猴场隧道煤矿采空区稳定性分析及其治理.pdf

第 29卷 第 6期 2010 年 12月 兰州交通大学学报 Journal of Lanzhou Jiaotong University Vol. 29 No. 6 Dec. 2010 文章编号 100143732010 060044 05 猴场隧道煤矿采空区稳定性分析及其治理 * 窦 顺, 张志强, 戴 玉 中铁西北科学研究院有限公司, 甘肃 兰州 730000 摘 要 根据猴场隧道变形的特征, 调查其滑坡外貌类型, 分析地质结构及矿山采空区变形塌陷特征, 尤其是对采 空区附近边坡、 隧道变形机理进行了详细研究和阐述, 对坡体进行了稳定性计算分析, 从而建议给出防护工程治理 措施, 以便较准确的一次性根治采空区引起的相关地质病害, 为该煤矿采空区病害治理工程信息化施工及安全运 营提供了可靠保证. 关键词 煤矿采空区; 隧道; 稳定性分析; 治理措施 中图分类号 U455 文献标志码 A 0 引言 随着我国国民经济的发展, 煤矿采空区不同程 度危及铁路、 公路正常运营, 引起隧道出现衬砌结构 破坏, 隧道轮廓侵入界限, 路面、 路基下沉, 造成路线 纵向不平, 侧沟排水不畅等病害. 为了确保隧道的稳 定性与运营时的安全畅通, 必须采取措施慎重处理 采空区引起的一系列病害[ 1]. 1971 年在贵州省毕节地区修筑猴场隧道, 是成 都 贵阳铁路的单行线直线隧道, 里程为 K24 933. 65 K26 823. 15, 隧道全长约 1 889. 50 m, 位 于一山前坡脚附近, 进口段与以乃河桥相接. 该区于 2001 年进行煤矿开采, 自 2001 年隧道变形逐年加 剧, 隧道进口段变形与煤矿开采有直接关系, 因受附 近煤矿开采后形成采空区临空面的影响, 引起地表 岩体下沉, 下沉岩体与周围岩体形成位移错动和岩 体挤压, 使隧道 K24 933. 65 993. 65 段附近围 岩变形, 致洞壁开裂和拱顶掉块、 以乃河桥 3墩和 桥梁支座均产生位移等病害. 1 工程背景 1. 1 地层岩性 该区煤层分两层, 第一层基本分布在隧底 2. 0 3. 0 m, 煤层厚度约 4. 0 m、 第二层顶板距离隧道 底部 14 15. 0 m, 层厚约 2 m. 采空区分布在铁路 线右侧, 范围较大, 如图 1 所示. 图 1 工程地质平面图 Fig. 1 Engineering geological plane 表层出露的第四系残坡积 Q4el dl 、 崩坡积 Q4c dl 人工填土 Q4ml 及下覆基岩三叠系中统 T2 灰岩、 砂岩、 页岩及薄层煤组成. 1. 2 地质构造 病害区所处地段属六盘水断陷盆地. 病害区一 带, 岩层产状为 NE75 / NW10 , 呈单斜状态产出, 平 缓较简 单, 发育 隐性 结构 面 NW75 / SW22 、 NW44 / SW7 10 , 未发现断层, 本段铁路走向 NW42 , 与岩层走向斜交. *收稿日期 2010 09 15 作者简介 窦 顺 1974 , 男, 青海西宁人, 工程师. 第 6 期窦 顺等 猴场隧道煤矿采空区稳定性分析及其治理 1. 3 水文地质条件 隧道进口区域内, 地下水主要为孔隙潜水和基 岩裂隙水, 其稳定水位约 10 m 左右, 主要分布在隧 道前部煤矿采空区内. 裂隙岩溶较发育, 附近以乃河 为区内地表水和地下水的径流排泄通道, 形成区内 最低侵蚀基准面. 2 隧道病害分布及坡体变形特征 2. 1 隧道病害分布 自 2001 年煤矿开采以来, 变形逐渐加剧, 最终 导致隧道主要在入口以内 60 m 范围洞顶掉块, 洞 壁开裂现象等, 横向缝较贯通, 宽约 1 2 mm, 主要 集中在进洞口往里 14 34 m 段内, 该裂缝自拱脚 至拱顶竖向布置, 拱顶掉块严重; 纵向裂缝主要分布 于隧道进口 34 40 m 段右侧洞壁为主, 隧道左壁 为辅, 裂缝分布高度一般在 0. 9 3. 8 m, 向两侧降 低, 直至尖灭, 该裂缝主要是沉降引起的拉裂缝和沉 降后岩体沿结构面出现的剪裂缝两种类型. 2. 2 坡体变形特征 隧道进口段穿越的病害体坡体, 隧道轴线方向 约 200 m, 坡向方向 120 m 范围, 坡体范围如图 1 所 示区域. 