A behavior of ridge-cut rock slope had been monitored by installing inclinometers and regional slope movement toward rear side of cut face was detected. To delineate the governing factors of slope behavior, especially backward slip of ridge-cut slope, petrographic characteristics of rock cores obtained from four drilled boreholes had been examined. BIPS images inside boreholes had been acquired and structural characteristics of slope rock had been studied. Mechanical properties of discontinuity planes distributed in the drilled core had been measured and the shear strength of coal seam imbedded-discontinuity planes also had been obtained by performing the direct shear test. Monitoring results of slope behavior had been analyzed by comprehensibly considering both the mechanical and structural characteristics of slope rock and coal seam-imbedded discontinuity planes, and the potential governance of coal seam and clay minerals embedded in the joint plane on the regional slope behavior has been also identified.
Rock contains discontinuities at all scales. These discontinuities make rock behave in a complex way. This paper discusses a new approach to underground design based on the theory of rock fracture mechanics. The mechanism of deformation and failure of coal was studied by observing the distributions of length, orientation and spacing of the pre-existing as well as stress-induced cracks. Different types of crack information. The crack information is dependent on the scale used. The cracks propagate along the intersections of the pre-existing cracks, and both extensile and shear crack growth occur depending on the direction of the load relative to the bedding planes. An analytical model that takes into account both shear and extensile crack growth was developed to predict the nonlinear stress-strain behavior of coal including strain-hardening and strain-softening.
Due to top-coal and immediate roof as cushion layer connecting with support and overlying strata, it can make significant influence on strata behaviors in fully mechanical top-coal caving working face (TCCWF). Taking Qingdong 828 working face as engineering background, $FLAC^{3D}$ and $UDEC^{2D}$ were adopted to explore the influence of top-coal thickness (TCT), immediate roof thickness (IRT), top-coal elastic modulus (TCEM) and immediate roof elastic modulus (IREM) on the vertical stress and vertical subsidence of roof, caving distance, and support resistance. The results show that the maximum roof subsidence increases with the increase of TCT and IRT as well as the decrease of TCEM and IREM, which is totally opposite to vertical stress in roof-control distance. Moreover, although the increase of TCEM and IREM leading to the increase of peak value of abutment pressure, the position and distribution range have no significant change. Under the condition of initial weighting occurrence, support resistance has negative and positive relationship with physical parameters (e.g., TCT and IRT) and mechanical properties (e.g., TCEM and IREM), respectively.
Influenced by the alternating effects of dynamic and static pressure during the mining process of close range coal seams, the surrounding rock support of cross mining roadway is difficult and the deformation mechanism is complex, which has become an important problem affecting the safe and efficient production of coal mines. The paper takes the inclined longwall mining of the 10304 working face of Zhongheng coal mine as the engineering background, analyzes the key strata fracture mechanism of the large inclined right-angle trapezoidal mining field, explores the stress distribution characteristics and transmission law of the surrounding rock of the roadway affected by the mining of the inclined coal seam, and proposes a segmented and hierarchical support method for the cross mining roadway affected by the mining of the close range coal seam group. The research results indicate that based on the derived expressions for shear and tensile fracture of key strata, the ultimate pushing distance and ultimate suspended area of a right angle trapezoidal mining area can be calculated and obtained. Within the cross mining section, along the horizontal direction of the coal wall of the working face, the peak shear stress is located near the middle of the boundary. The cracks on the floor of the cross mining roadway gradually develop in an elliptical funnel shape from the shallow to the deep. The dual coupling support system composed of active anchor rod support and passive U-shaped steel shed support proposed in this article achieves effective control of the stability of cross mining roadways, which achieves effective control of floor by coupling active support and preventive passive support to improve the strength of the surrounding rock itself. The research results are of great significance for guiding the layout, support control, and safe mining of cross mining roadways, and to some extent, can further enrich and improve the relevant theories of roof movement and control.
Hatherly Peter;Medhurst Terry;Sliwa Renate;Turner Roland
Geophysics and Geophysical Exploration
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v.8
no.1
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pp.112-117
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2005
Geophysical logging is routinely undertaken as part of most coal mine exploration programs. Currently, the main application for the logs is to determine coal seam depth and to qualitatively estimate coal quality, lithology, and rock strength. However, further information can be obtained, if quantitative log interpretation is made. To assist in the uptake of quantitative interpretation, we discuss log responses in terms of the mineralogy of the clastic sedimentary rocks frequently found in the Australian black coal mining areas of the Sydney and Bowen Basins. We find that the log responses can be tied to the mineralogy with reasonable confidence. Ambiguities in the interpretation will be better resolved if a full suite of logs is run. A method for checking for internal consistency, by comparing calculated and observed velocities, is also described. A key driver for quantitative interpretation is geotechnical characterisation. We propose a classification system for clastic rocks that takes into consideration physical rock properties that can be inferred from geophysical logs.
