FLAC

2024-09-30

FLAC(共9篇)

FLAC 篇1

摘要:以某高速公路隧道为例,针对该隧道围岩自稳能力差的状况提出了采用超前小导管注浆加固的措施,并通过数值分析研究了超前小导管注浆技术,监测结果表明,注浆加固能够有效加固隧道围岩,减小隧道变形。

关键词:隧道,数值分析,监测,变形

1 工程概况

1.1 地质情况

十天线高速公路明垭子隧道位于陕西省石泉县城关镇至曾溪乡,进口位于水磨沟,出口位于十里沟,分左右双洞,洞室间距约40 m。左线隧道长4 944 m,右线隧道长4 980 m,均属于特长隧道,最大埋深320 m。

隧址区位于秦巴低山区,山脉走向近东向西,隧道两端沟谷深切,山脊山梁平缓,多呈椭圆丘状。大部分基岩裸露,植被覆盖不均,部分乔木茂密,部分生长杂草灌木,覆盖率不高。进口端地形坡度25°~35°,出口端地形坡度30°~35°,最高山顶845 m,相对高差200 m~320 m。

隧道穿过区域断裂构造和褶皱构造都极为发育,致使不同地层岩石的强烈变形改造,工程条件十分复杂。主体构造形态为铲形断裂组成的半羽状断裂系,共有5条等级为一、二级的断裂出露。各条断裂一级者经韧性再脆韧性和韧性复合叠加改造、二级者经脆韧性再脆性复合叠加改造的变形过程,有较宽的断裂带及其边侧影响带,造成岩石的广泛再碎裂甚至泥砾化的表现。

1.2 岩性调查

1)隧道围岩层理发育,呈片状,而且岩石强度低,自稳能力差,具有遇水膨胀特征。2)隧道目前遇到的围岩状况,给施工带来了许多困难,造成施工进度滞后,施工速度低,对目前施工方法的可行性和适应性提出挑战。3)初步成型隧道严重变形,局部变形量达到600 mm之多,并造成隧道初衬多处破坏,影响到后期的隧道施工和隧道的设计净空,不得不进行整修。需要指出的是,这种趋势尚未得到有效控制,需要深入研究,找到有效的解决或处理方法。4)根据地质勘查报告,未来明垭子隧道还将穿越多条断层和破碎带,面对的工程条件将是十分复杂的,甚至会超出了地质残渣报告预计的情况,因而对施工技术将是严峻的考验。为了保证施工速度,需要提早研究,做好技术准备。

2 超前小导管加固

针对该隧道围岩节理裂隙发育,岩石风化破碎,围岩自稳能力差的状况,召开专题会议,进行了商讨,制定了相应的治理措施。为确保隧道开挖过程中及隧道成型后岩体的稳定性,采取了超前小导管注浆预加固的措施。

2.1 加固原理

小导管注浆法具有施工工艺简单、可操作性强、经济效益好等优点[1],在公路隧道不良地质段开挖时被广泛采用。其加固原理是在拟开挖的隧道轮廓线四周利用小导管注浆形成一定强度和厚度的封闭拱,以提高围岩的自承能力和稳定性[2,3,4]。超前注浆小导管通过高压注浆改变了岩体的结构参数。在未经开挖的岩土体中形成刚度较大的加固圈,提高了岩土体的稳定性。

2.2 加固效应

小导管加固效应可用以下三个方面来解释:

1)锚杆作用。在隧道的超前支护中,小导管的作用往往是锚杆锚固机理中的连接原理、组合梁原理和均匀压缩拱原理的其中两种或三种的综合作用。2)棚架作用。小导管的棚架作用指小导管施作完成后,进行隧道开挖施工时,小导管以靠近掌子面的钢支撑和前方未开挖的部分岩土体为支点,在纵向支撑起中间部分的岩土体,起纵向梁作用。3)锚杆桩作用。超前注浆小导管支护中,小导管的一端与钢拱架固定连接。通过注浆,小导管全长与岩土体胶结咬合,并且形成“壳状”加固圈,当加固圈承受围岩松散压力时,小导管便起到锚杆桩的作用。

3 数值模拟研究

FLAC3D(Fast Lagrangian Analysis of Continua,连续介质快速拉格朗日分析)是由Cundall和美国ITASCA公司开发出的有限差分数值计算程序,主要适用于岩土工程问题分析。该程序建立在拉格朗日算法基础上,特别适合模拟材料大变形和扭曲问题[5]。FLAC3D采用显式算法来获得模型全部运动方程(包括内变量)的时间步长解,从而可以追踪材料的渐进破坏和垮落,本文采用该软件进行数值分析工作。

3.1 模型建立

本次数值模拟分析旨在研究超前小导管的注浆加固作用,为方便起见,模型建立时实际隧道断面仅作为参考,对结果分析并无大碍。考虑到隧道在沿向上是平面应变问题,故模型前后左右采用法相约束,上部施加等效荷载,下部采用固端约束。

3.2 模拟结果分析

图1,图2 分别为不采用和采用小导管注浆时围岩的竖向位移云图和水平位移云图。由图可知,不采用小导管注浆时,隧道开挖后,拱顶和仰拱位移很大。拱顶约为仰拱竖向位移的2/3;采用小导管注浆后拱顶和仰拱最大位移值分别较未注浆时减小了一半多。采用小导管注浆后,隧道开挖时,两侧墙最大水平位移约是未采用小导管注浆时的1/4。图3是不采用小导管注浆和采用小导管注浆时围岩的塑性区范围图。由图3可知,采用小导管注浆后的隧道围岩塑性区范围明显缩小得到控制。通过对超前小导管注浆加固隧道围岩的FLAC3D数值模拟分析可知,采取超前小导管注浆加固隧道围岩后,能够有效减小隧道表面围岩的位移和掌子面的稳定,确保施工安全的同时,大幅度提高施工进度,创造经济效益。

4 实测结果

在实际施工时,加固方案为小导管采用ϕ50×5 mm无缝钢管,钢管长度5 m,按照钢架间距大角度与小角度导管间隔布置,环向间距40 cm,纵向间距50 cm;小角度小导管外插角15°,每环31根,大角度小导管外插角30°,每环24根。

通过图4可知,隧道拱顶沉降量在初始时间呈增加趋势;随着围岩采取加固措施,拱顶下沉速度逐渐变缓,达到55 mm左右时趋于稳定,而隧道净空收敛位移达到20 mm后也趋于稳定。可知超前小导管注浆效果明显,切实可行。

5 结语

本文通过对某山岭隧道岩爆点采集试样进行室内试验研究,主要有以下结论:

1)通过对超前小导管注浆的FLAC3D数值模拟加固效果分析可知,注浆加固层承担了开挖引起的大部分松动荷载。改良加固带的刚度较大、整体性较好,可使拱顶下沉和洞周收敛变形得到有效控制,隧道围岩塑性区范围明显减小。2)超前小导管注浆加固措施可以有效加固破碎围岩。在隧道施工过程中,遇到破碎围岩时,应特别注意加强监控量测、超前地质预报,如前方地质情况有变,应及时加强超前支护,避免塌方等事故发生。

参考文献

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[2]马涛.浅埋隧道塌方处治方法研究[J].岩石力学与工程学报,2006,25(S2):3936-3981.

[3]卓国平.隧道洞口段施工技术研究和原理分析[D].成都:西南交通大学,2003.

[4]夏永旭,王文正,胡庆安.公路双联拱隧道施工过程中中隔墙的变形及稳定性[J].中国公路学报,2007,20(5):83-88.

[5]刘波,[美]韩彦辉.FLAC原理、实例与应用指南[M].北京:人民交通出版社,2005.

