Coal pillar assessment is of broad importance to underground engineering structure, as the pillar failure can lead to enormous disasters. Because of the highly non-linear correlation between the pillar failure and its influential attributes, conventional forecasting techniques cannot generate accurate outcomes. To approximate the complex behavior of coal pillar, this paper elucidates a new idea to forecast the underground coal pillar stability using combined unsupervised-supervised learning. In order to build a database of the study, a total of 90 patterns of pillar cases were collected from authentic engineering structures. A state-of-the art feature depletion method, t-distribution symmetric neighbor embedding (t-SNE) has been employed to reduce significance of actual data features. Consequently, an unsupervised machine learning technique K-mean clustering was followed to reassign the t-SNE dimensionality reduced data in order to compute the relative class of coal pillar cases. Following that, the reassign dataset was divided into two parts: 70 percent for training dataset and 30 percent for testing dataset, respectively. The accuracy of the predicted data was then examined using support vector classifier (SVC) model performance measures such as precision, recall, and f1-score. As a result, the proposed model can be employed for properly predicting the pillar failure class in a variety of underground rock engineering projects.
The prediction of temperature in the workings for the propriety examination for the development of a deep coal bed and the ventilation design is fairly important. It is quite demanding to obtain precise thermal conductivity of rock due to the variety and the complexity of the rock types contiguous to the coal bed. Therefore, to estimate the thermal conductivity corresponding to this geological situation and complex gallery conditions, a computing program which is TemPredict, is developed in this study. It employs Artificial Neural Network and calculates the climatic conditions in galleries. This advanced neural network is based upon the Back-Propagation Algorithm and composed of the input layers that are acceptant of the physical and geological factors of the coal bed and the hidden layers each of which has the 5 and 3 neurons. To verify TemPredict, the calculated result is compared with the measured one at the entrance of -300 ML 9X of Jang-sung production department, Jang-sung Coal Mine. The difference between the results calculated by TemPredict ($25.65^{\circ}C$) and measured ($25.7^{\circ}C$) is only $0.05^{\circ}C$, which is less than the allowable error 5%. The result has more than 95% of very high reliability. The temperature prediction for the main carriage gallery 9X in -425 ML under construction when it is completed is made. Its result is $28.2^{\circ}C$. In the future, it would contribute to the ventilation design for the mine and the underground structures.
In the process of mining closely spaced coal seams, the problem of roadway arrangement in lower coal seams has long been a concern. By means of mechanical model calculation and numerical simulation postprocessing, the distribution of the stress deviator below the floor of a goaf and the evolution of the stress deviator in the vertical and horizontal directions are studied under the influence of horizontal stress. The results of this theoretical study and numerical simulation show that the stress deviator decreases exponentially with increasing depth from the floor below the coal side. With the increase in the horizontal stress coefficient λ, the stress deviator concentration area shifts. The stress deviator is concentrated within 10 m below the goaf and 15 m laterally from the coal side; thus, the magnitude of the surrounding rock stress deviator should be considered when planning the construction of a roadway in this area.
An advancing cutting roof for gob-side entry retaining with no-pillar mining under specific geological conditions is more conducive to the safe and efficient production in a coalmine. This method is being promoted for use in a large number of coalmines because it has many advantages compared to the retaining method with an artificial filling wall as the gateway side filling body. In order to observe the inner structure of the gateway cutting roof and understand its stability mechanism, an equivalent material simulation experiment for a coalmine with complex geological conditions was carried out in this study. The results show that a "self-stabilization bearing structure" equilibrium model was found after the cutting roof caving when the cut line deviation angle was unequal to zero and the cut height was greater than the mining height, and the caving roof rock was hard without damage. The model showed that its stability was mainly controlled by two key blocks. Furthermore, in order to determine the optimal parameters of the cut height and the cut line deviation angle for the cutting roof of the retaining gateway, an in-depth analysis with theoretical mechanics and mine rock mechanics of the model was performed, and the relationship between the roof balance control force and the cut height and cut line deviation angle was solved. It was found that the selection of the values of the cut height and the cut line deviation angle had to conform to a certain principle that it should not only utilize the support force provided by the coal wall and the contact surface of the two key blocks but also prevent the failure of the coal wall and the contact surface.
