بررسی چگونگی رشد شبکه های متروی شهری: از دیدگاه شبکه پیچیده

How urban metro networks grow: From a complex network perspective

خلاصه
1 مقدمه
2 داده ها و روش
3 نتایج
4 بحث
5 اظهارات پایانی
منابع

چکیده
شهرها شاهد ظهور و رشد خطوط مترو بودند که منجر به ساختارهای متفاوتی شد که امروزه می بینیم.  به طور کلی سیستم های مترو چکونه گسترش می یابند؟ الگوهای رشد فضایی و زمانی شبکه‌های مترو و آمار شبکه‌های پیچیده آن‌ها ممکن است بینشی در مورد این موضوع ارائه دهد. این مقاله یک طرح 9 متری  را در چارچوب تحلیل شبکه پیچیده ایجاد می‌کند تا عملکرد خدمات یک شبکه مترو شهری را از سه بعد، یعنی دسترسی، انعطاف‌پذیری  و قابلیت خدمات کمی‌سازی کند. در پرتو این، یک طرح شبدری به عنوان ابزاری برای نشان دادن الگوی بلوغ و رشد چند بعدی یک شبکه مترو پیشنهاد می‌شود. در این مطالعه  توسعه متروی 42 شهر اصلی چین با استفاده از معیارها و ابزار تجسم نشان داده شده است. یافته‌ها نشان می‌دهند که شبکه‌های مترو قادر به تکامل از شکل‌های نوپا به شکل‌های بالغ هستند و امتیازات آنها در تمام ابعاد افزایش می‌یابد. رقابت بین توسعه مترو و محبوبیت خودرو منجر به انتخاب حمل و نقل شهری بین مترو غالب و خودرو غالب می شود. اگر مترو زود توسعه یابد در حالی که مالکیت خودرو هنوز در سطح پایینی است، شهرها ممکن است احتمال بیشتری برای تبدیل شدن به سیستم  متروی غالب داشته باشند. مشابه سلسله مراتب نیازهای مازلو برای افراد، یک شبکه متروی شهری ممکن است به عنوان پاسخی به نیازهای شهر پدیدار شود که از اساسی ترین (مانند دسترسی) تا پیچیده ترین (مانند انعطاف پذیری و قابلیت سرویس دهی) را شامل می شود.

2 داده ها و روش
2-1-خطوط مترو در شهرهای سرزمین اصلی چین
در حال حاضر خطوط مترو در 42 شهر سرزمین اصلی چین در حال بهره برداری هستند و این حقایق اساسی این شهرها هستند که اساس این مطالعه را تشکیل می دهند. مجموعه داده‌ها از آمارهای عمومی در دسترس است که آژانس‌های حمل‌ونقل در اینترنت و سالنامه‌های شهر در دسترس قرار داده‌اند (اداره ملی آمار، 2022).

ویژگی های آماری مجموعه داده ها در جدول 1 خلاصه شده است. از 42 شهر، 9 شهر در حال حاضر مسافت مترو بیش از 300 کیلومتر دارند، در حالی که 15 شهر دارای میانگین روزانه حجم مسافر بیش از یک میلیون نفر هستند. همانطور که در شکل 1 نشان داده شده است، شهرهایی با ایستگاه های مترو بیشتر و مسافت پیموده شده بیشتر معمولاً از حجم مسافر روزانه بالاتری پشتیبانی می کنند، برخلاف آنچه پیش بینی کرده بودیم، به استثنای برخی شهرها (مانند شنژن، شیان، و چانگشا) که همانطور که توسط دایره های آبی بزرگتر در مقایسه با “همسایگان” آنها در شکل 1(a) نشان داده شده است، نسبتاً “بیش از حد” هستند. توزیع فاصله عملیاتی، تعداد ایستگاه‌ها و میانگین حجم مسافر روزانه، همگی تقریباً به توزیع‌های نرمال نزدیک می‌شوند، همانطور که در شکل 1 (ب) تا (د) مشاهده می‌شود.

باید ارتباطی بین اندازه خطوط مترو و شهر عامل (به عنوان مثال، از نظر جمعیت و تولید ناخالص داخلی) وجود داشته باشد زیرا گسترش خطوط مترو کم و بیش نشان دهنده توسعه شهری است (لین و همکاران، a 2021 .، 2021 b) با توجه به شکل 2، که یک همبستگی مثبت بین مایل مترو و جمعیت را نشان می دهد، افزایش جمعیت شهری احتمالاً عامل توسعه مترو است.تنها داده خارج از محدوده شهر چونگ کینگ است که مسافت پیموده شده غیرعادی نسبت به اندازه خود دارد. جغرافیای ناهموار شهر، که مشکلات بیشتری را برای ساخت و ساز قنات در آنجا ایجاد می کند، ممکن است مقصر این ناهنجاری باشد. علاوه بر این، بین تولید ناخالص داخلی سرانه و تعداد مسافرانی که هر روز از خطوط مترو استفاده می کنند، رابطه معناداری وجود دارد. این اغلب از دایره هایی که با افزایش فاصله و جمعیت از نظر اندازه و رنگ گرم رشد می کنند آشکار می شود و استفاده کافی از سیستم های مترو را در شهرها نشان می دهد.

