Wyniki wyszukiwania - BazTech

Ograniczanie wyników

2 Archives of Mining Sciences

Znaleziono wyników: 2

Liczba wyników na stronie

Wyniki wyszukiwania

Wyszukiwano:
w słowach kluczowych: voussoir beam

Sortuj według:

Ogranicz wyniki do:

Characteristics of the roof behaviors and mine pressure manifestations during the mining of steep coal seam

Hong-Sheng T., Shi-Hao T., Cun Z., Lei Z., Xiao-Gang Z.

Archives of Mining Sciences

2017

Vol. 62, no. 4

871--891

A steep seam similar simulation system was developed based on the geological conditions of a steep coal seam in the Xintie Coal Mine. Basing on similar simulation, together with theoretical analysis and field measurement, an in-depth study was conducted to characterize the fracture and stability of the roof of steep working face and calculate the width of the region backfilled with gangue in the goaf. The results showed that, as mining progressed, the immediate roof of the steep face fell upon the goaf and backfilled its lower part due to gravity. As a result, the roof in the lower part had higher stability than the roof in the upper part of the working face. The deformation and fracture of main roof mainly occurred in the upper part of the working face; the fractured main roof then formed a “voussoir beam” structure in the strata’s dip direction, which was subjected to the slip- and deformation-induced instability. The stability analysis indicated that, when the dip angle increased, the rock masses had greater capacity to withstand slip-induced instability but smaller capacity to withstand deformation-induced instability. Finally, the field measurement of the forces exerted on the hydraulic supports proved the characteristics of the roof’s behaviors during the mining of a steep seam.

Opracowano układ do symulacji urabiania złóż węgla o dużym nachyleniu w oparciu o warunki geologiczno-górnicze w kopalni węgla Xintie. W oparciu o wyniki podobnych symulacji, analiz teoretycznych i pomiarów terenowych określono skalę spękań skał stropowych nad stromo nachylonym wyrobiskiem oraz stabilność skała stropowych, a także obliczono szerokość obszaru w zrobach podsadzanego skałą płonną. Wyniki badań wskazały, że wraz z postępem prac wydobywczych, strop bezpośredni ponad stromym wyrobiskiem obsunął się do zrobów wskutek działania sił ciężkości, wypełniając ich dolną część. W rezultacie, strop w niższej części wyrobiska wykazywał lepszą stabilność niż skały stropowe w jego górnej części. Odkształcenia i pęknięcia stropu zasadniczego zarejestrowano głównie w górnych partiach wyrobiska, spękany strop zasadniczy utworzył tam układ belki klińcowej nachylonej w kierunku upadowej, niestabilny pod wpływem uskoku i wskutek oddziałujących deformacji. Analiza stabilności stropu wykazała, że wraz ze wzrostem kąta nachylenia, wzrasta wytrzymałość górotworu na niestabilność wskutek obsuwania się w kierunku nachylenia, z kolei maleje jego wytrzymałość na oddziaływania odkształceń. Ponadto, wykonane pomiary sił działających na podpory hydrauliczne potwierdziły wzorce zachowania się górotworu w trakcie prac wydobywczych w złożach o dużym nachyleniu.

Empirical verification of voussoir beam approach to the risk of bolted mine roof failure

Kidybiński A.

Archives of Mining Sciences

2005

Vol. 50, no 4

449-464

In this paper a two-section voussoir beam analogue of mine roof strata was defined as based on its stability equation and the safety factor of bolted roof in the Polish copper mines (Lubin-Głogów Copper District) was analysed using roof-falls statistics. The equation contains both known values (such as S - maximum roof span, Y - specific weight of rocks, d -length of bolts being equivalent to roof strata beam depth, and Rc- uniaxial compressive strength of rocks) as well as unknown values (such as Z - height of compression arch, N - coefficient by thickness of compression arch, wp - coefficient of articulated joints' strength and Wk - coefficient by stiffness of bolting system). All unknown values were merged within joint factor K and a roof falling risk equation was formulated containing all values mentioned as well as the mass / intact strength ratio of rocks. A total of 136 short sections of openings (galleries) were selected in three copper mines (Lubin, Rudna and Polkowice-Sieroszowice) both with considerable roof failure experienced (82 sections) and long term stable roof strata (54 sections), the latter being chosen at the closet distance to the nearest section with roof failure - in order to review stable v. unstable conditions in comparable geological environment. Detailed data for each roof failure site were taken from Roof Fall Cards prepared by mine staff for each case roof fall and containing information about local geology (especially position and size of local faults), type and spacing of roof bolts (primary and secondary- if any), strength of rocks, geometry of an openings or crosscuts, area and thickness of fallen roof strata, history of local seismicity and roof falling precursory phenomena observed. Stable roof sections of galleries (54) were described in similar Roof Stability Cards. Taking"into account all such information, probable risk of roof failure was calculated for all 136 sites at time lapse immediately preceding a real roof fall occurrence - as a reciprocal of asafety factor. Then, minimum approximation error approach for the whole set of data was used to find K factor value for each mine taking a risk value equal to 1.00 as a boundary between stable and unstable openings (Fig. 8). The final formula for assessment of roof failure probability allows for 94 percent accuracy for three mines. It is possible therefore to use it for predictions of roof stability at questionable locations. Finally, a table of recommendations is presented for each class of calculated roof failure risk.