FLAC 篇2

张强 20104323 10级水利3班 一,初识FLAVC3D软件:

1,作用:它是一款数值计算软件,有二维和三维计算程序两个版本,在岩土工程领域用处很大,其特点是简单易懂,能够进行土质.岩石和其他材料的三维结构受力特性模拟和塑性流动分析。调整三维网格中的多面体单元来拟合实际的结构。

2,主要应用:(1)承受荷载能力与变形分析: 用于边坡稳定和基础设计

(2)渐进破坏与坍塌反演: 用于硬岩采矿和隧道设计(3)断层构造的影响研究: 用于采矿设计

(4)施加于地质体锚索支护所提供的支护力研究: 岩锚和土钉的设计(5)排水和不排水加载条件下全饱和流体流动和孔隙压力扩散研究: 挡土墙结构的地下水流动, 和土体固结研究

(6)粘性材料的蠕变特性: 用于碳酸钾盐矿设计

(7)陡滑面地质结构的动态加载: 用于地震工程和矿山岩爆研究(8)爆炸荷载和振动的动态响应: 用于隧道开挖和采矿活动(9)结构的地震感应: 用于土坝设计

(10)由于温度诱发荷载所导致的变形和结构的不稳定

(11)大变形材料分析: 用于研究粮仓谷物流动和放矿的矿石流动

二.操作对象:Flac3D中为岩土工程问题的求解开发了特有的本构模型, 总共包含了10种材料模型:(1)开挖模型null(2)3个弹性模型(各向同性, 横观各向同性和正交各向同性弹性模型)(3)6个塑性模型(Drucker-Prager模型、Morh-Coulomb模型、应变硬化/软化模型、遍布节理模型、双线性应变硬化/软化遍布节理模型和修正的cam粘土模型).Flac3D网格中的每个区域可以给以不同的材料模型, 并且还允许指定材料参数的统计分布和变化梯度.还包含了节理单元, 也称为界面单元, 能够模拟两种或多种材料界面不同材料性质的间断特性.节理允许发生滑动或分离, 因此可以用来模拟岩体中的断层、节理或摩擦边界.FLAC3D中的网格生成器gen, 通过匹配、连接由网格生成器生成局部网格, 能够方便地生成所需要的三维结构网格.还可以自动产生交岔结构网格(比如说相交的巷道), 三维网格由整体坐标系x, y, z系统所确定, 这就提供了比较灵活的产生和定义三维空间参数.三.操作命令:

FLAC 篇3

无论教科书还是在《建筑基坑支护技术规程》中,都是假设土钉在其轴线方向上承受平均剪应力来进行考虑分析,通过FLAC3D数值模拟软件对土钉的受力过程和机理进行分析,土钉的实际受力状况并不遵循这一规则。在实际工况下,土钉内的受力状况是不均匀分布的,在边坡中部附近的土钉,其拉力一般呈现出中间大、两段小的枣核形状,土钉的受力特点主要根据其破裂面的位置决定,但并不完全重合。实际的破裂面并不是唯一确定的,主要由实际土层情况、现场周围环境和设计参数所决定。

一、土钉轴力模拟分析

采用FLAC3D仿真模拟软件对土钉支护结构进行分析,土钉受力见下图1和2所示。

图1 土钉平均轴向应力(开挖距底部1m时)

图2 土钉平均轴向应力(开挖完成后)

由图1和图2得知:土钉在支护结构中所受的轴力状态并非规范设计当中所采用的平均剪应力。土钉全长范围受拉,拉应力的大小沿土钉长度方向不均匀分布,总体呈现出中间大、两端小的分布规律,其最大拉应力值出现在边坡破裂面的附近;在竖直方向上,呈现出中部和上部的土钉受力较大,下部坑底附近土钉受力较小的分布规律。随着土方开挖,土钉所受的轴力呈逐步增大趋势,在垂直方向上土钉的受力逐渐向下转移,在土钉长度方向(水平方向)土钉的内力也逐渐向尾部传递,土钉的峰值应力向破裂面附近转移。土钉越是往下,所受轴力的峰值点越是靠近面层,说明破裂面的位置为边坡上部距离基坑较远处,边坡下部靠近面层的圆弧状。

图3 土钉周围水泥浆应力

图3所示为在土钉四周用圆锥体来描述的水泥浆应力,圆柱半径的大小与应力大小成正比。通过土钉周围水泥浆的应力图可以清楚的看到土钉所受到的土应力的大小、性质和分布规律。图中红色部分表示不稳定区域土体与土钉周围水泥浆的接触面上的摩擦力 , 是由于土体在其接触面上的位移所产生,在此区域内的土体由于基坑开挖产生侧向位移,土钉起到约束土体位移、增加土体刚度的作用;黑色部分表示在稳定区域土体与土钉周围水泥浆的接触面上的摩擦力 , 是由于土钉在稳定区域的滑移所产生,此阶段土钉起到应力传递和扩散的作用。 和 虽然同为土钉周围水泥浆上的应力,但是其受力机理却完全相反,一个是不稳定区域土体的滑移造成的土钉被动受力,另一个则是土钉的滑移造成的主动受力。在垂直方向上,土钉周围水泥浆受到的 和 分布规律不尽相同,竖向上部的土钉所受的摩擦力 分布长度最长,中部次之,底部最短,说明在上部产生侧向位移的土体区域较大,而在下部产生侧向位移的土体区域较小。在土钉所受的摩擦力 区域内,中上部土钉的摩擦力峰值一般出现在尾部摩擦力接近零的区段,下部土钉的摩擦力峰值则出现在土钉的端部;下部土钉摩擦力 的端部由于第三主应力 最大出现明显的应力集中现象。

二、边坡位移数值模拟分析

对于土钉支护结构的边坡位移,运用FLAC3D进行模拟计算

图4 土钉墙位移量等值线阴影图 图5 Y向(即水平向)位移等值阴影图

图6 Z向(即竖向)位移等值阴影图

通过对土钉支护结构位移云图分析结果表明:由于基坑开挖,在自重应力的作用下引起的基坑位移呈现出“探头”形状,上部坡顶最大,坡底最小。在水平方向,即边坡向基坑内的位移方向上,呈现出基坑中下部的位移量较大,上部和下部较小的“鼓肚”状。在竖直方向上,呈现出自上而下逐渐减少的位移趋势。

综上所述,土钉支护结构起到了约束土骨架的作用,土钉制约着土体的变形,使土钉和土复合成一整体,承担了主要的荷载,由于土钉本身所具备的较高的抗拉、抗剪切的作用,当土体产生位移的时候应力逐渐转向土钉,延缓了土体塑性区的开展,当土体出现开裂现象时,土钉承受和分担了更多的应力。依靠土钉与土界面相互摩擦的作用,土钉将承受的荷载沿其长度方向稳定区域土体内传递,使基坑的稳定性得到了极大的提高。

三、结论

(一)通过FLAC3D对土钉受力状况模拟,可以清楚的看到土钉轴力中间大、两头小的分布规律。可以通过土钉受力的模拟,分析不同长度土钉轴向的受力状况,得出最合理的土钉长度,达到优化设计的目的。

(二)根据FLAC3D分析的动态显示结果,可以分析出基坑受力变形特点及位移趋势,在边坡中下部的位移量和位移增量最大,在满足稳定性要求条件下,边坡中下部为最危险作业面,从而为设计和施工进行指导。

【参考文献】

[1]刘国彬,王卫东.基坑工程手册.第二版[M].北京:中国建筑工业出版社,2009

[2]张璐,土钉墙与桩锚联合支护相互协同作用性能分析[D].包头:内蒙古科技大学硕士学位论文,2012

[2]储王应,陆红山.基于FLAC模拟的基坑锚杆(土钉)支护分析[J].山西建筑, 2010,Vol.36No.2

[3]建筑基坑支护技术规程[S].JGJ120-2012,中国建筑工业出版社,2012

[4]FLAC 3D.Fast Lagrangian Analysis of Continuain 3Dimensions,Version2.1 [S].Itasca Consulting Group,Inc,USA

