DOI： 10.11817/j.issn.1672-7207.2021.02.023

隧道下穿采空区施工围岩灾变演化的力学机制

李建旺^{1, 2, 3}，冯仕文¹，周喻¹

(1. 北京科技大学 金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室，北京，100083；

2. 中铁十六局集团有限公司，北京，100018；

3. 中铁十五局集团有限公司，上海，200070)

摘要：以2022年北京冬奥会高速公路交通重大保障工程玉渡山隧道为背景，针对隧道下穿点柱法采空区的施工难题，自主研制隧道下穿采空区相似模拟试验系统，同时结合离散-连续耦合分析方法，分析隧道下穿采空区施工时围岩破裂孕育演化规律，探究围岩灾变演化力学机制。研究结果表明，隧道下穿采空区施工时围岩变形破坏表现出如下特征：1) 在隧道开挖过程中，裂缝首先在隧道拱顶和拱腰处产生；当隧道开挖贯通后，隧道拱顶裂缝扩展至采空区底板，采空区顶底板变形曲线大致呈凹槽状；2) 隧道持续开挖诱发围岩应力重分布。隧道拱顶应力增量呈先增后减趋势，拱腰、拱脚应力增量呈阶梯状上升趋势，而采空区顶底板应力增量呈先增后减趋势，但增量值与采空区到隧道距离呈负相关关系；3) 隧道下穿采空区施工围岩变形破坏过程表现出链式效应，即采空区与隧道间的岩体发生破坏；采空区两帮及矿柱破坏；采空区顶板失稳，岩体破坏向上传导；采空区失稳诱发地表边坡滑坡灾害。

关键词：隧道；采空区；围岩灾变机制；相似模拟试验；离散-连续耦合

中图分类号：U456            文献标志码：A                开放科学(资源服务)标识码(OSID)

文章编号：1672-7207（2021）02-0543-12

Mechanical mechanism of surrounding rock catastrophe evolution during construction of tunnel under goaf

LI　Jianwang^{1, 2, 3}, FENG　Shiwen¹, ZHOU　Yu¹

(1. Key Laboratory of Ministry of Education for Efficient Mining and Safety of Metal Mine, University of Science and Technology Beijing, Beijing 100083, China;

2. China Railway 16th Bureau Group Co. Ltd., Beijing 100018, China;

3. China Railway 15th Bureau Group Co. Ltd., Shanghai 200070, China)

Abstract: The Yudushan Tunnel, as a major expressway traffic guarantee project for the 2022 Olympic Winter Games in Beijing, was taken as the research background. A similar model test system was developed independently to investigate the construction problem of the tunnel under the point-column goaf. Meanwhile, the discrete-continuous coupling analysis method was used to deeply reveal the evolution law of the surrounding rock rupture during the construction of the tunnel under the goaf, and to explore the mechanical mechanism of the surrounding rock catastrophe evolution. The results show that the deformation and failure of surrounding rock during the construction of the tunnel under the goaf exhibit the following characteristics. 1) During the tunnel excavation, cracks are first generated at the tunnel vault and arch waist. When the tunnel is excavated, the crack in the tunnel vault extends to the floor of the goaf. The deformation curve of the top and bottom of the goaf is roughly groove-shaped. 2) Continuous tunnel excavation induces the stress redistribution of surrounding rock. The stress increment of the tunnel arch top increases first and then decreases while the stress increment of the arch waist and arch foot increases stepwise. However, the stress increment of the top and bottom of the goaf increases first and then decreases, but the increment value has a negative correlation with the distance from the goaf to the tunnel. 3) The deformation and failure process of the surrounding rock during tunnel construction under the goaf shows a chain effect, that is, the evolution law of the surrounding rock failure is that the rock mass between goaf and tunnel is destroyed. The two sides of the goaf and the destruction of the ore pillars are failure. The roof of the goaf is unstable, and rock failure is conducted upward. The instability of the mined-out area induced a landslide disaster on the surface slope.