تحقیقات تجربی در مورد مکانیسم تاثیر نرخ بارگذاری بر روی جریان های تحریک شده با فشار سنگ

Experimental research on influence mechanism of loading rates on rock pressure stimulated currents

چکیده
1- مقدمه
2- روش های آزمایشگاهی
3- نتایج تجزیه و تحلیل
4- مکانیزم تاثیر میزان بارگذاری بر PSCها
5- نتیجه گیری
مراجع

چکیده
بررسی تغییرات جریان تحریک شده با فشار سنگ ها (PSC) در جهت بررسی اتفاقات دینامیکی در معادن و توده های سنگی حائز اهمیت است. مطالعه حاضر بر روی قوانین و مکانیزم های تغییر یافته تحت بارگذاری سنگ ها متمرکز است. یک سیستم آزمایشی مکانیکی و الکترونیکی در این مقاله انجام شده است تا تاثیر میزان بارگذاری بر صخره ها ارزیابی شود. نتایج نشان داد که منحنی های PSC های متفاوت تحت میزان بارگذاری بالا/پایین قوانین تغییرات متفاوتی دارند. زمانیکه میزان بارگذاری نسبتا اندک بود، منحنی های PSC ابتدا تغییرات آرامی داشته و سپس تصاعدی افزایش یافتند. تحت بارگذاری شدید، منحنی های PSC ابتدا افزایش سریع ، سپس افزایش آرام داشتند  و بعد دچار تغییر ناگهانی شدند. مقاومت فشاری می تواند تاثیر زیادی بر حداکثر PSC در روند انهدام سنگ بگذارد. تحت بارگذاری با میزان کم، متغیرهای PSC مطابق با مکانیزم گسیختگی مدل آسیب دیده بودند، در حالیکه در لحظه گسیختگی این چنین نبود. تحت بارگذاری شدید، PSC ها در تنش اندک به علت تاثیر تنش، مطابق با مدل نبودند. نتایج آزمایشگاهی می تواند مبنای تئوری را برای تاثیر میزان بارگذاری بر روی PSC ها فراهم کند. 

2- روش های آزمایشگاهی
2-1 نمونه های آزمایشگاهی
در این تحقیق، سنگ ها با ویژگی های مختلف مثل گرانیت (متعلق به ماگمای سنگ ها) از یانتای، استان شاندونگ، مرمر (متعلق به سنگ های دگرگونی) از دالی، استان یونان، و ماسه سنگ (متعلق به سنگ های رسوبی) از معادن ذغال سنگ رنلو، استان انهویی، به عنوان اهداف تحقیق انتخاب شدند. پس از مشاهده نمونه های سنگی، سنگ های با همگنی بالا و خواص مکانیکی برای پردازش در سیلندر 50mm*100mm ϕ انتخاب شدند. نمونه های سنگی باقیمانده برای آنالیز اشعه X و SEM (اسکن اکترونی ماکروسکوپی) استفاده شدند. همانطور که در شکل 1 نشان داده شده است، گرانیت ابتدا توسط کوارتز وپس از آن آمفیبول و بیوتیت احاطه شده است. مرمر عمدتا از دولمیت با مقدار کمی آمفیبول تشکیل شده است. ترکیب اصلی ماسه در رنلو بر خلاف کوارتز متشکل از آلبیت و مقدار کمی میکا است. برای جلوگیری از تمرکز تنش در طی فرایند بارگذاری، سطح بالاتر و پایین تر هر نمونه جلا داده شد و سختی هر نمونه از005/0 ± فراتر نرفت. بعد از انتخاب نمونه های مشخص، نمونه های با تفاوت های بیشتر توسط سرعت سنج اولتراسونیک حذف شدند. به منظور دستیابی اثرات خشک کردن و کاهش بالقوه تاثیر پلاریزاسیون، نمونه های فرآوری شده در دمای 60 درجه به مدت 8 ساعت برای از بین بردن آب مازاد خشک شدند.