[5]刘波,韩彦辉[美国].FLAC原理、实例与应用指南[M].北京:人民交通出版社,2007

【作者单位:许瑶,内蒙古科技大学】

杨海珍,包钢建安(集团)有限责任公司】

FLAC 篇4

世界可开采的固体矿产中,露天开采量约占开采总产量的2/3。中国可供露天开采的矿产资源则尤为丰富,但随着露天矿开采过程中开采深度和边坡高度的增加,开采的难度也越来越大,随之产生的问题也越来越多,其中最为严重的要数边坡稳定性问题,这给国家和企业造成了大量的经济损失和人员伤亡,因此确保边坡的稳定性对矿山的安全生产和企业发展有着非常重要的意义[1]。本文通过FLAC3D软件模拟得到了边破破坏的主要形式,并通过对比选择最经济合理的边坡防护方案,以期为矿山的安全生产提供科学的依据。

1 矿区概况

研究矿区为一单面山坡型露天采场,由于执行困难和条件限制,目前的采场边坡没有按照之前的设计要求和设计规范设置安全平台和清扫平台,以致在2035~2213m高程处形成了最大垂直高度为178m的高陡边坡,最小坡角为42°、最大坡角为50°,平均坡角为46°。地板岩层面由于雨水冲刷和风化作用,局部地段表层已风化成泥状,且顺层脱落,其下层岩完整性较好;边坡稳定性几乎不受东采区断层的影响,并且也没有平面活动。边坡岩体成分主要为白云岩以及少量的片麻岩和页岩,以层状结构分布,破坏方式为层状复合型破坏[2]。在岩层的松散、破碎地段中,具有弧形滑动的可能性。

在近些年的采掘中,高陡边坡已经严重地威胁到矿区的正常采剥工作,尤其是在最近的一次安全检查中,检查人员发现,在矿区顶部已形成两条断开裂缝,一条从坡顶西侧向中部延伸,裂缝长度为173.5m,裂缝宽度最小为17cm、最大为50cm,实测裂缝最大深度大于4m;另外一条裂缝位置出现在排水沟附近,长度为22.5m,裂缝宽度在12cm~18cm。如果发生下滑,将严重影响到采场采剥作业的人身及设备安全。

通过对矿山地质资料的分析并结合实际情况,本文选择运用快速拉格朗日数值模拟(FLAC)分析法对该矿边坡所出现的移动和破坏现象进行模拟分析研究,同时提出处置措施。

2 快速拉格朗日数值模拟(FLAC)分析法

FLAC的英文全称是Fast Langrangian Analysis of Continua。它是基于拉格朗日差分原理的一种显差分程序,与离散元的分析方法大致相似,但它应用了节点位移的条件,可以准确地对模拟对象的位移和变形进行模拟分析[3]。

2.1模拟参数和方案设定

2.1.1模拟所采用的力学参数

岩体的力学特征由岩块和结构面共同决定,根据岩体自身属性以及外界荷载不同,将岩体的破坏方式分为塑形破坏和脆性破坏,但最终决定其强度的主要因素仍旧是岩块和结构面强度、岩体结构等[4]。此外,由于岩体的物理参数随着其赋存环境的改变而发生改变,因此很难获取岩体参数的精确值,只能采取室内相关试验的方法,通过宏观统计岩体参数特性来估算岩体强度和所能承受最大变形范围。本次所用的力学参数是基于Hoek-Brown[5]强度准则上进行岩体力学参数折减,再根据目前边坡的破坏情况和初步的离散元模拟结果得出,各具体参数见表1(单轴抗拉强度σmt/MPa、变形模量Em/GPa、凝聚力c/MPa、内摩擦角φ/°)。

2.1.2模拟方案

计算模拟方案考虑原始现状边坡、卸载到2035水平、不卸载继续开挖到2015水平和处理后边坡继续开挖到1910水平等四个方案如图1~图4,具体剖面参数情况及计算结果见表2。

2.1.3模拟结果分析

从本次FLAC数值计算模拟结果分析得出:

(1)从所模拟的剖面看,当前边坡(2035标高)整体处于极限平衡状态;(2)计算模拟出边坡按原始状态不卸载向下继续开挖20m后,边坡稳定性进一步恶化,即:随着矿山进一步的向下开采,边坡高度持续增加,边坡稳定程度逐渐降低直至边坡滑坡破坏;(3)现状边坡经过上部卸载处理后,边坡稳定性均处于安全状态;(4)考虑到生产的安全性,该采场边坡应采取台阶式回采方式,即“2070标高以上卸载形成5个台阶,下部采取高台阶方式回采到设计标高1910处”,计算模拟得出边坡此时处于极限平衡状态和安全状态,符合露天开采设计的终了境界基本要求;(5)边坡破坏形式主要以复合型平面破坏为主。

3 处置措施的确定

就上述分析而言,针对矿区边坡所产生的问题可用的方法有:放缓边坡(局部放缓、整体放缓)、支挡、锚杆(索)加固等。但在减少治理成本、快速恢复矿山生产及治理措施合理、科学的基础上,我们对不同方案进行了综合比较计算:

(1)整体放缓:按10m一个台阶进行卸载,从坡顶到设计标高1910水平,经初步计算共需挖方600多万方,工程投入成本大,且工期长。(2)支挡:如果使用抗滑桩方案,必须考虑到以下问题。一是风险问题,据前面分析结果,该边坡目前处于一种极限平衡状态,如果在坡体上进行施工,势必会带来一定的安全隐患;二是成本高,由于开挖深度大,加上边坡较长,初步估算后边坡的治理成本相对较高。(3)锚杆(索)加固:一是施工困难,由于该边坡目前是一面坡的形状,如果打锚杆(索)的话会相当困难,而且存在一定的安全隐患;二是成本高,据初步分析,该边坡的滑面据坡面30多米,这种处治方法同样成本较大。(4)局部放缓[6]:将边坡上部进行局部卸载,使其形成台阶式回采方式。该方案的实质是从坡顶向后开挖40m,超过目前边坡顶部张裂缝后,沿底板岩层的自然结构产状向下开挖边坡,初步设计台阶高度30m,平台宽度8m,共形成5个台阶。经估算,该方案需要开挖的土石方量仅在136万方左右。

经过分析,可以认为局部放缓(卸载)是最优的处置方案。通过上述几种处置措施相对比可以看出,局部放缓(卸载)措施可以大大减少剥离量,降低治理成本及相关风险。为了避免大气降雨对边坡的破坏和影响,在台阶坡面需进行防水处理(喷射混凝土),避免雨水渗入边坡,进而影响到边坡的稳定。在生产过程中,还应减少爆破震动影响,加强边坡的变形观测和预测预报,保障生产的安全。

4 结论

通过模拟分析可以看出,随着矿山进一步的开采,边坡高度增大,边坡安全性也将逐渐降低,因此,边坡的安全存在很大的技术风险和隐患,建议采取局部放缓的方法来减缓边坡灾害的危险性,同时应对边坡加强变形监测,预测预报未知潜在的失稳隐患,避免边坡灾害的发生。

摘要:针对云南某矿边坡所出现的移动和破坏现象,本文采用FLAC分析法结合该矿的实际情况对边坡稳定性进行模拟分析,分析结果表明边坡整体处于极限平衡状态,但随着开挖的继续(20m深),边坡的稳定性将会进一步恶化且边坡破坏形式主要以复合型平面破坏为主。此时需要对边坡加强变形监测,并通过对防护措施:整体放缓、支挡、锚杆(索)加固、局部放缓的综合比较确定该矿的最优防护处置方案。从而避免边坡灾害的发生。

关键词:边坡,稳定性,FLAC,模拟

参考文献

[1]刘琳,王志国,艾立新,等.基于FLAC数值模拟的边坡稳定性分析[J].现代矿业,2014(3):62-64.

[2]黎立云,宁海龙,刘志宝,等.层状岩体断裂破坏特殊现象及机制分析[J].岩石力学与工程学报,2006(25):3933-3938.

[3]王学滨,潘一山,马瑾.FLAC~(3D)在岩石变形局部化数值模拟中的应用[J].辽宁工程技术大学学报(自然科学版),2001(4):522-523.

