下穿房柱式采空區(qū)隧道變形規(guī)律與控制研究

曹 利

(神華包神鐵路集團公司，內蒙古 鄂爾多斯 017000)

0 引言

隨著不斷增加的煤礦開采和鐵路建設，勢必會遇到鐵路隧道穿越煤礦開采區(qū)的情況。鐵路隧道穿越煤礦時，采空區(qū)的存在往往會對鐵路隧道設計、施工、運營造成較大的安全風險;采空區(qū)對隧道工程建設而言，是近年來才出現(xiàn)的新課題，許多治理技術缺乏實踐，理論還不夠完善［1－2］。從隧道建設角度看，當無法避開采空區(qū)時，必須對采空區(qū)地段隧道進行安全性分析，并采取有效的技術措施，以確保隧道施工的安全和建成后的正常運營［3－4］。國內外關于隧道穿越煤系地層采空區(qū)方面的研究主要有以下3個方面［5］:1)結合工程實例介紹相應的施工措施及效果;2)通過施工動態(tài)數(shù)值模擬驗證位移監(jiān)測資料，從而制定采空區(qū)處理措施和優(yōu)化后期支護方案;3)研究有關煤巖的本構方程和流變力學參數(shù)，為煤巖變形受力理論依據(jù)。

目前，專門針對隧道下穿房柱式采空區(qū)的研究還比較少。為了探究房柱式采空區(qū)開采過程和隧道下穿采空區(qū)施工過程的相互影響，本文以巴準鐵路敖包溝隧道為依托，采用MIDAS－GTS數(shù)值軟件建立采空區(qū)下隧道施工分析模型，分析煤層開采、隧道開挖施工過程中造成變形規(guī)律，并提出相應施工措施。

1 隧道與采空區(qū)特征概述

1.1 采空區(qū)特征

隧道穿越鄂爾多斯準格爾旗煤田敖家溝西梁煤礦，煤層呈近水平產狀分布。隧道在采空區(qū)段以下穿為主，下穿距離長、難度大、安全風險高。采空區(qū)區(qū)內地下水主要為松散巖類孔隙潛水和碎屑巖類孔隙、裂隙潛水－承壓水。隧道下穿采空區(qū)段圍巖弱富水，圍巖穩(wěn)定性受水的影響較小，但老采空區(qū)因地面塌陷，地表降水滲入會造成地下水集聚，隧道下穿施工時風險增大。

隧道下穿采空區(qū)時，采空區(qū)開采形式不同，其對下穿隧道施工圍巖變形的影響也不同［6］。敖包溝隧道區(qū)中興煤礦采用巷柱式開采方法，與房式類似，并采用自然跨落管理采空區(qū)頂板。該礦北側線路所經之處在2005年之前已開采，所采煤層為3#煤層，后停采。采空區(qū)沉陷影響主要導致地面裂縫，裂縫主要分布在D1K32+380～+460，采空區(qū)影響長度約80 m;按分布情況可分為2組，裂縫斷續(xù)相連，總體上呈弧形向下山方向發(fā)展，裂縫長約30～80 m，寬約10～100 mm，斷續(xù)延伸最大長度120 m，錯臺高差約10～30 mm。根據(jù)鉆探結果確定:沿鐵路中軸方向在D1K32+340～+700段為采空區(qū)影響范圍(如圖1所示)，采空標高約1 361.69～1 367.45 m，局部地段發(fā)生塌陷。

敖包溝隧道煤礦采空區(qū)基本位于地面60 m以下，剖面上采空區(qū)分布比較廣泛，大部分已冒落，裂隙較發(fā)育，在煤礦采空塌陷區(qū)頂板距地表約30 m，地面裂縫及地面塌陷區(qū)明顯，如圖2所示。裂隙發(fā)育不但會成為導水通道，而且加快了基巖的風化速度，因此會嚴重影響工程地質穩(wěn)定性。

圖1 中興煤礦采空區(qū)裂縫分布Fig.1 Distribution of cracks caused by goaf of Zhongxing Coal Mine