2-2 سیستم و فرایند آزمایشی
در این مقاله، یک سیستم آزمایشی PSC برای انهدام مصالح سنگی تحت فشار تک محوری ساخته شد. این سیستم برای اندازه گیری تغییرات جریان، تنش و کرنش در طی تغیییر شکل فشاری و فرایند انهدام گرانیت، مرمر و ماسه استفاده شد. همچنین این سیستم از سیستم محافظ و حفاظت، سیستم جمع آوری داده های PSC، سیستم آزمایش فشاری تک محوری تشکیل شده است. شکل2 نمودار شماتیک سیستم را نشان می دهد. در این مقاله، ماشین آزمایشی جهانی هیدروالکتریک MTS-C64.605 برای آزمایش فشاری تک محوری به منظور ثبت تغییرات واقعی زمان پارامترهایی مانند نیرو، بار، کرنش و غیره استفاده شد. سیستم محاسباتی آن می تواند تغییرات تنش و کرنش نمونه های سنگی را مانند شکل2 تحت بارگذاری محاسبه و ثبت کند. Keithley DMM6500 برای محاسبه جریان ایجاد شده توسط نمونه های سنگی از فرایند بارگذاری تا فرایند انهدام استفاده شد. با دقت بالا و اندازه گیری در مقیاس بزرگ، می تواند مستقیما شکل موج ها را از محدوده 10A و 10PA بدون استفاده از ابزار جداگانه جمع آوری کند. همانطور که در شکل 2 نشان داده شده است، یک انتهای DMM از طریق یک گیره به انتهای پایین دندانه متصل شده و سر دیگر آن به زمین متصل است. سیم های اتصال، کابل های محافظ بوده و به تداخلات مغناطیسی خارجی متصل نیستند. دندانه از فولاد ضد زنگ ساخته شده است که از تغیییر شکل و مقاومت آن می توان صرف نظر کرد. در طی آزمایش، نمونه های سنگی و سیستم آزمایشی نیازمند محافظت هستند تا بتوانند داده های ولتاژ را جمع آوری کنند. علاوه بر این، 200 مس برای ساخت قفس Faraday برای پوشش نمونه های سنگی و آجرهای فشاری استفاده شد. بنابر این از تداخل سیگنال های الکترو مغناطیسی خارجی جلوگیری می کند. در همین حال، کابل های محافظ می توانند به طور موثری نویز را کاهش دهند. به منظور جلوگیری از ضایعات ایجاد شده در طی بارگذاری و فرایند خرد کردن و کاهش آسیب های غیر ضروری، یک پوشش محافظ شفاف خارج از ماشین بارگذاری نصب شد.

مطالعه تجربی بهینه سازی فرآیند انتقال حرارت دیواره ذخیره حرارتی پمپ حرارتی در سنگ اطراف تونل در منطقه سردسیر

Experimental Study on Heat Transfer Process Optimization of Heat Storage Wall of the Heat Pump in Tunnel Surrounding Rock in the Cold Region

چکیده

1 مقدمه

2 مدل فیزیکی

3 متدولوژی

4 نتایج آزمایش

5 نتیجه گیری

منابع

چکیده

در خصوص تونل ها در مناطق سردسیر یا بسیار سرد، مشکل نشت در بازه زمانی آب شدن برف ها در بهار بسیار شایع است، که باعث آسیب های متنوع به تونل به دلیل یخ زدگی می شود. با استفاده از انرژی زمین گرمایی سنگ اطراف در پروژه ی تونل، به ویژه پروژه ی تونل زیر لایه ی همیشه یخبندان، سیستم پمپ حرارتی تونل ناحیه ی سرد قابلیت بهبود و ارتقای راندمان انرژی کلی گرمایشی را دارد زیرا درجه حرارت جانبی مربوط به تبخیر پمپ حرارتی افزایش می یابد، که بیشتر به درد تأسیسات ساختمانی پشتیبان محیط اطراف می خورد. با الهام از این سیستم و فناوری بنای کوپلینگ فعال و غیرفعال، نوع بازیابی حرارتی مدل دیوار ذخیره سازی حرارتی در این تحقیق پیشنهاد شده است. با شرح فرآیند انتقال حرارت و گرما در راتباط با نوع بازیابی حرارتی دیوار ذخیره سازی حرارتی و انجام تحقیقات تجربی، امکان پذیری و اثربخشی آن تأیید می شود. نتایج نشان می دهند زمانی که دمای هوای محیط بیرون در اورومچی تقریبا -7°C ~ -15°C است و تابش کلی نورخورشید در لحظه به بازه ی 0~1108 W/m2 می رسد، این نوع دیوار می تواند هوای گرم نزدیک دیوار ایجاد کند که دمای آن 11.89°C بالاتر از دمای محیط است تا یک منبع گرمای با کیفیت برای پمپ حرارتی منبع هوا را زمانی که دما پایین است فراهم کند، که به موجب آن راندمان و کارایی سیستم حرارتی پمپ حرارتی منبع هوا را به طور قابل ملاحظه ای ارتقا می دهد. بدون تجهیزات فتوولتائیک و فتوترمال، نوع بازیابی حرارتی دیوار ذخیره سازی حرارتی میتواند میزان استفاده از انرژی خورشیدی را به 13% تا 20%، حتی حداکثر تا 36% برساند.

2- مدل فیزیکی
نوع بازیابی حرارتی دیوار ذخیره سازی حرارتی در شکل 1 نشان داده شده است، که متشکل از دیوار استاندارد ساختار صرفه جویی در انرژی، لایه ی میانی هوا، و ورق پوششی شفاف است. هوا بدون دمای محیط بیرون از طریق صفحه ی روزنه دار یا اوریفیس پلیت در بخش پایین تر لایه ی میانی هوا وارد می شود و از صفحه ی روزنه دار بالایی هم شار و هم جریان می شود و پس از آن به پورت مکش هوای تبخیر کننده ی پمپ حرارتی منبع هوا فرستاده می شود.

