Most of the local limestone mines are developed as large-opening underground mines, while mine ventilation is heavily dependent on the natural ventilation and auxiliary systems, rather than the mechanical ventilation system using main fans. The current auxiliary ventilation system with fan and ducting requires optimization since enhanced deployment of diesel equipment demands higher airflow rate and the associated cost is expected to be too excessive for the local mine operators. This paper aims at optimizing the fan capacity for the working site ventilation through comparing the fan pressure in the mine airway and the ventilation efficiency of an axial-flow fan and a propeller fan developed in this study.
At present, local limestone mines with large opening employ auxiliary fans for workplace ventilation which have been used in coal mines with much smaller airways. Considering the low static pressure loss in the large-opening mines, high pressure auxiliary fans face serious economical limitations mainly due to their excessive capacity. The optimal fan selected for the ventilation in large-opening working places should supply air quantity enough for maintaining safe environment and keep its operating cost as low as possible. This study focuses on the development of a low pressure auxiliary fan designed to have smaller range of the static head but to have more potential for higher ventilation and energy efficiency. The flow characteristics of high and low pressure auxiliary fans were theoretical as well as experimentally investigated to assess the ventilation efficiency in term of environmental and economical aspects. Moreover, the low pressure fan was tested in two limestone mine sites with small and large cross-sectional areas for evaluating its ventilation efficiency. Results from this study can be applied to improve the economy and efficiency of auxiliary fan for ensuring better air quality and work environment management.
The excavation broken zones (EBZ) of gateways is a significant factor in determining the stability of man-made opening. The EBZ of 55 gateways with variety geological conditions were measured using Ground Penetrating Radar (GPR). The results found that the greatly depth of EBZ, the smallest is 1.5 m and the deepest is 3.5 m. Experimental investigations were carried out in the laboratory and in the coal mine fields for applying the combined arch support theory to large EBZ. The studies found that resin bolts with high tensile strength and good bond force could provide high pretension force with bolt extensible anchorage method in the field. Furthermore, the recently invented torque amplifier could greatly improve the bolt pretension force in poor lithology. The FLAC3D numerical simulation found that the main diffusion sphere of pretension force was only in the free segment zone of the surrounding rock. Further analysis found that the initial load-bearing zone thickness of the combined arch structure in large EBZ could be expressed by the free segment length of bolt. The using of high mechanical property bolts and steel with high pretension force will clearly putting forward the bolt length selection rule based on the combined arch support theory.
This paper aims at optimizing the auxiliary ventilation system in large-opening limestone mines with unducted fans. An extensive CFD and also site study were carried out for optimization at the blind entries. The fan location, operating mode, and layout are the parameters for optimization. Since the jet stream discharged from the auxiliary fan is flowing faster than 15 m/s in most of the cases, the stream collides with floor, sides or roof and even with the jet stream generated from the other fan placed upstream. Then, it is likely to lose a large portion of its inertial force and then its ventilation efficiency drops considerably. Therefore, the optimal fan installation interval is defined in this study as an interval that maximizes the uninterrupted flowing distance of the jet stream, while the cross-sectional installation location can be optimized to minimize the energy loss due to possible collision with the entry sides. Consequently, the optimization of the fan location will improve ventilation efficiency and subsequently the energy cost. A number of different three-dimensional computational domains representing a full-scale underground space were developed for the CFD study. The velocity profiles and the CO concentrations were studied to design and optimize the auxiliary ventilation system without duct and at the same time mine site experiments were carried out for comparison purposes. The ultimate goal is to optimize the auxiliary ventilation system without tubing to provide a reliable, low-cost and efficient solution to maintain the clean and safe work environment in local large-opening underground limestone mines.
In large-opening room-and-pillar mining sites, particularly without the devices for the ventilation control, the airflow pattern created by the local fan operation is too complicated to quantify and also shows low ventilation efficiency. This study aims at performing a series of CFD analysis for the so-called venturi effects of the local fans; the effects of increasing airflow rate along the axis downstream of fan resulting from increased kinetic energy and subsequently decreased static pressure in the downstream. Effects of the fan type and installation height are compared. 1 vane-axial fan and 2 propeller fans are analyzed for their venturi effects, while the vane-axial fan was installed at the height of 1.0, 1.5 and 2.0m for comparison. The results can be applied to improve the economy and efficiency of local fans for securing better air quality and work environment management.
