曹 利

(神华包神铁路集团公司，内蒙古 鄂尔多斯 017000)

0 引言

随着不断增加的煤矿开采和铁路建设，势必会遇到铁路隧道穿越煤矿开采区的情况。铁路隧道穿越煤矿时，采空区的存在往往会对铁路隧道设计、施工、运营造成较大的安全风险;采空区对隧道工程建设而言，是近年来才出现的新课题，许多治理技术缺乏实践，理论还不够完善［1－2］。从隧道建设角度看，当无法避开采空区时，必须对采空区地段隧道进行安全性分析，并采取有效的技术措施，以确保隧道施工的安全和建成后的正常运营［3－4］。国内外关于隧道穿越煤系地层采空区方面的研究主要有以下3个方面［5］:1)结合工程实例介绍相应的施工措施及效果;2)通过施工动态数值模拟验证位移监测资料，从而制定采空区处理措施和优化后期支护方案;3)研究有关煤岩的本构方程和流变力学参数，为煤岩变形受力理论依据。

目前，专门针对隧道下穿房柱式采空区的研究还比较少。为了探究房柱式采空区开采过程和隧道下穿采空区施工过程的相互影响，本文以巴准铁路敖包沟隧道为依托，采用MIDAS－GTS数值软件建立采空区下隧道施工分析模型，分析煤层开采、隧道开挖施工过程中造成变形规律，并提出相应施工措施。

1 隧道与采空区特征概述

1.1 采空区特征

隧道穿越鄂尔多斯准格尔旗煤田敖家沟西梁煤矿，煤层呈近水平产状分布。隧道在采空区段以下穿为主，下穿距离长、难度大、安全风险高。采空区区内地下水主要为松散岩类孔隙潜水和碎屑岩类孔隙、裂隙潜水－承压水。隧道下穿采空区段围岩弱富水，围岩稳定性受水的影响较小，但老采空区因地面塌陷，地表降水渗入会造成地下水集聚，隧道下穿施工时风险增大。

隧道下穿采空区时，采空区开采形式不同，其对下穿隧道施工围岩变形的影响也不同［6］。敖包沟隧道区中兴煤矿采用巷柱式开采方法，与房式类似，并采用自然跨落管理采空区顶板。该矿北侧线路所经之处在2005年之前已开采，所采煤层为3#煤层，后停采。采空区沉陷影响主要导致地面裂缝，裂缝主要分布在D1K32+380～+460，采空区影响长度约80 m;按分布情况可分为2组，裂缝断续相连，总体上呈弧形向下山方向发展，裂缝长约30～80 m，宽约10～100 mm，断续延伸最大长度120 m，错台高差约10～30 mm。根据钻探结果确定:沿铁路中轴方向在D1K32+340～+700段为采空区影响范围(如图1所示)，采空标高约1 361.69～1 367.45 m，局部地段发生塌陷。

敖包沟隧道煤矿采空区基本位于地面60 m以下，剖面上采空区分布比较广泛，大部分已冒落，裂隙较发育，在煤矿采空塌陷区顶板距地表约30 m，地面裂缝及地面塌陷区明显，如图2所示。裂隙发育不但会成为导水通道，而且加快了基岩的风化速度，因此会严重影响工程地质稳定性。

图1 中兴煤矿采空区裂缝分布Fig.1 Distribution of cracks caused by goaf of Zhongxing Coal Mine

图2 采空区形成的地面裂缝Fig.2 Ground surface cracks caused by goaf

1.2 工程概述

敖包沟隧道是巴准铁路的控制性工程，为单洞双线铁路隧道;位于内蒙古西部高原区，地貌以低中山区为主，地形起伏。

敖包沟隧道所在地层为煤系地层，在蒙西地区分布广泛。隧道洞身围岩主要以砂岩夹泥岩、泥岩等为主，具有弱膨胀性，围岩强度低，自稳能力差，属弱富水段，部分区段隧道围岩稳定性受地下水影响。采空区段人工填土分布广泛，全风化砂质黄土层厚度较大。采空区主要位于砂岩夹泥岩层，风化层厚不一，强风化带埋深5～30 m，微风化带在30 m以下。隧道洞身主要在泥岩层中，以夹层方式存在于砂岩中，浅灰色，遇水具有弱软化膨胀性，易崩解，如图3所示。

图3 隧道洞身处泥岩Fig.3 Mudstone in tunnel

2 隧道下穿采空区施工数值模拟

2.1 本构模型的选取

对于连续介质力学为主的岩土体，由于其材料的特殊性，其本构特征与连续介质又不完全相同，不但存在塑性应变，有时塑性应变甚至超过弹性应变。不同岩土材料选择力学模型时，本构模型应尽量能使计算结果接近于实际工程。针对敖包沟隧道下穿采空区时围岩特性，选用理想弹塑性本构模型进行模拟［7］。