لایه ی میانی هوا ضخامتی برابر با 200 mm دارد، و اندازه ی صفحه ی دیوار ذخیره سازی حرارتی عرضی برابر با 1500 mm و ارتفاع 2000 mm دارد. سه اوریفیس (روزنه) روی دیوار زیر لایه ی میانی هوا باز می شوند تا اجازه دهد هوای بیرون وارد لایه ی میانی هوا شده، و اندازه ی روزنه (اوریفیس) 4 × 15 cm است. اندازه ی اوریفیس در مرکز بالای لایه ی میانی هوا شبیه به کانال فن ϕ 16 cm است. جدول 1 فهرستی از پارامترهای فیزیکی نشان داده شده با هر لایه ی دیوار محفظه را ارائه می کند و نوع بازیابی حرارتی دیوار ذخیره سازی حرارتی در شکل 2 نشان داده شده است. ضریب جذب تابش خورشیدی سطح بیرونی دیوار برابر است با αwall=0.75.

3- متدولوژی
بارزترین تفاوت بین یک چنین دیوار ذخیره سازی حرارتی و دیوار ذخیره سازی حرارتی معمولی حالت جریان هوا در ارتباط با لایه ی میانی می باشد. تبادل گرما روی سطح دیوار ذخیره سازی حرارتی معمولی یک همرفت و انتقال گرمای طبیعی می باشد؛ هوا در لایه ی میانی نوع بازیابی حرارتی دیوار ذخیره سازی حرارتی مجبور به همرفت می شود. فرآیند انتقال حرارت نوع بازیابی حرارتی دیوار ذخیره سازی حرارتی سه بخش دارد: صفحه ی پوششی شفاف، لایه ی میانی هوا، و ساختار دیوار سنگین [22]، و فرآیندهای انتقال گرما و تبادل گرما در شکل 3 نشان داده شده اند.

ابعاد فاصله دید و منحنی افقی در طراحی تونل های جاده ای در مقابل بزرگراه ها: قسمت دوم (کامیون ها)

Sight distance and horizontal curve aspects in the design of road tunnels vs. highways: Part II (trucks)

• برای دانلود رایگان مقاله انگلیسی با فرمت pdf بر روی عنوان انگلیسی مقاله کلیک نمایید.
• برای خرید و دانلود ترجمه فارسی آماده با فرمت ورد، روی عنوان فارسی مقاله کلیک کنید.

تصویری از مقاله ترجمه و تایپ شده در نرم افزار ورد

ابعاد فاصله دید و منحنی افقی در طراحی تونل های جاده ای در مقابل بزرگراه ها: قسمت دوم (کامیون ها)

Sight distance and horizontal curve aspects in the design of road tunnels vs. highways: Part II (trucks)

• برای دانلود رایگان مقاله انگلیسی با فرمت pdf بر روی عنوان انگلیسی مقاله کلیک نمایید.
• برای خرید و دانلود ترجمه فارسی آماده با فرمت ورد، روی عنوان فارسی مقاله کلیک کنید.

رفتار طولانی مدت تونل و حرکات زمین پس از تونل‌زنی در خاک های رسی

Long-term tunnel behaviour and ground movements after tunnelling in clayey soils

چکیده

پیشگفتار

مکانیسم زهکشی تونل

تونل منفرد

حرکات زمین

حرکات عمودی

حرکات افقی

رفتار پوشش

تونل‌های دوقلو

حرکات زمین

مکانیسم A: تعامل میدان کرنش

مکانیسم B: محدودیت تامین جریان

مکانیسم C: فشردگی عرضی خاک

مکانیسم A

رفتار پوشش تونل دوقلو

تونل‌های گذر عرضی

خاتمه و توصیه‌های برای مطالعه آینده

منابع

چکیده

 حرکات طولانی مدت زمین در بالا تونل ممکن است با گذشت زمان پس از تونل‌زنی خاک‌های رسی، به افزایش ادامه دهد زیرا فشارهای آب منفذی بیش از حد القا شده توسط تونل‌زنی پراکنده می‌شوند، در حالی که فشار متغیر زمین که روی تونل اعمال می‌شود منجر به تغییر شکل تونل در طول تحکیم می‌شود. علاوه‌براین، خود تونل، شرایط زهکشی جدیدی را معرفی می‌کند؛ یعنی، بسته به شرایط زهکشی خط‌کشی (پوشش) تونل، تنش‌های موثر حول تونل، با گذشت زمان تغییر کرده و تحکیم (استحکام) بیشتر خاک را القا می‌کنند. میزان نشست (نفوذ) از خاک رسی با نفوذپذیری پایین اغلب بسیار کوچک بوده و نشست (نفوذ) آب زمین در تونل می‌تواند به سرعت بخار شود. اگرچه تونل ممکن است به نظر نشست ناپذیر برسد چون سطح به نظر خشک می‌رسد، این احتمال وجود دارد که شرایط زهکشی تونل در واقع نشست پذیر (نفوذپذیر) باشد. این مقاله به بررسی تعامل تحکیم خاک-تونل، به ویژه با تمرکز روی حرکات سطح زمین و تغییر شکل پوشش تونل در جهت رفع دغدغه‌های مهندسان می‌پردازد. نتایج تجزیه و تحلیل نشان می‌دهند که گذردهی پوشش تونل نسبت به نفوذپذیری زمین اطراف، نقش مهمی در هر دوی حرکات طولانی مدت زمین و رفتار پوشش تونل دارد. یافته‌های منتشر شده در تحقیقات، به صورت گام به گام با شروع از یک تونل منفرد، تونل‌های دوقلو تا ساختارهای گذر عرضی  پیچیده مورد بررسی قرار می‌گیرند. مکانیسم‌های تحکیم خاک القا شده توسط تونل‌زنی برای این ساختارها شناسایی می‌شوند و در صورت امکان، متدلوژی‌های ممکن مهندسی برای ارزیابی اندازه نشست‌های سطح زمین و بارگذاری‌های پوشش تونل ارائه می‌شوند. 