Key words: tunnel; goaf; surrounding rock catastrophe mechanism; similar model test; discrete-continuous coupling

在山岭隧道建设过程中，开挖施工活动诱发的围岩变形破坏常常造成塌方、突水突泥、岩爆等工程灾害。近年来，一些隧道在修建过程中时常遭遇隐伏采空区，由于对复杂围岩的认识不足，导致出现一系列施工难题。因此，深入开展隧道穿越采空区施工时围岩变形破坏机理研究，具有重要的科学研究意义及工程应用价值^[1]。

相似模拟试验是研究隧道围岩变形破坏规律及灾变演化机制的一种重要而直观的手段，目前已广泛应用于隧道开挖施工围岩变形破坏机制的研究与工程实践中^[2-3]。李术才等^[4]研制了隧道开挖大比例尺三维模型试验系统，再现了隧道开挖围岩渐进破坏过程。刘泉声等^[5]针对特大断面浅埋暗挖隧道，提出了一种新的十字岩柱施工法，并采用地质力学模型试验研究了隧道围岩位移及应力变化规律。朱合华等^[6]以一定范围内埋深(25~60 m)的3车道公路隧道软弱破碎围岩为研究对象，研制了相似模型材料和配套试验设备，模拟了开挖后围岩的渐进性破坏全过程，分析了不同埋深下围岩的应力场特征。李利平等^[7]通过大型三维均匀梯度加载地质力学模型试验系统和软弱破碎围岩及其支护系统相似材料的研制，开展了大跨度隧道围岩随埋深逐渐增加渐进破坏过程的大比尺模型试验。刘聪等^[8]利用相似模型试验系统，开展了复杂地层超大断面隧道施工过程力学模型试验研究，揭示了超大断面隧道穿越断裂破碎带施工过程的力学演化规律。杨忠民等^[9]通过相似模型试验，研究了隧道开挖和埋深增大过程中围岩渐进性破坏、位移和应力变化规律，揭露出预防隧道大变形的重点支护部位，研究了大变形出现后处治过程中衬砌破坏规律，明确了大变形处治时的支护措施。徐前卫等^[10]利用地质力学模型试验和数值模拟相结合的方法研究跨断层隧道施工过程中围岩的渐进性破坏过程及其受力变形特性。马腾飞等^[11]采用大尺度三维模型相似试验系统，分析了具有不同倾角的多层节理岩体在高地应力下开挖变形破坏规律。此外，一些新颖的物理模型试验技术也应用在隧道施工等岩土工程中。江权等^[12]利用3D打印技术制作了含单断层和含锚杆衬砌支护工程的隧道物理模型，并通过试验证明了此类材料物理模型试验结果和工程现场观测现象较为一致。张桂民等^[13]采用一种厚度比及各岩层力学特性可调的交互层状岩体模型材料来模拟层状岩体特性，为系统开展层状盐岩体物理模拟试验打下良好基础。代树红等^[14]通过正交试验设计研制了可用于流-固耦合模型试验相似材料，测试并分析不同因素对相似材料密度、抗压强度、抗拉强度、弹性模量、泊松比、吸水率和渗透系数的影响规律。上述相似模拟试验研究均基于实际工程问题开展，并为现场施工提供了较好的指导与参考。然而，针对隧道下穿采空区施工的围岩变形破坏规律，尤其是在隧道围岩渐近性失稳过程及其灾变演化机制方面，国内外鲜有报道。

因此，本文作者以2022年北京冬奥会高速公路交通重大保障工程玉渡山隧道工程为背景，针对隧道进口段下穿上伏点柱法铁矿采矿遗留空区施工难题，基于相似模拟理论自主研制隧道下穿采空区相似模拟试验系统，同时结合离散-连续耦合分析方法，深入揭示隧道下穿采空区施工时围岩破裂孕育演化规律，探究围岩灾变演化力学机制，为后续工程处治方案研究奠定理论基础。

1  研究背景

玉渡山隧道位于北京市延庆区，是2022年北京冬奥会高速公路交通重大保障项目延崇(延庆—崇礼)高速公路第6标段的重难点工程，采用双线分离式隧道结构。隧道单洞设计宽×高为11.0 m×5.5 m，纵面为坡度2.6%的单向坡，左线全长4 618 m，右线全长4 680 m，且两线距离为24 m。设计为双向4车道高速公路，设计时速80 km/h。隧道穿越松山自然保护区，工作区南部为山前平原地带，北部为延庆最高峰——海坨山，海拔2 241 m，沿线地形起伏大，山高谷深。

