Informacja

Drogi użytkowniku, aplikacja do prawidłowego działania wymaga obsługi JavaScript. Proszę włącz obsługę JavaScript w Twojej przeglądarce.

Wyszukujesz frazę "MASS" wg kryterium: Temat


Tytuł:
Numerical modeling of exploitation relics and faults influence on rock mass deformations
Numeryczne modelowanie wpływu zaszłości eksploatacyjnych i uskoków na deformacje górotworu
Autorzy:
Wesołowski, M.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/219599.pdf
Data publikacji:
2016
Wydawca:
Polska Akademia Nauk. Czytelnia Czasopism PAN
Tematy:
model górotworu
deformacje górotworu
uskok
zaszłości eksploatacyjne
model of rock mass
rock mass deformations
faults
abandoned workings
Opis:
This article presents numerical modeling results of fault planes and exploitation relics influenced by the size and distribution of rock mass and surface area deformations. Numerical calculations were performed using the finite difference program FLAC. To assess the changes taking place in a rock mass, an anisotropic elasto-plastic ubiquitous joint model was used, into which the Coulomb-Mohr strength (plasticity) condition was implemented. The article takes as an example the actual exploitation of the longwall 225 area in the seam 502wg of the “Pokój” coal mine. Computer simulations have shown that it is possible to determine the influence of fault planes and exploitation relics on the size and distribution of rock mass and its surface deformation. The main factor causing additional deformations of the area surface are the abandoned workings in the seam 502wd. These abandoned workings are the activation factor that caused additional subsidences and also, due to the significant dip, they are a layer on which the rock mass slides down in the direction of the extracted space. These factors are not taken into account by the geometrical and integral theories.
Obecnie większość prognoz deformacji powierzchni terenu wywołanych eksploatacją górniczą wykonuje się na podstawie metod geometryczno-całkowych. Metody te charakteryzują się nie tylko znaczną prostotą, ale także pozwalają na uzyskanie stosunkowo dobrych opisów rzeczywistych deformacji nawet w przypadku bardzo skomplikowanych kształtów pól eksploatacyjnych. Jednak w przypadku, gdy górotwór jest znacznie zaburzony tektonicznie lub naruszony wcześniejszą eksploatacją górniczą, zastosowanie metod geometryczno-całkowych nie daje już tak zadowalających rezultatów. Dlatego też w ostatnim czasie rozwinął się nowy kierunek badań, który do opisu zjawisk deformacyjnych zachodzących w górotworze z powodzeniem wykorzystuje techniki obliczeniowe, opierające się głównie na rozwiązaniach z dziedziny mechaniki ośrodków ciągłych. Wśród znanych metod obliczeniowych wymienić należy metody: elementów skończonych, różnic skończonych, elementów brzegowych oraz elementów odrębnych. Metody te znajdują powszechne zastosowanie w zagadnieniach związanych z mechaniką skał, a także problematyką ochrony terenów górniczych. Przebieg procesu deformacji jest ściśle związany z warunkami geologicznymi rozpatrywanego górotworu. Jako najważniejsze z tych warunków wymienić należy między innymi istniejące deformacje tektoniczne znajdujące się w zasięgu oddziaływania eksploatacji górniczej oraz zaszłości eksploatacyjne w postaci słabo udokumentowanych zrobów (Kowalski et al., 2010). Obecność w górotworze uskoków oraz dużych płaszczyzn pęknięć może powodować znaczne zaburzenia procesów deformacyjnych (Majcherczyk et al., 2011, Ścigała, 2013). Występowanie tego typu zaburzeń może być powodem tworzenia się na powierzchni deformacji nieciągłych w postaci progów eksploatacyjnych lub szczelin w warstwie nadkładowej. W przypadku występowania zaszłości eksploatacyjnym może dojść do zjawisk ich reaktywacji, które w znacznym stopniu mogą zwiększać zasięg powstałych deformacji powierzchni terenu. Należy w tym miejscu podkreślić, że prawidłowy opis tego typu czynników przy wykorzystaniu metod geometryczno-całkowych najczęściej stosowanych do prognozowania deformacji powierzchni terenu jest praktycznie niemożliwy W artykule przedstawiono wyniki modelowania numerycznego wpływu płaszczyzn uskokowych oraz zaszłości eksploatacyjnych na wielkość i rozkład deformacji górotworu oraz powierzchni terenu. Obliczenia numeryczne przeprowadzono z wykorzystaniem programu różnic skończonych FLAC. Do oceny zmian zachodzących w górotworze wykorzystano anizotropowy sprężysto-plastyczny model ubiquitous joint, w którym zaimplementowano warunek wytrzymałościowy (uplastycznienia) Coulomba-Mohra. Model ten jest anizotropowym ośrodkiem plastycznym zawierającym płaszczyzny osłabienia określonej orientacji. W artykule posłużono się przykładem rzeczywistej eksploatacji rejonu ściany 225 w pokładzie 502wg w KWK „Pokój”. Na podstawie wykonanych symulacji komputerowych można stwierdzić, że głównym czynnikiem powodującym dodatkowe deformacje powierzchni terenu są stare zroby w pokładzie 502wd. Zroby te pełnią funkcję aktywacyjną powodując dodatkowe obniżenia, a ponadto wskutek znacznego upadu stanowią warstwę, po której ześlizguje się górotwór w kierunku wybranej przestrzeni, powodując znaczne zwiększenie obniżeń terenu po stronie wzniosu warstw górotworu. Proponowany w artykule schemat modelowania może być wykorzystany do uzupełnienia procesu prognostycznego o elementy dotychczas nieuwzględniane we wcześniejszych pracach.
Źródło:
Archives of Mining Sciences; 2016, 61, 4; 893-906
0860-7001
Pojawia się w:
Archives of Mining Sciences
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Fundamental principles of rock fracturing at the vicinity of preconditioned blast hole
Autorzy:
Sengani, Fhatuwani
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/1853848.pdf
Data publikacji:
2020
Wydawca:
Polska Akademia Nauk. Czytelnia Czasopism PAN
Tematy:
pęknięcie
górotwór
otwór wiertniczy
radial fractures
Face-perpendicular preconditioning
heterogeneous rock mass
homogenous rock mass
orientation of radial fractures
Opis:
A simple empirical study on the orientation, diameter, and extent of radial fractures (long and short) at the vicinity of the face-perpendicular preconditioned boreholes is described. Homogenous and hete-rogeneous mining faces were considered when studying the orientation of radial fractures, four and five face-perpendicular preconditioning practices were used to investigate the outspread and diameter of radial fractures from one blasted drill hole to another. Long radial fractures were observed to be developed along the direction of the maximum principal stress and short radial fractures were observed to be developed along the direction of the intermediate principal stress in a homogenous mining face. On the other hand, long radial fractures were observed to be developed along the direction of the intermediate principal stress, while short radial fractures were observed to be developed along the direction of the maximum principal stress when the mining faces subjected to heterogeneous rock mass. The diameters of the radial fractures observed were inconsistent and were not nine times the diameter of the original borehole. Fur-thermore, the extent of radial fractures from one borehole to another was noted to be gradually improved when the additional of preconditioned borehole was in place. This study maintained that the orientation of radial fractures is mostly controlled by the rock properties, however, extend and the diameters of the radial fractures are controlled by rock properties, the effectiveness of the stress wave and gas pressure and brittleness of the rock mass.
Źródło:
Archives of Mining Sciences; 2020, 65, 4; 769-786
0860-7001
Pojawia się w:
Archives of Mining Sciences
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Mining hazards analysis with simultaneous mining copper ores and salt deposits in LGOM (Legnica-Głogów Copper Belt) mines with regard to dynamic influences
Analiza zagrożeń górniczych przy równoczesnej eksploatacji złoża rud miedzi i złoża soli w kopalniach LGOM w zakresie wpływów dynamicznych
Autorzy:
Kłeczek, Z.
Niedojadło, Z.
Popiołek, E.
Skobliński, W.
Sopata, P.
Stoch, T.
Wójcik, A.
