Informacja

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

Wyszukujesz frazę "bolt" wg kryterium: Temat


Wyświetlanie 1-7 z 7
Tytuł:
Badania modelowe dynamicznej odporności kotwi
Model tests of bolt dynamic resistance
Autorzy:
Nierobisz, A.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/340553.pdf
Data publikacji:
2002
Wydawca:
Główny Instytut Górnictwa
Tematy:
kopalnia rud miedzi
kotew KSpn-18
kotew ekspansywna
odporność dynamiczna
cooper mine
bolt
KSpn-18 bolt
exspansive bolt
dynamic resistance
Opis:
W polskich kopalniach rud miedzi rejestruje się kilka tysięcy zjawisk sejsmicznych rocznie. Są to wstrząsy o energii dochodzącej do 10⁹ J. W większości przypadków po zaistniałych wstrząsach nie stwierdza się widocznych zmian w stropie i obudowie. Obserwuje się jednak szereg niekorzystnych zjawisk będących skutkami wstrząsów. Mając na uwadze powyższe w Głównym Instytucie Górnictwa rozpoczęto badania nad dostosowaniem obudowy kotwiowej do warunków wzmożonej aktywności sejsmicznej górotworu [10]. Dostępne informacje z zakresu teorii stateczności dynamicznej konstrukcji oraz zagraniczne wyniki badań kotwi pozwalają na stwierdzenie, że dynamiczna charakterystyka wytrzymałościowa kotwi różni się od charakterystyki statycznej. W niniejszym opracowaniu dokonano analizy wytrzymałości dynamicznej kotwi z wykorzystaniem modelu obciążenia wywołanego udarem spadającej masy oraz opracowano założenia i skale podobieństwa do badań modelowych. Przeprowadzone obliczenia spodziewanych wartości sił dynamicznych były podstawą do zaprojektowania stoiska do badań kotwi wykonanych w skali geometrycznej 1:2. Opisano przeprowadzone badania, wykonano ich analizę oraz przedstawiono wnioski, które można streścić w sposób następujący: 1. Rozbieżności między statycznymi a dynamicznymi parametrami wytrzymałościowymi kotwi wynikają z następujących zjawisk: - przy zwiększaniu prędkości obciążenia następuje zmiana granicy plastyczności i wytrzymałości; dynamiczna granica plastyczności i wytrzymałości jest większa od statycznej, - nagłe naprężenia o wartości przekraczającej statyczną wytrzymałość doraźną powodują zniszczenie materiału dopiero po upływie określonego czasu, odkształcenia i naprężenia w dynamicznie obciążonym ustroju zależą od sprężystej jego podatności i stopni swobody układu, - naprężenia i odkształcenia rozchodzą się w postaci fal. 2. Badania modelowe w skali 1:2 pozwoliły na zmierzenie wartości sił dynamicznych występujących w czasie obciążania kotwi ekspansywnych typu KSpn-18 udarem spadającej masy w fazie odkształceń sprężystych i plastycznych. W warunkach naturalnych jedna kotew rozprężna podwiesza górotwór o masie około 4 ton. Ważniejsze wyniki badań modelowych dla przypadku zniszczenia podkładki przy pierwszym udarze, przeniesione na powyższe kotwie w skali 1:1 wynosiłyby: - masa spadająca - 4077 kg, - wysokość udaru - 0,3 m, - energia kinetyczna udaru - 12 kJ, - siła dynamiczna udaru - 384 kN. 3. Systematyczne obciążenia udarowe kotwi w wyniku wstrząsów lub robót strzałowych w kopalniach rud miedzi, prowadzonych w niewielkiej odległości od tychże kotwi, powodują kumulowanie się odkształceń plastycznych, w efekcie kotwie rozprężne są szczególnie podatne na zerwanie. Przykładami występowania takiego zjawiska są przypadki zerwania kotwi przy opadaniu skał stropowych o grubości zaledwie kilkudziesięciu centymetrów, których ciężar przypadający na jedną kotew jest niewspółmiernie mały. 4. Powyższe wyniki badań modelowych wymagają weryfikacji za pomocą badań w skali 1:1.
