代地震的特点是强度弱 震级小 频度低 1 2 2 气象和水文气象和水文 项目所在区域地处亚热带季风气候区 气候温暖 湿润多雨 从季节变化 看 冬季在冷高压控制下 气候干冷 但河道不封冻 夏季在副热带控制下 天气睛热 气温 1 月份平均气温 6 7 月份平均 32 年平均无霜期在 265 天左 右 年均总降雨量 1600 毫米 6 7 月的梅雨季节 该季节降雨强度大 持续时 间长 往往造成江河洪涝灾害 常风向东北风 14 多年平均风速 1 6M s 多年平均暴日数 36 天 多年平均雾日 18 9 天 1 3 设计标准和设计规范及建筑材料设计标准和设计规范及建筑材料 1 3 1 设计规范设计规范 1 JTG D60 2004 公路桥涵设计通用规范 2 JTG D62 2004 公路钢筋混凝土及预应力混凝土桥涵设计规范 3 JTG D63 2007 公路桥涵地基与基础设计规范 4 姚玲森 桥梁工程 人民交通出版社 2008 5 邹毅松 王银辉 桥梁计算示例丛书 连续梁桥 人民交通出版社 2009 6 陈忠延 土木工程专业毕业设计指南 桥梁工程分册 中国水利水电 出版社 2000 7 范立础 预应力混凝土连续梁桥 人民交通出版社 1999 1 3 2 主要技术标准主要技术标准 1 设计荷载 汽车荷载等级 公路 I 级 汽车荷载 3 05KN m 人群荷载 标准按 JTG D60 2004 4 3 5 取值 本桥主跨 110m 人群荷载应取 2 9KN m 由于桥位处在城镇郊区人群密集地区 故标准提高 15 2 桥梁宽度 桥梁总宽 12m 其中 行车道 4 3 75m 非机动车道 2 1 925m 防撞护栏 2 0 5m 3 桥面横坡 2 4 设计洪水频率 1 100 5 设计最高通航水位 27 6m 通航净空 净宽 102m 净高 7m 本桥主 桥 110m 主跨为双向通航孔 60m 边跨禁止通航 6 船舶撞击作用 按四级内河航道船舶吨级为 500t 顺桥向撞击作用 为 450KN 横桥向撞击作用为 550KN 7 桥梁护栏 主桥防撞护栏采用 SB 级 1 3 3 主要建筑材料主要建筑材料 混凝土 对于简支转连续施工 预制梁及其现浇接缝 封锚 墩顶现浇连 续段 桥面现浇层均采用 C50 混凝土 基桩采用 C25 其余构件采用 C30 对于 悬臂施工 主梁采用 C50 混凝土 墩身 承台采用 C30 混凝土 基桩采用 C25 预应力钢绞线 采用 公路钢筋混凝土及预应力混凝土桥涵设计规范 JTG D62 2004 中 d 15 2mm 的钢绞线 公称面积为 140mm2 标准强度 fpk 1860MPa 弹性模量 Ep 1 95 105MPa 普通钢筋 R235 HRB335 钢筋标准应符合 GB13013 1991 和 GB1499 1998 的规定 凡钢筋直径 12mm 者 均采用 HRB335 热轧带肋钢筋 凡钢筋直径 Mt Io 构件全截面的换算截面惯性矩 Io1 构件截面开裂后的换算截面惯性矩 2 长期变形计算 由于预应力 构件自重及二期恒载是持续作用的 而已求出使用荷载下变 形只是由这些荷载引起的初始短期弹性变形 在长期持续荷载作用下 混凝土 徐变将使变形增大 考虑混凝土徐变对预加力 自重及二期恒载变形影响后 长期变形的计算应用下列公式 7 1 3 1 1 2211 tftfff ggp 式中 以施工预应力和构件自重作用时刻为砼加载龄期的徐变系数 1 t 以二期恒载作用时刻为砼加载龄期的徐变系数 2 t 在上式中考虑预加力和结构自重同时起作用 即预应力施加后构件已拱起 脱模 长期最终变形可取 t 的徐变系数计算求得 本设计中 2 2 1 t 2 t 7 1 2 变形计算结果变形计算结果 以跨中截面为例计算主梁的短期变形 长期变形的计算略 1 边跨变形验算 边跨跨中 12 号单元 汽车荷载作用产生的挠度为 其中换算截面的惯性矩为 I0 79 0756 1012mm 5 1780 106 1100002 48 0 95 3 5 104 19762 109 0 2 95 0 IE ML f h 汽 3 33mm 6000 600 100mm 满足要求 2 中跨变形验算 中跨跨中 36 号单元 汽车荷载作用挠度 其中换算截面的惯性矩为 I0 27 4313 1012mm 5 1760 106 1100002 48 0 95 3 45 104 13563 1012 0 2 95 0 IE ML f h 汽 7 26mm 110000 600 183mm 满足要求 7 2 变形验算及预拱度设置变形验算及预拱度设置 1 边孔变形验算及预拱度设置 变形验算 由上面可知汽车荷载作用下最大挠度为 0 333cm 发生在跨中 而挠度限 值为 L 600 6000 600 10cm 即有 0 333 cm 10cm 汽max f 2 中孔变形验算及预拱度设置 变形验算 由上可知汽车荷载作用下最大挠度为 0 726cm 发生在跨中 而挠度限值 为 L 600 110000 600 18 3cm 即有 0 726cm 18 3 cm 汽max f 预拱度设置 因在恒载及预应力引起主梁变形计算中已计入徐变影响 则 汽 ffff ygg 21max 采用 L 4 截面处的永存预加力矩作为全桥平均预加力计算值 即在使用阶 段的预加力矩为 1129 4 38800 350 15337 3 kNm yyyy eAM 则主梁反拱度 跨中截面 计算为 dx IE MM f L h xy y 0 0 95 0 0 2 95 0 48 5 IE LM h y 5 15337 3 106 1100002 48 0 95 3 45 104 13563 109 60 05 3 由主梁自重和二期恒载作用引起的挠度 5 1100002 6350 16700 g f 106 48 0 95 3 45 104 13563 109 79 66mm 4 使用荷载作用下跨中变形 f 汽 ffff ygg 21max 79 66 60 05 7 26 26 87mm L 1600 110000 1600 68 8mm 根据 公路桥规 规定 当结构重力和汽车荷载 不计冲击力 作用下产 生的最大竖向挠度不超过计算跨径的时 可不设预拱度 由上计算可知本 1 1600 设计不需设置预拱度 外文文献外文文献 BURIEDBURIED DEEPDEEP ININ HIGHHIGH PRESSUREPRESSURE ININ THETHE SUPPORTINGSUPPORTING TECHNOLOGYTECHNOLOGY OFOF SOFTSOFT ROCKROCK ENVIRONMENTENVIRONMENT 1 Introduction