The ventilation system plays a crucial role in underground mine safety. The main objective of the ventilation system is to supply sufficient air to dilute the contaminated air at working places and consequently provide tenable environment during the normal operation, while it also should be capable of controlling the fire propagation and facilitate rescue conditions in case of fire in mines. In this study, a smoke control fan was developed for the auxiliary ventilation as well as the fire smoke exhaust. It works as a free-standing auxiliary fan without tubing to dilute or exhaust the contaminated air from the working places. At the same time, it can be employed to extract the fire smoke. This paper aims to examine the smoke control efficiency of the fan when combined with the current ventilation system in mines. A series of the site experiments and numerical simulations were made to evaluate the fan performance in blind entry development sites. The tracer gas method with SF6 was applied to investigate the contaminant behavior at the study sites. The results of the site study at a large-opening limestone mine were compared with the CFD analysis results with respect to the airflow pattern and the gas concentration. This study shows that in blind development entry, the most polluted and risky place, the smoke fan can exhaust toxic gases or fire smoke effectively if it is properly combined with an additional common auxiliary fan. The venturi effect for smoke exhaust from the blind entry was also observed by the numerical analysis. The overall smoke control efficiency was found to be dependent on the fan location and operating method.
The air quality near the backfilled site area is significantly deteriorated during and even after the curing period of the backfill materials. Hazardous gases such as NH3 and CO2 may leak out prolongedly from the mined-out sites backfilled with the composite carbonate-based material; leakage can be observed at the underground working sites as well as on the surface. At operating mines, underground gas leakage will severely aggravate the workplace environment. The ventilation schemes should supply sufficient air to dilute the contaminated air, and control the toxic gas leakage and dispersion. This study shows the applicability of pressurization ventilation system to control gas leakage and dispersion at the backfilled underground mine site.
Investigation for rock joints, inspection for rock core, and laboratory tests for rock specimens, in this study, have been performed for identification of the extent and properties of Excavation Damaged Zone in a underground limestone mine, which plans to enlarge the size of openings to improve the production rate. Properties of EDZ and surrounding rock masses have been used numerically for discontinuum analysis, and it is concluded that the effect of EDZ can be increased with increasing the opening size and a blasting pattern of high precision can be suggested for the counterplan.
This paper investigates the mechanisms of tunnel spalling and massive tunnel failures using fracture mechanics principles. The study starts with examining the fracture propagation due to tensile and shear failure mechanisms. It was found that, fundamentally, in rock masses with high compressive stresses, tensile fracture propagation is often a stable process which leads to a gradual failure. Shear fracture propagation tends to be an unstable process. Several real case observations of spalling failures and massive shear failures in boreholes, tunnels and underground roadways are shown in the paper. A number of numerical models were used to investigate the fracture mechanisms and extents in the roof/wall of a deep tunnel and in an underground coal mine roadway. The modelling was done using a unique fracture mechanics code FRACOD which simulates explicitly the fracture initiation and propagation process. The study has demonstrated that both tensile and shear fracturing may occur in the vicinity of an underground opening. Shallow spalling in the tunnel wall is believed to be caused by tensile fracturing from extensional strain although no tensile stress exists there. Massive large scale failure however is most likely to be caused by shear fracturing under high compressive stresses. The observation that tunnel spalling often starts when the hoop stress reaches $0.4^*UCS$ has been explained in this paper by using the extension strain criterion. At this uniaxial compressive stress level, the lateral extensional strain is equivalent to the critical strain under uniaxial tension. Scale effect on UCS commonly believed by many is unlikely the dominant factor in this phenomenon.
In local underground mines heavily depending on the natural ventilation, ducted fan auxiliary ventilation system is strongly recommended instead of the total mine ventilation system requiring large capital and operating costs. Optimizing the installation of ducted fans in series in long large-opening mines is required to assure the economy and efficiency of the ventilation system. The two most critical design parameters for optimization are the wall separation distance and gap length between adjoining ducts. This study aims at deriving the optimal values for those two parameters concerning the economic and environmental aspects through the extensive CFD analysis, which minimizes pressure loss, leakage and entrainment of the contaminated air in the gap space. The ranges of the wall separation distance and gap length for study are selected by taking into consideration the existing recommendations and guidelines. The ultimate goal is to optimize the auxiliary ventilation system using ducted fans in series to provide a reliable and efficient solution to maintain clean and safe workplace environment in local long underground mines.
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[게시일 2004년 10월 1일]
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