پیشگفتار

در خاک‌های رسی، حرکات زمین در بالای تونل می‌توانند به ایجاد ساختار بعدی ادامه دهند، در حالی که تونل، با تحکیم خاک، تغییر شکلی را توسعه می‌دهد (به عنوان مثال، باورز، هیلر و نیو، 1996؛ هریس، 2002؛ لیور، سوگا، رایت و جفریس، 2013؛ نیرن، 1998؛ اوریلی، میر، و آلدرمن، 1991؛ پک، 1969؛ شیرلاو، 1995).  افزایش نشست تحکیم ممکن است منجر به آسیب‌هایی در ساختمان سطحی شود، به عنوان مثال، همانطور که توسط هریس (2002) اشاره شده است، در بالای تونل‌های Jubilee Line Extension در لندن، تغییر شکل طولانی مدت تونل ممکن است منجر به ترک خوردگی، نفوذ آب، و جابجایی‌های دیفرانسیلی با خطر خارج شدن از خط برای ایمنی تونل شود (شن، وو، کوی و یین، 2014). 

خاتمه و توصیه‌های برای مطالعه آینده

تونل‌ها اغلب برای چند دهه یا بیشتر مورد استفاده قرار می‌گیرند. این مقاله به توصیف مکانیسم‌های مختلف حرکات طولانی مدت زمین و رفتار تونل پس از تونل‌زنی در خاک‌های رسی بر اساس مجموعه‌ای از تجزیه و تحلیل‌های عنصر متناهی 3 بعدیِ انجام شده و تفسیر مطالعات موردی میدانی محدود می‌پردازد. یک تونل منفرد، جریان نشت شعاعی را در اطراف تونل در طول تحکیم خاک تولید می‌کند. تونل‌های دوقلو و گذرهای عرضی، توسعه تنش موثر و فشار منفذی حول تونل را با گذشت زمان از شرایط نشت شعاعی تغییر می‌دهند و بنابراین، تعامل پیچیده تونل-خاک رخ می‌دهد. در این مقاله، رفتار طولانی مدت یک تونل منفرد، تونل‌های دوقلو و گذرهای عرضی  با تاکید ویژه روی حرکات زمین سطحی و رفتار پوشش تونل مورد بحث قرار می‌گیرد. 

Abstract

Long term ground movements above a tunnel may continue to increase with time after tunnelling in clayey soils as the tunnelling-induced excess pore water pressures dissipate, whilst the changing earth pressure acting on the tunnel leads to further tunnel deformation during consolidation. Furthermore the tunnel itself introduces new drainage conditions; that is, depending on the drainage condition of the tunnel lining, the effective stresses around the tunnel change with time, inducing further soil consolidation. A seepage rate from low permeability clayey soil is often very small and the groundwater seeping into the tunnel can evaporate quickly. Although a tunnel may look impermeable because the surface looks dry, it is possible that the tunnel drainage conditions are actually permeable. This paper summarises the investigation of soil-tunnel consolidation interaction, particularly focusing on ground surface movements and tunnel lining deformation in the interest of engineering concerns. Analysis results show that tunnel lining permittivity relative to the permeability of the surrounding ground plays an important role on both long-term ground movements as well as tunnel lining behaviour. The findings published in literature are reviewed step by step starting from a single tunnel, twin tunnels to complex cross passage structures. The mechanisms of tunnelling-induced soil consolidation for these structures are identified and, where applicable, possible engineering methodologies to assess the magnitude of long-term ground surface settlements and tunnel lining loads are proposed.

Introduction

In clayey soils, ground movements above a tunnel can continue to build up following construction whilst the tunnel develops a further deformation as the soil consolidates (e.g. Bowers, Hiller, & New, 1996; Harris, 2002; Laver, Soga, Wright, & Jefferis, 2013; Nyren, 1998; O’Reilly, Mair, & Alderman, 1991; Peck, 1969; Shirlaw, 1995). The increasing consolidation settlement may induce surface building damages, for example, as reported by Harris (2002), above the Jubilee Line Extension tunnels in London, whilst long-term tunnel deformation may lead to cracks, water infiltration and differential displacements at risk of derailment for tunnel safety (Shen, Wu, Cui, & Yin, 2014).

Closure and recommendations for future study

Tunnels are often used for decades or even longer. This paper describes various mechanisms of long-term ground movements and tunnel behaviour after tunnelling in clayey soil based on a series of 3D finite element analyses conducted and interpretation of limited field case studies. A single tunnel generates a radial seepage flow around the tunnel during soil consolidation. Twin tunnels and cross passages alter the development of the effective stress and pore pressure around the tunnel with time from the radial seepage condition and therefore complex tunnel-soil interaction occurs. In this paper, the long term behaviour of a single tunnel, twin tunnels and cross passages are discussed with particular emphasis on surface ground movements and tunnel lining behaviour.