对理想弹塑性材料而言，材料开始屈服就意味着开始破坏，因此，其屈服条件亦即是破坏条件［8］，本次数值模拟采用摩尔－库仑(Mohr－Coulomb)屈服准则。

2.2 数值模型的建立

在本次计算中，隧道采用非圆形洞室，断面面积约100 m2，隧道两侧及上下边界均取4倍洞径。本文采用二维模型进行房柱式采空区下隧道施工过程分析，模型总尺寸为110 m×110 m，采空区埋深30 m，隧道跨径11.8 m，隧道净高10.5 m，隧道距采空区地板1倍隧道跨径。房柱式采空区尺寸为6 m×3 m(宽×高)，采空巷道之间留有煤柱，煤柱宽6 m。模型基本情况如图4所示。

采空区所处地层为弱风化砂岩夹泥岩，隧道洞身处于泥岩。隧道下穿采空区施工模拟考虑开挖后支护结构的受力，计算模型中设置初期支护与模筑混凝土衬砌单元，采用弹性体模拟，主要地层和材料参数取值如表1。初期支护采用薄板混凝土单元模拟，二次衬砌采用钢筋混凝土实体单元模拟。在隧道拱顶、拱底、拱腰，采空区顶板中线点、地板中线点和地表布置监控量测点。

图4 房柱式开采法模型Fig.4 Model of the tunnel and goaf

表1 围岩材料参数Table 1 Parameters of surrounding rocks

2.3 隧道施工过程模拟

2.3.1 隧道断面设计

隧道下穿采空区按照新奥法理念采用复合式衬砌设计，拟采用超前小导管、锚杆、钢拱架、喷射混凝土进行初期支护，后采用钢筋混凝土二次衬砌支护，防止围岩失稳破坏。

隧道施工采用二台阶临时仰拱分部弱爆破开挖，严格控制装药量和炮眼深度，施工循环进尺2 m/d，上下台阶间距30 m。施工前做好排水、防导水系统，初期支护采用喷锚+格栅拱+钢筋网联合支护，二次衬砌采用液压衬砌台车浇筑。

数值模拟简化隧道初期支护，采用薄板混凝土单元进行模拟，二次衬砌采用钢筋混凝土实体单元。隧道开挖与支护断面如图5所示。

2.3.2 施工步骤设定及假设

利用MIDAS－GTS进行数值计算时，通过单元激活与钝化进行煤层开采与隧道施工的模拟。为了真实地模拟施工过程，在每个施工步中设定适量增量步，地层应力逐步释放;每步荷载释放量采用荷载释放系数控制，分别取0.4，0.3，0.3;假定采空区未进行支护;模型中简化了地层，忽略煤系地层分层相互作用，计算过程中假定地层水平与竖向特性相同［9］;岩层模型采用理想弹塑性本构模型，初期支护及二次衬砌采用理想弹性本构模型;模型底边为全约束边界，模型两侧及底部采用位移约束，水平(x)、垂直(z)方向位移均为0;模型上边界定为自由边界;忽略水对采空区及隧道的影响，仅施加自重荷载。

3 围岩变形分布规律

3.1 变形规律

隧道下穿房柱式采空区后围岩与隧道围岩位移场分别如图6和图7所示。

图5 隧道施工台阶开挖示意图Fig.5 Tunnel construction steps

图6 煤层开采后地层位移Fig.6 Ground displacement after coal bed mining

由图6可知，煤层开采后，采空区侧壁和煤柱水平位移较大，影响范围延伸至地表2倍煤层长度范围内;但采空区与煤柱下方岩体水平位移变化较小。采空区垂直方向位移变化较大，采空区上部以沉降为主，随着煤层开采沉降效应延伸至地表;采空区底板出现小量隆起，产生隆起深度大约为1倍于采煤长度。与此同时，煤柱垂直位移以压缩为主。对比两侧采空区与中间位置采空区位移量可知，两侧采空区垂直位移变化较中间采空区明显偏小。

图7 隧道开挖、施作二次衬砌后地层位移Fig.7 Ground displacement after tunnel excavation and secondary lining installation

由图7可知，隧道开挖、衬砌施作后，采空区边墙水平位移变化不大，中间采空区边墙位移最大。采空区顶板及底板垂直位移变大，并导致地表沉降加剧，影响范围相应变大，达到约3倍开采范围，延伸至模型边界区。采空区底板变形以隆起为主，中间采空区底板隆起值比两侧采空区地板隆起小，这与采空区下部隧道开挖岩体卸载有关。对于隧道，开挖轮廓受到地压作用收敛，隧道拱部及上部围岩水平变形较大，变形主要位于拱部约45°岩体范围内，隧道拱顶与底板垂直位移变形明显。