在玉渡山隧道勘察设计初期，研究人员发现隧道进京段有营门铁矿采空区洞口裸露。采空区为不规则点柱法采矿方式形成，顶板围岩为中风化变质石英砂岩及强风化板岩，底板为坚硬覆岩及中硬岩，围岩强度等级为IV级。采空区采深一般为5~30 m，采矿厚度一般为1.5～2.5 m，采深采厚比为3:20，埋深为40~60 m，采空区顶板距隧道距离为8~12 m，为不稳定场地。根据工程地质调查、综合地球物理勘探及工程钻探综合手段分析，得出营门铁矿推测场区的采空区分布如图1所示，初步判断采空区对拟建隧道会造成施工及运营安全隐患。图2所示为现场勘查获取的采空区照片。

图1　隧址及采空区分布

Fig. 1　Tunnel site and goaf distribution

图2　现场采空区照片

Fig. 2　On-site goaf photos

2  相似模拟试验设计

2.1　材料相似比

物理模型试验需遵循相似模拟理论，模型的几何尺寸、边界条件及作用荷载应与原型相似，模拟岩体模型材料的密度、强度及变形特性等方面也须满足相似条件^[10]，即满足：

(1)

(2)

(3)

(4)

(5)

式中：C_σ为应力相似比，C_l为几何相似比，C_γ为容重相似比，C_E为弹性模量相似比，C_ε为应变相似比，C_μ为泊松比相似比，C_δ为变形相似比，C_σ为面力相似比。

根据相似理论及试验实际情况，本次模型试验选取几何相似比C_l=60，容重相似比C_γ=1，泊松比相似比C_μ=1，内摩擦角相似比C_φ=1，应变相似比C_ε=1，应力相似比C_σ=60，弹性模量相似比C_E=60。

隧道穿越岩层主要为串岭沟组黑色页岩，围岩级别为IV级。试验模型材料参考文献[6]中的试验方法及成果，根据现场得到的原岩物理力学参数(如表1所示)，选择细砂、重晶石粉(作为骨料，其中重晶石粉还有调节模型实验材料容重的作用)、石膏和水(作为黏结剂)作为相似材料按照一定的比例配合。通过单轴压缩试验获得模型组分材料应力应变曲线，最终确定细砂、重晶石粉、石膏、水的质量比为1.0:0.8:0.2:0.4。

表1　围岩岩体物理力学参数

Table 1　Physical and mechanical parameters of surrounding rock mass

2.2　相似模型试验装置

采用自主研发的钢结构试验台架，箱体内径长×宽×高为110 cm×100 cm×40 cm，台架前后栓有横梁可进行拆卸。在进行模型填筑时，先卸下前端的横梁，随着模型填筑垒起，依次栓紧横梁直至模型浇筑完毕。待模型养护成型，卸掉前后横梁，在箱体前后装上有机玻璃护板，以约束岩体前后移动且便于观察，模型试验隧道及采空区位置如图3所示。

图3　相似模型试验隧道及采空区位置

Fig. 3　Tunnel and goaf location in similar model test

在模型试验中包括2个主要装置：采空区预埋生成装置与隧道开挖模拟装置。在进行模型试验时，先将隧道开挖模拟预埋件预埋至相应位置，之后继续填筑模拟材料，当其高度达到采空区高度时放入采空区预埋件，再继续填筑模拟材料至加载板顶部，待模拟材料固结之后取出采空区预埋试件生成采空区。之后，通过隧道开挖模拟装置上的拉拔构件将隧道预埋件拉出以实现隧道的逐步开挖。

隧道单元预埋件模具由5块20 mm厚的有机玻璃护板堆叠组合而成，如图4(a)所示，首先，在底板3个限位孔中插入钢条，然后采用石膏和水泥的混合材料填筑，待材料凝固后将模具脱去，得到1个预埋件单元，重复上述过程4次，最终得到如图4(b)所示的隧道预埋件。

