压力分布规律

2024-06-07

压力分布规律（精选九篇）

压力分布规律篇1

关键词：高填方,土压力,数值分析

0前言

涵洞、涵管等地下结构物, 多用作水利水电工程泄洪洞、公路铁路涵洞等。对于高填方暗道, 其结构尺寸及刚度都显著增大, 且周围覆盖深厚岩土体, 在巨大土压力荷载作用下, 设计中如何估算结构物周边土压力, 这在暗道结构设计中是一个非常重要的问题。对于土压力的分布, 众多学者进行了研究, 前苏联克列恩[1]教授于1946年提出坝下泄洪洞的土压力计算方法, 并著有《地下管计算》一书, 在高填土涵洞的土压力计算方面, 提出了很多值得借鉴的理论观点;孙长生[2]针对我国黄土地区大量冲沟下深埋结构物, 经过大量实地调查指出, 涵洞上方的新填土和隧道地层中的土体存在很大的差别;顾安全和赵玉琼[3,4,5]认为, 涵洞顶土压力随填土高度线性增长, 影响结构物顶部土压力分布的原因是, 土体刚度和结构物刚度的巨大差异, 导致结构顶部土体、内土柱与外土柱沉降差;冯居忠[6,7,8,9]根据现场材料实测, 采用回归分析计算了大型沟埋式管道的侧向土压力, 给出了相应的计算公式;娄奕红、王秉勇[10,11]对公路铁路有关填土荷载计算规范进行比对, 针对不同土质提出了各自的计算方法, 但目前对高填方土压力计算没有统一的计算理论, 鉴于此, 本文依托某实际工程, 采用有限元数值模拟, 分析高填方输煤暗道土压力的分布规律。

1 工程概况

该工程位于山西省北部朔州市, 处于山西、陕西、内蒙国家能源化工基地。地貌为典型的黄土高原沟壑地带, 冲沟发育。地质条件复杂, 覆盖土层依次为深厚冲填土、中等湿陷性黄土、粉质黏土、泥岩碎屑岩和砂岩。暗道所处位置原先地貌为一个冲沟, 开挖完成后, 暗道深度达近40 m, 下层地基土软弱, 且有地下水渗出。暗道西起产品煤槽仓, 东至西岸台地与铁路装车站栈桥, 整个结构物全长230 m, 自西向东1°33'41″, 设计断面为直墙半圆拱形, 净宽5 400 mm, 净高4 200 mm。暗道结构横断面宽7 100mm, 高7 650 mm, 北侧距离边坡6~8 m, 坡角45°~55°;南侧距离边坡6~8 m, 坡角45°~55°, 断面形式为宽胸腔对称沟埋式。现场回填采取震动碾压、分层多阶段完成, 最终回填到地面高度。输煤暗道断面尺寸图如图1。

2 数值模拟分析

根据实际工程, 建立有限元模型如图2所示, 地基处理深度为地下15.0 m, 该深度已经达强风化岩层, 所以建立有限元模型时, 选取结构基础下20 m为深度计算范围。数值分析时, 为了使单元划分不当对计算准确性的影响降到最低, 网格划分采用K-线面映射四边形网格。

填土材料参数分为两类, 从暗道地基面至暗道结构顶部的回填土为粘性黄土;从暗道结构顶部至地基以上30 m高为矿坑渣土和黄土混合形成的杂填土。由于回填料粒径大且级配不均匀, 为了尽可能反映现场实际情况, 回填土参数值选取时, 结构顶面以上回填土粘聚力c取5k Pa, 内摩擦角φ取较大值, 并且假设材料受剪切时不发生剪胀破坏, 所以材料剪胀角φf取为零。材料模拟参数取值如表1所示。

2.1 暗道顶竖向土压力分布规律

暗道顶土压力随填土高度变化情况如图3所示。

A、B、C、D断面是沿巷道纵轴线分布的四个不同位置横断面。从图3可看出暗道结构顶部中心处, 土压力随顶部填土高度增大而增大。土压力增长曲线基本为线性, 且顶部中心处竖向土压力大于土柱法计算结果, 即认为在暗道顶部土体一定范围内中存在应力集中。

经过进一步分析认为, 随着填土高度增加, 暗道顶部土体中没有出现“减荷拱”, 与顾安全的理论相符合。分析认为, 工程中暗道地基经过处理, 当回填高度较大时, 暗道沉降大于两侧土体存在沉降差。此时暗道相对于两侧土体, 有一定下移空间, 有“减荷拱”产生的可能。工程研究理论指出, 回填土中形成“卸荷拱”必须具备两个基本条件:首先必须具有较大的填土高度;其次在土体高压固结后, 顶部及结构周围填土与涵洞或涵管本身存在位移差。而本工程中, 回填土性质差异很大, 颗粒级配不均匀, 且暗道顶部回填土体未经压实, 密实度很差。加之覆土没有经过长时间高应力固结作用, 抗拉强度低。所以即使暗道与周围土体存在沉降差, 上覆土体亦不能自稳而发生破坏, 作用在结构顶部的荷载随填土增高基本呈线性增加, 没有形成“减荷拱”。且实测数据显示, 当填土高度达到顶部以上22.5 m时, 在随后的半个月时间内, 填土高度未变, 但作用在暗道中心处的土压力缓慢增大, 这进一步验证了对于新填未固结土, 暗道结构顶部不能形成“减荷拱”的结论。

2.2 暗道顶平面内土压力分布规律

暗道顶部平面内, 土压力分布不均匀, 在顶部平面以上一定高度内, 结构顶部范围内土压力明显大于结构外侧土压力, 并且在暗道顶部平面内这种现象随着填土高度增加而加剧。

(1) 暗道顶填土高度变化时, 顶部平面内土压力分布规律如图4所示。

从图4可看出, 在暗道顶平面内竖向土压力, 随着填土高度增加而增大。压力分布在暗道中心处最大, 向两侧递减, 到与沟槽边坡接触部位又略微增大。当填土高度增大, 这种现象加剧, 说明在暗道顶部存在应力集中现象, 且应力集中程度与填土高度相关。在与两侧边坡接触部位, 由于摩擦力的作用, 位移相对较小。

(2) 回填至顶部以上22.5 m高度后, 暗道顶部填土内不同高度处土压力分布规律如图5所示。

从图5可看出, 暗道顶部土压力分布向结构中心部位集中的现象, 从暗道表面向地表递减。在暗道顶部附近, 这种集中现象十分显著。在顶部以上13 m高度位置, 这种土压力分布不均现象很弱, 可将暗道顶部13 m高度平面假定为等沉面。

2.3 暗道侧土压力分布规律

暗道侧部竖向土压力与侧向土压力变化关系曲线如图6所示。

通过图6实测数据分析可知, 受暗道侧部沟槽边坡摩阻力影响, 暗道侧竖向土压力在地基面上2 m最大, 地面处最小, 分布呈“D”形。暗道侧部侧向土压力, 在距离地基面2 m左右数值最大, 地面最小。

数值模拟结果与测试结果类似, 分析认为造成这种差异的原因是, 回填土荷载在向下传递过程中, 受到边坡的摩阻力作用只有有限的土体荷载作用到了地基上。而在结构底部暗道基底沉降大于两侧, 在土体荷载下, 结构沉降大于两侧土体。由于结构面摩擦效应未及时传递到结构表面, 导致底部接近地基面处土压力最小。

从图7可以看出, 暗道侧部侧向土压力与竖向土压力比值总保持在0.47~0.55之间, 在地基面处最小, 向结构顶部增大。侧向土压力系数相比可列恩的经验系数和朗肯主动土压力系数偏大, 与静止土压力系数最接近。

3 结论

通过有限元对高填方输煤管道工程数值模拟, 研究了土压力分布规律, 笔者得出了3个结论:

1) 由于暗道结构与回填土间的刚度差异, 沉降发生后回填土内外土柱间的摩擦和拖拽力, 使暗道顶面以上土体位移, 两边大, 中间小;顶部土压力分布中间大, 两侧小。当回填到顶部以上13 m高度后, 这种分布不均现象消失, 即认为达到我们所说的“等沉面”。

2) 暗道顶填土高度较低时, 顶部中心处土压力集中系数呈增大趋势, 当填土高度较大时, 土压力集中系数开始减小, 最终趋向稳定。

3) 填土高度较大时, 暗道侧部水平向、竖向土压力随填土高度增加变化很小, 水平向土压力与竖向土压力比值保持在0.47~0.55之间, 与静止土压力系数接近。

参考文献

[1]克列恩.散粒体结构力学[M].陈万佳, 译.北京:中国铁道出版社, 1983.