Proceedings of the Korean Society for Rock Mechanics Conference
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2002.10a
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pp.1-15
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2002
동복터널의 현장지질은 편마암과 석탄층(Coal Beds)이 협재된 암질이 매우 불량한 편암으로 구성되어 있으며, 설계 시에는 석탄층의 발달이 확인되지 않아 그 영향을 충분히 고려되지 않았다. 석탄층(두께 2~8m)은 편암의 Rock Cleavage와 같은 방향과 45~55도의 경사를 가지며 pinch out and swelling 형태로 발달이 불규칙하다. 하행선굴착 중 약 290m구간에 걸쳐 석탄층이 나타났으며, 90m 구간은 천단 및 측벽부에서 집중 발달되어 쳐대일변위가 20mm이상인 지점이 발생하는 등 상반굴착 시 111.2mm의 수평방향 내공변위가, 하반굴착 시에는 최대 127.8mm의 내공변위가 발생하였고 하반관통이후 수렴되었다. 내공변위 과다발생에 대한 대책으로 지보타입을 하향 조정하였고 측벽부는 하향 록볼트를 포함한 추가록볼트 보강을 실시하였다. 한편 터널 바닥부의 석탄층은 도로포장 후 침하문제가 예상되어 인버트를 기존 강지보공과 H-beam으로 연결.폐합한 후 콘크리트로 치환(140m구간)하여 추가변위를 최소화하였으며 무근콘크리트로 설계된 라이닝은 철근콘크리트 라이닝으로 변경 시공하였다.
Kim, Byung-Ryeol;Lee, Hyeon-woo;Kim, Young-Jin;Cho, Kye-Hong;Choi, Sung-Oong
Tunnel and Underground Space
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v.31
no.6
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pp.623-646
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2021
As the demand for electric power increases with acceleration of electrification at home and abroad, the needs for coal-fired electrical power plant are accordingly increased. However, these coal-fired electrical power plants induce also many environmental problems such as increase of air pollutants, increase of possibility of land contamination by reclamation of coal ash, even though these power plants have a good economical efficiency. In case of a by-product of coal-fired electrical power plants, only 70% of them are recycled and the remaining 30% of by-product are fully buried in surrounding ground. Consequently, this study deals with coal ash backfilling mechanism in abandoned mine openings for the purposes of increasing the coal ash recycling rate as well as securing the mine area stability. In order to analyze the backfill and ground reinforcement by interaction between rock mass and backfills, the copying samples of discontinuous surface with different roughnesses were produced for bond strength tests and direct shear tests. And statistical analysis was also conducted to decide the characteristics of bond and shear behavior with joint roughness and their curing day. Numerical simulations were also analyzed for examining the effect of interface behavior on ground stability.
Real-time characterization of the rock thermal deformation and fracture process provides guidance for detecting and evaluating thermal stability of rocks. In this paper, time -frequency characteristics of acoustic emission (AE) and electromagnetic radiation (EMR) signals were studied by conducting experiments during rock continuous heating. The coupling correlation between AE and EMR during rock thermal deformation and failure was analyzed, and the microcosmic mechanism of AE and EMR was theoretically analyzed. During rock continuous heating process, rocks simultaneously produce significant AE and EMR signals. These AE and EMR signals are, however, not completely synchronized, with the AE signals showing obvious fluctuation and the EMR signals increasing gradually. The sliding friction between the cracks is the main mechanism of EMR during the rock thermal deformation and fracture, and the AE is produced while the thermal cracks expanding. Both the EMR and AE monitoring methods can be applied to evaluate the thermal stability of rock in underground mines, although the mechanisms by which these signals generated are different.
Chang-Xiang Wang;Qing-Heng Gu;Meng Zhang;Cheng-Yang Jia;Bao-Liang Zhang;Jian-Hang Wang
Geomechanics and Engineering
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v.36
no.5
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pp.427-440
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2024
This study concentrates on the 301 comprehensive caving working face, notable for its considerable mining height. The roof model is established by integrating prior geological data and the latest borehole rock stratum's physical and mechanical parameters. This comprehensive approach enables the determination of lithology, thickness, and mechanical properties of the roof within 50 m of the primary mining coal seam. Utilizing the transfer rock beam theory and incorporating mining pressure monitoring data, the study delves into the geometric parameters of the direct roof, basic roof movement, and roof pressure during the initial mining process of the 301 comprehensive caving working face. The direct roof of the mining working face is stratified into upper and lower sections. The lower direct roof consists of 6.0 m thick coarse sandstone, while the upper direct roof comprises 9.2 m coarse sandstone, 2.6 m sandy mudstone, and 2.8 m medium sandstone. The basic roof stratum, totaling 22.1 m in thickness, includes layers such as silty sand, medium sandstone, sandy mudstone, and coal. The first pressure step of the basic roof is 61.6 m, with theoretical research indicating a maximum roof pressure of 1.62 MPa during periodic pressure. Extensive simulations and analyses of roof subsidence and advanced abutment pressure under varying working face lengths. Optimal roof control effect is observed when the mining face length falls within the range of 140 m-155 m. This study holds significance as it optimizes the working face length in thick coal seams, enhancing safety and efficiency in coal mining operations.
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[게시일 2004년 10월 1일]
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