Along with the increasing of mining depth and affection of high stress the mine pressure in deep rock roadway increases largely And the common Bolting Shotcrete method cannot match this kind of situation obviously It is very difficult to mine safely The reasons about failure of supporting and its countermeasures are researched according to the analysis of one case in this paper 2 General situation of one case A roadway locates in between the 7 1 and 8 3 mining layer with length 800m depth 1050m elevation 一 920m and rock sandstone The east part of this roadway locates in one comparatively wide synclinal The structure stress is high about 33 40Mpa The cross section of the roadway is vertical wall and semicircle arch using 30mm concrete as temporary supporting and Bolting Shotcrete as permanence With the support failure yielding support U25 are used to support The parameters are presented as follows Bolt bottom grouted resin bolt 1800mm length interval 800mm 800mm Metal mesh 5000mm 1050mm 8 wire net grid 100mm 100mm Concrete common Portland cement strength of the concrete C150 100 200mm thick as showing in Fig 1 Using this support method the roadway was excavated 120m long After 2 months great deformation appeared the width of roadway sides decreased from 4100mm to 3600 3800mm and the floor heaved500mm The Bolting Shotcrete structure slipped and some anchors broke 3 Analyses According to the research the reasons leading to failure of the roadway can be described as follows 1 The thickness of self support layer of surrounding rock was too small In common supporting method using bottom grouted resin bolt the self support layer was about 0 6m far smaller than that of overall length of anchors The surrounding rock pressure was hard to be resisted and it was some kinds of wasting on bolt 2 The initial support stiffness was too large After excavation since the redistribution of surrounding rock stress and deformation the pressure coming froth surrounding rock was great And the larger of the stiffness of supporting structure the larger pressure loading on it see as Fig 2 There is an intimate relation between the stiffness of supporting structure and surrounding rock pressure The stiffness of the above support is too large to adapt to the characteristics of fast speed and large deformation in initial excavation which lead to the roadway destroy because of discontinuous deformation of the support and the surroundings 3 The binding ability of surrounding rock surface is low Under the affection of high stress and structure stress superfluous deformation of supporting structure appeared in comparative weak area firstly Then the rock relaxed and failed and formed fracture zone The development of fracture zone led to the failure of self support layer In deep high stress soft rock roadway when using