Zeljaś, D.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/219927.pdf
Data publikacji:
2016
Wydawca:
Polska Akademia Nauk. Czytelnia Czasopism PAN
Tematy:
mechanika górotworu
zagrożenia górnicze
deformacje górotworu
prognozy wpływów górniczych
wstrząsy górotworu
mechanics of the rock mass
mining hazards
deformations of the rock mass
forecasts of mining impact
shocks of the rock mass
Opis:
In the case of locating two bedded deposits of different mineral resources in a small vertical distance, additional or increased mining hazards can occur (deformations of the rock mass, crumps and mining shocks, hazards to the land surface). This paper has thoroughly examined the impact of exploitation of the lower-located deposit of copper ore on the higher-located deposit of salt as well as the reverse situation as regards the dynamic phenomena, being the greatest lithospheric hazard in LGOM. At the same time theoretical models of processes were applied, verified by previous observations in situ in mines of Legnica-Głogów Copper Belt.
W przypadku usytuowania dwóch pokładowych złóż różnych surowców mineralnych w niewielkiej odległości pionowej mogą występować dodatkowe lub zwiększone zagrożenia górnicze (deformacje górotworu, tąpania i wstrząsy górnicze, zagrożenie powierzchni terenu). W pracy rozważono wszechstronnie oddziaływanie eksploatacji niżej zalegającego złoża rudy miedzi na wyżej zalegające złoże soli kamiennej oraz sytuację odwrotną w zakresie zjawisk dynamicznych, będących największym zagrożeniem litosferycznym w LGOM. Wykorzystano przy tym modele teoretyczne procesów, zweryfikowane przez dotychczasowe obserwacje in situ w kopalniach Legnicko-Głogowskiego Okręgu Miedziowego.
Źródło:
Archives of Mining Sciences; 2016, 61, 3; 553-570
0860-7001
Pojawia się w:
Archives of Mining Sciences
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Three-dimensional numerical simulation of the mass exchange between longwall headings and goafs, in the presence of methane drainage in a U-type ventilated longwall
Symulacja numeryczna 3D procesów wymiany masy w układzie wyrobiska ścianowe zroby, w aspekcie prowadzenia odmetanowania ściany przewietrzanej systemem na „U”
Autorzy:
Skotniczny, P.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/219838.pdf
Data publikacji:
2013
Wydawca:
Polska Akademia Nauk. Czytelnia Czasopism PAN
Tematy:
odmetanowanie
górotwór naruszony eksploatacją
rozkład stężeń metanu w górotworze
methane drainage
rock mass affected by mining exploitation
methane concentration in rock mass
Opis:
The phenomena related to the occurrence of methane in underground mines pose a considerable danger in the process of coal seam exploitation. Quite often, experimental analysis falls short of investigating their areas of origin (goafs area, affected rock mass, the tail gate area with abandoned excavation). Therefore, an invaluable tool for evaluating the risk involved in the exploitation process might be the numerical simulation of the phenomenon in question, carried out with the use of the latest CFD methods. Due to its application, we are able to recreate and predict the mechanism of the studied phenomenon, with certain assumptions and simplifications made. The present paper discusses the results of the numerical simulation of the process of mass exchange occurring between affected rock mass and longwall headings. The calculations were performed for two test cases - 100 meter long walls.
Zjawiska związane z występowaniem metanu w kopalniach głębinowych stanowią poważne zagrożenie w procesie eksploatacji złóż węgla. Źródło występowania tych zjawisk dość często znajduje się poza możliwościami eksperymentalnej analizy (obszar zrobów, górotwór naruszony, strefa górnego naroża od strony zlikwidowanych wyrobisk ścianowych). Nieocenionym narzędziem oceny ryzyka eksploatacji w takim przypadku może stać się numeryczna symulacja zjawiska przy użyciu nowoczesnych metod CFD, która z uwzględnieniem pewnych założeń i uproszczeń jest wstanie odtworzyć oraz przewidzieć mechanizm zjawiska. W prezentowanym artykule przedstawiono wyniki symulacji numerycznej procesu wymiany masy pomiędzy górotworem naruszonym eksploatacją a wyrobiskami ścianowymi. Obliczenia zostały przeprowadzone dla dwóch przypadków testowych (test case) 100 metrowej długości ścian.
Źródło:
Archives of Mining Sciences; 2013, 58, 3; 705-718
0860-7001
Pojawia się w:
Archives of Mining Sciences
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Development of load exerted on the lining of the shaft after its liquidation
Kształtowanie się obciążeń obudowy szybu po jego likwidacji
Autorzy:
Konior, J.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/219758.pdf
Data publikacji:
2015
Wydawca:
Polska Akademia Nauk. Czytelnia Czasopism PAN
Tematy:
rock mass
mine shafts
shaft liquidation
górotwór
szyby górnicze
likwidacja szybu
Opis:
This article applies to forecasting of the shaft stability after its liquidation on the basis of the probable, current load of its lining. The stability of the shaft after its liquidation is affected by many factors: that have occurred in the past, during its operation, e.g.: the degree of technical wear and liquidation method, that presently exist such as: changes in the parameters of backfill and the level of shaft backfilling, or may occur in the future: changes of hydrogeological conditions, the influences of present mining extraction, the effect of vibrations, etc. The variability of these conditions over time may consequently lead to arising of discontinuous deformations in the area surrounding the shaft and, as an consequence, to construction disaster.
Likwidacja szybu górniczego w sposób trwały poprzez wypełnienie go za pomocą materiałów sypkich winna zapewniać jego stateczność w okresie czasu mierzonym setkami lat, szczególnie w obszarach nie w pełni wykorzystanego złoża. Bowiem te szyby mogą być w przyszłości wykorzystane przy przywracaniu do dalszej eksploatacji przedmiotowego złoża. W sytuacji koniunktury na węgiel czy inne surowce mineralne stateczność szybów zlokalizowanych w terenie zurbanizowanym ma także zapobiec katastrofom budowlanym. Autorowi niniejszego artykułu znane są przypadki świadczące o braku kontroli zachowania się podsadzki w zlikwidowanym szybie oraz projektowaniu i realizacji nowych obiektów w strefie ochronnej wyznaczonej wokół zlikwidowanego szybu. W pracy w oparciu o założenia metody Janssena dla schematu obliczeniowego (Rys. 1) przedstawiono wyprowadzenie wzorów na wielkość pionowego i poziomego obciążenia działającego wewnątrz zlikwidowanego szybu. Z analizy wzorów (10) i (11) jednoznacznie wynika, że wielkości te wraz ze zmianą głębokości dążą do maksimum określonego asymptotami […], przy czym osiągają je już około 20÷40 m pod ustabilizowanym poziomem podsadzki w szybie. W prawidłowo zlikwidowanym szybie podsadzka winna szczelnie wypełniać rurę szybową do poziomu zrębu, a w przypadku wystąpienia procesu jej osiadania – okresowo uzupełniana. W takim przypadku obciążenie wypadkowe obudowy zlikwidowanego szybu można wy- razić wzorami (12), (13). Jednak w zależności od rodzaju zastosowanego materiału podsadzkowego do likwidacji szybu, jak to wynika z prowadzonych badań ich parametry fizyko-mechaniczne mogą ulegać zmianie w czasie w mniejszym lub większym stopniu. W artykule powołano się na badania górniczych materiałów odpadowych pochodzących z robót dołowych i przeróbczych. Zmianę istotnych parametrów, z punktu widzenia obliczanych wartości obciążenia pionowego i poziomego wywieranego przez podsadzkę na obudowę zlikwidowanego szybu przedstawiono na wykresach 3 i 4. Uwzględnienie tych zmian dla przedstawionego przykładu obliczeniowego wykazało wzrost wielkości parcia podsadzki o około 19%. Ponadto w zlikwidowanych szybach, w których występuje dopływ wody zza obudowy koniecznym jest, aby materiał użyty do likwidacji posiadał wymagany współczynnik filtracji, co obrazuje graficzna interpretacja przykładowych wyników obliczeń przedstawiona na Rys. 6. Nawet prawidłowo dobrany materiał zasypowy (z punktu widzenia wymaganej wartości współczynnika filtracji) może ulegać zmianom uziarnienia w wyniku takich czynników jak: swobodny spadek do szybu w czasie likwidacji, długotrwałe narażenie na oddziaływanie wody, wynoszenie drobnych cząstek gruntu wraz z wodą dopływającą zza obudowy (sufozja) itp. Przykład zmiany współczynnika filtracji związany ze zmianą uziarnienia badanego materiału przedstawia Rys. 7. W wyniku zmiany wartości współczynnika filtracji w czasie może dojść do gromadzenia się wody w podsadzce, co powoduje dalszy wzrost obciążenia poziomego działającego na obudowę szybu i zastosowane w wyrobiskach łączących się z szybem konstrukcje stabilizujące zasyp. W niekorzystnej sytuacji może dojść do zniszczenia tych konstrukcji zasypu, wypłynięcia uwodnionej podsadzki z szybu, lokalnego uszkodzenia obudowy w wyniku wyrywania pozostawionego w szybie zbrojenia, a w konsekwencji powstania na powierzchni deformacji nieciągłej o charakterze powierzchniowym. Stąd dla oceny prognozowanej stateczności zlikwidowanego szybu proponuje się stosowanie wzoru (16), uwzględniającego omawiane powyżej zmiany w czasie, oraz wpływ zmienności obciążenia powierzchni w strefie ochronnej wyznaczonej dla zlikwidowanego szybu. Wyznaczone w ten sposób wypadkowe obciążenie obudowy pozwala na określenie wielkości naprężeń w poszczególnych jej odcinkach i porównanie z wielkościami dopuszczalnymi lub krytycznymi. Do tego celu można wykorzystać wzory stosowane przy ocenie stanu technicznego szybów czynnych lub wzór (17) zaproponowany w niniejszym artykule.