图4　隧道预埋件制作

Fig. 4　Fabrication of tunnel embedded parts

采空区预埋件制作同隧道预埋件制作类似，模具由1块有机玻璃底板(如图5(a))与4块20 mm厚的有机玻璃护板(如图5(b))堆叠而成，模具组合如图5(c)所示。填筑前在底板中2个限位孔插入钢条，然后向模具填筑材料，最终得到如图5(d)所示的预埋件单元。

图5　采空区预埋件制作

Fig. 5　Fabrication of goaf embedded parts

2.3　模型制作与监测

本试验地层围岩采用夯实填筑法制作，先按照确定的材料配比称质量，并均匀搅拌，在模型台架内，由下至上分层摊铺，并用锤子进行夯实。当模型填筑至设计高度时，将预埋件放置在指定位置，为了减小与地层模型接触间的摩擦，可在预埋件外侧包一层聚四氟乙烯薄膜，并在中间涂抹润滑油。同时，在设计位置处埋设相关测量元件，周围缓慢夯实，继续填筑材料直至模型架顶部。

试验监测点布置如图6所示。在试验过程中，采用扬州晶明科技公司生产的JM3816静态应变测试系统测量模型内部的应力场。压力传感器埋设在隧道拱脚、拱腰和拱顶处。为防止隧道开挖将压力传感器损坏，将其布置于距隧道壁3 cm处，且在距隧道洞口10 cm和30 cm处设置A断面和B断面共2个监测断面，其中A断面监测围岩的水平应力，B断面监测围岩的垂直应力，数字表示监测序号。此外，在隧道及采空区周边围岩布置位移监测点，并通过全站仪监测位移，同时还采用数字图像相关技术(DIC)来监测试验过程中模型表面位移，将相机固定在模型前方记录隧道开挖过程中围岩的变形。通过对图像进行取样分析，获取模型表面变形的灰度数据分布，借助相关可视化软件，最终获得模型表面位移场和应变场等相关信息^[15-17]。

图6　试验监测点布置

Fig. 6　Model making process

2.4　模型加载与开挖

考虑岩体实际情况，试验模型加载水平应力场和垂直应力场。垂直应力场可通过在模型上方施加荷载来代替上覆岩体，按如下公式计算^[18]：

(6)

式中，H为实际隧道埋深，m；γ为岩体容重，kN/m³；P为附加荷载，kPa。

根据实际工程情况，隧道埋深为53 m，代入式(6)可得附加荷载为9.72 kPa，水平应力选择0.5的侧压力系数进行施加，隧道开挖采用全断面一次开挖，开挖过程中观察围岩的破坏情况及对采空区的影响。待隧道开挖完毕后，对模型继续加载垂直于水平荷载，以模拟在埋深增大的情况下隧道及采空区围岩的渐近性破坏过程。

3  试验结果分析

3.1　围岩变形破坏过程

在开挖过程中，首先在隧道掌子面拱顶和左边拱腰处出现裂缝，如图7(a)所示，此时，隧道处于开始开挖状态，围岩变形及破坏不明显。当隧道开挖完成贯通时，隧道拱顶开始出现掉块，左边拱脚处有部分剥落，且在隧道右上方拱腰处出现裂缝，隧道状态如图7(b)所示。继续对模型进行加载，隧道开始产生较大变形，原先隧道开挖产生的裂缝逐渐扩展，拱顶裂缝扩展并连通上方采空区，此时，采空区也产生明显的裂缝，部分围岩发生破坏，如图7(c)所示。同时，观察隧道内部变化情况，顶板有明显沿隧道轴向的裂缝，右边拱脚出现剥落，如图7(d)所示。将荷载继续增大，隧道掌子面已经有大面积剥落，主要发生在左上方与上方采空区连通部分，此部分在加载过程中破裂现象最为严重，且采空区顶板也发生大面积坍塌，如图7(e)所示。总体来讲，隧道下穿采空区施工时，当隧道与上伏采空区间岩体厚度较薄时，隧道施工开挖极易引起隧道周围围岩、采空区底板及顶板等一系列失稳破坏现象产生。