[2]孙长生.黄土地区公路跨越深沟建筑物问题的探讨公路[J].岩土工程学报, 1983, 5 (12) :10-15.

[3]顾安全.上埋式管道及洞室垂直土压力的研究[J].岩土工程学报, 1981, 3 (1) :3-15.

[4]顾安全, 赵玉琼.关于“黄土地区公路跨越深沟建筑物问题的探讨”一文的讨论[J].岩土工程学报, 1983, 5 (12) :22-24.

[5]郭婷婷, 顾安全.减荷措施下涵洞土压力与填土变形数值计算[J].交通运输工程学报, 2010, 10 (5) :12-16.

[6]冯忠居, 顾安全.大型沟埋式管道侧向土压力的研究[J].西安公路学院学报, 1995, 15 (1) .

[7]冯忠居.大型沟埋式蛋型管道土压力的非线性有限元分析[J].西安公路交通大学学报, 1996, 16 (4) .

[8]冯忠居.路基中涵洞结构物受土压力作用机理分析[J].内蒙古公路与道输, 2000, 25 (1) .

[9]冯忠居, 张新占.涵洞土压力与填土沉降差关系分析[J].内蒙古公路与运输, 2002, 27 (1) .

[10]王秉勇.涵洞顶填土压力的讨论及计算[J].铁道工程学报, 2002, 19 (2) :50-54.

地带性分布规律篇2

自然地理现象在地球上的分布具有沿着纬线方向(东西延伸)南北更替的条带状规律性，叫做纬度地带性。纬度地带性在辽阔平整的平原上表现最为显然。纬度地带性是由于地球的.形状、自转、及黄赤交角导致太阳辐射能在地表分布不平均，在地表的分布从赤道向两极成带状递减，使气温、降水、蒸发、风向、风化作用、成土过程以及土壤和植被等一系列自然地理要素有规律地变化。

2、经度地带性

在同一纬度带中，自然地理现象显示呈东西方向更替的规律性。这种自然带的分布大体上与经线平行，并舒展成条带状，称为经度地带性。经度地带性的诞生受海陆分布和山脉的南北走向控制，而在大气湿度、降水等水的因素所引起的自然地理特点方面表现的东西差异最为显然。

3、山地垂直地带性

忻州的人口空间分布规律研究篇3

关键词：忻州；空间内插；人口密度；道路等级

传统的依靠行政区定人口密度，往往把人口密度均一化处理，这不符合实际情况，有很大的局限性。比如行政单元内人口分布的差异无法表现、数据无法根据研究需要分割等，这种数据本身的缺陷，对分析结果都会产生一定的影响。同时统计到的数据是点状的空间分布数据，在区域规划研究中不便于与一些连续分布的地理面状数据进行叠合。人口空间分布本身具有流动性，时间上的相对性，同时在一定时间内也具稳定性，所以通过对人口空间分布数学模拟，可以把人口数据与自然、经济等叠加进行分析，发现人口与多种影响因子的关系。

1 研究区域简介

忻州下辖县级行政单位有14个，其次还共包括185个乡镇，4800多个居民点。忻州山地占53.33%，平原占10.59%，丘陵占36.08%。地势相差约2500多米，最高点和最低点分别为芦芽山和忻定盆地。据2012年忻州市统计资料显示，常住人口309万人，其中忻府区和原平市分别为54和49万多人，是忻州人口最多的区域，岢岚人口为8万多人，人口最少。地区总产值为537.5亿元。境内17.54%的区域发现有煤炭，煤炭储量1160亿吨，分布于河曲、宁武、五台等地①。

2数据处理方法

研究数据共有185个，样本超过80个，满足克里金内插的要求。统计获得的各乡镇人口数据受到了行政区界限的影响，但是空间内插时只考虑空间相互作用不考虑行政边界，会导致不同县之间数据相互影响，在山区较多的忻州误差会较大，例如通过对忻州所有乡镇的人口数据克里金内插时发现，五寨县与宁武县交界地带人口密度很高，但实际这里海拔较高人口密度低，不符合实际情况。但是用行政区划边界做障碍内插后会使得数据在边界过度不自然。因此通过对14个县的乡镇人口数据分别进行克里金内插，之后与全市人口数据克里金内插数据叠加用栅格代数运算来求均值，获得人口栅格。

2.1探索性数据分析

通过GIS统计工具，很清晰地分析出人口分布的基本模式和特点。分析结果（见图1），人口分布具有明显离群性，原始数据分布属于正偏态，说明忻州人口分布内部差异很大。对人口密度数据进行对数变换后，经过变换后的数据比正偏态数据更加集中于平均值附近，数据分布基本符合正态分布。

对忻州乡镇人口数据进行普通克里金内插，创建预测图，数据变换方式为对数变换，趋势面拟合为二次多项式拟合。获得步长大小0.06507665412598174，块金0.32672857050544074，偏基台值0.4609965904030347。

图1 探索性数据分析直方图（左图）经对数变换后的直方图（右图）

2.2克里金内插

很多学者在研究人口空间数字化过程中发现，基于克里金内插时运用指数时误差最低。因此本研究中也对忻州全市人口密度数据进行半变异函数法，选用指数模型，利用上述步长大小、块金、偏基台参数设置。并且分别对14个县级行政单位分别进行重复以上所述操作，然后将14个县的人口密度栅格进行栅格镶嵌拼接为一个整体。将前后两次获得数据运用栅格代数运算求均值，获得忻州人口密度分布栅格数据。（见图2）

图2 忻州人口密度栅格

3人口分布规律因素

将忻州市高程、路网密度、居民点密度进行重新分类，都分别分为8类，然后与人口密度栅格图层进行加权叠置分析。发现忻州市人口主要受海拔因素影响最大，其次是交通和居民点。忻州地区山区占53.35%，平原只有10%。同时也发现在海拔较低的地区，特别是地形平坦的区域人口与交通的关系非常密切（见图3）。图上红色、紫色区域就是相关性比较高的区域，经过相关资料调查发现，这些区域也是目前忻州人口集中最快的区域。

3.1地形

用DEM与人口密度栅格图层数据，对两者进行叠置（见图4），结论显示出：人口密度随着海拔的升高整体有降低的趋势，在海拔596m到1500m表现的比较明显，降低的也特别快。