Źródło:
Archives of Mining Sciences; 2015, 60, 1; 253-263
0860-7001
Pojawia się w:
Archives of Mining Sciences
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Determination of optimum truck number at open coal quarry
Autorzy:
Tosun, Abdurrahman
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/1853878.pdf
Data publikacji:
2021
Wydawca:
Polska Akademia Nauk. Czytelnia Czasopism PAN
Tematy:
samochód ciężarowy
koparka
górotwór
optimum truck number
excavator
rock mass characteristics
Opis:
Optimum truck numbers of an enterprise can be found by dividing the period of time passed between a departing truck after loading, the arrival at the dumping location, the arrival at the point of loading again and the average loading time parameters of a truck. The average loading time of the truck is directly associated with the bucket fill factor and cycle time of the excavator. While the bucket fill factor depends on the mechanical strength and the discontinuity characteristics of the rock, the cycle time is related to bucket volume, the strength and the discontinuity characteristics of the rock. In this study, two relations predicting the average cycle time of the bucket fill factor for both hydraulic and electric excavators is done by seven excavators with different bucket volumes, and mass characteristics of eight different rocks from a coal open pit mine. According to the above, the optimum truck number was developed.
Źródło:
Archives of Mining Sciences; 2021, 66, 2; 213-225
0860-7001
Pojawia się w:
Archives of Mining Sciences
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
The effect of temperature of rocks on microclimatic conditions in long gate roads and galleries in coal mines
Wpływ temperatury pierwotnej skał na parametry mikroklimatu w długich wyrobiskach korytarzowych
Autorzy:
Cygankiewicz, J.
Knechtel, J.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/219812.pdf
Data publikacji:
2014
Wydawca:
Polska Akademia Nauk. Czytelnia Czasopism PAN
Tematy:
bezpieczeństwo
aerologia
klimatyzacja
przepływ ciepła i masy
safety
ventilation
air-conditioning
heat and mass transfer
Opis:
The aim of this study was to examine the effect of the temperature of surrounding rocks on enthalpy and temperature of air flowing along several model mine workings. Long workings surrounded by non- -coal rocks as well longwall gates surrounded by coal were taken into consideration. Computer-aided simulation methods were used during the study. At greater depths the amount of moisture transferred into a mine working from the rock mass is two orders of magnitude smaller than the moisture that comes from external (technological) sources, mainly from coal extraction-related processes, therefore in the equation describing temperature changes only the terms representing the flux of heat from rocks were included. The model workings, for calculation purposes, were divided into sections, 50 m in length each. For each of the sections temperature of its ribs and temperature and stream of enthalpy of air flowing along it were calculated with the use of the finite differences method. For workings surrounded by non-coal rocks two variant calculations were carried out, namely with or without technological sources of heat. For coal surrounded workings (longwall gates) a new method for determination of heat from coal oxidation was developed, based on the findings by Cygankiewicz J. (2012a, 2012b). Using the results of a study by J.J. Drzewiecki and Smolka (1994), the effects of rock mass fracturing on transfer of heat into the air stream flowing along a working were taken into account.
Badano wpływ temperatury pierwotnej skał na strumień entalpii oraz temperaturę powietrza w wyrobisku korytarzowym o długości 2000 m. Rozpatrywano wyrobiska kamienne oraz chodniki podścianowe. W badaniach zastosowano metodę symulacji komputerowych. Na dużych głębokościach wilgoć przenoszona z górotworu do wyrobiska jest dwa rzędy wielkości mniejsza od wilgoci pochodzącej od procesów technologicznych. W związku z powyższym w równaniu opisującym zmiany temperatury w masywie skalnym uwzględniono tylko człon reprezentujący ruch ciepła w skałach. Badane wyrobisko podzielono na odcinki o długości 50 m. Korzystając z metody różnic skończonych dla każdego z odcinków wyznaczono temperaturę ociosu, a następnie temperaturę i strumień entalpii powietrza. W odniesieniu do wyrobisk kamiennych rozważania przeprowadzono dla wariantu z technologicznymi źródłami ciepła oraz bez takich źródeł. Dla chodników węglowych przedstawiono nowy sposób określenia ciepła utleniania węgla, na podstawie wyników badań J. Cygankiewicza (2012a, 2012b). Korzystając z wyników badań J. Drzewieckiego i J. Smołki (1994), uwzględniono wpływ spękań górotworu na przenoszenie ciepła do powietrza w wyrobisku.
Źródło:
Archives of Mining Sciences; 2014, 59, 1; 189-216
0860-7001
Pojawia się w:
Archives of Mining Sciences
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
The possibilities of using anisotropic models of rock mass to describe deformations of the mining area surface
Możliwości zastosowania modeli anizotropowych górotworu do opisu deformacji powierzchni terenu górniczego
Autorzy:
Wesołowski, M.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/218806.pdf
Data publikacji:
2016
Wydawca:
Polska Akademia Nauk. Czytelnia Czasopism PAN
Tematy:
górotwór
model obliczeniowy
niecka obniżeń
deformacje terenu
rock mass
calculation model
subsidence trough
area deformations
Opis:
This paper presents the analysis of numerical modeling results of the influence of mining exploitation influence on the deformations of the area surface, with the use of an anisotropic elasto-plastic ubiquitous joint model and the transversely isotropic elastic model. The comparison of computer modeling results and geodetic measurements shows that with the use of transversely isotropic elastic model and ubiquitous joint model there is a possibility of the simultaneous description of both perpendicular and horizontal displacements of the area surface, caused by mining exploitation.