3.2 随施工步变化

煤层开采后，随开采进行采空区位移增加，采空区顶板变形增大甚至塌落，地表发生沉降，隧道开挖引起的围岩扰动对采空区底板及上部围岩变形造成影响。房柱式采空区下隧道施工时围岩位移随施工步的变化规律如图8所示。

图8 隧道下穿房柱式采空区施工时围岩位移Fig.8 Regularity of deformation caused by tunneling underneath room-pillar goaf

由图8可知:

1)煤层开采后，采空区顶板发生沉降、底板发生隆起，变形随隧道开挖逐渐增大，上台阶开挖对采空区垂直位移影响较大，隧道支护对采空区位移发展有明显抑制作用。采空区和煤柱最大水平位移为8.9 mm，最大垂直位移15.3 mm。

2)隧道施工时，煤柱水平与垂直位移均随隧道开挖而变化，煤柱垂直位移比水平位移大，水平位移随开挖变化值很小。隧道水平收敛最大31 mm，拱顶沉降最大达33.7 mm，地表沉降最大值达21.6 mm。

3)隧道拱顶沉降及水平收敛随隧道开挖不断增大，支护施作完成后，增大减缓。隧道下穿采空区施工对采空区、煤柱、地表位移都有影响，对比垂直方向地表沉降、采空区顶板沉降、隧道拱顶沉降和煤柱垂直位移可知，垂直位移随隧道开挖步变化规律相似，四者相关性较高。

4 采空区隧道段工程措施

隧道下穿房柱式采空区爆破施工时，地表和采空区受到爆破振动影响频繁，考虑到隧道施工和采空区的安全性，须对隧道开挖爆破振动予以控制，解缓其对周围环境的影响。根据上述变形特征，拟采用以下措施通过采空区路段:

1)开挖与支护。洞内采用超前大管棚配合小导管预加固，管棚内插入钢筋笼;初期支护采用工字钢拱架闭合支撑，间距50 cm，喷射混凝土30 cm。安装拱顶型钢，采用满堂式钢管脚手架将拱顶型钢撑住，直接在拱墙上掏槽，将型钢拱脚斜向安装在槽内，打上锁脚锚杆，喷射混凝土形成保护壳，再开挖岩体。型钢钢架由原来的1 m/榀调整为0.5 m/榀;当有条件实施型钢至基底时，及时安装型钢，与拱顶型钢采用焊接固定，槽内撑脚不拆除，保持整体受力，如此循环反复直至隧道掘进工作面。

2)隧道开挖爆破振动控制。确定合理地爆破参数。采用根据实测数据拟合得出的隧道开挖爆破振动速度衰减经验公式v=162.88，将最大段装药量Q和爆源到测点的距离R代入公式，预测测点的质点振动速度;根据对震动速度的限定来从而反推出隧道爆破施工振动控制的最大装药量与爆心距。隧道下穿采空区爆破施工时，采用优化装药分区、控制最大装药量、楔形掏槽配合微台阶开挖的隧道下穿采空区综合施工方法。

3)加强监控量测。下穿采空区段施工过程中在加强隧道拱顶、拱底及边墙变形量测的同时，应增加对采用区顶板位移、地表沉降的监控量测，特别对地表已经出现裂缝的情况，应紧密监控裂缝尺寸和走势。

5 结论与讨论

1)采空区开挖造成采空区侧壁和煤柱水平位移达8.9 mm，影响延伸至2倍采煤长度地表范围内;煤柱垂直位移以压缩为主，最大垂直位移15.3 mm。隧道开挖引起采空区底板与顶板竖向位移增大，地表沉降最大值达21.6 mm，影响区扩大至3倍开采长度;中间采空区底板隆起值比两侧小，这与采空区下部隧道开挖岩体卸载有关;隧道拱部及上部围岩水平变形主要位于拱部上方45°岩体范围内，最大达33.7 mm。

2)采空区、煤柱、地表变形随隧道开挖步变化规律相关性较高，隧道拱顶受采空区底板变形影响是引起失稳的主要原因。

3)隧道下穿采空区时，洞内采用超前大管棚配合小导管预加固，工字钢拱架闭合支撑后喷锚初期支护;爆破施工采用优化装药分区、控制最大装药量、楔形掏槽配合微台阶开挖的综合施工方法，能有效控制隧道下穿采空区施工对围岩的影响。

4)本文对铁路隧道下穿煤矿采空区二者相互影响进行了一些尝试性的研究，但二者之间的影响因素较多，要明确各影响因素之间的量化关系需要进行更深入系统的研究。

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