根据钻探资料, 坡体主要分布两层煤层, 第 一层煤层顶板由页岩组成, 强度较低易发生坍塌, 沉 陷过程中实压在第二层煤层顶板上, 第二层煤层顶 板由灰岩组成, 强度较高, 不易坍塌, 老采空区中残 留的煤柱在外界条件作用下逐渐失去支撑能力, 上 覆岩层应力重新分布和位移变形的破坏模式, 致隧 道洞壁变形开裂、 地表下沉, 采空区顶板出现坍塌、 沉降, 引起坡体上缘出现 1 、 2 裂缝 [ 2] , 裂缝延伸 长度约达 3. 0 m, 走向近东西向, 张开宽度约 5. 0 cm, 下错约 10 cm, 裂缝对应基岩陡坎处出现坍塌, 裂缝距离采空区最大垂直高度约 83. 1 m. 同时, 隧 道处在采空区内下沉引起推挤的稳定岩体内, 加之, 根据多处外漏基岩揭露, 稳定岩体中存在较发育的 NW75 / SW21 23 、 NW44 / SW7 10 的隐性结 构面, 易受压变形, 出现向岩体整体移动 见图 2 3 . 图 2 工程地质断面图 Fig. 2 engineering geological section 3 采空区变形机理及稳定性分析 3. 1 采空区变形机理分析 隧道病害体主要分布在入口向里 60 m 范围 内, 该段穿越地层主要为灰岩、 页岩及煤层. 第一层 煤层顶板主要由页岩组成, 岩体强度相对较低, 加之 煤层上方灰岩节理、 岩溶发育, 地下水与地表水联系 较密切, 岩体容易风化, 顶板易发生坍塌; 第二层煤 矿顶板主要为灰岩, 弱风化, 岩体强度较高, 地板岩 层主要为砂岩, 岩体强度较高, 该煤层层顶板不易坍 塌, 破坏模式可能是老采空区中残留的煤柱在地下 水作用、 风化作用、 行车动荷载等因素的影响下, 逐 渐破坏, 使煤柱失去支撑能力, 上覆岩层随之产生应 力重新分布和位移变形, 致隧道洞壁变形开裂、 地表 下沉. 加之, 本段隧道右侧山体分布采空区, 隧道口 附近位于采空区边缘, 采空区内沉降形成的塌陷体 45 兰州交通大学学报第 29 卷 为上大下小的楔形体, 其塌陷过程中将对前部 临 空 稳定岩体产生挤压, 同时稳定岩体中存在较发育 的 NW75 / SW21 23 、 NW44 / SW7 10 的隐性 结构面, 更易受挤压变性, 受挤压岩体向以乃河方向 出现整体移动, 对以乃河 3桥墩基础的推挤, 推挤 过程中桥墩向隧道口倾斜, 最终导致桥梁支座出现 位移. 通过变形特征及模式综合分析, 引起隧道变形 开裂和桥梁支座出现位移主要原因为 煤矿开采后 隧道山侧岩体出现塌陷, 形成较大规模的塌陷体, 塌 陷体挤压前部稳定岩体后, 其岩体沿结构面及软弱 面出现滑动变形, 导致隧道和桥梁出现破坏及位移. 图 3 ∀∀工程地质断面图 Fig. 3 ∀∀ engineering geological section 3. 2 采空区地层稳定性分析 煤层采出后, 围岩在一般情况下 侧压力系数 3 必然要进行应力重分布, 发生复杂的变形和移动. 当围岩变形和移动基本稳定后, 按其破坏程度, 本采 空区大致可分为 2个影响带 冒落带、 裂隙带 [ 3] . 1 冒落带高度确定 在煤层开采过程中, 顶板岩层在自重应力的作 用下, 发生法向弯曲, 当岩层内部的拉应力大于岩石 的抗拉强度时, 顶板岩层开始产生断裂、 破碎, 继而 垮落, 这部分垮落的岩层称为采空区的冒落带. 冒落 岩石具有一定的碎胀性与压缩性, 冒落岩石的体积 大于冒落前的原岩体积. 随着冒落岩石稳定时间的 加长, 其压实性越好. 碎胀性是冒落自行停止的根本 原因. 冒落带的高度取决于采出煤层的厚度和上覆岩 石的碎胀系数. 一般坚硬岩石组成的顶板比软质岩 石组成的顶板冒落带高度要大. 冒落带高度计算如 下[ 4] 1 煤层单层开采时, 冒落带高度可用式1 计 算 Hm m/ [ k - 1cos ]1 式中 Hm为冒落带高度, m; m 为开采煤层厚度, m; k 为岩石碎胀系数; 为煤层倾角, . 本区冒落带的高度按式 1 计算得 Hm 2/ [ 1. 2- 1 cos10 ] 10 m. 2 煤层分层开采时, 冒落带高度可用式2 计 算 Hm [ 100 m/ 2. 1 m 16 ] ∃ 22 式中 ∃ 2 m 为累计开采厚度, m. 按式2 计算得 Hm [ 100 6/ 2. 1 6 16] ∃ 2. 5 23. 