Yang, Dang-Wei;Ma, Zhan-Guo;Qi, Fu-Zhou;Gong, Peng;Liu, Dao-Ping;Zhao, Guo-Zhen;Zhang, Ray Ruichong
Geomechanics and Engineering
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v.13
no.2
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pp.195-215
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2017
This paper proposes gob-side entry retaining by roof break and filling in thick-layer soft rock conditions based on the thick-layer soft rock roof strata migration law and the demand for non-pillar gob-side entry retaining projects. The functional expressions of main roof subsidence are derived for three break roof direction conditions: lateral deflection toward the roadway, lateral deflection toward the gob and vertically to the roof. These are derived according to the load-bearing boundary conditions of the main roadway roof stratum. It is concluded that the break roof angle is an important factor influencing the stability of gob-side entry retaining surrounding rock. This paper studies the stress distribution characteristics and plastic damage scope of gob-side entry retaining integrated coal seams, as well as the roof strata migration law and the supporting stability of caving structure filled on the break roof layer at the break roof angles of $-5^{\circ}$, $0^{\circ}$, $5^{\circ}$, $10^{\circ}$ and $15^{\circ}$ are studied. The simulation results of numerical analysis indicate that, the stress concentration and plastic damage scope to the sides of gob-side entry retaining integrated coal at the break roof angle of $5^{\circ}$ are reduced and shearing stress concentration of the caving filling body has been eliminated. The disturbance of coal mining to the roadway roof and loss of carrying capacity are mitigated. Field tests have been carried out on air-return roadway 5203 with the break roof angle of $5^{\circ}$. The monitoring indicates that the break roof filling section and compaction section are located at 0-45 m and 45-75 m behind the working face, respectively. The section from 75-100 m tends to be stable.
Park, Sam-Gyu;Kim, Jae-Gon;Lee, Jin-Soo;Kim, Tong-Kwon;Ko, Kyung-Seok;Lee, Gyoo-Ho
Proceedings of the Korean Geotechical Society Conference
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2005.03a
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pp.878-883
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2005
This paper describes the effect of acid rock drainage(ARD) produced from the cut slope on the slope structures. Acid rock drainage is originated from a rock quarry located in coal mine zone and mineralization belt of Chosen Supergroup and Ogcheon group, andesite with the pyrite, and acid sulfate soils of Tertiary in Korea. The cut slope, where acid rock drainage comes out, almost has been constructed by shotcrete and planting works. According to the field observation results, in most cases, the acid rock drainage has an adverse effect on slope structures. The shotcrete, anchors and rock bolts produced corrosive action, and bad germination and growth diseases of covering plants of the slope planting construction due to ARD.
Yao, Wen-li;Mostafa, Sharifzadeh;Ericson, Ericson;Yang, Zhen;Xu, Guang;Aldrich, Chris
Geomechanics and Engineering
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v.18
no.6
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pp.585-594
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2019
In-situ leaching could be one of the promising mining methods to extract the minerals from deep fractured rock mass. Constrained by the low permeability at depth, however, the performance does not meet the expectation. In fact, the rock mass permeability mainly depends on the pre-existing natural fractures and therefore play a crucial role in in-situ leaching performance. More importantly, fractures have various characteristics, such as aperture, persistence, and density, which have diverse contributions to the promising method. Hence, it is necessary to study the variation of fluid rate versus fracture parameters to enhance in-situ leaching performance. Firstly, the subsurface fractures from the depth of 1500m to 2500m were mapped using the discrete fracture network (DFN) in this paper, and then the numerical model was calibrated at a particular case. On this basis, the fluid flow through fractured rock mass with various fracture characteristics was analyzed. The simulation results showed that with the increase of Fisher' K value, which determine the fracture orientation, the flow rate firstly decreased and then increased. Subsequently, as another critical factor affecting the fluid flow in natural fractures, the fracture transmissivity has a direct relationship with the flow rate. Sensitive study shows that natural fracture characteristics play a critical role in in-situ leaching performance.