In Polish copper mines annually several thousand of seismic phenomena are recorded. These are tremors with energy reaching 10⁹ J. In the majority of events after occurred tremors visible changes as concerns the roof and support have not been ascertained. However, one observes a number of unfavourable phenomena being the effects of tremors. Considering the above-mentioned fact, at the Central Mining Institute investigations relating to the adaptation of roof bolting to conditions of increased seismic activity of the rock mass were started. Owing to available information with respect to the theory of the dynamic stability of construction and the results of foreign investigations relating to bolts, it is possible to ascertain that the strength dynamic characteristic of bolts differs from the static characteristic. In the present article an analysis of the dynamic strength of bolts was carried out, using the model of load caused by the impact of falling mass, moreover, assumptions and similarity scales to model tests were worked out. The carried out calculations of anticipated values of dynamic forces constituted the basis to design a stand for bolt testing, performed on a geometric scale equal to 1:2. The carried out investigations were described; one has prepared their analysis and has presented conclusions, which can be summarized as follows: The discrepancy between static and dynamic strength characteristics of bolts result from the following phenomena: - when increasing the load velocity, a change of the limit of plasticity and strength follows, the dynamic plasticity and strength limit is higher than the static one, - sudden stresses of value exceeding the immediate static strength cause the destruction of the material only after a determined time, the deformations and stresses in a dynamically loaded structure depend on its elastic flexibility and degrees of structure freedom, - stresses and deformations propagate in the form of waves. Model tests on a 1:2 scale enabled to measure the values of dynamic forces occurring during the loading of expansive bolts of KSpn-18 type by the impact of falling mass in the phase of elastic and plastic deformations. In natural conditions one expansive bolt suspends rock mass of about 4 tons of mass. The results of model tests of major importance in the case of destruction of the washer during the first impact, transmitted to the above-mentioned bolts on a 1:1 scale, would amount to: - falling mass - 4077 kg, - impact height - 0.3 m, - impact kinetic energy - 12 kJ, - impact dynamic force - 384 kN. Systematic impact loads of bolts as a result of tremors and blasting operations in copper ore mines conducted not far away from these bolts cause accumulation of plastic deformations; the result is that expansive bolts are particularly susceptible to break. Examples of occurrence of such a phenomenon constitute cases of bolt break in the event of fall of roof rocks with thickness of merely of several dozen of centimetres, the weight of which per one bolt is incommensurably low. The above-mentioned results require verification by means of tests on a 1:1 scale.
Źródło:
Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa; 2002, 3; 5-24
1643-7608
Pojawia się w:
Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Metoda identyfikacji ciągłości wklejenia żerdzi kotwiowych w górotworze
Method for identification of continuity of resin layer of rock bolts
Autorzy:
Staniek, A.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/340651.pdf
Data publikacji:
2005
Wydawca:
Główny Instytut Górnictwa
Tematy:
górotwór
żerdź kotwiowa
rock bolt
resin layer
Opis:
W artykule przedstawiono metodę identyfikacji nieciągłości wklejenia żerdzi kotwiowych w górotworze. Metoda polega na wymuszeniu drgań badanego obiektu młotkiem udarowym i eksperymentalnej analizie modalnej. Otrzymane częstości własne porównywane są z wynikami teoretycznej analizy modalnej realizowanej na modelu elementów skończonych badanego obiektu dla różnych warunków brzegowych odpowiadających różnym przypadkom nieciągłości wklejenia Omówiono wyniki badań prowadzonych w warunkach stosowania obudowy kotwiowej dla przypadków o znanej i nieznanej długości wklejenia Przeprowadzono również analizę statystyczną otrzymanych wyników oraz przedsta-wiono wnioski końcowe.
A rock bolt which is grouted underground may not be properly inserted with the result of discontinuity of a cement layer surrounding it. Such discontinuity may also occur in working conditions due to typical rock behavior and displacement. It may be very hazardous to mine safety. In this paper a method for non-destructive identification of discontinuity of a resin layer surrounding rock bolt is presented. The method uses modal analysis procedures and is based on an impact excitation where a response transducer is positioned at a visible part of a rock bolt. As an installed rock bolt acts as an oscillator, different length of discontinuity of resin layer changes its modal parameters. By proper extraction of these parameters, from which a resonant frequency is seen as most valuable, the intended identification is possible. At the first phase of research work measurements and analyses were performed in laboratory conditions on models with different types of discontinuity of a cement layer. A special stand was prepared and rock bolts were grouted into cement cylinders of different lengths and clinched to a 20-t foundation. Though there was a good correlation between obtained results, quite large interaction with supporting elements was observed. Not being unexpected it proved that such laboratory conditions can not be used as a reference for in situ measurements. What also was gained from laboratory measurements and analysis was the fact that most significant role in identification of different lengths of discontinuity of a resin layer, which form boundary conditions, play natural frequencies. Damping does not convey satisfactory information on that subject and may vary to a certain degree from sample to sample overshadowing its proper usefulness. Since tests in real conditions must be performed on relatively short length of a rock bolt, a mod shape usage was also constrained. One of the obstacles in making in situ measurements, especially in severe mine conditions, is lack of a relatively low cost apparatus used for acquiring and recording data These severe conditions are frequently met in coal mines where rock bolts are installed to support roof strata Because of this inventing and constructing of a portable measurement system was realized. As a programming tool the Lab VIEW program was used and as hardware a DAQ card installed on a laptop platform and worked out conditioning signal unit were introduced to the measurement chain. As a continuation of laboratory measurements and analysis relevant tests were performed at an experimental coal mine underground. One of technical problems was proper insertion of a rock bolt into a drill hole with known length and placement of its discontinuity. After overcoming this obstacle underground tests were realized and through relevant analysis the modal parameters, especially natural frequencies, were derived. The experimental setup is shown in Figure 3.
