下伏水平采空区隧道开挖稳定性数值模拟

周超月，方　勇，刘书斌，杨志浩

(西南交通大学交通隧道工程教育部重点实验室，四川成都　610031)



下伏水平采空区隧道开挖稳定性数值模拟

周超月，方勇，刘书斌，杨志浩

(西南交通大学交通隧道工程教育部重点实验室，四川成都610031)

摘要:采空区的存在将对隧道开挖过程中洞周位移和支护内力产生不利影响。本文以观斗山隧道为依托工程，采用有限元软件FLAC3D模拟了下伏水平采空区隧道的开挖过程，分析了采空区与隧道不同间距对隧道洞周位移和支护内力的影响。结果表明:当两者的间距＜12 m( 1倍洞径)时，随着下伏采空区与隧道间距增大，采空区对隧道的不利影响显著减小;当间距由12 m增加至24 m时，这种影响逐渐减弱并趋于稳定;下伏水平采空区对隧道施工安全性影响的临界距离可定为2倍隧道洞径。

关键词:下伏采空区洞周位移支护内力隧道稳定性

采空区是指地下矿产资源被采出后形成的空洞区。采空区所在的区域容易产生地表沉陷，导致连续或非连续变形，由此引来一系列岩土工程问题，给矿区工程建设留下巨大隐患［1］。近年来，随着交通网越来越密，山区道路经常会遇到隧道穿越采空区的现象。因此，正确分析评价煤系地层采空区内隧道的稳定性，便成为隧道穿越采空区治理方法研究中的主要问题。

有关采空区的数值模拟出现于20世纪80年代后期: WOOD［2］运用边界元研究覆岩产生离层和裂缝出现的位置、高度及力学条件; YAO等［3］采用非线性有限元法分析倾斜煤层开采时地表的沉降。采空区对隧道工程建设而言是近年来才出现的新课题:王树仁等［4］利用MIDAS/GTS有限元程序构建三维计算模型，分析采空区内隧道开挖施工的地表变形响应过程，隧道初衬结构变形及结构受力，确定了地表沉陷盆地特征及沉陷盆地中心隧道初衬结构变形和受力关键部位。李辉等［5］通过有限元数值模拟计算得出隧道洞室的拱顶下沉和周边收敛值并与实际观测值进行对比，有效地指导了安全施工。晏启祥等［6］通过对隧道线路沿线煤层和采空区分布位置、分布规模综合分析，将隧道瓦斯爆炸和采空区失稳界定为施工典型风险，其中采空区失稳以不均匀沉降和上覆顶部塌陷为主。张志沛等［7］利用数值模拟软件研究隧道与采空区所在的空间位置对隧道稳定性的影响，为安全施工提供一定的理论依据。杨志浩等［8］通过控制变量法建立双层采空区隧道模型进行计算，结果表明当采空区之间间距大于20倍煤层采高时，双层采空区可按单层采空区处理。

可以看出，既有的研究主要集中在二维数值模拟或采空区对隧道稳定性某一方面的影响，得出的结论也仅适用于相应工况。本文采用大型有限元计算软件FLAC3D进行隧道开挖三维模拟，研究隧道下伏采空区时，采空区与隧道间距变化对隧道洞周位移、初期支护内力及围岩塑性区的影响，并确定隧道与采空区之间的安全距离［9］。

1　计算模型的建立

1. 1计算模型与工况

采空区自顶板岩层向上形成“三带”:冒落带、裂隙带、弯曲带［10］。观斗山隧道下伏水平采空区段隧道埋深70 m，隧道洞径为12 m，高为9. 6 m。依据经验公式［11］可计算出采空区冒落带高度约为5 m，裂隙带高度约为20 m。

考虑圣维南原理，为简化计算，取隧道周围大于5倍洞径范围［12］的围岩作为分析对象。计算模型中围岩采用矩形网格模拟，锚杆采用Cable单元，支护采用壳体单元模拟。数值计算中隧道洞径D取为12 m，埋深70 m，冒落带高度为5 m，裂隙带高度为20 m，采空区“三带”和基岩网格的具体划分如图1所示。两侧、前后边界均采用水平方向位移约束，底部边界采用竖直方向位移约束。根据研究目的，数值计算通过改变下伏采空区与隧道的间距模拟采空区对隧道的影响，选取下伏采空区距隧道底部距离分别为1，2，6( 0. 5D)，12( 1D)，18( 1. 5D)，24( 2D)，36( 3D)，48 m ( 4D)，其中D为隧道的洞径。