تصویری از مقاله ترجمه و تایپ شده در نرم افزار ورد

رفتار طولانی مدت تونل و حرکات زمین پس از تونل‌زنی در خاک های رسی

Long-term tunnel behaviour and ground movements after tunnelling in clayey soils

کاربرد روش منجمد سازی مصنوعی زمین در تونل سازی سپری

Artificial ground freezing application in shield tunneling

• برای دانلود رایگان مقاله انگلیسی با فرمت pdf بر روی عنوان انگلیسی مقاله کلیک نمایید.
• برای خرید و دانلود ترجمه فارسی آماده با فرمت ورد، روی عنوان فارسی مقاله کلیک کنید.

تصویری از مقاله ترجمه و تایپ شده در نرم افزار ورد

کاربرد روش منجمد سازی مصنوعی زمین در تونل سازی سپری

Artificial ground freezing application in shield tunneling

• برای دانلود رایگان مقاله انگلیسی با فرمت pdf بر روی عنوان انگلیسی مقاله کلیک نمایید.
• برای خرید و دانلود ترجمه فارسی آماده با فرمت ورد، روی عنوان فارسی مقاله کلیک کنید.

تعیین کمیت توده سنگ در یک معدن نیکل زیرزمینی عمیق

Quantifying rock mass bulking at a deep underground nickel mine

1 Introduction

In deep underground mining and construction, high stress-induced rock fracturing is inevitable.1 Rock near the boundary of an excavation is confined in the tangential direction, and the volume increase due to rock failure is often translated into a significant convergence of the excavation boundary, and this phenomenon is known as rock mass bulking.2 Fig. 1 shows how the periphery of an excavation can deform from the original shape (shown as a dashed line) to a new shape (shown as the solid interior line), as a result of an increase in volume of the shaded failed zone. Rock mass bulking can cause problems when the wall displacement exceeds the displacement capacity of the support elements.3,4 In extreme cases the wall deformation can be very large, reducing the effective span of the drift and making the drift unsuitable for mining access. Thus, it is important to predict and manage rock mass bulking when mining in highly stressed grounds.

2- Geological setting and description of the observation site

2-1 Geological setting

Creighton Mine, which is owned and operated by Vale, is a deep underground nickel mine located in the Sudbury Basin. The mine has been in continuous production for more than a century with current active mining levels at depths of 2.3–2.5 km. The mine is seismically active8 and managing seismic risk and controlling rockburst damage are challenging tasks facing the mine as mining progresses to deeper levels.

Creighton Mine is located in the southeast corner of an embayment of a nickel irruptive into the footwall rocks. In general, the lower norite member of the main irruptive is the hangingwall of the orebody. The footwall rocks are metavolcanics of the Elsie Mountain Formation, Lower Huronian in age and intruded by granite/gabbros. The orebody (OB) at depth is generally steeply dipping within high grade massive and inclusion massive sulfides adjacent to the barren granites and gabbros and a gradational lower grade hangingwall zone. Structurally controlled, the orebody has gradually shifted into two distinct production areas below the 2340 m production level. Massive and inclusion massive sulphides are high grade and copper rich, considerable shearing and quartz veining exists throughout the third production front at depth. Quartz veining and shearing, often infilled with quartz carbonate, is typically inter-connected through the footwall rocks by a family of distinct splays, influencing how mining-induced stresses are redistributed and contribute to mine seismicity.

رفتار مکانیکی و تکامل نفوذپذیری گاز زغال سنگ در طول استخراج لایه محافظ 

Mechanical behavior and permeability evolution of gas infiltrated coals during protective layer mining

Abstract

This study investigated the stress–strain–permeability relationship of a Chongqing coal under the stress path during the mining process. The abutment stress was first measured at the longwall (LW) face 3211 of Songzao Mine in Chongqing, China. The field monitoring results revealed that the concentration coefficient of the abutment stress was approximately 1.5–2.0 during protective layer mining. Then, triaxial compression tests for the gas-infiltrated coals were conducted under the above stress path and different gas pressures. These tests, with the simultaneous actions of unloading confining stress and loading axial stress, are called SUL tests. The triaxial compression tests revealed that the peak deviatoric stress and the corresponding strain of coal under SUL tests were lower than those under conventional triaxial compression (CTC) tests. Poisson’s ratio was higher, but the elastic modulus was lower in SUL tests. The permeability evolution of coal under the SUL tests underwent four distinct stages: the increasing stage in the process of SUL, decreasing stage, slowly increasing stage beyond the yield point, and sharply increasing stage after the peak stress. With the increased gas pressure, the peak deviatoric stress and corresponding axial strain decreased, Poisson’s ratio increased, and elastic modulus decreased. Further, the permeability of coal increased with increasing gas pressure in the complete deformation process.