Źródło:
Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa; 2005, 3; 111-134
1643-7608
Pojawia się w:
Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Wpływ obudowy kotwiowo-cięgnowej na stateczność górotworu otaczającego wyrobisko
Impact of bolt-truss support on the stability of rock mass surrounding the road working
Autorzy:
Masny, W.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/340156.pdf
Data publikacji:
2008
Wydawca:
Główny Instytut Górnictwa
Tematy:
obudowa kotwiowo-cięgnowa
modelowanie numeryczne
bolt-truss support
numerical modelling
Opis:
W artykule przedstawiono wyniki modelowania numerycznego obudowy kotwiowo-cięgnowej (OK-C), przy wykorzystaniu programu MRS FLAC. W celu ujęcia zmiennych właściwości górotworu przygotowano trzy zestawy parametrów charakteryzujących warstwy skalne w modelu, a także przeanalizowano oddziaływanie zmiennych impulsów dynamicznych na zachowanie się tego typu obudowy.
The article presents the results of numerical modelling of bolt-truss support (OK-C) using the MRS FLAC programme. In order to express the changeable rock mass properties, three sets of parameters characterising the rock layers in the model were prepared, as well as the impact of changeable dynamic impulses on the behaviour of this type of support has been analysed.
Źródło:
Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa; 2008, 4; 59-70
1643-7608
Pojawia się w:
Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Analiza wpływu obciążeń dynamicznych na zachowanie się kotwi
Influence analysis of dynamic charges on anchor maintenance
Autorzy:
Nierobisz, A.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/340170.pdf
Data publikacji:
2004
Wydawca:
Główny Instytut Górnictwa
Tematy:
obudowa kotwiowa
cone bolt
PPV
tąpania
zagrożenia w górnictwie
roof bolting
crump
hazards in mining
Opis:
W kopalniach RPA, Kanady i Chile powszechnie stosuje się obudowę kotwiową w warunkach zagrożenia tąpaniami. Wieloletnie badania doprowadziły do opracowania skutecznych sposobów ochrony wyrobisk przed skutkami tąpnięć. W polskich kopalniach rud miedzi od wielu lat stosuje się samodzielną obudowę kotwiową w syste-mach komorowo-filarowych, przy dużej aktywności sejsmicznej górotworu. Rejestruje się wstrząsy o energiach dochodzących do 109 J. W większości przypadków po zaistniałych wstrząsach nie stwierdza się zmian w stropie i obudowie. Skutki destrukcji górotworu pojawiają się stosunkowo rzadko i zwykle są widoczne dopiero po pewnym czasie. Począwszy od 1999 roku zaczęto wprowadzać w górnictwie polskim maksymalną prędkość drgań cząstek skały na obrysie wyrobiska (PPV) jako miarę dynamicznego wpływu wstrząsu na rozpatrywany obiekt. Jest to wielkość mierzalna za pomocą aparatury geofizycznej, wyniki zaś odnosi się do stanu uszkodzenia wyrobiska, opracowując na jej podstawie kryteria uszkodzenia lub zniszczenia. Przeprowadzone w kopalni "Polkowice-Sieroszowice" pomiary PPV obejmujące 102 zjawiska sejsmiczne o energiach od 101 do 107 J pozwoliły na zmierzenie maksymalnej amplitudy prędkości drgań, która wynosiła 0,197 m/s. Powyższą wartość PPV zmierzono przy energii wstrząsu równej 5,5ź105 J z odległości 64 m. W przypadku żadnego z zarejestrowanych wstrząsów, nie zanotowano skutków w wyrobiskach. Wadą prowadzonych pomiarów był brak rejestracji zjawisk sejsmicznych, powodujących zniszczenie czy uszkodzenie wyrobiska oraz nieznajomość lokalizacji hipocentralnej ognisk wstrząsów. Rozważając wpływ zarówno parametru prędkości, jak i energii sejsmicznej na możliwość utraty stateczności wyrobiska autorzy powyższych badań stwierdzili, że uszkodzenie wyrobiska jest skutkiem dużej amplitudy prędkości drgań docierającej do wyrobiska, natomiast o zasięgu skutków decyduje głównie energia sejsmiczna