图7　隧道围岩渐近性破坏过程

Fig. 7　Failure process of tunnel surrounding rock

3.2　位移分析

对模型表面在整个试验加载过程中采用高清相机进行拍摄，并运用数字图像相关技术(DIC)对图像进行处理，在可视化软件中获得围岩的应变场如图8所示。

当隧道开始进行开挖时，首先在隧道拱顶出现裂缝，监测其表面的最大变形量为3.6 mm，采空区还未受到较大影响。隧道开挖完成贯通时，在隧道拱顶左右边各出现明显裂缝，且与采空区底板有连通趋势，其表面最大变形量为7.4 mm。采空区岩柱开始出现破裂，监测得到采空区的沉降位移达到5.7 mm，这说明隧道贯通后对采空区有明显影响。对模型继续加载，拱顶先前的裂缝演变成破裂，拱腰处的裂缝逐渐扩展，在隧道顶板与采空区之间出现大面积破坏，破裂最大变形量为12.5 mm。采空区矿柱已经破坏，其断裂最大量为9.7 mm。

图8　模型破坏过程应变场

Fig. 8　Strain fields during model failure

对采空区表面的标记点进行监测，以采空区模型最左端为原点，绘制采空区变形曲线如图9所示。从图9(a)可看出，采空区底板在隧道开挖初始阶段并未有较大的沉降，当隧道贯通时，模型中间偏左部分产生明显沉降变形，模型材料不均质，最大沉降量为7.4 mm，对模型进行加载，该部分的沉降量达到11.7 mm，说明该区域破坏最为严重。对于采空区顶板变形(如图9(b)所示)，隧道开挖初始阶段和完全贯通阶段的变形量相差不大，但对模型继续加载，顶板沉降量迅速增大，达到7 mm，且从图形整体看出，最大沉降发生在模型中部。

图9　采空区沉降曲线

Fig. 9　Goaf settlement curves

3.3　应力分析

隧道开挖使得围岩应力重新分布，在洞周形成松动区和塑性区。分析隧道在开挖贯通后，通过上覆荷载逐渐加大以模拟埋深增大情况下对隧道周边及采空区围岩应力的影响。图10所示为隧道不同位置处水平和竖向应力增量变化。从图10(a)可看出：随着上覆荷载的增大，隧道拱顶垂直应力增量开始先增大，在上覆荷载为14.5 kPa时，垂直应力增量先减小然后又继续增大；当加载达到17.5 kPa时，垂直应力增量达到最大值为10.7 kPa，然后开始迅速下降。这是因为随着荷载的增大，拱顶周边的塑性区范围逐渐增大，部分开始坍塌，塌方内的垂直应力减小；随着荷载继续加大，垂直应力又开始增大；当达到临界值17.5 kPa时，拱顶周边的围岩迅速垮落，应力迅速减小；水平应力随着上覆荷载增大先增大后减小，当加载到15 kPa时，达到最大应力增量10.4 kPa，后由于拱顶坍塌面积增大而逐渐减小。

由图10(b)可知：随着上覆荷载增大，拱腰处的垂直应力和水平应力大致呈阶梯状上升，水平应力增量大于垂直应力增量。这是因为隧道加载时，拱腰处的围岩破坏形成的塑性区，主要受到水平应力的影响。从图10(c)可看出：拱脚处的垂直应力变化也呈阶梯状上升，而水平应力波动幅度较大，最大值为20 kPa，且水平应力明显大于垂直应力，说明埋深增大后主要由水平应力导致拱腰和拱脚处围岩的隆起和开裂。

图10　隧道不同位置围岩应力增量变化

Fig. 10　Incremental change of surrounding rock stress at different locations of tunnel

采空区监测点根据与隧道拱顶相对位置进行布置，得到不同位置处(拱顶左方、拱顶中间和拱顶右方)采空区顶底板应力变化如图11所示。从图11(a)可看出：拱顶左方和拱顶右方的底板应力变化趋势相同，均随上覆荷载的增大先增大后减小，但拱顶左方的应力增量先达到最大值14.5 kPa，拱顶右方的应力增量最大值为11.0 kPa，随后围岩开始破坏，应力迅速减小；而在拱顶中间处，底板的应力先平稳，后迅速增大到峰值为20.4 kPa，此时采空区底板出现裂缝，应力减小，但还未导致坍塌；当裂缝与隧道顶板连通时，该处区域大面积坍塌，应力迅速下降。采空区应力变化如图11(b)所示，拱顶右方和拱顶左方顶板的应力变化基本相同，应力逐渐增大到峰值后突然下降，随后有所回升，拱顶右方顶板的应力增量峰值为10.1 kPa，拱顶左方顶板的应力增量峰值为11.2 kPa。拱顶中间顶板应力先增大到11.7 kPa，然后开始减小，这说明此时采空区顶板围岩开始坍塌。