There are many joint fissures distributed in the engineering rock mass. In the process of geological history, the underground rock mass undergoes strong geological processes, and undergoes complex geological processes such as fracture breeding, expansion, recementation, and re-expansion. In this paper, the damage-stick-slip process (DSSP), an analysis model used for rock mass failure slip, was established to examine the master control and time-dependent mechanical properties of the new and primary fractures of a multi-fractured rock mass under the action of stress loading. The experimental system for the recemented multi-fractured rock mass was developed to validate the above theory. First, a rock mass failure test was conducted. Then, the failure stress state was kept constant, and the fractured rock mass was grouted and cemented. A secondary loading was applied until the grouted mass reached the intended strength to investigate the bearing capacity of the recemented multi-fractured rock mass, and an acoustic emission (AE) system was used to monitor AE events and the update of damage energy. The results show that the initial fracture angle and direction had a significant effect on the re-failure process of the cement rock mass; Compared with the monitoring results of the acoustic emission (AE) measurements, the master control surface, key blocks and other control factors in the multi-fractured rock mass were obtained; The triangular shaped block in rock mass plays an important role in the stress and displacement change of multi-fracture rock mass and the long fissure and the fractures with close fracture tip are easier to activate, and the position where the longer fractures intersect with the smaller fractures is easier to generate new fractures. The results are of great significance to a multi-block structure, which affects the safety of underground coal mining.
Journal of Korean Society of Occupational and Environmental Hygiene
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v.22
no.4
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pp.345-352
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2012
1980년대 초 Sherwood교수가 한국에 와 있으면 당시 탄광의 호흡성먼지의 농도를 측정한 자료를 활용하여 로그-정규분포에 대한 분석을 한 자료이다. 탄광의 건조상태에서 농도는 물을 뿌리면서 하는 작업에 비해 매우 높은 수준을 보인다. 건조한 탄광에서 기하평균농도는 $26.1mg/m^{3}$이었고 물을 뿌린 탄광에서는 $4.1mg/m^{3}$이었다. 이는 매우 높은 수준이었음을 알 수 있다. 각 탄갱에서의 농도는 로그정규분포를 하였고 석탄을 접하는 탄갱에서의 농도는 $1.65mg/m^{3}$에서 $35mg/m^{3}$까지 다양하였다. 호흡성분진의 농도는 석탄을 접하는 탄갱에서 암석을 접하는 탄갱보다 높았는데 이는 분진의 원인이 석탄 때문이었다.
There are various technical problems need to be solved in the construction process of pre-setting an isolation wall into a double lane in the outburst prone mine. This study presents a methodology that pre-setting an isolation wall into a double lane without a coal pillar. This requires the excavation of two small section roadways to dig a wide section roadway, followed by construction of the separation wall. During this process the connecting lane is reserved. In order to ensure the stability of the separation wall, the required bearing capacity of the isolation wall is 4.66 MN/m and the deformation of the isolation wall is approximately 25 cm. To reduce the difficulty of implementing support the roadway is driven by 5 m/d. After the construction of the separation wall, the left side coal wall is brushed 1.5 m to make the width of the gas roadway reach 2.5 m and the roadway support utilizes anchor rod, ladder beam, anchor cable beam and net configuration. During construction, the concrete pump and removable self-propelled hydraulic wall mold are used to pump and pour the concrete of the isolation wall. In the process of mining, the stress distribution of coal body and isolation wall is detected and measured on site. The results demonstrate that the deformation of the surrounding rock of roadway and separation of roof in the roadway is small. The stress of the bolt and anchor cable is within equipment tolerance validating their selection. The roadway is well supported and the intended goal is achieved. The methodology can be used for reference for similar mine gas control.
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[게시일 2004년 10월 1일]
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