47 m. 2 裂隙带高度确定 采空区上覆岩层中产生了裂缝、 离层及断裂现 象, 但仍保持层状结构的那部分岩层称为裂隙带, 位 于冒落带之上, 两者之间没有明显的分界线, 均属破 坏性影响区, 破坏程度随离采空区距离的加大而逐 渐减小. 裂隙带内的岩层不仅发生垂直于层面的裂 缝和断裂, 而且常常产生顺层面的离层裂缝. 一般下 46 第 6 期窦 顺等 猴场隧道煤矿采空区稳定性分析及其治理 部岩层大多断开, 但仍保持其原有层次; 上部岩层裂 缝不断开, 连通性较差. 裂隙带最大高度的计算可采用式3 计算, 其 适用于累计开采厚度 15 m 的煤层采空区. HL 30 m 10 3 式中 HL为裂隙带高度, m; m 为累计开采厚度, m. HL 30 2 1/ 2 10 52. 42 m单层开采, m 累计开采厚度为 2 m HL 30 6 1/ 2 10 83. 48 m分层开采, m 累计开采厚度为 6 m 单层开采区主要为隧道进口段, 冒落层的高度 约 10 m, 局部可到达地表附近. 裂隙带高度约 52 m 基本位于基岩陡坎处坍塌变形处; 分层开采区主要 分布在隧道右侧的山体内, 其冒落层的高度约 23 m, 基本至隧道拱顶标高处. 裂隙高度约 84 m, 与地 表 1 、 2 裂缝位置相吻合. 岩体内隐性顺倾结构面的存在, 塌陷冒落带岩 体受到挤压, 前部岩体存在失稳可能, 尤其是 断面范围内较高临空面, 极易出现整体失稳可能, ∀∀ 断面临空条件相对较好, 整体失稳的可能较 小, 但对隧道存在部分挤压变形, 致隧道衬砌开裂. 3. 3 断面滑体稳定性计算 根据 断面当前变形状态, 采用反算结果 及滑带经验数值, 综合确定主滑段的力学参数指标. 采用基于极限平衡理论的折线型滑动面的推力传递 系数法对滑坡进行稳定性分析及计算 [ 5] . 稳定系数计算公式如下 Fs ∋ n- 1 i 1 Ri n- 1 j i i Rn ∋ n- 1 i 1 Ti n- 1 j i i Tn 4 Ni Qicos i, Ti Qisin i n- 1 j 1 i cos i- i 1 - sin i- i 1 tani 1 j i i 1 i 2 n- 1 Ri Nitani ciLi 式中 Fs为稳定系数; Qi为第 i 块段滑体所受的重 力, kN/ m; Ri为作用于第 i 块段的抗滑力, kN/ m; Ni为第i 块段滑动面的法向分力, kN/ m; i为第i 块 段土的内摩擦角, ; ci为第 i 块段土的粘聚力, kPa; Li为第i 块段滑动面的长度, m; i为第 i 块段 滑动面倾角, ; Ti为作用于第 i 块滑动面上的滑 动分力, kN/ m; i为第i 块段的剩余下滑力传递至i 1块段的传递系数j i. 表 1猴场隧道区滑坡病害 断面稳定性计算 Tab. 1 Stability analysis of section of landslide in Houchang Tunnel area 计算段 编号 计算段 重 / kN 计算段 长 /m 滑面倾 角 / c / kPa / T Wsin / N f tanN Wcos 下滑 力 /t 抗滑 力 /t K 1506. 68854. 62800. 050. 0499. 01. 1987. 99271. 8104. 9 21 100. 15412. 36231. 517. 5429. 90. 321 012. 70675. 7442. 7 31 046. 44813. 85231. 517. 5408. 90. 32963. 261 084. 6767. 2 4779. 126 415. 28231. 517. 5304. 40. 32717. 191 350. 81 016. 2 5644. 924 815. 26231. 517. 5252. 00. 32593. 661 587. 61 226. 3 6658. 236 816. 8731. 56. 034. 40. 11657. 331 621. 71 320. 7 7639. 620 821. 64- 61. 56. 0- 66. 90. 11636. 121 554. 81 420. 0 8505. 627 224. 95- 61. 56. 