zjawiska. Drugim rodzajem badań, jakie wykonano we wszystkich kopalniach LGOM, były pomiary PPV podczas robót strzałowych. Drgania mierzono głównie w odległości 8 i 16 m od przodka, w którym prowadzono roboty strzałowe. Maksymalna prędkość drgań PPV, jaką zmierzono w odległości 8 m, wynosiła 0,1 m/s. W miarę wzrostu odległości amplitudy PPV zmniejszały się. Analizując uzyskane wyniki autorzy powyższych badań stwierdzili, że dynamika i charakter drgań zależą od wielu czynników, do których należą: wielkość odpalanego ładunku materiału wybuchowego, odległość od miejsca odpalania, współczynnik tłumienia drgań, technika i sposób strzelania, rodzaj materiału wybuchowego, budowa geologiczna ośrodka skalnego. W Polsce zagrożenie tąpaniami występuje w 28 kopalniach (60% czynnych kopalń). Obserwując zaistniałe w ostatnich dziesięciu latach przypadki tąpnięć można zauważyć stałą tendencję zwiększania się ich skutków w postaci uszkodzeń obudowy w wyrobiskach korytarzowych. Aktualnie podstawowym sposobem zabezpieczania tych wyrobisk przed skutkami tąpnięć jest stosowanie mocniejszych profili odrzwi, ich zagęszczenie oraz wzmocnienie za pomocą podciągów podbudowanych stojakami typu Valent lub SV. Praktyka jednak wykazała, że te zabezpieczenia nie są wystarczające. Dlatego też podjęto prace nad zastosowaniem odpowiednich kotwi, które w połączeniu z elementami obudowy stanowiłyby lepszą ochronę wyrobisk korytarzowych przed skutkami tąpnięć. Do realizacji powyższych badań wytypowano wyrobiska korytarzowe, w rejonie których rejestrowa-ne były wstrząsy o energiach większych niż 1ź104 J. W wyrobiskach tych założono stanowiska pomiarowe obejmujące odcinki długości około 3 m, w których między odrzwiami obudowy podporowej zabudowano kotwie pomiarowe i rozwarstwieniomierz oraz repery do pomiaru konwergencji. Drugim sposobem realizacji powyższych badań było symulowanie wstrząsów za pomocą detonacji materiału wybuchowego w stropie wyrobisk wykonanych w samodzielnej obudowie kotwiowej. W sumie wykonano badania wpływu naturalnych wstrząsów górotworu na zachowanie się kotwi w czterech wyrobiskach oraz w dwóch wyrobiskach badano wpływ wstrząsów symulowanych za pomocą detonacji materiału wybuchowego na zachowanie się chodnika wykonanego w samodzielnej obudowie kotwiowej. Uzyskano obszerny materiał badawczy, który opracowano w formie tabelarycznej i graficznej. Najważniejsze spostrzeżenia z tych badań są następujące: 1. Sumaryczna energia sejsmiczna wyemitowana przez górotwór w okresie prowadzenia badań (od 84 do 134 dni) wahała się w granicach od 3,1ź106 do 1,3ź107 J. Spowodowało to wzrost obciążenia kotwi maksymalnie o 19 kN. Żaden z zarejestrowanych wstrząsów nie spowodował widocznych uszkodzeń wyrobisk. 2. Rejestrowana energia sejsmiczna w hipocentrum nie jest jednoznacznym parametrem charakteryzującym stan zagrożenia tąpnięciem w wyrobisku. 3. W wyniku badań wpływu wstrząsów wywołanych detonacją materiału wybuchowego na zachowanie się wyrobiska wykonanego w samodzielnej obudowie kotwiowej uzyskano następujące wyniki: - maksymalna wypadkowa amplituda prędkości drgań PPV po odpaleniu 5 kg materiału wybuchowego wyniosła w rejonie I, 97 mm/s w odległości 1,0 m od miejsca odpalenia, - maksymalna wypadkowa amplituda prędkości drgań PPV po odpaleniu 5 kg materiału wybuchowego wyniosła w rejonie II, 52 mm/s w odległości 0,5 m od miejsca odpalenia, - testy nośności wykonane przed i po strzelaniu wykazały, że nie nastąpiło naruszenie połączenia kotwi z górotworem; badania ciągłości wklejania żerdzi przed i po strzelaniu również nie wykazały żadnych zmian, - wizualnym efektem oddziaływania detonacji materiału wybuchowego na obudowę kotwiową było wyrwanie siatki opinającej strop między okładzinami w miejscu wykonania otworu strzałowego.