[4]刘刚,赵坚,宋宏伟.节理分布对岩体破坏影响的数值模拟研究[J].中国矿业大学学报,2007,36(1):17-22.

[5]闫长斌,徐国元.对Hoek-Brown公式的改进及其工程应用[J].岩石力学与工程学报,2005,24(22):4030-4035.

FLAC 篇5

为认清不同支护方式对围岩的影响,以某矿红土层中巷道为背景,在这种红土层软岩巷道中,通过底拱与反底拱2种不同的支护方式对围岩应力、位移及塑性区变化情况的影响进行了数值模拟分析, 从而验证了相关理论分析的可靠性。

1地质条件

某矿3802工作面主采的8#煤层平均厚9. 52 m, 倾角平均7°,赋存稳定。煤层普氏系数f = 3. 00 ~ 3. 99,平均3. 5,强度较高,煤体完整性较好。巷道围岩为浅色红土层,厚度大于600 m,遇水膨胀变形,巷道易发生底鼓。

2巷道底鼓预控技术数值模拟研究

本次分析采用Bingham流变模型对软岩巷道开挖后围岩蠕变进行模拟。Bingham体[5 - 6]由弹性模型H和黏塑性模型VP串联组成,其总应变为H体应变与VP应变之和,而总应力等于H体应力,也等于VP体应力,其结构如图1所示,模型符号为B = H - ( N | V) 。

本构方程如下:

式中:ε 为模型总应变;σ 为模型两端总应力;σs为模型屈服极限应力;k为体积模量;η 为Bingham体黏滞系数。

假设模型受到一个正应力 σ0作用,则有如下两种情况:在恒定应力作用下,,若 σ0< σs,VP体没有变形,只是弹簧有变形发生,无蠕变;当 σ0≥σ 时,有蠕变发生,此时式(1) 中第二式变为,此时模型总应变ε为弹性模型H应变和黏塑性模型VP应变之和,即:

若保持应变值 ε0不变,则有。如果此时的应力值 σ0< σs,则VP体仍为刚体,无变形,也没有松弛。

当σ0≥σs时,变为,解此微分方程得松弛方程:

Bingham体无弹性后效,而有黏流,对软岩的数值模拟有着独到的意义,尤其对软岩巷道的开挖及开挖后岩体的变形特性可以进行较好地描述[7 - 8]。

黏土质红土层材料特性见表1和表2。

由表1和表2可知,岩石力学性质指标主要有: 红土层岩石的单轴抗拉强度平均为4. 20 MPa,黏聚力为1. 49 MPa,内摩擦角为26. 3°,单轴抗压强度平均为23. 10 MPa。

3巷道底鼓预控技术数值模拟方案

针对红土层中硐室采用2种不同的支护方式进行模拟。模型共划分22 500个单元,长宽均为150 m,模型顶部加17. 25 MPa压应力。

方案1:巷道周边采用 Φ18 mm × 1 800 mm螺纹钢锚杆支护,间排距800 mm ×800 mm,肩角锚杆为 Φ 20 mm × 2 000 mm,喷砼厚150 mm,如图2所示。

方案2:同样采用 Φ18 mm × 1 800 mm螺纹钢锚杆支护,间排距800 mm × 800 mm,150 mm厚砼喷浆层,而巷道底板以半径3 300 mm形成反底拱,并加以150 mm厚砼喷浆层。模拟中硐室支护如图3所示。

4巷道底鼓预控技术模拟结果与分析

每种方案均采用流变模型[9],对2种不同支护方式下巷道周边各点位移量进行监测。

4. 1垂直位移对比分析

两种方案的垂直位移对比图见图4。由模拟结果分析可知,未采用反底拱进行硐室支护时,硐室底鼓量为450 mm,硐室顶板监测点下沉量为450 mm。 采用反底拱进行硐室支护后,硐室底鼓量为50 mm, 硐室顶板监测点下沉量为50 mm。可见,红土层的强度低,采用不合理的支护方式导致断面变形大,收缩严重,尤其是巷道的底鼓严重影响硐室的正常使用;但采用合理的支护方式,可有效地阻止硐室断面收缩变形。

4. 2最大主应力对比分析

两种方案最大主应力对比图见图5。

由图5可知,由于红土层塑性流动大,致使硐室周围围岩失去承载能力,1. 5 m范围内几乎不能承载。采用反底拱进行支护,使顶板及两帮处应力不向底板转移,从而提高了硐室围岩的承载能力,从最大主应力图及最小主应力图均可说明这一点。

4. 3塑性区对比分析

两种方案塑性区对比图见图6。

由图6分析可知,硐室周围尤其是顶底板,出现较为严重的塑性破坏,势必使硐室周围应力向深部转移,并形成应力集中,应力集中的出现,又会严重影响该范围内的其他硐室或巷道的正常使用。采用反底拱支护方式,硐室周围围岩未达到其承载极限, 较好地发挥了围岩的自承能力。

4. 4流变速度对比分析

两种方案硐室底板中点垂直蠕变速度曲线见图7。

通过对比两种支护方式下底板蠕变速度可知, 采用反底拱进行支护时,硐室底板流变速度为8. 64 mm / d;未采用反底拱进行支护时,底板的垂直流变速度为30. 2 mm/d。可见,未加反底拱围岩的流变速度大约是加反底拱围岩流变速度的3倍。

5结论

1) 本次FLAC分析中采用Bingham流变模型对软岩巷道开挖后围岩蠕变进行模拟,B体无弹性后效而有黏流,对软岩的数值模拟有着独到的意义,尤其对软岩巷道的开挖及开挖后岩体的变形特性可以进行较好地描述。

2) 对原有支护和反底拱支护技术对比分析得出二者硐室底鼓量分别为450、50 mm;水平位移量分别为400、90 mm;下沉量分别为450、50 mm;流变速度前者也大约是后者围岩流变速度的3倍。可见采用反底拱支护技术明显改善了软岩巷道支护特性, 阻止了硐室断面收缩,也使顶板及两帮处应力不向底板转移,从而提高了硐室围岩的承载能力,硐室周围围岩未达到其承载极限,较好地发挥了围岩的自承能力。

3) 模拟实验验证了反底拱技术相对底拱支护技术的优越性,同时改进了原有支护参数设计,并以模拟分析的结果为指导,能作为高应力软岩巷道耦合支护的技术设计参考。

摘要:采用FLAC模拟分析的方法,对某矿红土层中巷道采用底拱和反底拱2种不同支护方式下围岩力学行为进行了研究,系统分析了不同支护方式下围岩应力、位移及塑性区的变化情况。研究结果表明:采用反底拱进行硐室支护后,硐室底鼓量为50 mm,顶板监测点下沉量为50 mm,均为采用底拱支护技术的1/9左右;底板的垂直流变速度为8.64 mm/d,为采用底拱支护技术的1/3;最大应力明显降低。反底拱支护显著提高了围岩的强度和承载能力,有效地控制了软岩巷道的底板变形膨胀。

FLAC 篇6

FLAC是一种用于工程力学计算的显式有限差分程序。内部含有多个力学模型, 如摩尔-库仑模型, 应变硬化/软化模型, 节理模型及双屈服模型等, 用以模拟高度非线性, 不可逆等地质材料的变形特征。FLAC可以模拟岩层中不连续面, 含有4种结构单元, 分别为梁、锚杆、桩及支柱单元, 并可模拟各种支护构件。

FLAC的求解过程如图1。首先从已知的应力或力, 据运动方程导出新的速度和位移, 然后由速度导出应变速率, 从而求出新的应力。

2 数值模拟条件及力学模型

2.1 模拟对象

数值模拟良庄煤矿8203综采工作面运输巷。巷道开掘在2#煤层中, 顶底板岩层分布和巷道支护断面如图2。开挖方式为炮掘, 顶板采用M钢带加长锚固组合锚杆支护。倾斜锚杆为20#-2200, 顶板中部锚杆为20#-2000, 排距0.6m。两帮采用φ20mm×2000mm等强螺纹钢锚杆支护。