图4人口密度-海拔（左图）人口数量-海拔（右图）

对忻州人口数据主要集中在2100m以下地区，这里集中了忻州96.54%的人口。海拔高的区域气温低，积温较低农作物不易成熟，粮食产量低，交通也不便捷，人口随着海拔升高而降低。由上图4可以看出，人口主要集中在576-1355m，而在1335-1500m人口在这里略有上升，说明还受到了其他因素影响。所以建议在忻州发展中应该优先发展海拔1600m以下区域资源具有优势地位的区域，容易促進区域的发展。

忻州人口密度高的区域主要有忻-定-原、代-繁、保和河，除保德-河曲是由于能源为主导的人口集中因素，其他人口密度高的区域都是由于所处区域位于地面总曲率比较平坦的地区。

3.2居民点

山区地形比较破碎，人口较为分散，形成了较小并且分散数量较多的居民点。在平原地区，人口向交通干线两侧集中，大量的居民点也容易在此形成。水土流失导致地形破碎地区如沿黄河沿岸人口分散，居民点密度特别高，但是人口密度只是相对较高。所以人口分布影响因素中居民点占主导，同时，其还受到其他因素的作用。

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表1 居民点与人口

距离（m）市县村落

100338.86144.41

500326.71144.33

1000321.26140.25

1500307.71137.18

2000296.45135.64

2500283.36

3000272.31

通过对村落和市縣所在位置做缓冲区分析，提取人口密度，发现市县等大型居民点与人口密度关系最为密切，影响也最大（见图5）。所以优先发展区位具有优势的大型城镇，促进人口空间集聚，对促进区域经济发展也具有重要意义。对表1的数据进行相关性分析发现，与市县相关系数为-.997，与村落相关系数为-.978。

3.3交通

通过图6忻州路网密度图可以看出，忻州第一条交通密度高的轴线带这一带主要是平原，在平原地区，影响人口分布的第一要素是交通。在山区，人口受地面起伏程度因素才是主要，而交通对人口影响处在第二位。

在山区，人口的空间聚集上更多的是聚集到区域的高等级的城市里，人口分布呈现圈层结构，带状分布形式较弱。道路给居民生活提供便利，所以道路越近的区域人口密度越高，但是受道路噪音的影响负面影响，在距离道路较近的区域，人口密度相对较低。

在研究忻州人口与道路相关关系时发现，道路较近区域人口受到负面影响的这种趋势几乎不存在。这是由于忻州地区山地较多，在山区道路集中分布在山谷地带，地形

图7高低等级道路附近人口变化

将会削弱这种负面影响。而平原地区道路附近区域人口受到交通的负面影响效果明显。

道路对忻州人口分布线性影响中，影响程度高低依次是国道、铁路、省道、高速、

县乡路、村路（见图7）。其中国道的影响程度明显高于其他几种交通方式，这是国道两侧容易形成较大居民点，并且国道的可进入性强，而铁路、高速虽然与大型居民点密切相关，但是可进入性差，与普通居民点联系不是很紧密，这说明可进入性强的高等级道路对人口的空间集中上贡献大。国道、铁路随着离道路距离越远人口密度越低，降低的程度相对比较缓慢。而高速在超过两千米后快速下将，这主要是高速本身的可进入性相对较低，它的点状凝聚作用效果反而明显导致的，也说明2000m可能是高速对人口作用的分割点。县乡级道路在1000m过后人口密度快速降低，而在2000m又快速上升，说明了县乡级道路对人口影响范围在1000m，超过2000m后受到高等级道路的影响，人口密度又上升。而1000m-2000m是县乡级道路与其他高等级道路相互作用的分割点。村级道路只能相互沟通村落之间联系、使得低等级道路的居民更加方便的向高等级道路的高等级居民点流动，所以离村级道路远的地方，人口较多。忻州的村村通是在2000年之后才完善的，随着这些村、县乡、省道、国道、高速等的道路体系的完善，将促进人口离开经济相对差的农村地区。现在忻州人口正在处于由农村人口向经济发展快的县城转移的阶段。所选区域大，及时人口密度有微小差别，同样也能发现较大的问题。

忻州的高速路主要有横贯东西的五保高速和纵贯南北的大运高速。五保高速2010年全线贯通，是一条新的高速。从图中可以发现，人口随距离高速出口距离先上升后下降，这主要是为了保证高速出口畅通、噪音等的不利影响导致人口密度相对较低，在一定范围内人口密度会达到一个峰值，峰值过后人口密度又会降低。由表2可以看出五保高速人口密度峰值有两个峰值，第一个峰值出现在距离道路500-1000m第二个峰值出现在2000-2500m。由于城镇一般与高速路出口保持一定的距离，所以第二个峰值是高速出口附近的城镇。而大运高速仅有一个峰值，这个峰值出现在1000-1500m。由此也可以推断出，高速出口促进人口向此集中，并且主要集中于距离道路一定范围内的半环带状区域内。此外综上对比发现，道路的交汇点凝聚力远高于线状凝聚力。

表2 高速出口与人口

距离（m）

五保高速出口（新）大运高速出口（旧）

0-500194.55234.97

500-1000196.27256.06

1000-150086.05286.15

1500-2000134.82235.51

2000-2500308.35230.37

2500-3000196.78228.18

3000-3500196.54226.03

3500-4000195.99221.59

4000-4500193.16221.08

4500-5000191.27218.87

3.4河网

将忻州河网划分不同级别，分别做缓冲区分析，提取道路不同距离范围内的人口数。一级河网主要是黄河流经忻州西侧，仅做单侧缓冲区。通过分析发现，忻州人口主要受高等级河流影响程度高，受人口密度空间内插精度的限制，人口随低等级河流距离变化特征不明显。从表3可知，5级河流两侧人口平均密度很低，低于平均密度，主要是忻州的5级河流比较小，河流水量不大，大多是时令河，夏季暴雨时易发生洪水，对人

表3 河流与人口

H（m）

FifthThirdFirst（单侧）

100111.92183.95250.07

200112.13183.96253.56

300112.11184.23260.11

400112.26184.15267.37

500112.33184.13274.97

nlc202309041155

1000 300.20

5000 319.73

10000 293.06

口分布作用比较弱。而3级河流能够为居民生产生活提供便利，人口密度较高，甚至高于道路两侧的人口密度。沿着黄河有狭长的煤田，大量的煤矿，一级河流的影响作用更加高，这是河流与资源优势共同决定的。

3.5与其他因素

通过表4可知，忻州人口密度与乡镇从业人员、中学在校生及教师人数、参加农村社会养老保险人数成正相关。这也说明忻州正处于人口集聚阶段，人口迁移最强的动力是就业机会、教育和社会福利。而与农作物播种面积、本乡公路里程等成弱较负相关，说明在忻州加强对农业方面及农村基础设施建设对人口空间集聚效果一般。而医疗服务水平也对人口空间集聚有一定的影响力。忻州地区山地较多，降水较少，受整体自然条件限制，农业发展水平低，农作物产量低，农民曾加收入困难。因此为了促进区域整体发展，就需要在农业条件差的区域，优先发展第二、第三产业，创造更多的就业机会，提供更好的就业环境，以此来使得人口空间集聚。为了促进人口空间快速集中，促进区域经济的整体发展，需要加大中学教育、社会福利保障资金的投入力度。

4忻州人口分布的总特征

忻州平均人口密度144人/k㎡，人口密度偏低，人口空间分布很不平衡，其中忻州东六县人口密度高于西八县。忻州市人口主要分布于忻定盆地和忻州原平代县繁峙交通干线两侧，这里是忻州人口密度最高的地区，这里地势平坦交通便利。同时在忻州西北方向上，河曲保德人口密度较大，主要原因是这里处于神府煤田边缘，矿产资源丰富。忻定盆地空间区位、地形、交通等优势，形成了忻州人口密度最高的区域（见图9）。