圖2 采空區(qū)形成的地面裂縫Fig.2 Ground surface cracks caused by goaf

1.2 工程概述

敖包溝隧道是巴準鐵路的控制性工程，為單洞雙線鐵路隧道;位于內蒙古西部高原區(qū)，地貌以低中山區(qū)為主，地形起伏。

敖包溝隧道所在地層為煤系地層，在蒙西地區(qū)分布廣泛。隧道洞身圍巖主要以砂巖夾泥巖、泥巖等為主，具有弱膨脹性，圍巖強度低，自穩(wěn)能力差，屬弱富水段，部分區(qū)段隧道圍巖穩(wěn)定性受地下水影響。采空區(qū)段人工填土分布廣泛，全風化砂質黃土層厚度較大。采空區(qū)主要位于砂巖夾泥巖層，風化層厚不一，強風化帶埋深5～30 m，微風化帶在30 m以下。隧道洞身主要在泥巖層中，以夾層方式存在于砂巖中，淺灰色，遇水具有弱軟化膨脹性，易崩解，如圖3所示。

圖3 隧道洞身處泥巖Fig.3 Mudstone in tunnel

2 隧道下穿采空區(qū)施工數(shù)值模擬

2.1 本構模型的選取

對于連續(xù)介質力學為主的巖土體，由于其材料的特殊性，其本構特征與連續(xù)介質又不完全相同，不但存在塑性應變，有時塑性應變甚至超過彈性應變。不同巖土材料選擇力學模型時，本構模型應盡量能使計算結果接近于實際工程。針對敖包溝隧道下穿采空區(qū)時圍巖特性，選用理想彈塑性本構模型進行模擬［7］。

對理想彈塑性材料而言，材料開始屈服就意味著開始破壞，因此，其屈服條件亦即是破壞條件［8］，本次數(shù)值模擬采用摩爾－庫侖(Mohr－Coulomb)屈服準則。

2.2 數(shù)值模型的建立

在本次計算中，隧道采用非圓形洞室，斷面面積約100 m2，隧道兩側及上下邊界均取4倍洞徑。本文采用二維模型進行房柱式采空區(qū)下隧道施工過程分析，模型總尺寸為110 m×110 m，采空區(qū)埋深30 m，隧道跨徑11.8 m，隧道凈高10.5 m，隧道距采空區(qū)地板1倍隧道跨徑。房柱式采空區(qū)尺寸為6 m×3 m(寬×高)，采空巷道之間留有煤柱，煤柱寬6 m。模型基本情況如圖4所示。

采空區(qū)所處地層為弱風化砂巖夾泥巖，隧道洞身處于泥巖。隧道下穿采空區(qū)施工模擬考慮開挖后支護結構的受力，計算模型中設置初期支護與模筑混凝土襯砌單元，采用彈性體模擬，主要地層和材料參數(shù)取值如表1。初期支護采用薄板混凝土單元模擬，二次襯砌采用鋼筋混凝土實體單元模擬。在隧道拱頂、拱底、拱腰，采空區(qū)頂板中線點、地板中線點和地表布置監(jiān)控量測點。

圖4 房柱式開采法模型Fig.4 Model of the tunnel and goaf

表1 圍巖材料參數(shù)Table 1 Parameters of surrounding rocks

2.3 隧道施工過程模擬

2.3.1 隧道斷面設計

隧道下穿采空區(qū)按照新奧法理念采用復合式襯砌設計，擬采用超前小導管、錨桿、鋼拱架、噴射混凝土進行初期支護，后采用鋼筋混凝土二次襯砌支護，防止圍巖失穩(wěn)破壞。

隧道施工采用二臺階臨時仰拱分部弱爆破開挖，嚴格控制裝藥量和炮眼深度，施工循環(huán)進尺2 m/d，上下臺階間距30 m。施工前做好排水、防導水系統(tǒng)，初期支護采用噴錨+格柵拱+鋼筋網聯(lián)合支護，二次襯砌采用液壓襯砌臺車澆筑。