2.2 模拟方案

模拟方案共18个 (表1) , 分析不同条件下巷道围岩变形和破坏的规律。

3 模拟结果及分析

原岩应力状态下, 巷道围岩位移和破坏范围都很小。垂直应力与围岩位移关系如图3 (水平应力均为2σ0) 。随着垂直应力增加, 顶板下沉量和帮位移量都在不断增加, 特别是帮位移量增加剧烈, 两帮塑性区急剧扩大。可见, 垂直应力对巷道两帮煤层的位移和破坏影响最为明显。

注:表中σ0为垂直原岩应力, λ为侧压系数。

水平应力与巷道位移的关系 (垂直应力均为2σ0) 。随着水平应力增大, 巷道顶板下沉量、底臌都明显增加, 两帮位移也显著增加, 但幅度没有前两者大。拉断区和剪切破坏区迅速扩展至整个直接顶和直接底。两帮煤层的破坏深度没有明显增加, 但出现破坏的单元数明显增加, 拉断区深度和范围也显著扩大。可见, 水平应力是决定巷道顶板岩层变形和破坏的关键因素。

4 井下试验

在良庄煤矿8203运输巷, 试验了锚杆支护, 支护参数与数值模型相同。从井下施工开始进行了长期矿压观测。累计的顶底板移近量为371mm, 两帮移近量为423mm。巷道维护状况满足了生产需要。表明FLAC3.3可以比较合理地模拟巷道围岩的大变形和破坏, 计算结果有一定的可靠性。

5 结论

(1) 大埋深井巷锚杆支护设计采用FLAC软件, 在解决几何非线性、大变形问题上尤为突出, 为煤矿巷道支护设计提供了一个有力工具。

(2) 在倾斜或缓倾斜煤层中开掘的矩形或倒梯形巷道中, 垂直应力对巷道两帮煤层的位移和破坏影响最为明显, 而水平应力是决定巷道顶底板变形和破坏的关键因素。

FLAC 篇7

关键词:FPGA,FLAC,硬解码,IP核

0 引言

FLAC是音频的无损压缩格式, 即音频以FALC编码解码后不会丢失任何信息,FLAC音频文件解码还原为WAV文件后, 与压缩前的WAV文件内容是一样的[1]。FLAC是专门针对PCM音频的特点而设计的压缩方式。现今大多数据系统采用专用芯片或者软件实现FLAC音频的解码。 使用专用芯片灵活性差, 不利于FLAC解码器的特殊应用。 而软件实现解码需要占用大量的系统资源,且解码效率低。

FPGA具有运行速度快、 可重复编程、 集成度高等优点,是进行原始设计最理想的载体[2]。 为此,笔者以音频播放系统中FLAC解码为应用背景, 提出了一种采用Verilog语言设计的通用FLAC音频解码器的FPGA模块化解决方案。 所设计的解码器可作为IP核用于专用音频集成电路设计或者FPGA设计中, 可以缩短设计周期,提高系统设计的成功率。

1 FLAC编码原理及FALC音频格式

与其他的音频编码器类似,FLAC对音频的编码需要经过四阶段: 分块、 声道去相关、 预测编码和残差编码。 首先,把未经压缩的音频流划分为块,并进行独立压缩,分块的大小是可变的;然后,对每个分块进行声道去相关操作, 去除声道间的冗余信息; 之后进入预测器进行预测编码,分块越大,压缩等级越高,就越难以找到高效的压缩模型;最后使用残差编码对预测编码残留下来的残差进行编码,得到最终的音频编码信号。 FLAC编码过程如图1 所示。

图2 为FLAC音频文件格式示意图。 所有FLAC文件都以四个字节的 “f La C” 标志开头。 FLAC文件标志之后就是数个元数据块,每个元数据块用来描述特定的音频信息。 最后就是音频帧。 每个音频帧主要包括了帧同步字、 子帧样本数量、 采样率、 声道分配、 样本采样深度、CRC-8 校验码以及编码主数据。 在FLAC比特流中,所有的数值都是整数,没有浮点运算。 所有的数值都采用大端模块, 且如果没有特殊说明, 所有的数值都是无符号的。

2 FLAC音频解码器的设计

2 . 1 硬件结构设计

FLAC音频解码器的整体设计框图见图3 , 其中FLAC音频解码器由以下9 个模块组成: FLAC文件缓存模块、 预处理模块、 主控模块、 元数据处理模块、 帧同步模块、 帧解码模块、 左右声道缓存、 逆去相关模块和I2S音频接口模块。 其中主控模块控制FLAC解码器运行以及数据的流向。 FLAC音频解码器除了有时钟和复位信号外, 与处理器连接的还有数据输入端口、 写请求信号线和写满信号线。 采用I2S音频总线与音频数模转换芯片连接。 FLAC音频解码器的各个模块功能将在下面详细介绍。

2 . 2 FLAC文件缓存模块

FLAC文件缓存模块负责储存处理器传递进来的FLAC数据。 如图4 所示, FLAC文件缓存模块由两部分组成:FIFO模块和启动信号发生器。 这里的FIFO输入输出宽度为32 bit,深度为1K。 FIFO模块的写满标志信号线作为输出外, 还作为启动信号发生器的输入信号。为了减少操作的复杂性, 此FLAC解码器并不向外部提供专用的启动控制信号线, 笔者设计了如下自启动方式: 在处理器开始往解码器写入数据时, 解码器并没有立即启动相应的模块进行解码。 当FLAC文件缓存模块首次缓存满后,启动信号发生器会产生一个有效的启动信号, 主控模块检测到启动信号有效才会跳出空闲状态,启动相应的模块开始进行解码。

2 . 3 预处理模块

由于FLAC文件缓存模块输出的数据是并行数据,而内部各个模块每次取数是不定长度的,为了降低取数操作的复杂性, 本文设计了预处理模块, 负责将并行的码流转换成可取任意位码元的码流。 预处理模块为控制模块提供编码器输入FIFO的状态信息, 当其他模块读取数据前需要对FIFO空状态进行检测。 同时,预处理模块还为帧解码模块提供字节对齐信息。

图5 给出了预处理模块结构框图,其主要由两部分组成:边沿检测器和任意位移位寄存器。 边沿检测器将检测到的读请求信号电平变化转换为与时钟同步的单脉冲信号,以此作为任意移位寄存器移位控制信号。 任意移位寄存器模块的工作机制是根据输入的移位比特数n,在读请求信号的驱动下,将高位的n比特移出, 更新输出。

2 . 4 控制模块

此模块是整个FLAC解码器的核心控制模块, 主要功能是检测FLAC文件缓存的储存状态, 控制各个模块的运行与停止, 并响应模块解码过程中反馈的信息,同时完成将FLAC文件数据传送到相应模块。 具体过程如图6 所示。 在控制器中采用了状态机的设计方式。

主控模块的状态机状态有:Idle( 空闲)、S1( 解析元数据)、S2( 帧同步)、S3( 帧解码)、S4( 完成文件解码)、S5 ( 解码失败)。

FLAC文件缓存模块首次储存满时, 向主控模块发出Start信号有效, 主控模块检测到启动信号有效后会立即从预处理模块获取前4 个字节的码流,如果检测到这4 个字节是FLAC文件的标志 “Fla C”,则会进入S1(元数据解析)状态,并启动元数据解析模块。 如果检测到不是有效和FLAC文件标志, 则会向外部处理发出文件错误信号。

在解析元数据过程中,如果FLAC元数据存在错误,元数据解析模块会向主控模块发出S1_Error信号有效,主控模块检测到此S1_Error信号有效后进入S5(解码失败) 状态, 并最终返回到Idle ( 空闲) 状态, 同时FLAC解码器向外部处理器发出文件错误信号。 如果元数据解析模块成功完成所有元数据的解析工作,则会向主控模块发出S1_Finish信号有效, 主控模块检测到S1_Finish信号有效后会进入S2 ( 帧同步) 状态, 启动帧同步模块进行帧同步。