Jak dotąd zasadniczym problemem związanym z modelowaniem numerycznym było zbudowanie modelu, który możliwie dokładnie opisywałby wszystkie etapy procesu deformacji górotworu. Niecki osiadania, uzyskiwane w wyniku modelowania numerycznego metodą elementów skończonych dla górotworu traktowanego jako ośrodek liniowo sprężysty izotropowy, znacznie różniły się od tych wyznaczanych z pomiarów geodezyjnych. Niecki te okazywały się zbyt rozległe i charakteryzowały się znacznie mniejszym (nawet 2,5-krotnie) nachyleniem zboczy w stosunku do niecek rzeczywistych. W celu wykazania, że stosowanie modeli numerycznych pozwala uzyskać w miarę dokładny opis rzeczywistych deformacji powierzchni terenu górniczego, przetestowano wiele modeli matematycznych, opisujących własności mechaniczne górotworu pod kątem zgodności z pomiarami geodezyjnymi. Testy te udowodniły, że w przypadku modelu liniowo sprężystego o transwersalnie izotropowej budowie warstw możliwe jest uzyskanie z obliczeń numerycznych w miarę dokładnego przybliżenia rzeczywistych deformacji powierzchni terenu górniczego (Tajduś, 2007; Białek et al., 2002; Mielimąka, 2009; Wesołowski et al., 2010). Pomimo poprawnego opisu deformacji powierzchni terenu stosowanie modelu transwersalnie izotropowego budzi wiele kontrowersji z uwagi na konieczność przyjęcia bardzo zróżnicowanych parametrów ośrodka w kierunku pionowym i poziomym. Pewne cechy podobieństwa do ośrodka transwersalnie izotropowego wykazuje model ubiquitous joint (Rys. 1). Odpowiednikiem kierunku prostopadłego do płaszczyzn izotropii modelu transwersalnie izotropowego może być tu kierunek prostopadły do płaszczyzn osłabienia. Model ubiquitous joint jest zatem anizotropowym modelem plastycznym zawierającym płaszczyzny osłabienia określonej orientacji. W modelu tym zaimplementowany został warunek wytrzymałościowy (uplastycznienia) Coulomba-Mohra. Do procesu modelowania numerycznego deformacji terenu górniczego, przeprowadzonego na potrzeby niniejszej pracy, wykorzystano program różnic skończonych FLAC (Itasca Consulting Group, Inc. 1992). Celem przeprowadzenia symulowanej komputerowej eksploatacji górniczej i określenia jej wpływu na deformacje powierzchni terenu zbudowano płaski model o wymiarach 2200 m × 913 m. Na głębokości 600 m (głębokość spągu pokładu) zamodelowano przeznaczony do eksploatacji pokład węgla o grubości 2 m. Schemat geometryczny modelu przedstawiono na Rys. 2. Wyniki symulacji komputerowej w zakresie opisu deformacji terenu górniczego porównane zostaną z przykładowymi pomiarami geodezyjnymi prowadzonymi na linii nr 100 podczas eksploatacji ścianowej pokładu 338/2 w KWK „Budryk” (Rys. 3). Parametry wytrzymałościowe oraz odkształceniowe warstw przyjęte zostały na podstawie literatury (Kidybiński, 1982; Prusek & Bock, 2008). Określając wartości parametrów płaszczyzn osłabienia posłużono się przypadkiem opisanym w pracy (Sainsbury et al., 2008). Zakres zmienności parametrów materiałowych warstw skalnych modelu ubiquitous joint oraz modelu transwersalnie izotropowego przyjęte do obliczeń przestawiono w tabelach 1 i 2. W pracy porównane zostały możliwości stosowania modelu transwersalnie izotropowego oraz modelu ubiquitous joint pod kątem zgodności opisu deformacji terenu górniczego wywołanych prowadzoną eksploatacją górniczą. W oparciu o wymienione powyżej modele górotworu przeprowadzona została symulacja komputerowa eksploatacji górniczej. Wyniki tych symulacji wykazały, że: 1. Przeprowadzony w ramach pracy cykl symulacji komputerowych wykazał, że zarówno dla modelu ubiquitous joint oraz modelu transwersalnie izotropowego istnieje możliwość jednoczesnego opisu zarówno pionowych, jak i poziomych ruchów górotworu, wywołanych eksploatacją górniczą. Uzyskanie bliskiego rzeczywistości opisu ruchów poziomych wymagało wprowadzenia płaszczyzn kontaktu (Interface) do modelowania połączeń międzywarstwowych. 2. Profil asymptotycznej niecki obniżeniowej ściany jest dla rozpatrywanych modeli asymetryczny względem wybranego pola. W profilach tych wartość maksymalnego nachylenia w rejonie krawędzi rozpoczynającej eksploatację jest nawet o kilkadziesiąt procent większa niż wartość maksymalnego nachylenia w rejonie krawędzi kończącej eksploatację. Podobne zależności dotyczą odkształceń poziomych. 3. Przedstawione wyniki symulacji komputerowych wskazują na to, że przy wykorzystaniu odpowiedniego ośrodka istnieje możliwość opisu kolejnych etapów deformacji terenu górniczego, w tym również wpływu kierunku prowadzenia eksploatacji na kształt profilu niecki obniżeniowej, kształtującej się nad postępującym frontem ścianowym. 4. Niewątpliwą zaletą modelu bazującego na ośrodku transwersalnie izotropowym jest stosunkowo mała ilość parametrów odkształceniowych koniecznych do obliczeń oraz możliwość łatwego dostosowania wyników obliczeń do wyników obserwacji geodezyjnych (Wesołowski, 2013). Uzupełnieniem prowadzonej analizy są rysunki 8 i 9 przedstawiające zasięg stref uplastycznienia rozpatrywanych układów modelu górotworu. Przeprowadzone w ramach pracy obliczenia komputerowe pokazały, że przy zastosowaniu numerycznych modeli górotworu opierającego się na sprężystym ośrodku transwersalnie izotropowym oraz anizotropowym modelu ubiquitous joint możliwy jest opis deformacji terenu górniczego jakościowo i ilościowo zgodny z obserwacjami geodezyjnymi.
Źródło:
Archives of Mining Sciences; 2016, 61, 1; 125-136
0860-7001
Pojawia się w:
Archives of Mining Sciences
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Monitoring of the rock mass moisture in the crystal caves nature reserve
Autorzy:
Jamróz, Paweł
Socha, Katarzyna
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/2203350.pdf
Data publikacji:
2022
Wydawca:
Polska Akademia Nauk. Czytelnia Czasopism PAN
Tematy:
Kopalnia Soli Wieliczka
monitoring kopalni
czujnik wilgotności
rock mass moisture
halite
underground nature reserve
measurement system
Opis:
The paper presents the results of works related to the analysis of microclimate hazards in the Crystal Caves of the Wieliczka Salt Mine. The paper focused on the development of a device for monitoring, testing and preliminary measurements of the gravimetric water content of rock in the Crystal Caves. The multisensory measurement system equipped with capacitive soil moisture sensors has been developed, calibrated and optimised. The system was used for monitoring moisture content in the sidewall and thill of the Crystal Caves.
Źródło:
Archives of Mining Sciences; 2022, 67, 4; 729--742
0860-7001
Pojawia się w:
Archives of Mining Sciences
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Method for determination of the range of failure zone around macrocracks surface in rock medium
Metoda badania zasięgu strefy zniszczenia wokół powierzchni makropęknięć w ośrodku skalnym
Autorzy:
Wadas, M.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/219147.pdf
Data publikacji:
2013
Wydawca:
Polska Akademia Nauk. Czytelnia Czasopism PAN
Tematy:
ciśnienie okólne
górotwór
powierzchnia poślizgu
mikropęknięcia
naprężenie
odkształcenie
confining pressure
rock mass
slip surface
microcracks
stress
strain
Opis:
In this work a method, developed by the author, of microscopic investigations of deformation structures occurring in rock medium is presented. This method is based on adoption of multi-stage complex procedure encompassing numerous diverse examinations and measurements. As a result of following this method, information about geometrical features of microfractures and microfissures distribution (coordinates, length, occurrence frequency and directions of propagation) is obtained, which in turn allow to determine the range and intensity of destruction zones around macroscopic fissures in investigated samples. Testing was performed on selected three samples of the Tumlin Sandstone (three microscopic sections), representing the following states of stress-strain: sample no. 1 (σ3 = 200 MPa confining pressure and ε1 = 5% longitudinal strain) sample no. 2 (σ3 = 300 MPa confining pressure and ε1 = 10% longitudinal strain) sample no. 3 (σ3 = 300 MPa confining pressure and ε1 = 15% longitudinal strain) On the basis of conducted research it has been stated that increasing confining pressure σ3 = σ2 results in the increase of number and range of microfissures occurrence. At confining pressure σ3 = σ2 200 MPa and longitudinal strain ε1 = 5% a zone of intensive fracturing is noticeable, reaching about 6mm from the surface of macroscopic fracture. However, at higher confining pressure and higher longitudinal strains (σ3 = σ2 300 MPa and ε1 = 10% as well as σ3 = σ2 300 MPa and ε1 = 15%) microcracks and microfissures cover almost whole volume of the sample.