數(shù)值模擬簡化隧道初期支護，采用薄板混凝土單元進行模擬，二次襯砌采用鋼筋混凝土實體單元。隧道開挖與支護斷面如圖5所示。

2.3.2 施工步驟設定及假設

利用MIDAS－GTS進行數(shù)值計算時，通過單元激活與鈍化進行煤層開采與隧道施工的模擬。為了真實地模擬施工過程，在每個施工步中設定適量增量步，地層應力逐步釋放;每步荷載釋放量采用荷載釋放系數(shù)控制，分別取0.4，0.3，0.3;假定采空區(qū)未進行支護;模型中簡化了地層，忽略煤系地層分層相互作用，計算過程中假定地層水平與豎向特性相同［9］;巖層模型采用理想彈塑性本構模型，初期支護及二次襯砌采用理想彈性本構模型;模型底邊為全約束邊界，模型兩側及底部采用位移約束，水平(x)、垂直(z)方向位移均為0;模型上邊界定為自由邊界;忽略水對采空區(qū)及隧道的影響，僅施加自重荷載。

3 圍巖變形分布規(guī)律

3.1 變形規(guī)律

隧道下穿房柱式采空區(qū)后圍巖與隧道圍巖位移場分別如圖6和圖7所示。

圖5 隧道施工臺階開挖示意圖Fig.5 Tunnel construction steps

圖6 煤層開采后地層位移Fig.6 Ground displacement after coal bed mining

由圖6可知，煤層開采后，采空區(qū)側壁和煤柱水平位移較大，影響范圍延伸至地表2倍煤層長度范圍內;但采空區(qū)與煤柱下方巖體水平位移變化較小。采空區(qū)垂直方向位移變化較大，采空區(qū)上部以沉降為主，隨著煤層開采沉降效應延伸至地表;采空區(qū)底板出現(xiàn)小量隆起，產生隆起深度大約為1倍于采煤長度。與此同時，煤柱垂直位移以壓縮為主。對比兩側采空區(qū)與中間位置采空區(qū)位移量可知，兩側采空區(qū)垂直位移變化較中間采空區(qū)明顯偏小。

圖7 隧道開挖、施作二次襯砌后地層位移Fig.7 Ground displacement after tunnel excavation and secondary lining installation

由圖7可知，隧道開挖、襯砌施作后，采空區(qū)邊墻水平位移變化不大，中間采空區(qū)邊墻位移最大。采空區(qū)頂板及底板垂直位移變大，并導致地表沉降加劇，影響范圍相應變大，達到約3倍開采范圍，延伸至模型邊界區(qū)。采空區(qū)底板變形以隆起為主，中間采空區(qū)底板隆起值比兩側采空區(qū)地板隆起小，這與采空區(qū)下部隧道開挖巖體卸載有關。對于隧道，開挖輪廓受到地壓作用收斂，隧道拱部及上部圍巖水平變形較大，變形主要位于拱部約45°巖體范圍內，隧道拱頂與底板垂直位移變形明顯。

3.2 隨施工步變化

煤層開采后，隨開采進行采空區(qū)位移增加，采空區(qū)頂板變形增大甚至塌落，地表發(fā)生沉降，隧道開挖引起的圍巖擾動對采空區(qū)底板及上部圍巖變形造成影響。房柱式采空區(qū)下隧道施工時圍巖位移隨施工步的變化規(guī)律如圖8所示。

圖8 隧道下穿房柱式采空區(qū)施工時圍巖位移Fig.8 Regularity of deformation caused by tunneling underneath room-pillar goaf

由圖8可知:

1)煤層開采后，采空區(qū)頂板發(fā)生沉降、底板發(fā)生隆起，變形隨隧道開挖逐漸增大，上臺階開挖對采空區(qū)垂直位移影響較大，隧道支護對采空區(qū)位移發(fā)展有明顯抑制作用。采空區(qū)和煤柱最大水平位移為8.9 mm，最大垂直位移15.3 mm。

2)隧道施工時，煤柱水平與垂直位移均隨隧道開挖而變化，煤柱垂直位移比水平位移大，水平位移隨開挖變化值很小。隧道水平收斂最大31 mm，拱頂沉降最大達33.7 mm，地表沉降最大值達21.6 mm。