common Bolting Shotcrete method the strength of shotcrete structure was relatively low and its binding ability was not high enough to stop local failure and the development of fracture zone Then the surrounding rock failed 4 The method using one time Bolting Shotcrete as permanent Fig 2 Rock support interaction supporting structure did not match the rule appearing in deep high stress soft rock roadway High pressure and continuous deformation were the base characteristics of deep roadway after excavation and it was hard to support one off After the failure of one time Bolting shotcrete supporting using U steel to support led to the waste of supporting material and effective space of roadway 5 Unenclosed supporting structure was not suitable for deep high stress soft rock roadway In deep high stress soft rock roadway the deformation of surrounding rock was relatively great The floor without treatment heaved largely when using unclosed supporting method When the floor ripping more relaxation of sidewall appeared then the root of sidewall failed and then the whole roadway failed 6 The Bolting Shotcrete structure was unreasonable In the case when using Bolting Shotcrete method the Bolting and Netting were installed firstly then shot concrete Therefore the wire mesh was located in the bottom of the concrete and the function of its tensile resistance and the compressive resistance of concrete were limited 7 The shape of cross section must be suitable for the high stress situation In deep roadway since the side pressure was relatively large the deformation of sidewall was great and the stability of the top was also affected 4 Countermeasures According to above analysis the common supporting method cannot resolve the supporting problems in deep high stress soft rock roadway And corresponding countermeasures must be adopted accordingly 1 The binding ability of surrounding rock surface must be strengthened to prevent the fracture zone from developing direct to the inner parts For example to strengthen the stiffness and strength of the mesh or to install bolting beam on local weak part can satisfy the request 2 The secondary supporting method can be taken accordingly In deep high stress soft rock roadway the initial deformation was great with quick deformation speed So the supporting structure trust be relatively flexible In the initial period large deformation can be allowed to release the energy with precondition of no failure of roadway But excessive deformation must be controlled Therefore in the later period sufficient strength and stiffness were necessary In the secondary support period to strengthen the strength of bolting and mesh such as increasing the length of anchors or installing abutting beam and steel band can be useful The best time to execute the secondary support was when the