W artykule rozważono określoną równaniem stateczności dwuczęściową belkę klińcową (nieciągłą) jako analog skotwionego stropu wyrobisk górniczych w kopalniach rud miedzi Lubińsko-Głogowskiego Okręgu Miedziowego oraz określono współczynnik bezpieczeństwa stropu - posługując się danymi ze statystyki zawałów stropu. Wspomniane równanie zawiera zarówno wielkości znane Gak S - maksymalną rozpiętość stropu w poprzecznym przekroju wyrobiska, y - masę jednostkową skał, d - długość kotwi stropowych równoznaczną z wysokością (grubością) belki, Re - jednoosiową wytrzymałość skał na ściskanie) jak i wielkości nieznane (takie jak Z - wysokość sklepienia ściskania, N - współczynnik przy grubości sklepienia ściskania, wp - współczynnik wytrzymałości szczelin oraz Wk - współczynnik przy sztywności systemu kotwienia). Wszystkie wartości nieznane zostały zgrupowane w ogólnej stałej K następnie zaś sformułowano równanie ryzyka zawału stropu zawierające wszystkie wymienione wielkości jak również współczynnik osłabienia strukturalnego masywu skalnego (stosunek wytrzymałości masywu do wytrzymałości skały). Wydzielono 136 krótkich odcinków wyrobisk korytarzowych (komór i pasów - w kopalniach Lubin, Rudna oraz Polkowice-Sieroszowice), w których doszło do znacznych zawałów stropu (82 odcinki) i przyległe 54 odcinki - gdzie stwierdzono długotrwałą, dobrą stateczność warstw stropowych. Wzajemna bliskość (parami) odcinków ze stwierdzonym zawałem oraz statecznym stropem pozwoliła na wzajemne porównanie stropu niestatecznego oraz statecznego w zbliżonych warunkach geologicznych. Przeanalizowano dane o stropie w każdym z badanych odcinków zawałowych, szczególnie lokalne zaburzenia geologiczne, uskoki i szczeliny, rodzaj kotwi i siatkę kotwienia (zarówno podstawowego jak i ewent. wzmacniającego), geometrię wyrobiska, zwięzłość skał, zasięg i grubość strefy zawałowej w stropie, historię wstrząsów sejsmicznych w najbliższej okolicy oraz zjawiska prekursorowe zaobserwowane przed zaistnieniem zawału - na podstawie zapisów dokonanych przez pracowników kopalń w Kartach Stropu. Podobną analizę wykonano dla odcinków wyrobisk o stropie statecznym. Biorąc pod uwagę te dane określono ryzyko zawału stropu - w momencie przed jego zaistnieniem - w każdym z badanych odcinków (łącznie 136 przypadków), zarówno zniszczonych jak i statecznych, jako odwrotność współczynnika bezpieczeństwa (stateczności) stropu. Następnie zastosowano podejście minimalnego błędu rozgraniczenia grupy wyrobisk statecznych od niestatecznych (rys. 8) dla określenia wielkości współczynnika K dla każdej z badanych kopalń. Uzyskane w wyniku tego równanie do prognostycznej oceny prawdopodobieństwa wystąpienia zawału stropu wyrobisku korytarzowym w omawianych 3-ch kopalniach pozwala na 94-procentową dokładność prognozy. Podano tablicę zaleceń dla każdej z klas prognozowanego ryzyka wystąpienia zawału stropu (tab. 1 ).