W artykule przedstawiono opracowaną przez autora metodę badań mikroskopowych struktur deformacji występujących w ośrodku skalnym. Metoda ta polega na zastosowaniu wieloetapowej złożonej procedury obejmującej wiele różnorodnych badań i pomiarów. W wyniku jej przeprowadzenia uzyskuje się informacje o geometrycznych cechach rozkładu mikrospękań i mikroszczelin (współrzędne, długość, częstość występowania i kierunki rozprzestrzenienia), które z kolei pozwalają na określenie zasięgu i intensywności strefy zniszczenia wokół pęknięć makroskopowych w badanych próbkach. Do badań zastosowano grubo ławicowy dolno triasowy piaskowiec pochodzący z północnej części obrzeżenia Gór Świętokrzyskich z okolic Tumlina. Piaskowiec charakteryzuje się zmienną barwą, od czerwono-brunatnej do jasnobrązowej, drobnym i średnim uziarnieniem oraz spoiwem krzemionkowo-żelazisto-ilastym. Głównym składnikiem skały są dobrze obtoczone miejscami ostrokrawędziste ziarna kwarcu o średnicy od 0,1 do 1,0 mm (średnio 0,5 mm). Badania właściwości mechanicznych piaskowca tumlińskiego wykonano w Pracowni Odkształceń Skał Instytutu Mechaniki Górotworu PAN w Krakowie. Badania piaskowca przeprowadzono na próbkach cylindrycznych o średnicy 22,5 mm i dwukrotnie większej wysokości w trójosiowym stanie naprężeń, pod zmiennym ciśnieniem okólnym w zakresie od 0 do 400 MPa. Próbki piaskowca początkowo poddano działaniu wszechstronnego hydrostatycznego naprężenia σ1 = σ2 = σ3, które odpowiadało zadanemu ciśnieniu okólnemu, a następnie przy stałej wartości tego ciśnienia, próbki obciążano siłą osiową do zadanej z góry wartości odkształcenia podłużnego. Badania wykonano w kilkunastu cyklach. Jeden cykl obejmował przeprowadzenie badań dla czterech próbek piaskowca pod stałym ciśnieniem okólnym i zadanym z góry zmiennym odkształceniem podłużnym dla każdej próbki innym wynoszącym 5%, 10%, 15% i 20%. Po uzyskaniu przez próbkę wymaganego odkształcenia podłużnego, odciążano ją do wartości zerowej naprężenia różnicowego następnie wyciągano ją z komory ciśnieniowej aparatu, szczegółowo oglądano i fotografowano. Z uzyskanych podczas badań przebiegu krzywych w układzie naprężenie różnicowe względem odkształcenia podłużnego i poprzecznego (rys. 2.) wynika, iż przy zwiększającym się ciśnieniu okólnym wzrasta wytrzymałość próbki oraz odpowiadające jej odkształcenia podłużne i poprzeczne. Poniżej wartości 200 MPa ciśnienia okólnego próbki pękały krucho, a pęknięcie poprzedzone było odkształceniami sprężystymi i niewielkimi odkształceniami trwałymi. Pęknięcie to było raptowne i towarzyszyły mu efekty akustyczne. Dla ciśnień okólnych - powyżej 200 MPa - próbki charakteryzowały się ciągliwym charakterem niszczenia, lecz zanim zaczęły pękać, osiągały znaczne odkształcenia. Próbki piaskowca po wykonanych badaniach w trójosiowym stanie naprężeń spojono w żywicy epoksydowej w celu utrwalenia powstałych deformacji (pęknięć i szczelin). Żywica epoksydowa zabarwiona kolorem niebieskim, migrując przez strukturę próbek skalnych, wypełniła pustki - pory i szczeliny powstałe podczas badań trójosiowych. Spojony piaskowiec pocięto na fragmenty - plastry (grubości kilku milimetrów), równolegle do osi pionowej próbek z których przygotowano szlify mikroskopowe. Badania mikroskopowe szerokiej gamy szlifów, autor przeprowadził przy pomocy mikroskopu optycznego firmy „Olympus” zintegrowanym z cyfrowym aparatem fotograficznym. Dla charakterystycznych obszarów w obrębie szlifów mikroskopowych wykonano serie kolorowych zdjęć fotograficznych w 25 i 100 krotnym powiększeniu. Na podstawie przeprowadzonej analizy rozwoju mikroskopowych struktur deformacji w próbkach piaskowca wyróżniono dwa typy niszczenia materiału skalnego. W pierwszym typie zniszczenia, części materiału nie objęte pęknięciem są wolne od zniszczeń, jedynie w bezpośrednim sąsiedztwie strefy pęknięcia (powierzchni ścinania) występują mikropęknięcia i mikroszczeliny. Próbka jest ścinana skośnie do podstawy, a kąt nachylenia powierzchni pęknięcia względem podstawy próbki wykazuje tendencję malejącą ze wzrostem ciśnienia okólnego. W drugim typie zniszczenia, powstały intensywnie spękane strefy. Skupienia mikropęknięć i mikroszczelin wyraźnie rozprzestrzeniają się w znacznej objętości próbki. Różnica między dwoma typami zniszczenia uwidoczniła się także w liczebności i zasięgu mikropęknięć i mikroszczelin występujących w sąsiedztwie powierzchni pęknięć oraz intensywnie spękanych stref (pasm). Do badań mikroskopowych struktur deformacji metodą komputerowej analizy obrazu fotograficznego, wytypowano trzy próbki piaskowca (trzy szlify mikroskopowe piaskowca) odpowiadające następującym stanom naprężeniowo-odkształceniowym: próbka nr 1 (σ3 = 200 MPa ciśnienia okólnego i ε1 = 5% odkształcenia podłużnego) próbka nr 2 (σ3 = 300 MPa ciśnienia okólnego i ε1 = 10% odkształcenia podłużnego) próbka nr 3 (σ3 = 300 MPa ciśnienia okólnego i ε1 = 15% odkształcenia podłużnego) Na podstawie przeprowadzonych obserwacji mikroskopowych wydzielono dla w/w szlifów obszary z charakterystycznymi strefami rozwoju spękań i wykonano dla nich serię kolorowych zdjęć fotograficznych, tworzących profile pomiarowe. W profilach pomiarowych zarejestrowano wszystkie mikroszczeliny. Zdjęcia wykonano w powiększeniu 100-krotnym, prostopadle do osi pionowej próbki, tak aby stykając się ze sobą obejmowały ciągłe przejście z obszarów pozbawionych pęknięć lub obszarów nieznacznie zniszczonych, w strefy ze spękaniami obejmującymi powierzchnie poślizgu. Profile pomiarowe obejmowały swym zasięgiem fragment powierzchni szlifu mikroskopowego o długości około 11 mm i wysokości 1,0 mm. Przygotowanie danych wejściowych do analizy komputerowej wykonano w dwóch etapach. W etapie pierwszym zeskanowano zdjęcia z profili pomiarowych, a następnie za pomocą programu Photo Shop wydzielono struktury deformacji. W etapie drugim zastosowano program Scion Image, za pomocą którego dla ogółu wydzielonych mikroszczelin określono następujące parametry: • numer porządkowy mikroszczeliny, • współrzędne x, y środka mikroszczeliny, • długość mikroszczeliny, • wartość kąta zawartego pomiędzy kierunkiem rozprzestrzenienia się mikroszczeliny a powierzchnią poślizgu W efekcie przetwarzania danych, program Scion Image nadaje każdej wydzielonej mikroszczelinie numer porządkowy. Program skanuje powierzchnie przetworzonego obrazu, następnie zlicza wydzielone mikroszczeliny przyporządkowując im kolejny numer. Program oblicza współrzędne środka x, y, długość i kąt nachylenia każdej wydzielonej mikroszczeliny. Następnie za pomocą arkusza kalkulacyjnego, oznaczono odległość każdej wydzielonej mikroszczeliny od makroskopowej powierzchni pęknięcia, stanowiącej początek profilu pomiarowego. Określono również kąt nachylenia dla każdej wydzielonej mikroszczeliny względem powierzchni pęknięcia makroskopowego. Na podstawie uzyskanych danych wykonano zbiorcze wykresy liczebności, długości i kierunków rozprzestrzenienia mikroszczelin w funkcji długości profilów pomiarowych. W oparciu o analizę wyników badań stwierdzono co następuje: 1. Zwiększające się ciśnienie okólne σ3 = σ2 i odkształcenie podłużne próbki ε1 powoduje wzrost liczby mikroszczelin. 2. W próbce nr 1 (σ3 = σ2 = 200 MPa i ε1 = 5%) zarejestrowana liczba mikroszczelin w początkowej części profilu pomiarowego (bezpośrednie sąsiedztwo powierzchni poślizgu) jest znacznie większa niż w dalszej jego części. 3. W próbce nr 2 i nr 3 (σ3 = σ2 = 300 MPa i ε1 = 10% oraz σ3 = σ2 = 300 MPa i ε1 = 15%) mikropęknięcia i mikroszczeliny rozprzestrzeniają się i obejmują znaczną objętość próbki, toteż ich liczebność w funkcji długości profilu pomiarowego nie wykazuje większego zróżnicowania. 4. Zwiększenie ciśnienia okólnego i skrócenia osiowego próbek wpływa na wzrost sumarycznej długości pomierzonych mikroszczelin. 5. Kierunki rozprzestrzenienia mikroszczelin względem powierzchni poślizgu w trzech seriach pomiarowych są do siebie zbliżone.