帧同步模块如果同步成功会产生Syn_Frame信号有效, 主控模块检测到此有效信号会进入S3 ( 帧解码) 状态, 并启动帧解码模块开始解码FLAC数据。 帧解码模块完成一帧数据的解码会向主控模块发出有效的Finish信号, 主控模块据此会再次进入S2( 帧同步) 状态, 如此循环,直到完成整个文件的解码。

2 . 5 元数据解析模块

FLAC最多支持128 种元数据块, 目前只定义了7种。 但并不是所有的元数据块都对FALC解码有用, 因此本文设计的元数据解析模块只对其中STREAMINFO类型的元数据进行解析, 其他类型的元数据块不作解析。 所有的FLAC文件都包含STREAMINFO类型的元数据块, 此元数据块提供了关于整个FLAC音频流的信息:采样率、声道数量、总采样数等。 其中的总采样数参数提供给主控模块,主控模块将此总采样数与当前已经解码的采样数进行比较, 以此来判断是否完成整个FLAC的解码。

2 . 6 帧解码

解码是编码的反过程,解码器并不关心FLAC文件的压缩等级, 而只需要根据FLAC文件中提供的编码参数进行解码即可。 与编码过程相对应,解码同样也依次经过四个阶段:残差解码、预测编码还原、逆去相关、重组。

2 . 6 . 1 残差解码

信号经过预测编码时,预测器不能非常精确的描述整个信号,因此使用预测模型描述的信号与原始信号是存在差值的。 FLAC只采用一种方法(Rice Coding) 对残差进行无损编码,残差编码后的数据量远远小于原始数据量。 对残差编码值进行解码很简单,本文采用下面的算法对之进行解码。

解码前需要从FLAC码流中提取出相应的残差解码参数:阶数m。 假设S为当前FLAC码流,高位在前。 首先对S从高位开始计算停止位 “1”前 “0”的个数为n。 再从停止位 “1” 后面取出g比特的二进制码, 用k表示此二进制码所代表的十进制数, 再进行如下计算:H=n*( 2m) + g 。 最后根据下面的方法计算最终的解码值X :

( 1 ) 如果H是偶数, X = H / 2 ;

( 2 ) 如果H是奇数, X = - ( ( H + 1 ) / 2 ) 。

至此, 残差解码已经完成, 解码得到的X需要输送到预测编码还原模块。 需要指出的是,FLAC的残差解码采用四种预测模型:原样模型、常量模型、固定的线性预测模型和FIR线性预测模型。 而只有采用后两种预测模型的编码才会产生残差,前两种预测模型只在预测编码还原阶段进行解码还原。

2 . 6 . 2 预测编码还原

如前文所述,FLAC有四种预测编码模型, 对使用原样模块和常量模型编码的信号进行还原比较简单。 如果是原样模型,只需要根据帧头部的编码个数L和原样模型中编码长度n从FLAC码流中直接提取L个长度为n编码值即可。 对于常量模型, 需要从FLAC码流中提取出一常量值,依次输出L个此常量值即可。

对使用固定线性预测模型编码得到的信号, 还原信号等于预测值加上残差值。 预测值根据前n个训练样本通过固定的预测算法计算得到。

对使用FIR线性预测模型编码得到信号, 计算过程稍微复杂些。 在编码时为了避免小数乘法运行,需要将实数型的预测因子都扩大2n倍, 舍去小数, 同样也需要将原始信号扩大2n倍。 因此解码时使用扩大了的预测因子和训练样本还原得到的信号需要缩小2n倍, 再与所对应的残差相加得到还原信号。

2 . 7 逆去相关模块

在立体声音频流中,左右声道之间的相关性导致存在大量的冗余信息。 FLAC有多种去除声道相关性的方法。 对一帧中,编码器会选择效果最优的一种方法去除声道相关性。

( 1 ) 独立编码。 左右声道分别独立编码, 不做去相关性处理。

( 2 ) 中边编码。 通过对左右声道信号进行运算产生中值声道和边值声道。 而且规定中值声道是左右声道信号的均值,边值声道都是左声道减右声道得到的。

( 3 ) 左边编码。 被编码成独立的左声道和差值声道。

( 4 ) 右边编码。 被编码成独立的右声道和差值声道。逆去相关模块内部结构如图7 所示。

逆去相关模块主要由相关性还原模块、 声道配置队列模块、采样数队列模块和减法计数器等组成。 由于左右声道缓存中可能存在数帧,因此需要声道配置队列模块和采样数队列模块将左右声道缓存中各个帧的声道配置信息和采样数缓存起来,采用减法计数器计算缓存中当前剩余采样数, 当计数器计数到 “0” 时, 会从采样数队列模块中获取下一帧的采样数并预装计数初值,同时声道配置队列模块的输出也更新到下一帧的声道配置信息。 相关性还原模块根据新的声道配置信息对新一帧的左右声道数据进行相关性还原。

2 . 8 I2S音频接口

I2S有3 个主要信号: ( 1 ) 比特时钟BCLK , 即对应数字音频的每一位数据,BCLK都有一个脉冲。 BCLK的频率=2× 采样频率 × 采样位数;(2) 帧时钟LRCK, 用于切换左右声道的数据。 LRCK的频率等于采样频率;(3) 串行数据SDATA,就是用二进制补码表示的音频数据。 有时为了使系统间能更好地同步,还需要另外传输一个信号MCLK , 称为主时钟[3]。

为了解决音源采样率的问题, 实现对44.1 k Hz和48 k Hz音频的精确采样, 本设计采用了双晶振方案。22 . 579 2 MHz晶振用于44 . 1 / 88 . 2 k Hz的音源采样率,24 . 576 MHz用于48 / 96 / 192 k Hz的音源采样率。

本文设计的I2S音频接口模块由两部分组成: 分频模块和并串转换模块,如图8 所示。 分频模块根据外部输入的采样率选择22.579 2 MHz或者24.576 MHz作为输入时钟,并分频出I2S的3 个时钟信号。 同时分频出的BCLK也作为并串转换模块的时钟, 并串转换模块将DATA信号总线上的数据以串行方式输出。

3 系统仿真及分析

系统在Quartus II 12.0 中进行设计、综合仿真,并将设计下载到DE2-115 开发板的Cyclone IV EP4CE115F29C7N上。 为了验证设计的正确性,通过modelsim工具对FLAC解码器的工作状况进行仿真验证。 笔者编写了test_bench文件读取计算机中的音频文件输入到FLAC解码器中。 图9 为解码器解码输出时序。 从图中可看出,FLAC解码器能实现正确解码, 且I2S音频接口模块各种信号完全满足时序要求。

4 总结

为了解决高保真FLAC音频播放系统中软件解码效率低下、 占用系统资源大的问题, 本文提出了一种基于FPGA的FLAC音频硬解码的设计方案。 本设计采用Verilog语言, 在ALTERA公司的FPGA ( Cyclone IV EP4 -CE115F29C7N ) 芯片上成功实现了对FLAC音频文件的解码。 利用FPGA实现FLAC音频的解码器可以作为IP核应用于不同的So C音频播放系统中,有助于缩短产品的开发周期。

参考文献

[1]COALSON J.Flac-free lossless audio codec[EB/OL].(2014-12-27)[2015-5-2].http://xiph.org/flac/index.html.

[2]夏宇闻.Verilog数字系统设计教程[M].北京:北京航空航天大学出版社,2003.

