公路隧道穿越采空区群稳定性分析及加固措施研究*

闫 祥,张成良,庞 鑫,谌 蛟,李明健,李 得

(1.昆明理工大学国土资源工程学院,云南 昆明 650093; 2.攀钢集团矿业有限公司设计研究院,四川 攀枝花 617000; 3.云南云路工程检测有限公司,云南 昆明 610101)

0 引言

随着我国经济发展,隧道工程数量与日俱增,公路隧道在修建过程中难免穿越一个或多个煤系地层采空区。煤层采空区受地层岩性、开采工艺和时间效应等因素影响,具有隐蔽性强、规律性差、岩性软弱和空间变异性等特点,若处置不当,会对隧道施工安全产生严重威胁[1],如成渝高速公路巴岳山隧道、缙云山隧道、炮台山隧道等,在穿越采空区段均发生过围岩变形失稳,损失惨重[2]。

一些学者对采空区稳定性开展了大量研究工作。王华玲[3]采用基底注浆措施对隧道下伏倾斜采空区段进行加固,以提高隧道围岩稳定性,研究侧部、顶部、底部采空区段隧道的施工安全距离;刘国伟等[4]对采空区与隧道的位置关系进行分析,提出反压回填掌子面、在采空区内部设置缓冲层及注浆加固技术,解决了采空区问题;田娇等[5]建立相同高度不同跨度、不同高度相同跨度的下伏采空区模型,分析不同大小采空区对围岩的影响,研究结果表明:采空区跨度越大,对隧道影响更为显著。隧道穿越单一上覆或下伏采空区的加固处理措施已积累了宝贵经验[6-8],但隧道同时穿越多个煤层采空区,采空区与隧道空间形态复杂,采空区之间距离较近、相互扰动影响大,破坏机制复杂,在隧道穿越复杂采空区群稳定性及加固措施方面,可参考文献并不多见。本文以隧道穿越煤层采空区群为研究对象,针对采空区群的形态和分布范围,采用MIDAS/GTS NX有限元软件建立隧道穿越采空区群三维实体模型,研究未加固和加固后隧道围岩的位移变形规律,分析不同类型采空区加固措施对隧道稳定性的改善作用,确定合理的加固措施。经现场验证,加固措施起到明显的改善和加固作用,保证了隧道的施工安全。

1 工程概况

1.1 工程简介

隧道位于他官营与白兆村交界处,是召泸高速公路重点工程之一。隧道为分离式隧道,左幅起点桩号为ZK8+420、止点桩号为ZK9+655,全长1 235m,最大埋深116.5m;右幅起点桩号为YK8+410、止点桩号为YK9+643,全长1 233m,最大埋深119.2m。

1.2 水文地质条件

隧道主要岩性为砂岩、粉砂岩、页岩和煤,隧道围岩等级主要为Ⅴ级。地下水主要为第四系孔隙水类型和基岩裂隙水。含煤地层为上二叠统宣威组,总厚度为121～150m,隧址区存在4层煤,平均厚度分别为1.98,2.70,2.15,1.10m,总厚度为7.93m。隧道周边有2处煤矿,宏业煤矿位于隧道南侧,泸兴煤矿位于隧道北侧。隧道周边私挖乱采及无序开采严重,隧址区周边分布不同类型的采空区。

1.3 采空区类型特征

采用现场调查、大地电磁法和钻探法对隧道周围采空区分布情况进行精细探查[9-10],查明后得知隧道左幅ZK9+016—ZK9+100和右幅YK9+016—YK9+100段共存在3个对隧道施工安全影响较大的采空区,分别为1号横穿隧道采空区、2号隧道下伏采空区及3号隧道上覆采空区。1号采空区(K9+016—K9+037)位于隧道洞身至底板下方2m,沿隧道走向方向长20.7m,与隧道处于同一平面,横穿隧道左、右幅,破坏体积约12 000m3,采空区形成的裂隙已连通至地表。2号采空区(K9+054—K9+082)位于隧道底板下方约8m,沿隧道走向方向长28.1m,赋存于隧道左右幅正下方,破坏体积约17 000m3,采空区裂隙连通至地表下方约10m。3号采空区(K9+086—K9+100)位于隧道拱顶上方约10m,沿隧道走向方向长23.3m,赋存于隧道左右幅正上方,破坏体积约15 000m3,采空区裂隙已连通至地表。隧道与采空区群的空间关系如图1所示。