图11　采空区不同位置围岩应力增量变化

Fig. 11　Incremental change of surrounding rock stress at different locations of goaf

4  离散-连续耦合分析

采用文献[19-20]提出的离散-连续耦合分析方法，以PFC及FLAC程序为实现平台，根据隧道下穿采空区施工工程实际尺度，建立离散-连续耦合分析模型，同时结合前述相似模拟试验结果，实现同时从宏细观角度揭示围岩变形破裂孕育演化规律，探究隧道下穿采空区施工时围岩灾变演化的内在力学机制。目前已有部分学者也采用该方法开展了类似研究工作^[21-22]。

4.1　计算模型与参数

以玉渡山隧道进京线进口端桩号ZK20+910附近处的隧道断面为例，该处岩体主要为串沟岭组黑色页岩，而勘查得到的隧道顶板与采空区底板间的围岩厚度约为5 m，隧道埋深约为35 m。离散元区域的颗粒体宽×高为100 m×50 m。为简化建模过程及计算，将隧道假定为半径5.5 m的圆形，两隧道圆心间距离为36 m。采空区高2 m，整体宽60 m。由于采空区是采用点柱法开采形成，在采空区中间矿柱宽为4 m。在连续元区域中，计算网格宽×高为120 m×70 m，连续元区域宽10 m，如图12所示。

图12　离散-连续耦合分析模型

Fig. 12　Discrete-continuous coupling analysis model

在离散-连续计算本构模型设置方面，离散元颗粒体中颗粒间黏结采用平行黏结模型，连续元的计算网格采用摩尔-库仑模型。在连续元中，x向和y向计算网格数均为10个，在离散元的颗粒体中，颗粒总数为13 244个。根据工程实际埋深情况按自重应力条件，在连续元区域外围边界上施加水平应力和垂直应力作为模型初始边界条件，同时在连续元外围左右两侧边界固定x向位移、底部边界固定x和y向位移。根据采空区专项勘察报告提供围岩质量评价指标值，最终调试确定的连续元与离散元计算参数分别如表1和表2所示。

表2　离散元计算参数

Table 2　Discrete element calculation parameters

4.2　计算结果分析

隧道左线开挖计算结果如图13所示。图中黄色颗粒体代表未破坏的岩体，黑色及红色短线条分别代表张拉和剪切型破裂。从图13可见：当左线隧道开挖后并计算至2 000时步，隧道顶板正上方与采空区之间的岩体首先产生破裂，随后隧道底板两侧岩体逐渐产生破裂；当左线隧道开挖后并计算至5 000时步，隧道顶板、底板两侧岩体中的破裂逐渐发展，其中，隧道顶板两侧岩体中破裂与垂直方向夹角呈45°向上、向两侧发展，并发展至采空区两侧岩体中，导致采空区中的矿柱发生破坏，而采空区左侧的岩体发生片帮破坏现象；当左线隧道开挖后并计算至10 000时步时，其上方采空区顶板岩体中的破裂快速发展，表现为采空区两帮岩体的破裂与垂直方向夹角呈45°向上、向中间发展，2条破裂带逐渐合并，并不断向上伏边坡地面发展。显然，该过程中采空区上伏围岩产生了比较明显的拱形破坏区域。

隧道右线开挖计算结果如图14所示。从图14可见：当隧道右线开挖后，其周围岩体的破坏过程，与上述左线隧道开挖后围岩破坏过程，表现出相似的特征；同时，整个采空区顶板的破裂带融为一体，破坏范围逐渐扩大并扩展至地表。该过程中右线隧道采空区上伏围岩也产生了比较明显的拱形破坏区域。此外，计算结束后，2条开挖隧道间水平方向的围岩中，破裂并未贯通，表明2条隧道设计距离合适，其开挖施工活动相互影响不大。