图1数值计算模型

1. 2计算参数的选取

计算区域内岩体力学参数的选取是数值模拟计算的关键。其中冒落带岩块空隙较大，无规则的堆积在采空区内;裂隙带岩层产生较大的弯曲变形及破坏;弯曲带岩体压实程度好，不存在或极少存在离层裂缝。结合工程实际情况，参考相关资料［13-15］采空区冒落带、裂隙带围岩参数的选取参照Ⅵ级围岩确定，采空区弯曲带和基岩参数的选取参照Ⅴ级围岩确定，具体参数的选取如表1所示。

1. 3开挖工法模拟

模型纵向取50 m，开挖进尺2 m，共模拟25个完整的施工循环。上、下台阶法的开挖步骤为:上台阶开挖( 7次，每次1个进尺，下同)→上台阶锚喷支护→开挖下台阶( 1个进尺)→下台阶锚喷支护→开挖上台阶( 1个进尺)→上台阶锚喷支护→开挖下台阶( 7次，每次1个进尺，下同)→下台阶锚喷支护。

2　计算结果及分析

为了消除边界效应的影响，取模型纵向中间断面( Y = 25 m)处为监测断面，隧道开挖过程中记录监测断面洞周的位移、支护弯矩和轴力变化情况。由模型建立过程可知，隧道区域的地质条件关于隧道中轴线对称，而隧道采用上下台阶法开挖，故隧道的洞周位移及支护内力大致关于隧道中线对称。选取隧道左侧断面的拱顶、拱肩、拱腰、拱脚、拱底作为研究对象，分析隧道洞周的位移和支护的受力情况。

2. 1洞周位移

绘制隧道开挖稳定后各种工况的洞周位移随间距的变化曲线，如图2所示。

从图2可以看出，在一定深度范围内，随着下伏采空区与隧道的距离逐渐增大，隧道洞周位移均逐渐减小，表明采空区的存在使得隧道开挖后周边位移发生了一定的变化，尤其是隧道拱底，变化相对较大。当下伏采空区与隧道的距离＜12 m时，随隧道与采空区距离的增加，隧道洞周位移显著减小。在下伏采空区与隧道的距离从12 m增加到24 m过程中，隧道洞周位移随距离的增长减小缓慢。而当下伏采空区与隧道的距离超过24 m后，随采空区与隧道间距增加，隧道洞周位移趋于稳定，表明在当前隧道和采空区尺寸条件下，下伏采空区对隧道开挖影响的安全距离可取24 m(大约2倍洞径)。

2. 2支护结构内力

2. 2. 1弯矩

绘制隧道开挖稳定后各种工况的弯矩随间距的变化曲线，如图3所示。由图可知，随下伏采空区与隧道间距的增大，各测点的弯矩均呈现减小的趋势。拱底处的弯矩在6 m以内随间距增加显著减小，间距由6 m增加到24 m的过程中左拱腰、左拱肩处的弯矩基本呈线性减小，而拱顶和左拱脚处的弯矩在间距变化的整个过程中变化较小。当采空区与隧道间距超过24 m以后，随间距的增大弯矩的大小基本不变。

在当前隧道和采空区尺寸条件下，下伏采空区与隧道结构影响的安全距离可取24 m(大约2倍洞径)。

图3支护弯矩曲线

2. 2. 2轴力

绘制隧道开挖稳定后各种工况的轴力随间距的变化曲线，如图4所示。

图4支护轴力曲线

由图可知，随下伏采空区与隧道间距的增大，轴力逐渐减小。间距在12 m范围以内，轴力随间距的增加迅速减小;间距从12 m增加到24 m的过程中，轴力基本呈线性逐渐减小;当间距增大至24 m以后，轴力将不再随间距的增大而变化。故在当前隧道和采空区尺寸条件下，下伏采空区与隧道结构影响的安全距离可取24 m(大约2倍洞径)。

3　结论及建议

通过采用FLAC3D模拟隧道开挖过程，分析下伏采空区与隧道不同间距对隧道洞周位移、初期支护内力的影响，得出以下结论:

下伏采空区的存在对隧道结构和围岩稳定性的不利影响主要表现在洞周位移、初支内力明显增大，尤其对拱底的影响最为显著。当采空区与隧道的距离＜12 m(约1倍洞径)时，随间距的增大，洞周位移、初支内力迅速减小，即该距离范围以内是采空区的强影响区，施工中必须采取较强的预加固措施。随着下伏采空区与隧道的距离继续增大，采空区与隧道间距的变化对隧道结构位移和内力的影响逐渐减弱，但施工中必须考虑采空区对隧道结构和围岩稳定性的不利影响。当采空区与隧道的距离超过24 m(约2倍洞径)时，下伏采空区对隧道结构和围岩稳定性的影响趋于稳定，即在当前参数条件下，下伏采空区对隧道的安全影响距离大约为2倍隧道洞径。

然而，鉴于数值模拟过程的理想化和实际工程复杂性的差异，施工中安全影响距离的确定还需综合考虑采空区和隧道的大小、围岩的性质、施工工法等因素的影响，并给出一定的安全储备系数，从而正确安全地指导施工。

参考文献

［1］方磊，郁犁．煤矿采空塌陷区注浆加固施工［J］．施工技术，2005(增1) : 363-365．

［2］WOOD．Constitutive Modeling and Finite Element Analysis of Ground Subsidence due to Mining［D］．Oklahoma: University of Oklahoma，1990．

［3］YAO X L，REDDISH D J，WHITTAKER B N．Nonlinear Finite-Element Analysis of Surface Subsidence Arsing from Inclined Seam Extraction［J］．International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences，1993，30( 4) : 431-441．

［4］王树仁，慎乃齐，张海清，等．下伏采空区高速公路隧道变形特征数值分析［J］．中国矿业，2008，17( 3) : 76-79，81．

［5］李辉，炊鹏飞，杨小红，等．隧道下穿采空区的监测及结果分析［J］．地下空间与工程学报，2011，7( 4) : 753-758．

［6］晏启祥，王璐石，段景川，等．煤系地层隧道施工瓦斯爆炸与采空区失稳的风险识别［J］．铁道标准设计，2013( 3) : 80-85．

［7］张志沛，彭惠，杨锡平．喜口池隧道穿越煤矿采空区段稳定性分析与研究［J］．煤炭工程，2011( 7) : 70-72．

［8］杨志浩，方勇，周超月，等．双层采空区隧道开挖围岩稳定性数值模拟［J］．铁道标准设计，2015( 3) : 97-100．

［9］王树仁，张海清．MIDAS/GTS-FLAC3D耦合建模新方法及其应用［J］．土木建筑与环境工程，2010，32( 1) : 12-17，55．

［10］何国清，杨伦，凌赓娣，等．矿山开采沉陷学［M］．徐州:中国矿业大学出版社，1991．

［11］中华人民共和国交通部．JTG/T D31-03—2011采空区公路设计与施工技术细则［S］．北京:人民交通出版社，2011．

［12］蒋华春．隧道数值模拟计算边界范围研究［J］．公路工程，2013，38( 3) : 132-136．

［13］苗晓岐．包西铁路煤窑(矿)采空区稳定性评价及处理原则［J］．铁道建筑，2013( 9) : 88-90．

［14］中华人民共和国交通部．JTG D70—2004公路隧道设计规范［S］．北京:人民交通出版社，2004．

［15］严广艺．浅析下伏煤矿采空区隧道的设计［J］．铁道建筑，2012( 1) : 48-58．

(责任审编赵其文)

Numerical simulation of stability in excavation of tunnel over underlain horizontal goaf

ZHOU Chaoyue，FANG Yong，LIU Shubin，YANG Zhihao

( Key Laboratory of Transportation Tunnel Engineering，Ministry of Education，Southwest Jiaotong University，Chengdu Sichuan 610031，China)

Abstract:T he existence of goaf has negative effects on peripheral displacement of tunnel and internal force of support during excavation．Based on Guandoushan tunnel，FLAC3Dwas used to simulate the excavation process of tunnel over underlain horizontal goaf．T he effects of different distance between tunnel and goaf on peripheral displacement of tunnel and internal force of support were analyzed．T he results show that the negative effects decrease obviously with the distance increase to 12 meters ( 1 times the tunnel diameter)．However，the negative effects decrease gradually and tend to be stable when the distance increase from 12 meters to 24 meters，namely the critical distance of the construction safety is 2 times the tunnel diameter．

Key words:Underlain goaf; Peripheral displacement of tunnel; Internal force of support; T unnel stability

文章编号:1003-1995( 2016) 02-0059-04

作者简介:周超月( 1988—)，男，硕士研究生。

收稿日期:2015-04-15;修回日期: 2015-11-19

中图分类号:U455．49

文献标识码:A

DOI:10．3969 /j．issn．1003-1995．2016．02．14