FLAC 篇8

应力集中是导致煤与瓦斯突出的重要因素。从井壁到四周应力集中的峰值处有一个安全区, 该区内存在无突出危险的煤岩体。煤岩体的存在一定程度上阻止煤与瓦斯突出的发生, 煤岩体受压后的弹性变形能和瓦斯压力能否释放取决于安全区的厚度。因此掘进头前方的应力场动态分布情况的研究对于预防煤与瓦斯突出事故以及石门揭煤具有现实意义[1,2,3,4]。

1 容光矿矿井基本情况介绍

容光矿位于贵州省桐梓县城以西, 采用斜井开拓, 井田内没有发现大的断裂构造。在井田中部N4-N5勘探线附近, 从地表发现F1、F2、F33条正断层和逆断层。8#煤层顶部有一个小正断层。回风斜井依次穿过五层可采煤层, 分别是6#、8#、9#、11#、12#煤。煤层倾角20°, 地质构造复杂。

2 掘进工作面力学模型

2.1 模型建立原则

根据容光矿回风斜井的实际情况, 做如下假设:层状岩体具有弹塑性, 各层皆为均质连续体;掘进的动态过程对应力分布最终结果没有影响;不考虑地应力、温度场、瓦斯压力对模拟结果的影响, 模型四周空间位置不变;底部是固定边界, 但是考虑上覆岩层的重量;在研究范围内和应力集中区, 网格的划分较密集。

2.2 掘进工作面力学模型

设计径向和球向两个二维模型。在球向模型的斜井底板设一条观测线, 并在垂距0 m、2 m、5 m设置3个观测点。

对于径向模型, 设置矩形几何边界, 其中长257 m, 高174 m;对于球向模型, 设置正方形几何边界, 边长80 m。两个模型都考虑岩层的分层特性, 并根据容光矿煤岩层的分层特征和煤岩层属性, 给模型赋值。

径向模型斜井倾角和各煤岩层倾角分别为30°和20°。一共划分25 700格, 其中水平方向和垂直方向上各划分257和100格。根据矿井实际情况, 靠近11#煤位置的单元格较密。

球向模型根据容光矿的实际情况设置一半拱形断面。该断面净宽、墙高、净高分别为5.2 m、1.8 m和4.4 m, 净断面积为20 m2。一共划分12 000格, 其中水平方向和垂直方向各划分120和100格, 根据矿井实际情况, 靠近11#煤位置的单元格较密。

3 数值模拟结果及分析

3.1 径向模型的数值模拟结果及分析

模拟结果如图1所示。从Y方向云图分析可知: (1) 顶板处所受应力最大, 破坏程度最严重。掘进工作面正前方是应力峰值区, 并向顶板岩层延伸;最先破坏的是工作面岩体, 应力峰值向深部延伸。 (2) 随着掘进面的推进, 应力峰值逐渐升高, 揭煤后达到35 MPa。因此过揭煤过程中, 过石门时, 应该加强巷道顶部的支护, 确保顺利揭煤。从X方向云图分析可知: (1) 随着掘进面的推进, 应力峰值向巷道深部移动。应力峰值在5 m区时位于巷道边壁位置, 在2 m区时距巷道边壁约2 m, 揭煤后约在7 m位置。 (2) 随着掘进面的推进, 应力峰值不断增加, 但是幅度变小, 而影响范围增大。垂距5 m和揭煤后应力峰值分别为35 MPa和50 MPa。

3.2 球向模型的数值模拟结果及分析

图2是球向模型Y方向应力云图。从图2 (a) 、图2 (b) 、图2 (c) 分析可知: (1) 随着工作面的推进, 煤层卸压的程度和范围变大, 井筒周围的应力集中区的影响范围和峰值变大。 (2) 最先破坏的是巷道底板中央。巷道两侧有应力集中区, 极限影响范围是5~8 m。在5 m和2 m区得瓦斯抽排措施必须在极限影响范围内。现场打钻时, 由于煤岩体的破坏, 使得应力集中区向深部移动, 煤岩层起到了安全保护作用。从图2 (d) 、图2 (e) 、图2 (f) 分析可知: (1) 具有相对明显位移的区域是距井筒工作面下方约5 m和井壁周围2 m范围内, 并且随着深度的增加位移量减小。随着距离煤层越近, 位移的方向从井筒正下方向井筒两侧发展, 并且范围增大。 (2) 掘进工作面正下方位移量最大, 整体形成漏斗形状。随着岩距的变小, 岩层变形越强烈, 裂隙会更多, 瓦斯的的运移会更容易。 (3) 底部位移从下往上逐渐变大, 整体表现为向巷道空间鼓起。

3.3 观测线上应力及位移分布状态

如图3 (a) 所示为观测线上的应力分布状态图, 分析可知按照顺序垂距5 m、2 m、0 m的3个区的特点为: (1) 在Y方向应力升高速度逐渐降低。5 m区在0~4 m范围内应力增加速度最大, 4 m以后缓慢增加, 在8 m左右达到原始应力;2 m区在0~3 m内卸压速度上升最快。由于此处可以影响整个煤壁, 因此在此范围内卸压效果明显;煤层暴露在底板表面时, 应力上升较平缓。 (2) 卸压范围逐渐扩大。其卸压范围分别是8 m、10.5 m、13 m。

从图3 (b) 分析可知:5 m垂距区和2 m垂距区变化趋势相类似。在各自应力变化较快的范围内, 位移随着往煤岩体深处延伸的逐渐减小并最终趋于0位移。其区别在于, 2 m垂距区的最大变形是5 m垂距区的2倍左右。煤层揭开后, 观测线上的位移在0~2 m区域内下降近似直线, 在2 m处有一明显拐点, 之后位移缓慢下降, 并最终趋近于0。

如图3所示, 5 m垂距区观测线上的位移变化趋势表现为在Y方向应力急速增加范围内迅速下降, 在往煤岩体深处延伸的同时变化趋势逐渐变小并逐渐趋于0位移。2 m垂距区观测线上的位移变化趋势与5 m区相似, 但其最大变形为5 m区的2倍, 在3 m位置处有一较明显的拐点, 在拐点后, 位移变化趋势趋于平缓, 并逐渐趋于稳定。11#煤被揭开后观测线上的位移变化相比5 m和2 m区有较明显差别。位移在0~2 m区急剧下降, 且在大约2 m位置处出现一个非常明显的拐点, 过了拐点后位移缓慢下降, 直至位移趋近为0。

4 回风斜井煤与瓦斯突出危险性分析与应用

由应力分布特点可知, 在工作面揭开具有突出危险性的煤层时, 如果工作面下方卸压区使煤岩体突出的能量降低, 那么煤与瓦斯突出的危险性就相对较小。反之, 在采掘进入突出危险煤层时, 如果安全区不能抵挡地应力和瓦斯压力的综合作用时, 就会发生煤与瓦斯突出。

通过FLAC-3D计算并分析出的应力分布规律, 在容光矿回风井长距离安全揭煤过程中得到了应用。

参考文献

[1]陈清运, 蔡嗣经, 等.地下开采地表变形数值模拟研究[J].金属矿山, 2004 (7) :19-21

[2]蔡美峰.岩石力学与工程[M].北京:科学出版社, 2002

[3]孙玉宁, 李化敏.煤层群开采矿压显现的时空关系及相互影响研究[J].煤炭工程, 2004 (1) :54-58

FLAC 篇9

关键词:FLAC数值模拟,沿空留巷,应力分析,支护

1 概述

沿空留巷是矿井广泛使用的巷道技术。沙曲煤矿24207工作面运输顺槽 (即胶带机顺槽) 在工作面回采后将作为沿空留巷保留下来为下一工作面继续服务。目前该巷道的掘进工作已经结束, 由于留巷方式由阶段性留巷改为全长留巷, 按照全长沿空留巷的技术要求, 针对巷道的维护情况提出此支护方案。

2 沿空留巷的关键技术

2.1 技术原则

沿空留巷的顶板活动决定了沿空留巷围岩的稳定性, 可从四个方面来进行有效控制:

(1) 充填体的合理设计。为有助于关键块尽快稳定, 并能适应其回转下沉, 充填体必须具有早强、速凝和可缩的特性。充填体的合理尺寸是充填体具有较高支护阻力和一定可缩量的保证, 从而使其与巷道的实体煤帮共同承载, 确保围岩稳定。