deformation reached the max and become stable 3 Using heavy wall can increase the support results One method was to use equal strength whorl steel anchor with full column cement grouted bolting to increase the thickness of self support layer of surrounding rock Another method was to use cable anchor Cable anchor can reach deep stable rock because of its great length and load pressure about 200KN on the rock and the bad deformation can be limited So the thickness of self support layer was enlarged The third method was to change the supporting structure Installing incline anchors on the root of roadway or forming the floor as anti arch then installing anchor beam to form an enclosed and integrated structure 4 Decreasing the failure zone increasing the surrounding rock strength and self support ability was a good method One method was to use smooth surface blasting which can decrease the surrounding rock shake and control circular cracking to maintain the integrity Second point was to maintain a smooth and even surface of roadway to avoid stress concentration The third was to use expansible material to fill the anchor hole 5 Applications According to the above analysis a new design for the 920 roadway presented above was done A horseshoe arch was adopted because of swelling rock and serious floor heave The follow supporting technique was adopted Firstly using the common Bolting Shotcrete to support for about 25 days based on the measurement of mine pressure Then the secondary support can be executed to form united support with sprouting bolting with sprouting and bolting netting with sprouting method And at the end of the secondary support cable anchor beam can be used as permanent supporting Supporting parameters are Anchor d518mm equal strength whorl steel anchor with full column cement grouted bolting 1800mm in length 1000mm 1000mm in interval interlaced arrangement in twice bolting and 500mm 1000mm in final spacing Wire mesh 5000mm 1050mm 8 wire netting grid with 100mm 100mm Concrete common Portland cement strength of the concrete 0150 120mm thick 90mm in the first time 30mm in the second Supporting processes 1 Excavating 2 Temporary supporting with 30mm concrete 3 Installing bolts 4 Sprouting concrete to 80 of the designed thickness 120mm 5 Executing the secondary support after 25 days with bolt mesh 6 Sprouting concrete to the designed thickness 7 Installing anchor cable and anchor beam By using above method and technique the supporting situation was good Only some little schistose fell off and the displacement of the top and sidewall were limited under 146mm No floor heaving appeared 6 Conclusion 1 The common supporting method cannot resolve the questions of deep high stress soft rock roadway and corresponding countermeasures must be used according to the real situation of mine