1 Introduction

Coal mining induces different stress zones in front of the working face of coal—a relief stress zone, abutment stress zone, and recovered stress zone—from the initial in-situ stress state.1 During this coal mining process, the stress path experiences the loading of axial stress and the simultaneous unloading of confining stress. However, current investigations on the coupling mechanism between the mechanical behavior and permeability of coal are almost all based on conventional triaxial compression (CTC) tests. This CTC path may not represent the coal mining process. It is necessary to validate the applicability of the current investigations to the coal mining process.

The stress evolution of coal seams has been widely investigated. A series of three-dimensional numerical models were developed to examine the effect of the mining depth, in-situ stress and stope geometry as well as the orientation on the overbreak of a stope wall.2 For example, Wang et al. took the cutting face from disaster sites as prototypes to study the effect of the stress distribution on dynamic disasters of coal mines.3 Guo et al. presented a comprehensive study on the longwall in a deep underground coal mine.4 They investigated the mining-induced strata movement, stress changes, fracture openings, and gas flows. Their studies included the field monitoring of overburden displacement, changes of stress and water pressure at the LW face. They concluded that the vertical stress increased and the horizontal stress decreased during mining. All of the above investigations revealed that deeper mining faces a higher risk of mining disasters.

Coal seam gas couples with coal deformation to affect mining safety. In China, coal seams are rich in coal seam gas. There is approximately 10 billion m3 of the recoverable coalbed methane (CBM) in China. The Erlian basin in Inner Mongolia contains 2 billion m3 of recoverable CBM. The Ordos basin and Qinshui basin contain more than 1 billion m3 of recoverable CBM. The gas content gradually increases with coal burial depth. The accumulation of coal seam gas during mining may trigger dynamic disasters, such as gas emission, and even the occurrence of coal and gas outburst in front of the working face. The gas accumulation depends on many parameters, of which the permeability evolution of coal is the most important. Therefore, the investigation of the permeability distribution within coal and the surrounding rocks is the core work of the simultaneous extraction of coal and gas.

تئوری تیر طره ای برشی در استخراج جبهه کار بلند و روش استخراج 110 در چین (سومین نوآوری علوم معدن)

Longwall mining “cutting cantilever beam theory” and 110 mining method in ChinadThe third mining science innovation

Abstract

With the third innovation in science and technology worldwide, China has also experienced this marvelous progress. Concerning the longwall mining in China, the “masonry beam theory” (MBT) was first proposed in the 1960s, illustrating that the transmission and equilibrium method of overburden pressure using reserved coal pillar in mined-out areas can be realized. This forms the so-called “121 mining method”, which lays a solid foundation for development of mining science and technology in China. The “transfer rock beam theory” (TRBT) proposed in the 1980s gives a further understanding for the transmission path of stope overburden pressure and pressure distribution in high-stress areas. In this regard, the advanced 121 mining method was proposed with smaller coal pillar for excavation design, making significant contributions to improvement of the coal recovery rate in that era. In the 21st century, the traditional mining technologies faced great challenges and, under the theoretical developments pioneered by Profs. Minggao Qian and Zhenqi Song, the “cutting cantilever beam theory” (CCBT) was proposed in 2008. After that the 110 mining method is formulated subsequently, namely one stope face, after the first mining cycle, needs one advanced gateway excavation, while the other one is automatically formed during the last mining cycle without coal pillars left in the mining area. This method can be implemented using the CCBT by incorporating the key technologies, including the directional pre-splitting roof cutting, constant resistance and large deformation (CRLD) bolt/anchor supporting system with negative Poisson’s ratio (NPR) effect material, and remote real-time monitoring technology. The CCBT and 110 mining method will provide the theoretical and technical basis for the development of mining industry in China.

1 Introduction

In the 1960s, Prof. Minggao Qian proposed the “masonry beam theory” (MBT) (Qian, 1981, 1982) for the first time in China, and presented a full discussion on the transmission and equilibrium method of overburden pressure in mined-out areas by using reserved coal pillar. On this basis, the “121 mining method” was established, namely one stoping face needs two advanced excavation tunnels and one reserved coal pillar before the next mining cycle. The MBT and mining system based on the 121 mining method laid a sound foundation for the development of mining science in China. The second mining innovation started in the 1980s, which was characterized by the “transfer rock beam theory” (TRBT) (Song, 1979, 1982) proposed by Prof. Zhenqi Song. This illustrated a further transmission path of stope overburden pressure and the pressure distribution in high-stress areas. Then the advanced “121 mining method” was raised with smaller coal pillar in terms of field excavation design, making important contributions to development of the coal recovery rate in that era.