图13　隧道左线开挖计算结果

Fig. 13　Calculation results of the left tunnel excavation

图14　隧道右线开挖计算结果

Fig. 14　Calculation results of the right tunnel excavation

综上所述，在采空区下伏开挖修建隧道时，若采空区与隧道间的岩体厚度较薄，相互之间距离不满足临界安全厚度时，若不处治采空区，则极易诱发采空区及隧道周围产生破坏并导致严重的工程事故，进而导致隧道塌方、采空区顶板垮落、地表边坡滑坡等一系列链式破坏现象。这一破坏过程可总结为隧道下穿采空区施工围岩存在“失稳灾变链式效应”，其过程为：1) 隧道开挖首先导致采空区与隧道间的岩体发生；2) 采空区两帮及矿柱破坏；3) 采空区顶板失稳，岩体破坏向上传导；4) 最终采空区失稳诱发地表边坡滑坡灾害。

与前述相似模拟试验结果相比较，隧道下穿采空区施工时，若隧道与上伏采空区之间距离不满足临界安全厚度时，极易诱发隧道围岩破坏、采空区底板及顶板失稳以及地表滑坡等一系列围岩“失稳灾变链式效应”。这一现象通过相似模拟试验及数值计算的方法得到了相互验证。

计算结束时连续元、离散元中破坏区域岩体的分布如图15所示。结合前述分析可以发现，隧道开挖活动先后诱发了离散元中隧道顶板、采空区顶板破坏，同时离散元中围岩破坏区域不断向上传导至连续元中，进而导致地表岩体发生滑动并增大地表滑坡的可能。离散元中的裂纹分布以及连续元中塑性剪应变增量带分布在接触边界上反映的围岩破坏分布及发展趋势基本是一致的，即随着围岩破坏向地表发展，2个采空区上方的破裂带，逐渐融合成1条，直至延生至地表。离散元中的裂纹分布与连续元中塑性剪应变增量带分布，两者的发展趋势较为一致，这亦说明本文的耦合计算结果较为合理，耦合算法理论较为可靠。

图15　围岩破裂及塑性区分布

Fig. 15　Fracture and plastic zone distribution in surrounding rock

5  结论

1) 在隧道开挖过程中，裂缝首先在隧道拱顶和拱腰处产生；当隧道开挖贯通后，隧道拱顶裂缝扩展至采空区底板，采空区顶底板变形曲线大致呈凹槽状。

2) 隧道持续开挖诱发围岩应力重分布。隧道拱顶应力增量呈先增后减趋势，拱腰、拱脚应力增量呈阶梯状上升趋势。而采空区顶底板应力增量呈先增后减趋势，但增量与采空区到隧道距离呈负相关关系。

3) 隧道下穿采空区施工围岩变形破坏过程表现出链式效应，即采空区与隧道间的岩体发生破坏；采空区两帮及矿柱破坏；采空区顶板失稳，岩体破坏向上传导；采空区失稳诱发地表边坡滑坡灾害。

致谢：感谢美国Itasca公司为本文提供技术支持。

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(编辑  赵俊)

收稿日期： 2020 -02 -24; 修回日期： 2020 -06 -02

基金项目(Foundation item)：国家自然科学基金青年科学基金资助项目(51504016)；中央高校基本科研业务费专项资金资助项目(FRF-TP-18-016A3) (Project(51504016) supported by the National Natural Science Foundation for Young Scholars of China; Projects(FRF-TP-18-016A3) supported by the Fundamental Research Funds for the Central Universities)

通信作者：周喻，博士，副教授，从事矿山岩石力学及数值计算研究；E-mail：westboy85@sina.com.cn

引用格式： 李建旺, 冯仕文, 周喻. 隧道下穿采空区施工围岩灾变演化的力学机制[J]. 中南大学学报(自然科学版), 2021, 52(2): 543-554.

Citation: LI Jianwang, FENG Shiwen, ZHOU Yu. Mechanical mechanism of surrounding rock catastrophe evolution during construction of tunnel under goaf[J]. Journal of Central South University(Science and Technology), 2021, 52(2): 543-554.