图9 忻州人口分布

市区西边县市人口远低于东边县市，但是西部却有部分县人口密度较高。忻州市中心地带人口密度较高，但是边缘的部分县市人口密度也比较高。忻州人口目前正处于中心城镇快速集聚阶段，就业机会、教育、医疗具有很大吸引力。

5结語

（1）从整体人口分布格局来看自然因素对忻州人口整体的空间分布格局的影响大于社会经济因素的影响；但是在以县域为单位的较小区域内社会经济因素对人口分布的影响作用明显，特别是在矿产资源丰富的区域；

（2）低等级的道路中，由于可进入性强，给当地居民生活提供了便利，所以人口集中的贡献大，因此国道两侧人口密度最大。村路的可进入性强，但是村路较窄，它的影响作用最差，所以距离村路越远，人口密度越高；可进入性强的较高等级道路线性凝聚力较高。相比交通干线等线性要素线状吸引力，高速出口、较高等级居民点稍高；新建的高速公路出口周围，在较短时间内，人口的分布随距离出现两个峰值，并且第二峰值高于第一个峰值，但是最终会形成一个单一的峰值；

（3）河流对人口分布有一定的影响，特别是高等级河流；

（4）就业机会、教育、社会福利、医疗等是促进忻州人口空间集聚的重要社会经济发展的因素。

另外在分析上具有优势的人口栅格数，会带来损失精度的后果。同时在居民点数据、道路数据、河网数据，采用点状、线状的矢量数据，没有考虑其面状特点，存在一定的不足。

注释

①数据来源：忻州市1：250000行政界线数据；统计2012年忻州市乡镇人口数目；山西省30m×30m分辨率DEM；忻州市不同等级交通数据；忻州统计年鉴；忻州居民点分布数据。

参考文献

[1]闫庆武.基于地统计学的徐州市人口密度研究[J].中国人口与资源环境。

[2]王春菊.基于GIS的福建省人口统计数据空间化[J].地理与地理信息科学。

[3]王红.GIS支持下的道路对县域人口分布的影响[J].云南地理研究。

[4]王丽洁.人口统计数据空间化模型综述[J].亚热带资源与环境学报。

[5]陈子进.基于GIS的重庆人口空间离散化模型研究[J].后勤工程学院学报。

[6]曹伟超.基于多源空间数据的山区人口分布模拟[J].国土资源研究。

[7]程晓亮.不同地形环境下道路、河流对人口分布影响的分析-以黄山市为例[J].资源开发与市场。

作者简介：

刘红兵（1967—），男，山西临汾人，山西师范大学现代文理学院地理系，讲师，硕士，主要研究方向为区域地理与GIS。

刘敏（1992—），男，山西忻州人，忻州实验中学地理教师，专业：资源环境与城乡规划管理。

压力分布规律篇4

上述学者的研究取得了丰硕的成果, 深入了围岩压力的研究工作。然而, 应该看到, 部分研究工作存在仪器布置不够合理, 研究结论过于笼统等问题, 为了进一步探讨围岩压力作用机理, 明晰围岩压力分布规律与特征, 本文结合邢汾高速贺平峡隧道、黄岩子隧道、后偏梁隧道的现场监测数据, 并综合国内其他隧道围岩压力统计数据, 对围岩压力的分布与特征进行了探讨, 并对衬砌结构的合理优化提出了建议。

1 围岩压力的统计分析

从国内42 条隧道选取了85 个有代表性的监测断面的围岩压力最大值进行统计分析, 其中Ⅱ级围岩2 个、Ⅲ级围岩10 个、Ⅳ级围岩38 个、Ⅴ级围岩35 个, 如表1 所示。

根据围岩级别将统计数据分为围岩压力总体分布、Ⅳ级围岩压力值分布、Ⅴ级围岩压力值分布三组, 如图1 ~ 图3 所示; Ⅱ, Ⅲ级围岩由于数据较少, 因此不单独分组。

通过对所有围岩压力监测数据的统计分析可知:

1) 围岩压力值的范围大体在0 MPa ~ 1. 6 MPa之间, 均值为0. 32 MPa; Ⅱ, Ⅲ级围岩压力值范围在0 MPa ~ 0. 162 MPa之间, 均值为0. 09 MPa; Ⅳ级围岩压力值范围在0 MPa ~ 0. 697 MPa之间, 均值为0. 20 MPa; Ⅴ级围岩压力值范围在0 MPa ~ 1. 597 MPa之间, 均值为0. 527 MPa, 由此可见, 随着围岩级别的增加, 围岩压力值变化趋势是增大的, 但并不意味着高级别的围岩其压力值一定大于低级别的围岩压力值。两个 Ⅱ 级围岩压力值达到了0. 162 MPa, 0. 147 MPa, 大于Ⅱ, Ⅲ级围岩压力均值, 这个例外可能与Ⅱ, Ⅲ级围岩压力值统计数据不足有关。

2) 所有围岩压力值在0. 02 MPa ~ 0. 55 MPa范围内的频数达到68 个, 占总体的80% , 即总体来看, 围岩压力很少低于20 k Pa或大于550 k Pa; Ⅳ级围岩压力值在0. 019 MPa ~ 0. 358 MPa范围内的频数达到31 个, 占总体的82% , 可知Ⅳ级围岩压力值很少低于19 k Pa或大于358 k Pa; Ⅴ 级围岩压力值在0. 024 MPa ~1. 282 MPa范围内的频数达到33 个, 占总体的94% , 可知 Ⅴ 级围岩压力值很少低于24 k Pa或大于1. 282 MPa。

2 邢汾高速围岩压力监测

对邢汾高速四条隧道, 五个监测断面进行长期监测。监测使用的压力盒为钢弦式压力盒, 布置方法为“密布搭桥”布设法[14], 如图4 所示, 相比传统在拱顶、拱腰、拱底布置压力盒的方法, 增加了围岩压力值的准确性。压力盒测得的压力值为围岩与初次衬砌之间的接触应力, 由于压力盒布置在钢拱架与围岩之间, 即隧道开挖之后, 此时围岩已经有了一定的形变, 围岩压力得到部分的释放, 故实测围岩压力值小于实际围岩压力值。各监测断面基本情况如表2 所示。

3 围岩压力分布特征

3. 1 围岩压力的时间变化特征

以监测断面的监测结果为依据, 作拱架总压力随时间的变化曲线。其中Ⅲ级围岩、Ⅳ级围岩、Ⅴ级围岩各有1 个断面。各监测断面拱架总压力时程变化曲线如图5 ~ 图7 所示。

根据各样本隧道围岩压力监测数据曲线可知:

1) 各监测断面围岩压力在压力盒安装之后7 d之内迅速增大, 随后进入平稳增长阶段, 并最终趋于稳定。如图5 所示, 贺坪峡隧道ZK77 + 613. 5 监测断面拱架总压力值在7 d的时候增大到8 k N, 达到拱架总压力稳定值的75% , 之后经过约14 d的平稳增长而趋于平稳, 并最终稳定在12 k N左右。

2) 各监测断面拱架总压力值在增大过程中均出现了不同程度的波动。这种波动反映了围岩压力大小受多种因素 ( 地质情况、施工条件等) 的影响, 而不是稳定不变的。例如贺坪峡隧道ZK77 + 613. 5 监测断面拱架总压力值在37 d左右由11 k N减小为8 k N, 这是由于下台阶开挖引起的, 随着下台阶支护结构的施作, 支护结构承担围岩变形而释放的围岩压力, 围岩压力值又逐渐增大。