pressure and reason of failure 2 Some methods must be useful such as strengthening the binding ability of the surrounding rock surface to avoid more development of fracture zone executing the secondary bolting netting with sprouting support to reform the structure and improve bearing situation increasing the strength and stiffness of secondary supporting structure to control the deformation effectively 3 Using equal strength whorl steel anchor with full column cement grouted bolting can improve the bearing situation and increase the thickness self support layer 4 As for deep high stress soft rock roadway enclosed supporting structure was the best selection At the same time installing incline anchors on the root of roadway or forming the floor as anti arch with anchor beam to form a enclosed and integrated supporting structure was useful method 在深埋高压力软岩环境中的支护技术在深埋高压力软岩环境中的支护技术 1 引言 随煤矿深度的增加和高压力的影响 在深埋岩层中巷道的煤矿的矿压力大大增 加了 普通锚喷支护的方法在这种情形下明显不被采用 这样煤矿的安全便成 为一大难题 主要原因在于支护手段的失效 本论文通过一个工程事例来研究 其中的对策 2 在一般情形下的事例 有一条巷道位于和煤层之间 长为 800 米 埋深为 1050 米 开挖深度为 920 米 岩性为砂岩 在巷道东边探明有一个相对较宽的向斜 这种结构所能承受 的力很大 大约为 巷道的断面形式为直墙半圆拱形 采用厚的喷射混凝土作 为临时支护和锚喷作为永久支护 被用于支护的 U25 型钢产生屈服而使支护系 统破坏 永久支护的概述如下 锚杆 端部灌浆树脂锚杆 长为 1800mm 间距为 800mm 钢筋网 钢丝网 网间距为 100mm 混凝土 普通硅酸盐水泥 水泥强度等级为 C150 厚度为 100 200mm 用此种支护方法进行支护 在巷道被开挖 120 米长时 两个月后巷道才出现很 大的变形 此时巷道的宽度从减少到了 并且底板隆起近 锚喷支护结构产生 滑移并且一些锚杆被破坏 3 分析 根据研究 导致巷道支护坡坏的原因被述叙如下 1 围岩自承的支护层厚度太小 在普通的支护方法中 采用端部灌浆树脂锚 杆 自承层的厚度大约为 0 6 米 它比起整个锚杆的长度来太小 围岩的压力 很难被抵挡住而且还有一些抗力则被浪费在锚杆上了 2 初始刚性支护力太大 开挖后 产生围岩压力和变形的重分布 因而来自 围岩的压力是很大的 刚性支护结构的抗力要大一些 荷载的压力也会大一些 在围岩支护结构和围岩压力之间最终有一定的关系 在开挖初期 为了适应围 岩变形大而快的特性上部支护结构的刚度也要大一些 因为不连续的支护形式 和围岩变形将能导致巷道破坏 3 围岩表面的粘结能力太差 在高压力和结构应力的影响下 支护结构的变 形首先出现在比较松软的区域 此时岩石的松弛和缺陷形成为破碎带 破碎带 的发展导致自承层的破坏 在深埋高压的软岩巷道中 当采用普通的锚喷支护 时 混凝土结构的强度相对较低 断裂面的发展与局部破坏使混凝土的粘结能 力不会很强 此时围岩则已经破坏 4 用锚喷支护作为一次永久性支护结构的方法 在深埋高压的软岩巷道中没 有被采用过 高压和连续变形是深埋巷道开挖后基本特征 因而很难一次性支 护 一次锚喷支护破坏后 采用 U 型钢支护将会导致支护材料和巷道有效空间 的浪费 5 不封闭的支护结构不适用于深埋高压的软岩巷道 在深埋高压的软岩巷道 中 围岩的相对变形很大 在底板没有进行处理时 采用不封闭的支护方法进 行支护将产生很大隆起 当底板开裂后 更多的松弛则出现在边墙上 此时边 墙的根部被破坏 因而使整个巷道也被破坏 6 不合理的锚喷支护 在一些情况下当采用锚喷的方法进行支护时 首先是 安装锚杆和锚网 之后再喷射混凝土 因此 锚喷网被安置在混凝土的底部 它的作用是抗拉 而混凝土则被限制而抗压 7 巷道的断面形式必须与高压力的情形相适应 在深埋巷道中 自从侧向压 力相对变大后 边墙的变形也会相对增大 顶部的稳定性也会受到影响 4 解决方案 根据上面的分析 在深埋高压的软岩巷道中 普通的支护方法不能解决其支护 问题 信息法施工的方案应该相应的被采纳 1 围岩表面的粘结能力必须被加强 以防止破碎面从围岩内部发展 例如 加强钢筋网的支护强度或在破碎带安装锚固梁能够满足要求 2 二次支护的方法应相应的被采纳 在深埋高压的软岩巷道中 初始变形以 很快的速度达到最大值 因此支护结构必须相对松弛 在初始阶段 通过对未 破坏巷道的预处理 大的变形被允许用来释放一部分能量 但必须控制过大的 变形 所以在之后的阶段 支护结构必须具备足够的强度和刚度 在二次支护 阶段 增加锚杆锚网的强度 例如增加锚杆强度或安装支撑梁和条形钢的方法 能够被采用 二次支护最佳的支护时间是当变形达到最大 而结构又变得稳定 时 3 采用重力式挡墙能够改善支护的效果 一种方法是用全程混凝土灌浆锚固 法 能够增加围岩自承层的厚度 另外一种方法是采用锚索 因为它很长 承 受的荷载大 一般大约为 200KN 在围岩内能够限制不必要的变形 因此自承 层的厚度被增大了 第三种方法是改变自承的结构 在巷道根部安装倾斜的锚 杆或安装以预先的一个拱作为底版的形状来构成 一个封闭 而和谐的结构 4 减少破碎带 增加围岩的强度和自承能力是一种好方法 此种方法由光面 爆破来完成 它能维持围岩的完整性 减少围岩的扰动和控制环的破坏 第二 点 维护断面轮廓的光滑来避免巷道表面的应力集中 第三 用膨胀性材料填 充炮眼 5 要求 根据以上的分析 基于以上做法对 920m 的巷道提供一种新的