图1 隧道与采空区群的空间关系Fig.1 Spatial relationship between tunnel and goaf group

2 数值模拟分析

2.1 模型建立与网格划分

以隧道K9+000—K9+120段穿越煤系地层1,2,3号采空区群为研究对象,地层岩性主要为砂岩、煤、泥质粉砂岩。为分析隧道开挖过程中采空区群对围岩稳定性的影响,采用MIDAS/GTS NX有限元软件建立隧道穿越采空区段的三维地质实体模型(见图2)。穿越采空区群模型计算范围为水平方向左右各取2倍最大开挖尺寸,竖直方向上部边界取至地表,下部取2倍最大开挖尺寸,即模型尺寸长×宽×高为120m×160m×100m,采用混合网格进行划分,隧道围岩网格尺寸为1.8m,地层网格尺寸为2.5m,网格单元总数144 195个。模型采用莫尔-库仑破坏准则,各材料的参数取值如表1所示。

表1 土层及材料参数Table 1 Soil and material parameters

图2 三维地质实体模型Fig.2 Geological entity model

2.2 隧道穿越采空区群分析

2.2.1围岩位移

隧道穿越单个采空区及采空区群的围岩竖向位移云图如图3,4所示,由图3可知,1,2,3号采空区顶板最大竖向位移分别为80.5,282,55.5mm。由图4可知,1,2,3号采空区顶板最大竖向位移分别为92,285,58mm,竖向位移比隧道穿越单一采空区时大,说明隧道穿越采空区群时,受采空区间相互扰动影响,围岩变形相应增大。

图3 隧道穿越单个采空区围岩竖向位移云图Fig.3 Vertical displacement of surrounding rock of a tunnel passing through a single mined-out area

图4 隧道穿越采空区群围岩竖向位移云图Fig.4 Vertical displacement of surrounding rock of a tunnel passing through goaf group

2.2.2围岩塑性区

隧道穿越单个采空区及采空区群的围岩塑性区分布云图如图5,6所示。由图5可知,1,2号采空区塑性区破坏严重,3号采空区破坏范围较小,1,2号采空区对隧道开挖产生严重影响,3号采空区影响较小。由图6可知,隧道穿越采空区群时,围岩塑性区与穿越单个采空区相比,围岩塑性区影响范围明显扩大,1,2,3号采空区围岩塑性区均已贯通,且范围较大。

图5 隧道穿越单个采空区围岩塑性区分布Fig.5 Plastic distribution in surrounding rock of a tunnel passing through a single goaf

图6 隧道穿越采空区群围岩塑性区分布Fig.6 Plastic distribution in surrounding rock of the tunnel passing through goaf group

综上可知,在未采取加固措施条件下,隧道穿越煤层采空区时,隧道围岩竖向位移较大,且围岩塑性区影响范围较大。隧道穿越1,2号采空区时,围岩变形严重,隧道处于极不稳定状态,隧道穿越3号采空区时对围岩影响较弱。在隧道施工至采空区群位置时应对围岩采取加固措施,确保隧道顺利施工。

3 隧道穿越采空区群加固措施分析

3.1 数值分析方案

采用地层结构法分别建立1号横穿隧道采空区、2号隧道下伏采空区及3号隧道上覆采空区三维实体模型(见图7),选取典型断面进行分析计算。模型尺寸为(长)30m×(宽)160m×(高)100m,1,2,3号采空区网格单元总数分别为52 443,81 733,50 563个。采用莫尔-库仑强度准则,假定围岩初支结构为均质连续体,围岩为V级,采用预留核心土三台阶七步法施工,施工进尺为1m一个循环。支护结构采用弹塑性本构模型,按照施工顺序模拟隧道开挖与支护,1号采空区采用浆砌片石加固,2号采空区采用钢管注浆加固,3号采空区采用管棚超前注浆加固,各材料物理力学参数如表2所示。模拟施工过程时,通过提高岩体力学参数模拟加固效果。

表2 采空区段加固材料物理力学参数Table 2 Physical and mechanical parameters of reinforcement materials for goaf sections

图7 隧道穿越不同类型采空区模型Fig.7 Model of tunnel passing through different types of goafs

3.2 模拟分析结果

3.2.1围岩位移

采用不同加固方案对不同类型采空区进行数值分析,选取左、右幅隧道拱顶、拱肩、拱腰、拱脚及仰拱部位特征点,分析隧道穿越1,2,3号采空区围岩竖向位移变形规律,围岩竖向位移变化曲线如图8～10所示。

图8 1号采空区加固后围岩竖向位移Fig.8 Vertical displacement of surrounding rock after reinforcement of No.1 goaf

由图8可知,竖向位移主要发生在拱顶和仰拱处,提取未加固和浆砌片石加固后的拱顶沉降、仰拱隆起和水平收敛值(见表3)。对1号采空区进行浆砌片石加固后可大幅减小隧道拱顶围岩的沉降变形,对隧道周边和仰拱变形具有明显的改善作用。

表3 1号采空区未加固与加固位移对比Table 3 Comparison of displacement between unreinforced and reinforced No.1 goaf