3. 2 围岩压力的空间分布特征

图8 ~ 图10 为各监测断面压力盒压力值。

通过对图8 ~ 图10 进行分析可知:

1) 同一个监测断面, 拱圈不同位置布置的压力盒所测得的围岩压力值可能有很大的不同。绝大部分的压力盒读数为正值, 有一些为零, 甚至是负值, 这与隧道工程中复杂的岩体条件有直接的关系, 例如岩体物理力学性质、岩体构造发育状况、地应力、地下水等。若围岩向洞内挤压变形则会产生正值, 反之则会出现零值或者负值。

2) 在拱圈的不同位置, 围岩压力的分布表现出了极大的不均匀性, 即围岩压力的极大值可能出现在拱圈任一位置, 但是不难发现, 在拱肩位置往往有着相当的围岩压力, 因此在施工中加强对拱肩等支护结构受力比较大的部位是极其必要的。

3) 在公路隧道中, 偏压往往是一种比较普遍的现象。图8 ~图10 均出现了不同程度的偏压, 图10 中后偏梁隧道的偏压现象尤其明显, 监测断面左侧埋深24 m, 右侧埋深11 m, 埋深较浅, 地表坡度较大。因此浅埋且地表起伏较大的地段尤其要注意隧道偏压的问题, 从而保证施工质量与施工安全。

4 衬砌结构安全性分析

根据JTG D70—2004 公路隧道设计规范[15]计算Ⅲ, Ⅳ, Ⅴ级围岩的设计值, 与现场实测值进行对比, 见表3。由此可知: Ⅲ, Ⅳ, Ⅴ级围岩的围岩压力实测值均小于设计值, Ⅴ级围岩偏压段实测值甚至只占其设计值的8% , 这表明当前支护结构存在一定的优化空间以节省施工成本, 减少浪费。但是, 值得注意的是, 隧道围岩条件复杂多变, 围岩压力实测值小并不一定代表围岩就是稳定的、安全的, 尤其对于隧道开挖阶段和初期支护阶段, 需要进行综合判断和合理优化。

5 结语

1) 围岩压力的大小与围岩的级别即围岩的质量有直接关系, 围岩级别越高, 围岩质量越差, 围岩压力越大, 一般实测围岩压力很少超过1. 6 MPa。

2) 隧道开挖以后, 拱架上的围岩压力在一个7 d内快速的增长, 14 d ~ 21 d后趋于稳定, 台阶法由于下导开挖, 围岩压力增长过程会有波动。

3) 围岩压力沿拱圈不均匀分布, 且拱肩部位可能经常出现较大值, 偏压在公路隧道中经常出现。

压力分布规律篇5

随着工作面推进, 原岩应力遭到破坏, 应力重新分布, 在工作面前方会形成应力集中, 对巷道维护有很大影响, 工作面前方支承压力分布规律对于支架受力和支架选型有很大关系。本文采用FLAC3D来进行研究, 通过对采煤工作面前方煤体推进不同距离, 分析前方煤体支承压力、位移和应力变化情况, 找到安全的推进距离, 从而为工作面的安全高效生产提供理论基础。

1 数值模型的建立

1.1 计算模型的建立

晋邦德煤矿的10号煤层可采, 位于太原组中下部, 上距4号煤层56.00 m~71.48 m, 平均67.50 m, 煤层厚度为1.91 m~3.52 m, 平均2.5 m, 结构简单-中等, 含0层~3层夹矸, 厚度有一定变化, 煤层稳定, 赋存区可采。煤层顶板为石灰岩, 底板为泥岩。煤层颜色呈黑色, 条痕多为黑色和黑褐色, 光泽多为玻璃光泽, 具有强玻璃光泽或丝绢光泽。断口多呈阶梯状和贝壳状, 少数为眼球状, 太原组煤中见有棱角状, 并见裂隙表面有黄铁矿薄膜。结构主要为条带状, 并见有线状结构, 在暗煤中见有均一和粒状结构。构造多为层状, 亦见少数块状构造。镜煤、亮煤的质较软、性脆、易碎。

数值计算模型如图1所示, 模拟煤层厚度为2.5m, 模型的尺寸为200 m×50 m×70 m, 模型建立的网格为200×50×70。

1.2 计算模型的边界条件

煤层埋深700 m, 上覆岩体平均容重2 500 kg/m3。模型两侧为简支边, x方向上位移为零;底边为固支边;模型上部为自由面, 施加力来模拟上方岩层重力。建立的模型顶部位置埋深650 m, 所以需要加的上覆岩体的自重应力为[1]:

铅垂应力σz:

水平应力σx:

式 (1) 、 (2) 中, σ为应力, MPa;γ为容重, kg/m3;H为埋深, m。

2 测线布置

为了获得工作面在推进过程中支承压力的变化规律, 工作面推进过程中, 在工作面前方设置一条检测线1-1′, 检测线1-1′是计算模型的一条数据线, 用于提取工作面在推进过程中的前方煤体的支承压力变化情况[2]。

3 模拟结果与分析

3.1 工作面前方支承压力分布规律

用FLAC3D数值计算软件, 模拟不同推进距离下, 工作面前方支承压力的变化云图, 如图2所示。

工作面推进20 m, 支承压力峰值为33.6 MPa~33.74MPa, 最大应力集中系数为1.92~1.93, 峰值距煤壁距离为1.69 m~2.12 m, 工作面前方支承压力影响范围为0 m~62.3 m;工作面推进40 m, 支承压力峰值为41.7 MPa~42.3 MPa, 最大应力集中系数为2.38~2.41, 峰值距煤壁距离为1.7 m~2.2 m, 工作面前方支承压力影响范围为0 m~66.4 m;工作面推进50 m, 支承压力峰值为44.6 MPa~45.2MPa, 最大应力集中系数为2.54~2.58, 峰值距煤壁距离为1.5 m~2 m, 工作面前方支承压力影响范围为0 m~68.9 m。

3.2 工作面前方支承压力分布曲线

根据FLAC3D计算结果, 导入TECPLot中, 检测线1-1′上布置1 000个监测点, 用TECPLot提取数据, 并导入EXCEL中绘制成曲线, 如图3和图4所示。

如图3所示, 工作面推进40 m时, 工作面前方的支承压力分布曲线。工作面前方0 m~1.85 m内, 随着距离煤壁距离的增加逐渐增大, 在距离煤壁1.85 m时, 支承压力达到最大为42.3 MPa, 距离煤壁18.5 m~42 m内, 随着距离煤壁距离的增大, 支承压力逐渐减小。

如图4所示, 工作面推进距离煤壁不同距离时, 工作面前方支承压力的变化曲线。工作面推进不同距离时, 工作面前方0 m~2 m内, 支承压力随着距离煤壁距离的增大而增大, 在距离煤壁1.5 m~2.2 m内, 支承压力达到峰值;在距离煤壁2.2 m~78 m内, 工作面前方的支承压力逐渐减小, 最终减小为原岩应力 (17.5 MPa) 。

4 结语

采用FLAC3D软件模拟工作面推进过程中, 工作面前方支承压力的变化规律, 得到了以下结论:工作面推进过程中, 支承压力随着距煤壁距离的增加逐渐增大, 在工作面前方产生应力集中现象, 之后随着距离的增大, 支承压力逐渐减小, 降低为原岩应力[3]。工作面推进距离煤壁不同距离时, 工作面前方支承压力的变化曲线。工作面推进不同距离时, 工作面前方0 m~2 m内, 支承压力随着距煤壁距离的增大而增大, 在距离煤壁1.5 m~2.2 m内, 支承压力达到峰值;在距离煤壁2.2 m~78 m内, 工作面前方的支承压力逐渐减小, 最终减小为原岩应力 (17.5 MPa) 。工作面前方支承压力的分布规律, 为支架选型、巷道维护、超前支护范围提供了依据[4]。

参考文献

[1]彭文斌.FLAC3D实用教程[M].北京:机械工业出版社, 2008.