Źródło:
Archives of Mining Sciences; 2013, 58, 1; 269-282
0860-7001
Pojawia się w:
Archives of Mining Sciences
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Determining acceptable explosive charge mass under different geological conditions
Problematyka wyznaczania dopuszczalnych ładunków MW w zróżnicowanych warunkach geologicznych
Autorzy:
Pyra, J.
Sołtys, A.
Winzer, J.
Dworzak, M.
Biessikirski, A.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/218998.pdf
Data publikacji:
2015
Wydawca:
Polska Akademia Nauk. Czytelnia Czasopism PAN
Tematy:
blasting works
propagation equations
ground vibrations
acceptable explosive charge mass
roboty strzałowe
równanie propagacji
drgania parasejsmiczne
dopuszczalne ładunki
Opis:
This article presents a procedure for determining the safety of explosive charges for their surrounding environment, using a limestone mine as a case study. Varied geological structures, as well as other constructions in the surrounding area of a mine, sometimes necessitate the use of two or more ground vibration propagation equations, and thus a variety of explosive charges, depending on the area of rock blasting. This is a crucial issue for the contractor, as it is important to blast the rock as few times as possible, while using the maximum amount of explosive charge for each blast.
Wykonywanie robót strzałowych w górnictwie polega na odpalaniu mas materiału wybuchowego (MW) celem uzyskania dużej ilości odpowiednio rozdrobnionego urobku. W momencie zwiększonego popytu na surowce skalne zakłady górnicze zmuszone są do zwielokrotnienia wykonywania prac strzałowych aby zapewnić regularne dostawy produktu. Konsekwencją takich działań jest ponoszenie dodatkowych kosztów operacyjnych. Celem ich minimalizacji oraz uzyskania jak największej efektywności prowadzonych robót strzałowych jest wydłużanie serii, a więc stosowanie coraz to większych mas ładunków materiałów wybuchowych. Efektem takiego postępowanie jest możliwość wystąpienia w otoczeniu oddziaływania o potencjalnie szkodliwym charakterze m. in. drgania parasejsmiczne. Aby wyeliminować powyższy problem oraz zapewnić niezbędny komfort mieszkańcom, Prawo geologiczne i górnicze, Prawo ochrony środowiska i rozporządzenia wykonawcze nakładają na podmiot wykonujący roboty strzałowe obowiązek ochrony otoczenia, poprzez prowadzenie działalności profilaktycznej w zakresie kontroli, monitorowania oraz wyznaczania dopuszczalnych mas ładunków MW. W momencie gdy nie ma możliwości ograniczenia niepożądanych wpływów dynamicznych po przez zmianę parametrów siatki strzałowej czy modyfikację struktury czasowo-częstotliwościowej drgań, jedyną możliwością staje się ograniczenie całkowitej masy ładunków materiału wybuchowego odpalanego w całej serii oraz mas przypadających na pojedynczy stopień opóźnienia. Podejście takie stanowi w ostateczności jeden ze sposobów minimalizowania niekorzystnego oddziaływania drgań na obiekty budowlane znajdujące się w bezpośrednim otoczeniu kopalni. Metodyka wyznaczania dopuszczalnych mas ładunków MW dla danych warunków górniczo-geologicznych, mimo że w sposób szczegółowy opisana w literaturze fachowej oraz znajdująca szerokie zastosowanie, niekiedy musi zostać zmodyfikowana w zależności od odmiennej struktury masywu skalnego, warunków topograficznych oraz urbanizacyjnych. Zróżnicowana budowa geologiczna złoża oraz struktur geologicznych na których posadowione zostały chronione obiekty budowlane determinuje strukturę częstotliwościową i sposób propagowanych drgań. Istotą w takim przypadkach staje się określenie progu szkodliwości drgań, który pozwoli na bezpieczne prowadzenie robót bez możliwości wystąpienia uszkodzeń na obiektach chronionych zlokalizowanych w otoczeniu kopalń. Dodatkowo jak przedstawiono w artykule może dochodzić do sytuacji gdzie wykonywanie robót strzałowych w jednym miejscu wyrobiska może powodować zupełnie odmienną propagację drgań w różnych kierunkach. Rozpatrując powyższe względy oraz uwzględniając, że często ma się do czynienia z bardzo bliską zabudowę znajdującą się w otoczeniu kopalni niekiedy zachodzi konieczność wyznaczenia dwóch lub więcej równań propagacji drgań parasejsmicznych. Postępowanie takie prowadzi w konsekwencji do wyznaczenia różnych, często odmiennych, dopuszczalnych mas ładunków MW, których detonacja nie powinna powodować niekorzystnego wpływu na obiekty budowlane. Zależności te są zmienne w funkcji miejsca wykonywania robót strzałowych, a tym samym kwestia ta stanowi ważne zagadnienie z punktu widzenia przedsiębiorcy, którego głównym celem jest maksymalizacja jednorazowo odpalanej w serii masy ładunków MW przy równoczesnej minimalizacji liczby odpalanych serii. Jedyne utrudnienie, które może wynikać z wyznaczania w taki sposób ładunków oraz stosowania otrzymanych zależności może dotyczyć sposobu wykonywania robót strzałowych.
Źródło:
Archives of Mining Sciences; 2015, 60, 3; 825-845
0860-7001
Pojawia się w:
Archives of Mining Sciences
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Assessment of rock mass stability in the historic area of levels IV-V of the "Wieliczka" Salt Mine
Ocena stabilności górotworu w strefie zabytkowej poziomów IV-V w Kopalni Soli Wieliczka
Autorzy:
d'Obyrn, K.
Hydzik-Wiśniewska, J.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/219216.pdf
Data publikacji:
2017
Wydawca:
Polska Akademia Nauk. Czytelnia Czasopism PAN
Tematy:
kopalnia soli
podsadzanie wyrobisk
analiza geomechaniczna
stabilizacja górotworu
salt mine
backfilling
geomechanical analysis
stabilization of the rock mass
Opis:
As a result, of more than 700 years of exploitation in the Wieliczka Salt Mine, a network of underground workings spreading over eleven levels was created. All mine workings of significant historic and natural qualities and the majority of functional mine workings designated to be preserved are located on levels I to V. The most precious of them, available to tourists, are located in the central part of the Mine on levels I-III. The Mine is not anticipating to make levels IV, Kołobrzeg and V available for a wider range of visitors, even though there are historically and naturally precious workings in those areas as well. The most valuable of the mine workings come from the eighteenth and nineteenth centuries and were exploited mainly in a bed of fore-shaft salt, Spiza salt and the oldest ones. The characteristic feature of these excavations, distinguish them from the chambers located on the levels I-III, is the room-and-pillar system that had been used there. Mine workings exploited in this system measure up to 100 metres in length, and the unsupported pillars standing between the chambers measuring 4-10 metres in width were remained. The described above levels, including levels of VI-IX are to provide a stable support for the workings located higher up. The remaining part of the mine, with the exception of the function workings, is designated for liquidation by backfilling. The article presents an assessment of stability of the mine workings, located on levels IV-V, and their impact on the surrounding rock mass and the land surface. The analysis was based on geodetic measurements and numerical calculations for strain state of rock mass surrounding the mine workings, in actual conditions and after partial backfilling, and forecast of the rock stability factor after the end of backfilling. The assessment stability factor in the vicinity of excavations at levels IV-V was based on the results of spatial numerical analysis covering the entire central area of the mine from the surface to level V. Numerical calculations were performed using FLAC programme based on the finite difference method, allowing to observe the mechanisms and processes of destruction and deformation. The calculations were performed for the elastic-plastic medium with the Mohr-Coulomb failure criterium. The choice of this computational model was dictated by a very diverse geological structure of the Wieliczka rock mass and a complex system of excavations.