0- 52. 90. 11502. 861 502. 21 510. 3 1. 01 如表 1 所示, 隧道进口处斜坡体稳定系数约 1. 01, 接近临界状态, 在行车动载等因素下, 可能稳 定系数接近或小于 1, 从而导致 3桥墩基础受推挤 后, 向隧道方向倾斜, 导致以乃河桥梁支座出现自 0台至 3台位移逐渐减小的破坏模式, 这与其变 形规律相吻合. 4结论及处理工程措施建议 4. 1结论 通过猴场隧道煤矿采空区稳定性分析, 得出以 下结论 1 猴场隧道病害区位于以乃河左岸, 其病害为 两部分, 第一部分为隧道右侧 靠山侧 开采区, 隧 道进洞口以内60 m 范围出现开裂; 第二部分为与隧 道进口相接的以乃河 3桥墩支座位移. 2 煤矿塌陷是因为采空区内煤柱目前已进入 强风化阶段, 其强度和支撑力可能逐渐减小, 最终煤 柱失去支撑作用, 导致采空区岩体出现沉降. 然而猴 场隧道区煤矿开采形成的塌陷体推挤前部稳定岩体 出现局部失稳, 导致隧道洞壁变形开裂和以乃河支 座产生位移等病害. 3 煤矿开采后隧道山侧岩体出现塌陷, 形成较 47 兰州交通大学学报第 29 卷 大规模的塌陷体, 塌陷体挤压前部稳定岩体后, 其岩 体沿结构面及软弱面出现滑动变形, 导致隧道和桥 梁出现破坏及位移. 根据钻探资料、 计算采空区的冒 落带和裂隙带的高度分别为 24, 84 m, 计算隧道进 口 断面稳定度约 1. 01, 结合隧道区域变形特 征综合分析, 隧道和3桥墩靠山侧均处于采空区冒 落带内, 且隧道区滑坡病害区稳定性较差, 处于欠稳 定状态. 4. 2工程措施建议 根据地质勘察结论, 建议对隧道区进行以下加 固处理 1 隧道区病害第一部分, 主要是隧道右侧可能 存在采空区, 建议隧道下部注浆处理, 增加冒落带岩 体的强度, 对于裂缝分布密集地带采用 W 型钢带加 固衬砌, 防止掉块. 本次设计的工程安全系数在天然工况下取 K 1. 10, 考虑地震时取 K 1. 00, 暴雨状况时安全 系数取K 1. 05. 推力计算时主要考虑地震和暴雨 的影响, 取三者中较大值作为设计推力. 1 距离铁路 5 m 处设置一排 C25 钢筋混凝土 抗滑桩, 共计 9 根, 抗滑桩埋入地面以下 4 m, 桩截 面为 2. 2 m 3. 4 m, 桩长 20 m, 桩间距中- 中为 6 m, 抗滑桩长轴方向 SW15 . 2 隧道临时加固措施 进口 60 m 范围内采用 钢拱架, 间距 1 m, 共计 61 榀. 3 隧道永久加固措施 进口 60 m 范围内拱 部、 边墙嵌 W 型钢带加 4 m 长自钻式锚杆并挂网喷 射 C25 混凝土 10 cm. 2 隧道区病害第二部分, 病害主要影响 3 桥 墩及桥墩至隧道口附近路基的稳定性, 建议距离线 路 5 6 m 处设置抗滑桩, 增加其稳定性. 移动第一孔梁梁体, 移动 0 台两个固定支座、 2墩两个活动支座共 4 个支座, 通过移动梁体和支 座消除病害. 凿除 0台混凝土胸墙 200 mm, 采用 SYPEX 灌封胶进行封闭; 第一孔梁梁体向六盘水方 向移动 90 mm, 0 台设计支座较原支座向六盘水方 向移动 120 mm, 2墩设计支座较原支座向大湾方 向移动 43 mm. 移动支座设计 抬梁、 拆除原支座后, 凿除原支 座底板下干硬砂浆及锲铁 50 55 mm, 加垫 20 mm 厚钢垫板并与地锚螺栓焊接, 形成设计支承垫石; 在 钢垫板上安装支座 根据安装温度调整支座预偏 量 , 将支座下摆与钢板焊接. 更换支座后, 梁体维持 原高程, 桥上线路平面位置及纵坡均无变化. 参考文献 [1] 任伟中, 陈浩. 滑坡变形机理和整治工程的模型试验研 究[ J]. 岩石力学与工程学报, 2002, 24 12 21362141. 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It ensures the treatment project to be inational constructed and safe operation of tunnel. Key words minedout area; tunnel; stability analysis; treatment measure 48