At the beginning of the 21st century, large deformation failure problems in coal mines became more challenging with increasing mining depth, and the accidents in risk-prone gateway and deep gob-side gateway accounted for 80%e90% of total accidents in working face gateways (He, 2004, 2005; He et al., 2005). It is basically considered that the traditional 121 mining method was not suitable for the deep mining purpose (Zhai and Zhou, 1999; Li, 2000; Liu and Shi, 2007; Fei, 2008). In 2008, the theory of “cutting cantilever beam theory” (CCBT) was first put forward. In this theory, it can be noted that the ground pressure was used for the purpose of advanced roof caving by precutting to form a cantilever beam above the gob-side gateway. When the precutting was performed on the roof of gateway, the transmission of overburden pressure was cut off, which mitigated the periodic pressure when using the 121 mining method, and part of roof rock mass was driven down, forming one side of the gateway for the next stope mining cycle. The CCBT provides a new basis for the non-pillar mining, under which the 110 mining method was developed (He et al., 2007; Zhang et al., 2011; Song and Xie, 2012; Wang and Wang, 2012; Liu and Zhang, 2013; Sun et al., 2014), namely one stope face, after the first mining cycle, only needs one advanced gateway excavation; while the other one is automatically formed during the last mining cycle without coal pillars left in the mining area by using this mining technology. The core idea of the 110 mining method is that, first, the natural ground pressure is used to make part of the roof fall down, instead of fully reinforcing it by artificial supporting system and coal pillar; second, the gob roof rock is used to form one side wall of the gob-side gateway; and third, the expansion characteristic of broken gob roof rock is used to reduce the surface subsidence. This mining method will reduce 50% of gateway excavation workload in the stope and fulfill 100% coal pillar recovery, which achieves a significant reduction in mining costs and more importantly, will reduce the accidents in the stope. It may be used to fulfill the “N00 mining method” in the future, which is the optimization and innovation of the 110 mining method. The symbol “N00” means no matter how many mining cycles and working faces are in the district, all the gateways would be formed automatically with CCBT, suggesting no need for gateways to be excavated when using traditional methods. In this paper, China’s three innovations in longwall mining will be reviewed and discussed, including the related theories and the 121 mining method, the CCBT and the 110 mining method, and the key technologies involved. The CCBT and 110 mining method will be considered to be the basis for China’s next-generation mining industry development, from mining giants to mining powers.

تحلیل عملکردهای تولیدی چال تهویه برای گاز حاصل از زائدات معدن زغال سنگ جهت کنترل گاز چینه ها در استخراج معدن با جبهه کار بلند

Analysis of gob gas venthole production performances for strata gas control in longwall mining

Abstract

Longwall mining of coal seams affects a large area of overburden by deforming it and creating stress-relief fractures, as well as bedding plane separations, as the mining face progresses. Stress-relief fractures and bedding plane separations are recognized as major pathways for gas migration from gas-bearing strata into sealed and active areas of the mines. In order for strata gas not to enter and inundate the ventilation system of a mine, gob gas ventholes (GGVs) can be used as a methane control measure. The aim of this paper is to analyze production performances of GGVs drilled over a longwall panel. These boreholes were drilled to control methane emissions from the Pratt group of coals due to stress-relief fracturing and bedding plane separations into a longwall mine operating in the Mary Lee/Blue Creek coal seam of the Upper Pottsville Formation in the Black Warrior Basin, Alabama. During the course of the study, Pratt coal’s reservoir properties were integrated with production data of the GGVs. These data were analyzed by using material balance techniques to estimate radius of influence of GGVs, gas-in-place and coal pressures, as well as their variations during mining.

The results show that the GGVs drilled to extract gas from the stress-relief zone of the Pratt coal interval is highly effective in removing gas from the Upper Pottsville Formation. The radii of influence of the GGVs were in the order of 330–380 m, exceeding the widths of the panels, due to bedding plane separations and stress relieved by fracturing. Material balance analyses indicated that the initial pressure of the Pratt coals, which was around 648 KPa when longwall mining started, decreased to approximately 150 KPa as the result of strata fracturing and production of released gas. Approximately 70% of the initial gas-in-place within the area of influence of the GGVs was captured during a period of one year.

1 Introduction

Longwall mining induces deformation, fracturing, and bedding plane separations within a large volume in the overburden strata. These effects can release a significant amount of gas from overburden strata, which may find its way into sealed and active areas of the mine if not controlled. Therefore, strata gas control, especially in geologies with high gas amount, is an important consideration in support of ventilation to ensure mine safety in addition to its benefits as an unconventional energy source.1–3

In the U.S and elsewhere, gob gas ventholes (GGVs) are the most common borehole type used to control gas from the fractured strata by capturing it before it can enter the mine environment.4–8 Despite the importance of these boreholes in controlling gob gas, it may be hard to predict their performance due to stability issues,9,10 relative importance of different operational parameters on their performance,11 and the effect of surface elevation (overburden thickness) on the rate-decline properties.12 A schematic representation of the various zones of deformation in longwall overburden and a GGV placed to control strata gas is shown in Fig. 1.

While some of the operational constraints, such as suction pressure, casing depth, proximity to tailgate of the longwall panel, can be addressed for optimum performance of GGVs,11 one of the most important aspects of gob gas venthole performance is dynamic subsidence and the geology of the overburden strata that is affected by it. Dynamic subsidence, or surface movement, of a particular location begins as mining face approaches, and continues until maximum displacement occurs after longwall face passes that location to some distance. The magnitude of the displacement and how it progresses are controlled primarily by the thickness of the extraction, the width of the panel, the overburden thickness and the properties of the strata. The properties of the strata not only affect the subsidence and the stress distribution,13 but also where emission potential from the strata surrounding the coal mine can develop and how GGV designs can be optimized to control emissions.