[2]陆家良.软岩巷道支护技术[M].吉林:吉林科学技术出版社, 1995.

[3]钱鸣高, 刘听成.矿山压力及其控制[M].北京:煤炭工业出版社, 1991.

压力分布规律篇6

FLAC数值模拟研究能很好的分析工程开挖问题, 特别是对侧向支承压力难以测量精准的难题, 通过数值模拟研究能得出其分布规律, 为下区段巷道留设提供有利依据[1,2]。某工作面开采煤层为13-1煤层, 总厚2.37m～3.75m, 平均2.88m, 煤层结构较复杂。直接顶为砂质泥岩、13-2煤、泥岩、砂质泥岩等, 局部为细砂岩, 平均厚度为6.4m。老顶为砂质泥岩、中砂岩, 厚度2.5m～3.1m, 平均厚度2.7m;直接底泥岩, 厚度3.57m～4.85m, 平均厚度4.15m;老底为粉砂岩, 厚度2.55m～3.7m, 平均厚度3.05m。工作面推进长度2122m, 工作面长度为203m, 工作面沿俯斜推进, 东高西低, 倾向SW, 其煤层底板标高为-579m～-729m, 地面标高为+21.9m～+22.5m。13-1煤层平缓, 煤层倾角0°～17°, 平均7°, 距切眼500m范围内倾角较大9°～17°, 平均11°左右。1141 (3) 工作面西至13-1煤采区大巷, 东至13-1防水煤柱线, 南邻F161断层, 该工作面周围均为未采区。工作面两巷均采用矩形断面, 锚网支护, 断面净宽×净高=5.0m×3.0m。特殊地段采用架棚、增设点柱等办法加强支护。架棚支护参数:半圆拱断面, 29U钢棚, 棚距600mm, 宽×高=5.2m×4.05m。

2 模型建立

数值模型共有64375个单元格, 模型总高度为98.4m, 长度为300m, 宽度为300m。模型上部边界是应力边界条件, 其余边界是位移边界条件, 模拟煤层倾角为7°, 工作面沿俯斜推进, 模拟工作面平均采深为645.5m, 工作面上覆岩层平均容重取24KN/m3, 模型如图1所示。

3 侧向支承压力分布规律的数值模拟研究

3.1 沿运输顺槽煤帮倾斜方向

工作面推进200m后, 在工作面后方采空区内, 沿运输顺槽煤帮倾斜方向支承压力分布, 如图2所示。

根据表1, 在工作面后方60m～80m, 沿运输顺槽煤帮倾斜方向煤层内垂直应力逐渐趋于稳定。最大垂直应力达到31.0 MPa～36.3MPa, 最大应力集中系数为2.00～2.34, 最大集中应力范围7.0m～9.3m, 侧向支承压力显著影响范围16.2m～24.2m。运输顺槽煤帮内垂直应力分布, 如图3所示。

3.2 沿轨道顺槽煤帮方向

根据表2, 在工作面后方60m～80m, 沿轨道顺槽煤帮倾斜方向煤层内垂直应力逐渐趋于稳定。最大垂直应力达到31.3MPa～35.4MPa, 最大应力集中系数为2.02～2.31, 最大集中应力范围7.0m～9.4m, 侧向支承压力显著影响范围12.0m～18.0m。轨道顺槽煤帮内垂直应力分布, 如图4所示。

4 结语

研究工作面沿侧向支承压力分布规律, 获得了到工作面不同距离处侧向支承压力分布情况, 为沿空掘巷煤柱设计及其它工作面煤柱设计提供指导。

(1) 在工作面后方60m～80m, 沿运输顺槽煤帮倾斜方向煤层内垂直应力逐渐趋于稳定。最大垂直应力达到31.0 MPa～36.3MPa, 最大应力集中系数为2.00～2.34, 最大集中应力范围7.0m～9.3m, 侧向支承压力显著影响范围16.2～24.2m。

(2) 在工作面后方60m～80m, 沿轨道顺槽煤帮倾斜方向煤层内垂直应力逐渐趋于稳定。最大垂直应力达到31.3 MPa～35.4MPa, 最大应力集中系数为2.02～2.31, 最大集中应力范围7.0m～9.4m, 侧向支承压力显著影响范围12.0m～18.0m。

摘要：目前, 预测首采面侧向支承压力分布规律为沿空掘巷煤柱留设的煤柱尺寸设计及支护参数设计提供可靠依据。本文通过数值模拟预测某矿首采面侧向支承压力分布规律情况, 以期为后期安全高效开采提供保障。

关键词：数值模拟,首采面,矿压显现规律

参考文献

[1]侯俊领.倾斜长壁工作面应力分布及其对瓦斯压力影响规律研究[D].安徽理工大学, 2009, 6.

压力分布规律篇7

综采放顶煤采煤法是实现高产高效、既经济又实用的有效途径, 但厚煤层的综放开采与单一煤层开采相比, 支承压力的影响范围和峰值点都不尽相同[1,2,3], 巷道开掘的合理位置和开掘时间的选择、底板巷道合理位置与维护等巷道矿压控制设计, 采场顶板来压预测预报等问题, 其共同点都是依据采场支承应力分布及传播规律, 特别是煤体上支承压力高峰位置以及内外应力场的分布范围等。掌握采掘工作面支承压力分布规律, 对工作面冲击地压防治、采掘施工工艺的选取等均具有重要的理论价值和实际意义[4,5]。

1 工作面概况

13210工作面设计为综采放顶煤工作面, 工作面倾斜长185 m, 走向总长1 003 m, 煤层倾角8°~12°, 煤层平均厚度10.9 m, 平均采深604 m。煤层直接底为灰色泥岩, 平均厚度1.5 m, 老底为灰色、黑灰色粉砂岩、细砂岩互层, 平均厚12.5 m;直接顶为灰黑色、黑色泥岩, 粉砂质泥岩, 老顶为厚度178 m砂砾岩互层, 煤层整体呈一向南东倾斜的单斜构造。采用走向长壁后退式采煤方法、一次采全高, 综采放顶煤回采工艺, 自然垮落法管理顶板。

2 超前支承压力观测

工作面超前支承压力是矿山压力显现的重要组成部分, 留设煤柱的大小和超前支护的范围主要依靠超前支承压力的影响范围和峰值位置[1]。支承压力现场测定主要是确定其分布特征, 如分布范围、高峰位置、低应力区范围等重要的特征参数, 这些重要的特征参数也正是有关矿山压力控制设计的依据。超前支承压力观测站设在工作面下顺槽, 超前支承压力的观测使用北京科技大学研制的KJ550煤矿冲击地压预警监测系统。KJ550煤矿冲击地压预警监测系统, 实时监测工作面和巷道周围煤岩体的应力, 并诊断和预报发生冲击地压与瓦斯区域和危险程度。监测系统包括地面监测主站、井下监测分站、钻孔应力计等部件及相应的软件组成。