W Kopalni Soli Wieliczka, po ponad siedemsetletniej eksploatacji, wydobycie soli zostało całkowicie zakończone w roku 1996. W kwietniu 1976 roku kopalnię wpisano na Krajową Listę Zabytków, a we wrzeniu 1978 roku na Listę Światowego Dziedzictwa Kulturowego i Przyrodniczego UNESCO. Pod koniec lat 70 ubiegłego wieku podjęto decyzję, że do stabilizacji górotworu oraz utworzenia mocnego podparcia najważniejszych i najbardziej cennych dla kopalni poziomów, niezbędne jest wypełnianie podsadzką wyrobisk górniczych położonych poniżej, tj. na poziomach VI-IX oraz niezabytkowych rejonów poziomów wyższych. Wszystkie wyrobiska o znaczących walorach zabytkowych i przyrodniczych oraz zdecydowana większość wyrobisk funkcyjnych, przewidzianych do zachowania, zlokalizowane są na poziomach od I do V. Najcenniejsze z nich, udostępnione dla turystów, usytuowane są w centralnej części kopalni na poziomach I-III. Poziomy IV, Kołobrzeg i V stanowić mają stabilną podporę dla wyżej położonych wyrobisk. W artykule przedstawiono ocenę stateczności wyrobisk zlokalizowanych na poziomach IV-V oraz ich wpływ na wyrobiska nadległe, zarówno obecnie, jak i po częściowym podsadzeniu oraz prognozę stanu wytężenia górotworu po zakończeniu podsadzania. Podstawą do oceny wytężenia górotworu w wokół wyrobisk na poziomach IV-V były wyniki przestrzennych analiz numerycznych obejmujących cały centralny rejon kopalni od powierzchni do poziomu V. Obliczenia numeryczne zostały wykonane przy użyciu programu FLAC bazującego na metodzie różnic skończonych umożliwiającego obserwację mechanizmów oraz przebiegu procesów zniszczenia i deformacji. Obliczenia zostały przeprowadzone dla ośrodka sprężysto-plastycznego z warunkiem wytrzymałościowym Coulomba-Mohra. Wybór tego modelu obliczeniowego podyktowany został bardzo zróżnicowaną budową geologiczną górotworu wielickiego oraz skomplikowanym układem wyrobisk.
Źródło:
Archives of Mining Sciences; 2017, 62, 1; 189-202
0860-7001
Pojawia się w:
Archives of Mining Sciences
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Analysis of efficiency of drilling of large-diameter wells with a profiled wing bit
Badania efektywności wiercenia studni wielkośrednicowych świdrem skrawającym z profilowanymi skrzydłami
Autorzy:
Macuda, J.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/219494.pdf
Data publikacji:
2012
Wydawca:
Polska Akademia Nauk. Czytelnia Czasopism PAN
Tematy:
wiercenie studni
świder skrawający
odwodnienie górotworu
technologia wiercenia
drilling wells
cutter bit
dewatering of rock mass
drilling technology
Opis:
In Poland all lignite mines are dewatered with the use of large-diameter wells. Drilling of such wells is inefficient owing to the presence of loose Quaternary and Tertiary material and considerable dewatering of rock mass within the open pit area. Difficult geological conditions significantly elongate the time in which large-diameter dewatering wells are drilled, and various drilling complications and break-downs related to the caving may occur. Obtaining higher drilling rates in large-diameter wells can be achieved only when new cutter bits designs are worked out and rock drillability tests performed for optimum mechanical parameters of drilling technology. Those tests were performed for a bit ø 1.16 m in separated macroscopically homogeneous layers of similar drillability. Depending on the designed thickness of the drilled layer, there were determined measurement sections from 0.2 to 1.0 m long, and each of the sections was drilled at constant rotary speed and weight on bit values. For finding the dependence of the rate of penetration on weight on bit and rotary speed of bit various regression models have been analyzed. The most satisfactory results were obtained for the exponential model illustrating the influence of weight on bit and rotary speed of bit on drilling rate. The regression coefficients and statistical parameters prove the good fit of the model to measurement data, presented in tables 4-6. Industrial tests were performed for assessing the efficiency of drilling of large-diameter wells with a cutter bit having profiled wings ø 1.16 m according to elaborated model of average rate of drilling. The obtained values of average rate of drilling during industrial tests ranged from 8.33×10-4 to 1.94×10-3 m/s and were higher than the ones obtained so far, i.e. from 181.21 to 262.11%.
W Polsce wszystkie odkrywkowe kopalnie węgla brunatnego odwadniane są za pomocą studni wielkośrednicowych. Ich wiercenie jest mało efektywne ze względu na występowanie w profilu luźnych utworów czwarto i trzeciorzędowych oraz znaczne odwodnienie górotworu, które jest jedną z głównych przyczyn obwałów ściany otworów i tym samym powstawania trudnych do usunięcia awarii wiertniczych. W celu uzyskania większych prędkości wiercenia wielkośrednicowych studni odwadniających opracowano nową konstrukcję świdra skrawającego i wykonano w warunkach przemysłowych testy zwiercalności. Testy te wykonano dla świdra o średnicy 1,16 m w wydzielonych warstwach makroskopowo jednorodnych, charakteryzujących się zbliżoną zwieralnością. W zależności od projektowanej miąższości przewiercanej warstwy, wyznaczano odcinki pomiarowe o długości od 0,2 do 1,0 m, a każdy odcinek pomiarowy był wiercony przy stałych wartościach prędkości obrotowej i nacisku osiowego na świder. Dla znalezienia zależności mechanicznej prędkości wiercenia od nacisku osiowego i prędkości obrotowej świdra dla wydzielonych warstw makroskopowo jednorodnych, przeanalizowano różne modele regresyjne. Najbardziej zadawalające wyniki uzyskano dla potęgowego modelu wpływu nacisku osiowego i prędkości obrotowej świdra na prędkość wiercenia. Współczynniki regresji i parametry statystyczne potwierdzające bardzo dobre dopasowanie modelu do danych pomiarowych przedstawiono w tabelach 4-6. Dla dokonania oceny efektywności wiercenia wielkośrednicowych studni odwadniających świdrem skrawającym z profilowanymi skrzydłami o średnicy 1,16 według opracowanego modelu średniej prędkości wiercenia wykonano próby przemysłowe. Uzyskane wartości średniej prędkości wiercenia zawierały się w przedziale od 8,33×10-4 do 1,94×10-3 m/s i były wyższe od dotychczas uzyskiwanych od 181,21 do 262,11%.
Źródło:
Archives of Mining Sciences; 2012, 57, 2; 363-373
0860-7001
Pojawia się w:
Archives of Mining Sciences
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Determination of critical rock mass in a bucket of a dinting loader
Wyznaczenie masy krytycznej urobku w czerpaku ładowarki do pobierki spągu
Autorzy:
Remiorz, E.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/219752.pdf
Data publikacji:
2017
Wydawca:
Polska Akademia Nauk. Czytelnia Czasopism PAN
Tematy:
ładowarka do pobierki spągu
środek ciężkości
masa krytyczna
urobek
dinting loader
centre of gravity
critical mass
broken rock
Opis:
The extraction of hard coal deposits lying in increasing depth causes significant problems with maintenance of roadways (maingates, tailgates, etc.). The reduction of the cross section of such excavations, caused by the floor upheaval, leads to the occurrence of many problems with transport and ventilation. Dinting loaders are employed to restore the original size of roadways tightened due to the activity of adverse stresses occurring in the rock mass. These are tracked machines, usually with small width of about 1 m. They often work in roadways with high longitudinal and lateral inclination, as a result of which they are especially susceptible to overturning. The article presents a mathematical model allowing to determine the critical mass of broken rock in a bucket. The model also allows to determine spatial coordinates of a dinting loader’s centre of gravity depending on temporary position of movable elements of the loader such as a turntable, boom, coupler and bucket, and depending on the level of loading the bucket with broken rock. It also enables to determine critical angles of the roadways’ longitudinal and lateral inclination. The outcomes of computer studies of variations in the position of the loader’s centre of gravity depending on deflection angles of moving elements of the loader and the mass of broken rock in the bucket are also presented. Variability ranges of spatial coordinates of the centre of gravity of the loader are also established and examples are given for values of the critical mass of broken rock in the bucket.