由图9可知,竖向位移主要发生在拱顶和仰拱部位,且变形值较大。提取未加固和钢管注浆加固后的仰拱隆起、拱顶沉降和水平收敛值(见表4)。由表4可知,隧道拱顶沉降、水平收敛及仰拱隆起变形得到明显改善,2号采空区进行钢管注浆加固能很好地控制围岩变形。

表4 2号采空区未加固与加固位移对比Table 4 Comparison of displacement between unreinforced and reinforced No.2 goaf

由图10可知,竖向位移主要发生在拱顶和仰拱部位,且变形值较大,分别提取未加固和管棚超前注浆加固后地拱顶沉降、仰拱隆起和水平收敛值(见表5)。由表5可知,对3号采空区施作管棚超前注浆加固能有效降低拱顶沉降值,明显改善围岩的力学性质,减小隧道围岩的变形。

表5 3号采空区未加固与加固位移对比Table 5 Comparison of displacement between unreinforced and reinforced No.3 goaf

图10 3号采空区加固后围岩竖向位移Fig.10 Vertical displacement of surrounding rock after reinforcement of No.3 goaf

3.2.2围岩塑性区

1,2,3号采空区加固后隧道围岩塑性区分布云图如图11所示。由图11可知,采取不同加固措施后,塑性区范围及塑性区应变比未加固前大幅减小,且塑性区未出现贯通现象,围岩稳定性大幅提高。

图11 采空区加固后隧道围岩塑性区分布Fig.11 Plastic distribution in tunnel surrounding rock after reinforcement of goaf

综上可知,围岩加固后,隧道拱顶沉降、周边收敛、仰拱隆起等变形量显著减小,塑性区范围大幅减小且未出现贯通现象。这表明加固措施对围岩变形能起到很好的控制作用,可大幅提高隧道稳定性,从而保证隧道穿越采空区群施工安全。

4 现场验证

4.1 加固措施

隧道穿越1,2,3号3种不同类型采空区时,对应加固治理措施如下[11-12]。

1)1号采空区位于隧道洞身至底板下方约2m位置处,与隧道处于同一平面,横穿隧道左、右幅。采用浆砌片石对采空区进行加固,提高隧道开挖后采空区围岩的支撑强度,防止围岩出现过大变形。

2)2号采空区位于隧道下方,采空区裂隙已连通至地表以下约10m。通过该采空区时采用钢管注浆法对隧道底板围岩下伏的2号采空区进行加固,提高底板下伏采空区围岩的力学性质,使其具备足够的承载力,防止底板围岩沉降。

3)3号采空区位于隧道上方,裂隙已连通至地表。在隧道拱部约120°范围内实施φ76×6超前管棚支护措施,采用管内注浆,在拱顶形成混凝土护拱,对隧道上覆3号采空区进行加固。

4.2 处置效果分析

对隧道不同类型采空区进行加固处理后,采用拓普康GM-52型全站仪、JSS30A型收敛仪对K9+020断面拱顶沉降及周边位移进行监测,位移随时间变化曲线如图12,13所示。

图12 K9+020断面拱顶沉降位移-时间曲线Fig.12 Displacement-time curve of K9+020 section

图13 K9+020断面周边收敛位移-时间曲线Fig.13 Displacement-time curve around K9+020 section

由图12,13可知,K9+020断面拱顶沉降最大位移为18mm,周边收敛最大位移为16mm,现场实测结果与模拟结果具有较高的一致性。在其他断面布置了相应的观测点,累计位移量均小于50mm,围岩总体位移符合规范要求,表明隧道处于安全稳定状态。同时对施工过程的初支及二衬结构进行表观观测,初支混凝土未见明显的掉块及开裂现象;二衬未见明显的裂缝及破损现象。工程实践表明:采用的加固措施合理,能有效控制隧道围岩变形,确保隧道施工安全。

5 结语

本文以公路隧道穿越煤层采空区群为研究对象,针对采空区群的空间形态特点,建立隧道穿越采空区群的单个和整体三维模型,研究隧道穿越煤层采空区群的稳定性,探讨采空区无加固和采取加固措施时隧道围岩的力学行为及变形规律,提出采空区群的加固措施,并进行工程验证,得到如下结论。

1)有限元软件模拟结果显示,未采取加固措施时,隧道围岩变形位移明显,围岩塑性区与1～3号3个采空区塑性区均已贯通,围岩破坏严重;对比分析有无加固措施情况下围岩的塑性区范围及位移变化规律,采取加固措施工况下,围岩竖向变形、侧向变形量大幅减小,塑性区范围明显减小,未产生贯通现象。

2)针对3种不同类型采空区的特点分别提出采用浆砌片石、钢管注浆和超前管棚注浆加固的采空区处置方案。现场监测结果表明:采空区段隧道围岩未出现过大变形及开裂,围岩总体变形在规程的允许范围内。监测数据表明围岩总体位移量和变形规律与数值模拟结果吻合较好,说明数值模拟具有良好的可靠性。