(2) 直接顶板的合理支护。保持下位顶板的稳定性和完整性是围岩稳定的又一关键。

(3) 实体煤帮的合理支护。实体煤帮是沿空留巷围岩的主要承载体, 是关键层回转下沉的支点, 其下沉与变形必将导致围岩变形加大。实体煤帮的有效支护将对沿空留巷围岩的稳定起到很大作用。

(4) 巷道帮角的合理加固。一般而言, 巷道帮角的应力集中程度较高, 易导致底鼓和顶板破坏。通过合理的锚杆布置加固巷道帮角, 既可强化帮角的围岩强度, 又可使帮角的应力集中向围岩深部转移, 从而达到围岩稳定的目的。

2.2 关键加固技术

关键层在从破断到“砌体梁”平衡结构的形成过程中, 关键块的回转下沉, 使沿空留巷煤帮作为砌体梁的一个支撑点承受较为集中的支承压力, 所以沿空巷道煤帮会产生严重破裂。这不仅导致煤帮强烈位移, 而且随关键块的回转角增加, 会引起巷道下位顶板急剧沉降。由于充填墙体在此期间承受的来自顶板的压力很大, 而充填墙体的破坏将直接导致巷道顶板的失稳, 煤壁侧过大的变形也会直接影响到顶板的安全, 所以在此阶段, 巷道顶板控制包括两个方面:一个是顶板的加强支护;另一个是维护巷旁充填墙体以及煤壁的稳定。此时应把巷帮和顶板视为一个统一的整体, 遵循帮顶同治的原则。

(1) 帮部加强支护技术

根据前面的分析, 巷旁充填墙体和煤壁对顶板的作用非常重要, 因此, 要想在留巷期间控制顶板的稳定, 必须采取技术手段在此期间控制两帮部的过度变形, 只有使帮部能够立的住, 才能对顶板起到很好的支撑作用。从某种程度上讲, 此阶段内治帮优胜控顶。

根据数值计算的结果和以往的经验, 此阶段煤壁的侧向变形很大, 充填墙体在此期间由于受到的压力很大, 将会产生明显变形甚至破坏, 因此, 采取强支撑不能奏效, 必须采用即能提供较高的支护阻力, 又有一定的让压性的支护手段, 毫无疑问, 锚索支护为最佳选择。

(2) 走向锚索支护技术

在实体煤帮上沿走向施工锚索梁, 使用M型钢带, 由于M型钢带强度高, 抗弯模量大, 能够实现锚杆预应力扩散, 所以通过以上手段能够有效避免墙体的过度变形。对于局部已经破坏的墙体, 采用锚杆加注浆相结合的手段进行加强支护, 提高充填墙体的整体承载能力。煤壁侧采用高预应力竖向桁架进行加强支护, 钢绞线的两个锚固端分别在巷道煤壁侧顶底板的深部, 加长锚固, 锚固点牢固, 锚固效果好。

(3) 围岩注浆加固技术

该项技术包括两类:①壁后充填加固注浆, 主要目的是改善U型钢支架受力和承载性能;以浅孔水泥注浆为主;②围岩裂隙注浆, 主要目的是改善锚固区岩体的力学和锚固区的承载性能, 以深孔化学注浆为主。灵活应用两类注浆手段可以极大地提高支护围岩结构的稳定性, 控制围岩变形。

留巷受采动影响后巷道围岩松动范围将进一步扩大, 围岩稳定性降低。煤岩体在支承压力作用下将进一步破碎, 显现强烈底鼓, 其变形与破坏不仅表现为岩石材料的变形破坏, 更主要的表现为整体结构的变形与失稳, 围岩注浆加固可以有效封堵围岩裂隙, 提高围岩的完整性和对采动压力的适应性, 从而进一步提高留巷支护围岩结构长期稳定。

(4) 顶板辅助加强支护技术

由于周期来压步距一般为16m左右, 因此在工作面后方10~15m范围内顶板最易发生离层, 而此范围内充填墙体刚刚浇注完毕, 其强度值很小, 起不到支撑顶板的作用, 相反在顶板的下沉过程中还会把充填墙体压坏。为了能够有效支撑顶板的离层下沉, 又能保护充填墙体不会被压坏, 在工作面后方20~40m范围内采用自移式巷内辅助加强支护支架, 不但能够有效的支撑顶板, 还为工人在工作面端头的施工提供安全保障。而单体液压支架既能提供一定的支护阻力, 又能提供一定的收缩量, 适当抑制顶板的剧烈下沉。在工作面后方40~100m范围内每排布置3~4根单体液压支柱进行辅助加强支护。

3 数值模拟

3.1 数值模拟方法简介

数值计算方法作为一种解决采矿与岩土力学问题的有力工具, 在解析存在困难的时候, 它有着突出的优越性, 它可以考虑众多的影响因素, 进行多方案的快速比较, 在参数敏感性分析中具有明显优势, 同时有的软件还具有强大的前处理和后处理功能, 显著提高了输入和输出结果的可视化程度。FLAC (Fast Lagrangian Analysis of Continua) 就是这种用于工程力学计算的显式有限差分程序。

3.2 模型的确定

采用如图3-1所示的平面应变计算模型来模拟不同支护方案下巷道的应力及塑性区分布状况, 将围岩视为分层各向同性弹性介质, 确定数值模拟的岩层范围为:宽×高=150m×40m, 网格最多为330×107, 共35310个单元, 模型的上边界按上覆岩层厚度施加均布载荷, 模型下边界位移固定, 左右边界水平位移固定。模型的网格划分如图3-2所示。

数值模拟主要针对巷道回采前不采用加固方案与采用加固方案两种情况进行对比分析, 包括应力与位移分布规律以及围岩表面最终变形情况等。

3.3 模拟结果分析

(1) 巷道掘进稳定后围岩应力分布

巷道开挖稳定后, 围岩应力分布特征如图3-3所示。由图中可明显看出, 巷道围岩从浅表深部约2.5~5m为应力降低区, 这一区域围岩在解除部分应力约束后应力重新分布并再次形成平衡, 与此同时巷道表现出变形收缩。水平应力主要集中于巷道肩角深部及顶底板深部, 而垂直应力则集中于两帮深部5.5~9m处。

(2) 不补强留巷围岩应力分布

留巷稳定期间巷道围岩应力特征见图3-4~图3-6。由图3-4可见, 工作面回采初期巷道及充填墙体都处于应力降低区内, 此阶段巷内辅助支护和墙体的及时承载会产生明显作用。留巷中期受老顶剧烈活动的影响, 采场顶板应力急剧变化, 在巷道顶板及巷旁充填墙体内都出现了较大的集中应力, 而浅部围岩应力仍较低。此时巷内锚杆索等支护体对于提高浅部围岩的抗变形能力起着关键作用, 若支护强度过低将不利于巷道的稳定, 导致其发生过大变形。最终当围岩活动趋于稳定时, 巷道围岩应力值极低, 岩层活动中积聚的大量能量通过围岩变形而得到释放。

(3) 不补强留巷围岩应力分布

工作面回采前实施加固方案, 则留巷初期至留巷稳定期间巷道围岩应力运移特征见图3-7~图3-9。应力调整的过程与前方案相似, 但对于巷道围岩应力而言, 则存在较大区别。在顶板岩层旋转下沉的过程中, 顶板的锚杆索及时承载, 控制了锚固区内岩层的离层, 使上覆岩层整体协调下沉, 避免了因顶板突然下沉形成冲击载荷对巷道与墙体造成破坏。

4 结论

由数值模拟应力分析得出沿空留巷的支护方法的合理性。

(1) 采用补强方案后, 在留巷期间顶板岩层旋转下沉的过程中, 顶板的锚杆索及时承载, 控制了锚固区内岩层的离层, 使上覆岩层整体协调下沉, 避免了因顶板突然下沉形成冲击载荷对巷道与墙体造成破坏。

(2) 采用补强加固方案可减少巷道围岩的变形量, 但由于沿空留巷存在的客观难度, 巷道仍会发生较大变形。

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