2.1 观测站位置及观测方法

根据实际需要以及工作面的开采情况, 共布设15组传感器, 每5 m一组, 每组布置在不同深度的孔深中, 主要目的是将传感器安设在不同的深度, 测量煤体不同深度范围超前支承压力的变化情况。在安设前, 首先距巷道底板1 m~2 m的位置, 垂直煤壁用Φ42 mm的煤电钻分别打不同深度的钻孔。打孔时, 尽量保持钻杆垂直煤壁, 打完后, 吹出孔内煤粉, 而且尽量使孔壁光滑, 然后再进行安装。采用钻孔测力计测定支承压力分布特征的关键是测力计的预紧, 否则只能给出很低的压力变化或根本测不出压力。用手压油泵通过三通阀将应力探头加压标定压力后, 关闭三通阀, 拆除手压泵。

KJ550冲击地压预警监测系统是一套实时在线监测系统, 可以通过地面终端实时在线监测井下煤岩体内钻孔应力计的应力变化情况。

2.2 观测结果及分析

通过工作面推进过程中对应力传感器的应力变化情况的观测, 确定超前支承压力的峰值点和影响范围。本观测从2012年9月30日开始至2012年10月20日结束, 工作面共采80 m。通过对各传感应力计监测数据进行分析总结, 得出工作面在推进过程中, 超前支承压力的影响范围、剧烈影响范围以及峰值点位置, 如图1所示 (以10#钻孔应力计所测数据为例) 。由图1分析可知:10#钻孔应力计距巷道煤壁的深度为12 m, 应力计安装时的初始应力为9.05 MPa, 当测试点距工作面33.33 m时, 应力计开始检测到采动应力, 随着工作面的推进, 采动应力逐渐缓慢增大, 随着工作面的推进, 当测试点距工作面12.11 m时, 应力计测应力达到最大值11.05 MPa, 此时工作面采动应力为11.05-9.05=2 MPa, 即工作面前方在采动扰动下, 煤体内压力增加了2 MPa。由此可见, 重视和加强巷道超前支护是非常至关重要的。当工作面继续推进, 采动应力开采回落, 在工作面靠近应力计4 m后, 采动应力逐渐消失, 表明此处煤体均处于破碎状态, 丧失了对顶板的支护能力, 易于产生煤壁片帮显现。

3 倾向支承压力观测

3.1 钻孔应力计监测

由于15个钻孔应力计安装在巷道煤壁的不同孔深处, 因此可以得到煤体内不同深度的应力分布情况, 从而得到沿工作面倾向的支承压力的应力分布规律, 经分析沿工作面倾斜方向最大采动应力发生在距巷道壁12 m处, 这为施工卸压钻孔的钻孔深度提供了依据, 对于冲击地压的防治具有指导意义。取每个应力计的最大值绘图见图2。

3.2 钻屑法监测

钻屑法根据钻孔过程中单位孔深排出煤屑的煤粉量来判断采煤工作面煤体应力是一种简便方法。在钻孔过程中, 收集钻出的煤屑, 每钻进1 m测量1次煤屑重量。在13210工作面下巷, 利用Φ42 mm的煤电钻打30 m钻孔, 从第3根钻杆开始称煤粉量, 每钻进1 m称1次煤粉量, 依次施工。经过数据统计分析, 煤粉量最大出现在第12根钻杆, 这说明钻孔排出的煤屑重量与煤壁内应力增高有明显变化关系。如图3所示。

4 结语

从总体上讲, 13210工作面采动支承压力超前影响范围平均为31.1 m, 最大采动支承压力发生在工作面前方10 m处, 最大采动应力为1.38 MPa。沿工作面倾斜方向最大采动应力发生在距巷道壁12 m处, 在峰值两侧采动应力均体现逐渐减弱趋势。

摘要：依据13210综放面开采地质及技术条件, 采用钻孔应力计对工作面回采过程中应力变化进行观测, 得出工作面在采动影响下支承压力的影响范围, 并且依据埋设不同深度的钻孔应力计的应力变化情况, 分析出工作面倾向支承压力的峰值点及影响范围。对工作面冲击地压的防治, 工作面及巷道顶板的管理都具有重要的实际意义。

关键词：综放面,应力观测,支承压力,峰值

参考文献

[1]王永秀, 齐庆新, 陈兵, 等.煤柱应力分布规律的数值模拟分析[J].煤炭科学技术, 2004 (10) :59-62.

[2]石平五, 许少东.综放沿空掘巷矿压显现规律研究[J].矿山压力与顶板管理, 2004 (1) :31-33.

[3]贾光胜, 康立军.综放开采采准巷道护巷煤柱稳定性研究[J].煤炭学报, 2002 (1) :7-10.

[4]姚爱军, 黄福昌, 张宗社.宽厚煤柱煤岩体流变力学特性试验研究[J].中国矿业, 2003 (2) :53-55.

压力分布规律篇8

1305工作面为某矿首个短壁大采高试验工作面。工作面对应的地面标高为+996~+987 m, 煤层底板标高为+582.4~+586.2 m;工作面倾斜长85 m, 走向总长298.6 m, 煤层平均厚5.36 m;倾角1°~8°, 平均3°。直接顶为泥岩, 平均厚1.8 m, 基本顶为粉砂岩, 厚度在2.2~4.6 m之间。1305短壁大采高试验工作面开采程序为一次采全高, 主采3#煤层, 工作面设计采高为5.0 m, 循环进度为1.2m;割煤使用MG120/181-NWD型短壁大采高单滚筒采煤机, 采用单向采内放外 (割800 mm放400mm) 割煤法, 采煤机往返一次为1个循环;支架采用ZY5500/24/52型两柱掩护式液压支架。1305工作面巷道布置方式为一进一回, 巷道均为矩形巷道, 锚网带索支护, 进、回风巷净断面尺寸:宽×高=5 000mm×4 600 mm;切眼净断面尺寸:宽×高=8 500mm×4 000 mm。巷道布置如图1所示。

2 数值模拟研究

(1) 计算模型的建立。根据1305工作面实际开采条件, 采用FLAC3D有限差分软件建立三维计算模型, 长度300 m, 宽度200 m, 高度68.3 m。不考虑煤层倾角, 模型的左右前后4个侧面为单约束边界, 施加水平方向的约束, 即边界水平位移为0, 只允许边界结点沿垂直方向运动。根据模型埋深, 按海姆假说[1,2], 原岩自重应力作用在上部边界上。

(2) 工作面应力场分布特征。为研究工作面超前支承压力分布特征, 分别模拟了工作面回采距离为20, 40, 80, 100 m时支承压力分布特征, 模拟结果如图2所示。

从图2可看出: (1) 工作面的开挖导致了工作面围岩应力重新分布[3,4], 在工作面回采过程中, 工作面前后支承压力处在动态变化中, 工作面前后出现了明显的支承压力增长区, 走向方向可划分为应力降低区、应力增高区及原岩应力区; (2) 随着工作面的推进, 工作面超前支承压力的峰值、峰值点距工作面的距离及超前支承压力的影响范围均逐渐增加, 但当工作面推进80 m后峰值变化较小, 基本保持在28 MPa (表1) , 采空区底板应力变化不大。

(3) 工作面走向支承压力分布规律。工作面推进100 m时, 工作面顶底板支承压力沿工作面走向方向分布规律模拟曲线如图3所示。从图3中可以看出:工作面超前支承压力最大为28.33 MPa, 超前影响范围为35 m。