3)隧道拱頂沉降及水平收斂隨隧道開挖不斷增大，支護施作完成后，增大減緩。隧道下穿采空區(qū)施工對采空區(qū)、煤柱、地表位移都有影響，對比垂直方向地表沉降、采空區(qū)頂板沉降、隧道拱頂沉降和煤柱垂直位移可知，垂直位移隨隧道開挖步變化規(guī)律相似，四者相關性較高。

4 采空區(qū)隧道段工程措施

隧道下穿房柱式采空區(qū)爆破施工時，地表和采空區(qū)受到爆破振動影響頻繁，考慮到隧道施工和采空區(qū)的安全性，須對隧道開挖爆破振動予以控制，解緩其對周圍環(huán)境的影響。根據(jù)上述變形特征，擬采用以下措施通過采空區(qū)路段:

1)開挖與支護。洞內采用超前大管棚配合小導管預加固，管棚內插入鋼筋籠;初期支護采用工字鋼拱架閉合支撐，間距50 cm，噴射混凝土30 cm。安裝拱頂型鋼，采用滿堂式鋼管腳手架將拱頂型鋼撐住，直接在拱墻上掏槽，將型鋼拱腳斜向安裝在槽內，打上鎖腳錨桿，噴射混凝土形成保護殼，再開挖巖體。型鋼鋼架由原來的1 m/榀調整為0.5 m/榀;當有條件實施型鋼至基底時，及時安裝型鋼，與拱頂型鋼采用焊接固定，槽內撐腳不拆除，保持整體受力，如此循環(huán)反復直至隧道掘進工作面。

2)隧道開挖爆破振動控制。確定合理地爆破參數(shù)。采用根據(jù)實測數(shù)據(jù)擬合得出的隧道開挖爆破振動速度衰減經驗公式v=162.88，將最大段裝藥量Q和爆源到測點的距離R代入公式，預測測點的質點振動速度;根據(jù)對震動速度的限定來從而反推出隧道爆破施工振動控制的最大裝藥量與爆心距。隧道下穿采空區(qū)爆破施工時，采用優(yōu)化裝藥分區(qū)、控制最大裝藥量、楔形掏槽配合微臺階開挖的隧道下穿采空區(qū)綜合施工方法。

3)加強監(jiān)控量測。下穿采空區(qū)段施工過程中在加強隧道拱頂、拱底及邊墻變形量測的同時，應增加對采用區(qū)頂板位移、地表沉降的監(jiān)控量測，特別對地表已經出現(xiàn)裂縫的情況，應緊密監(jiān)控裂縫尺寸和走勢。

5 結論與討論

1)采空區(qū)開挖造成采空區(qū)側壁和煤柱水平位移達8.9 mm，影響延伸至2倍采煤長度地表范圍內;煤柱垂直位移以壓縮為主，最大垂直位移15.3 mm。隧道開挖引起采空區(qū)底板與頂板豎向位移增大，地表沉降最大值達21.6 mm，影響區(qū)擴大至3倍開采長度;中間采空區(qū)底板隆起值比兩側小，這與采空區(qū)下部隧道開挖巖體卸載有關;隧道拱部及上部圍巖水平變形主要位于拱部上方45°巖體范圍內，最大達33.7 mm。

2)采空區(qū)、煤柱、地表變形隨隧道開挖步變化規(guī)律相關性較高，隧道拱頂受采空區(qū)底板變形影響是引起失穩(wěn)的主要原因。

3)隧道下穿采空區(qū)時，洞內采用超前大管棚配合小導管預加固，工字鋼拱架閉合支撐后噴錨初期支護;爆破施工采用優(yōu)化裝藥分區(qū)、控制最大裝藥量、楔形掏槽配合微臺階開挖的綜合施工方法，能有效控制隧道下穿采空區(qū)施工對圍巖的影響。

4)本文對鐵路隧道下穿煤礦采空區(qū)二者相互影響進行了一些嘗試性的研究，但二者之間的影響因素較多，要明確各影響因素之間的量化關系需要進行更深入系統(tǒng)的研究。

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