Ładowarki do pobierki spągu są maszynami wykorzystywanymi w wyrobiskach chodnikowych do mechanizacji prac związanych z pobierką spągu i ładowaniem urobku. Wykonywanie tych czynności jest zwykle trudne w realizacji ze względu na istniejące wyposażenie wyrobiska chodnikowego i konieczność utrzymania regularnego transportu szynowego lub taśmowego. Ze względu na zmniejszone przekroje wyrobisk chodnikowych z wypiętrzonym spągiem do pobierki spągu stosowane są ładowarki o długości kilku metrów i niewielkiej szerokości wynoszącej zwykle około 1 m. Są one wyposażone w czerpaki skrzyniowe o pojemnościach wynoszących około 0,3÷0,4 m3. Niekorzystny stosunek szerokości ładowarki do jej długości oraz znaczne wartości kątów wychylania wysięgnika i czerpaka, a także praca w wyrobiskach o dużym nachyleniu podłużnym i poprzecznym powodują, że maszyny te narażone są w szczególny sposób na wywrócenie. Bardzo ważnym czynnikiem wpływającym na możliwość wywrócenia się ładowarki do pobierki spągu jest obciążenie czerpaka urobkiem. Może się ono zmieniać się w bardzo szerokim przedziale. Zbyt duże obciążenie czerpaka urobkiem może spowodować wywrócenie się ładowarki pracującej nawet w zakresie dopuszczalnych przez producenta kątów nachylenia podłużnego i poprzecznego wyrobiska. Dlatego znajomość wartości masy krytycznej urobku wypełniającego czerpak jest bardzo istotna w aspekcie bezpieczeństwa pracowników obsługi ładowarki do pobierki spągu. W artykule przedstawiono model matematyczny (wzory 1÷6) służący do wyznaczenia masy krytycznej urobku w czerpaku dla danego nachylenia podłużnego i poprzecznego wyrobiska chodnikowego z uwzględnieniem możliwości wychylania się obrotnicy, wysięgnika, wahacza czerpaka i czerpaka. Model ten umożliwia również obliczenie współrzędnych przestrzennych środka ciężkości ładowarki do pobierki spągu w zależności od chwilowego wychylenia obrotnicy, wysięgnika, wahacza czerpaka i czerpaka oraz masy urobku w czerpaku. Ponadto pozwala on na wyznaczenie granicznych kątów nachylenia podłużnego i poprzecznego wyrobiska chodnikowego dla których ładowarka znajduje się w stanie równowagi chwiejnej. Znajomość zmian położenia środka ciężkości ładowarki do pobierki spągu na skutek wychylania obrotnicy, wysięgnika, wahacza czerpaka i czerpaka (który może być obciążony urobkiem) pozwala na ocenę zachowania się maszyny w wyrobisku chodnikowym. Na rysunku 3 przedstawiono obliczone komputerowo chmury punktów odzwierciedlające możliwe położenia środka ciężkości badanej ładowarki do pobierki spągu dla całego zakresu wychyleń obrotnicy, wysięgnika, wahacza czerpaka i czerpaka w przyjętym globalnym układzie współrzędnych XYZ (Rys. 2) dla następujących wartości masy urobku w czerpaku: mBr = 0 kg, mBr = 400 kg, mBr = 800 kg. Obliczono szerokości przedziałów zmienności współrzędnych środka ciężkości badanej ładowarki z czerpakiem pustym oraz dla różnego stopnia obciążenia czerpaka urobkiem (Rys. 4). Wzrost masy urobku w czerpaku powoduje przemieszczenie środka ciężkości maszyny w kierunku osi obrotnicy co wpływa niekorzystnie na możliwość wywrócenia się ładowarki do przodu. W artykule zamieszczono charakterystyki pozwalające na wyznaczenie masy krytycznej urobku dla różnego nachylenia podłużnego i poprzecznego wyrobiska chodnikowego oraz dla dziewięciu charakterystycznych położeń obrotnicy, wysięgnika, wahacza czerpaka i czerpaka. Podane przykładowe przebiegi dotyczą możliwości wywrócenia ładowarki na prawy bok (Rys. 5) i do tyłu (Rys. 6). Podano wartości masy krytycznej urobku znajdującego się w czerpaku badanej ładowarki do pobierki spągu pracującej w wyrobisku chodnikowym o nachyleniu poprzecznym wyrobiska βLT = 15° i βLT = –20° oraz o nachyleniu podłużnym βLG = 16°. Wnioski z tych badań można wykorzystać przy budowie układu automatyki ostrzegającym przed możliwością wywrócenia się ładowarki podczas pracy w wyrobisku chodnikowym o danym nachyleniu podłużnym i poprzecznym.
Źródło:
Archives of Mining Sciences; 2017, 62, 3; 531-543
0860-7001
Pojawia się w:
Archives of Mining Sciences
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Measuring displacement and contact forces among the particles in unloading of slope by PFC2D (Particle Flow Code)
Pomiary przemieszczeń i sił kontaktu pomiędzy cząstkami materialnymi w trakcie wybierania wyrobiska pochyłego przy pomocy programu PFC2D
Autorzy:
Behbahani, S. S.
Moarefvand, P.
Ahangari, K.
Goshtasbi, K.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/218770.pdf
Data publikacji:
2013
Wydawca:
Polska Akademia Nauk. Czytelnia Czasopism PAN
Tematy:
wybieranie
metoda elementów dyskretnych
przemieszczające się masy gruntu
unloading
Discrete Element Method (DEM)
sliding mass
PFC2D
Opis:
When instability is observed in the walls of open pit mining, at this time, engineers are faced with a moving mass which is a combination of materials that move on each other and on the main slip surface. Modeling of this movement can have an effective assistance to mining engineers to predict the movement behavior, displacement estimate, and the moving volumes. One of the suitable software which is capable of modeling of sliding behavior is PFC (Particle Flow Code). It is based on Discrete Element Method and released by the Itasca Company. In this paper, the modeling of sliding mass and unloading it in seven stages have been done. During the seven stages of unloading the maximum displacement and maximum contact forces among the particles are obtained. Maximum displacement happened in the fifth stage of the unloading and it is equal to 134.8 meters. Maximum contact forces occurred in the first stage of the unloading after initial equilibrium stage and it is equal to 1917 kN. The model for unloading of sliding mass presented in this paper is just an example and it is not a definite model for unloading of each sliding mass. Unloading of sliding mass depends on the situation of sliding mass and its volume and also mining limitations.
W przypadku wystąpienia niestabilności ścian pochyłego wyrobiska odkrywkowego, inżynierowie mają do czynienia z przemieszczającą się masa - będącą kombinacją materiałów przesuwających się względem siebie a także zsuwających się w dół po powierzchni spadu. Modelowanie tego ruchu może znacznie pomóc inżynierom-górnikom w prognozowaniu zachowań terenu w trakcie tego ruchu, do szacowania wielkości przemieszczeń i objętości przemieszczających się mas materiału. Jednym z programów wspomagających modelowanie przemieszczeń tego typu jest oprogramowanie Particle Flow Code PFC, rozprowadzane przez firmę Itasca, wykorzystujące metodę elementów dyskretnych. W pracy tej przeprowadzono modelowanie ruchu przesuwających się mas gruntu i wybierania wyrobiska pochyłego w siedmiu etapach. We wszystkich siedmiu etapach modelowania obliczono maksymalne przemieszczenia i siły kontaktowe pomiędzy cząstkami gruntu. Maksymalne przemieszczenia zarejestrowano w etapie piątym wybierania wyrobiska pochyłego, wyniosło ono 134.8 m. Maksymalna siła kontaktowe, która wystąpiła w etapie pierwszym po ustaniu pierwotnego stanu równowagi, wyniosła 1917 kN. Model wybierania przesuwającej się masy gruntu przedstawiony w pracy jest jedynie przykładem, nie jest to ścisły model mający zastosowanie do modelowania ruchu przesuwających się mas gruntu w trakcie wybierania. Wybieranie przesuwających się mas gruntu zależy od warunków przemieszczania się masy gruntu, jej objętości a także ograniczeń narzuconych przez uwarunkowania górnicze.
Źródło:
Archives of Mining Sciences; 2013, 58, 2; 495-504
0860-7001
Pojawia się w:
Archives of Mining Sciences
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł

Ta witryna wykorzystuje pliki cookies do przechowywania informacji na Twoim komputerze. Pliki cookies stosujemy w celu świadczenia usług na najwyższym poziomie, w tym w sposób dostosowany do indywidualnych potrzeb. Korzystanie z witryny bez zmiany ustawień dotyczących cookies oznacza, że będą one zamieszczane w Twoim komputerze. W każdym momencie możesz dokonać zmiany ustawień dotyczących cookies