3 超前支承压力现场实测

(1) 观测方案。1305进风巷应用单体柱进行超前支护, 采用煤矿井下单体液压支柱工作阻力固定式测量仪器———KBY-60d型矿用单体数字压力循环监测仪, 监测工作面煤壁前方25 m范围内单体柱的工作阻力。1305回风巷超前支护范围为50 m, 工作面煤壁前方20 m范围内超前支护方式为液压支架, 安装KJ232矿用顶板压力监测系统监测液压支架工作阻力;其余30 m超前支护方式为单体柱, 采用煤矿井下单体液压支柱工作阻力固定式测量仪器———KBY-60d型矿用单体数字压力循环监测仪监测单体柱工作阻力。测点布置如图4所示。

(2) 观测数据分析。研究表明[5,6], 工作面前方煤体由近及远可划分为3个区域:塑性变形区、弹性变形区和原岩应力区。以煤体超前支承压力为纵坐标, 工作面推进距离为横坐标, 得到如图5所示采动影响下煤体超前支承压力变化曲线, 其特征见表2。

分析图5和表2可知, 工作面前方塑性区域范围为6.7~12.5 m, 平均8.9 m。工作面超前支承压力影响范围为0~50 m。超前支承压力峰值介于24.16~28.48 MPa, 平均26.44 MPa。根据1305工作面地质资料, 煤层埋深平均407 m, 故原岩应力值为9.97 MPa, 计算出的应力集中系数为1.11~2.86, 应力集中系数平均为1.62。由此可知, 工作面推进度为50 m时, 测得支承压力峰值为28.48MPa, 应力集中系数为2.42, 距离工作面煤壁12.5m左右;工作面推进度为60 m时, 支承压力峰值前移至距离煤壁9.4 m左右, 应力集中系数上升为2.55, 1305大采高短壁工作面支承压力峰值随工作面不断推进有前移现象。

4 结论

(1) 工作面前方煤体由近及远可划分为3个区域:塑性变形区、弹性变形区和原岩应力区。工作面前方塑性区域范围为6.7~12.5 m, 平均8.9 m。工作面超前支承压力影响范围为0~50 m。超前支承压力峰值介于24.16~28.48 MPa, 平均26.44 MPa。

(2) 数值模拟得出首采工作面超前支承压力峰值在28 MPa左右, 实测超前支承压力峰值均值为26.44 MPa, 两者相差不大。确定超前支承压力影响范围为35 m。

(3) 随着工作面的推进, 支承压力峰值前移, 应力集中系数上升, 1305大采高短壁工作面支承压力峰值随工作面不断推进有前移现象。

参考文献

[1]毕业武, 侯凤才, 张国华, 等.采场超前支承压力分布规律与巷道稳定性[J].黑龙江科技学院学报, 2012, 22 (2) :135-139.

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浅析空调水系统压力分布篇9

1 空调水系统的阻力的组成

这里所谈的闭式空调冷水系统的阻力组成, 如图1所示。

图1中, 1为冷水机组阻力, 由机组制造厂提供, 一般为60~100 kPa。2为管路阻力, 其中单位长度的摩擦阻力即比摩阻取决于技术经济比较。若取值大则管径小, 初投资省, 但水泵运行能耗大;若取值小则反之。目前设计中冷水管路的比摩阻宜控制在150~200 Pa/m范围内, 管径较大时, 取值可小些。3为空调末端装置阻力, 是由制造厂经过盘管配置计算后提供的, 一般在20~50 kPa范围内。4为调节阀阻力。空调房间通过在空调末端装置的水路上设置电动二通调节阀是实现室温控制的一种手段。二通阀的规格由阀门全开时的流通能力与允许压力降来选择的。阀门全开时的压力降占该支路总压力降的百分数被称为阀权度。水系统设计时要求阀权度S>0.3, 于是, 二通调节阀的允许压力降一般不小于40 kPa。

根据以上所述, 可以估计一栋约100 m高的高层建筑空调水系统的压力损失, 即循环水泵所需的扬程。

(1) 冷水机组阻力:取80kPa (8 m水柱) 。

(2) 管路阻力:取冷冻机房内的除污器、集水器、分水器及管路等的阻力为50 kPa;取输配侧管路长度300 m与比摩阻200 Pa/m, 则摩擦阻力为300×200=60 kPa;如考虑输配侧的局部阻力位摩擦阻力的50%, 则局部阻力为60×0.5=30 kPa;系统管路的总阻力为50+60+30=140 kPa (14 m水柱) 。

(3) 空调末端装置阻力:组合式空调器的阻力一般比风机盘管阻力大, 故取前者的阻力位45 kPa (4.5 m水柱) 。

(4) 二通调节阀的阻力:取40 kPa (4.0 m水柱) 。

于是, 水系统的各部分阻力之和为:80+140+45+40=305 kPa (30.5 m水柱) 。

(5) 水泵扬程:取10%的安全系数, 则扬程H=30.5×1.1=33.55 m。

根据以上估算, 可以基本掌握同类规模建筑物的空调水系统的压力损失值范围, 防止因未经计算, 而将系统压力损失估计过大, 水泵扬程选得过大, 导致能量浪费。

2 空调水系统的定压点及压力

定压点确定的最主要原则是:保证系统内任何一点不出现负压或者热水的汽化。在空调水系统中, 定压点的最低运行压力应保证水系统最高点的压力为5 kPa以上。以图3来说明, 其中A点为系统最高点。

一般来说, 采用 (a) 的方式是最常见的, 其特点是稳定可靠, 这时对最低定压压力的要求为:PAmin=5 kPa。 (b) 的方式也是常用方式之一, 这时对最低定压压力的要求为:PBmin=H+5+△HAB (kPa) , 式中△HAB为设计状态下, 从A点到水泵吸入口B点的水流阻力, kPa;H为系统最大高差 (折算为压力单位kPa) 。

3 空调水系统的压力分布分析

了解空调水系统在停运与运行时系统各点的压力分布, 对保证设备与管路安全, 系统正常使用是非常重要的。如下a、b说明图2中水系统中各典型压力点的静压力值 (以m计) 。

(1) 水泵不运行时:PA=h1;PB=h1+h2;PC=h1+h2;PD=h1+h2;PE=h1。

(2) 水泵运行时:PA=h1;PB=h1+h2-AB段阻力;PD=PC-C D段阻力;PE=PD-h2-D E段阻力。

由以上, 可以得到如下认识。

(1) 膨胀水箱 (EXT) 接入点A处 (定压点) 的静压值, 不管水泵是否在运行, 总是等于膨胀水箱水面与A点之间的高度h1 (m) 。

(2) 水泵不运行时, 系统中任一点的静压力等于该店与膨胀水箱水面之间的高度差。

(3) 水泵运行时, 定压点A处与水泵吸入口之间管路 (A-B-C) 上任一点的静压值, 等于该点的静水高度值减去从A点到该店管路的压力损失值;水泵出口处与A点之间管路 (C-D-E-A) 上任一点的静压值, 等于水泵扬程与该点静水高度值之和减去从A点到该点管路的压力损失值。

(4) 如果将冷水机组置于水泵的吸入管路中, 机组的承压值就与水泵的扬程无关。正因为如此, 在高层建筑的水系统中, 常将机组置于水泵的吸入管中, 以减小机组的承压值。

4 结语

空调水系统的压力分析, 主要是能使设计中能更详细了解整个水系统的压力分布情况, 解决设备和构件的承压问题, 空调冷水机组的蒸发器、冷凝器的承压能力有一定要求, 不同厂家略有不同。所以设计中必须清楚知道各个部分的压力分布情况, 才能使所做的设计更加合理, 更加优化。

摘要：本文通过空调水系统阻力的组成、定压点及空调水系统的压力分布的阐述, 说明了空调水系统压力分布的情况以及设计中应注意的关键。