In mines of South Africa, Canada and Chile universally complies casing anchor in circumstances of crumps threat. Many years' researches and practical experiences brought to elaboration efficient manners of excavations protection before crumps. From many years in Polish mines of ores copper complies independent anchor casing in lock-pillar systems, at large seismic orogene activities. On registers shocks with energies close to 109 J. In most of chances after shocks does not ascertain changes in ceiling and to casing. Effects of orogene destruction appear comparatively seldom and usually are visible only some time later. From 1999 started introducing in Polish mining maximum speed of twitches of small parts of rock within excavations (PPV) as measure dynamic influence of shock on examined object. This is a measurable size by means geophysical apparatuses, results while behaves to state of damage of excavation, working out on her base criterions of damage or destructions. PPV measurements effected in mine "Polkowice-Sieroszowice" embracing 102 occurrences seismic with energies from 101 J to 107 J permitted on measuring maximum amplitudes of twitches speed, which carried out 0,197 m/s. Above PPV value measured at energy shock equal 5,5ź105 J from distances 64 m. In no chance from registered shocks, it did not note any results in excavations. Measurement defect was lack of registration of seismic occurrences, causing destruction whether damage of excavation and unacquaintance of hypo central location of fireplaces of shocks. Considering influence both of parameter of speed, as seismic energy on possibility of loss of sedateness of excavation authors above researches ascertained, that damage of excavation is result large amplitudes of twitches speed reaching to excavations, instead about range of results decides mostly seismic energy of occurrences. Second kind of researches, which executed in all LGOM mines, was PPV measurements during blasting - works. Twitches were measured mostly in distances 8 and 16 m from ancestor, in which one drove blasting work. Maximum PPV twitches speed, which measured in distances 8 m, carried out 0,1 m/s. Making distance higher an amplitude of PPV grew less. Analysing obtained results authors above researches ascertained, that dynamics and character of twitches depend from many factors, which belong: size of lighted out load of explosive material, distance from places of lighting, coefficient of twitches suppression, technics and manner of shots, kind of explosive material, geological build of rock. In Poland crumps threat is in 28 mines (60% of active mines). Observing appeared in last ten years crump chances can notice constant tendency of their result growing in figure of casing damages in corridor excavations. At present basic manner of protecting these excavations before crump results is usage more strong profiles of doorframe, their condensation and strengthener by means elevator with stands of Valent or SV type. Practice however showed, that these protections are not sufficient. That's why it undertook works over use suitable anchor, which in connection with elements of casing would determine better protection of corridor excavations before crump results. To realisation above researches it chose excavations corridor, in region of which registered former shocks with greater energies than 1ź104 J. In excavations these it founded measuring positions with length sections of about 3 m, where between doorframe of support casing it built over anchor measuring - and stratify meter and bench marks to convergence measurement. Second manner of realisation above researches was simulation of shocks by means of detonation of explosive material in ceiling of excavations executed in independent anchor casing. In sum it executed researches of influence natural orogene shocks on anchor maintenance in four excavations, in two excavations researched influence of simulated shocks by means of detonation of explosive material on maintenance of pavement executed in independent anchor casing. It obtained spacious investigative material, which worked out in tabular and graphic form. Most important aware nesses from these of investigations are following: 1. Total seismic energy emitted by orogene in period of researches (from 84 to 134 days) hesitated in borders from 3,1ź106 to 1,3ź107 J. This caused height of charge anchor maximally to 10 kN. Any registered shocks did not cause of visible damages of excavations. 2. Registered seismic energy in hypocenter is not univocal parameter characterising state of threat crump in excavation. 3. In result of researches of influence of shocks called out with detonation of explosive material on maintenance of excavation executed in independent anchor casing it obtained following results: - maximum resultant amplitude of PPV twitches speed after lighting 5 kg of explosive material lofty in region I, 97 mm/ s in distances 1,0 m from places of lighting, - maximum resultant amplitude of PPV twitches speed after lighting 5 kg of explosive material lofty in region II, 52 mm/ s in distances 0,5 m from places of lighting, - tests of carrying capacity executed before and after shots showed, that did not disturbing of anchor connection with orogene; research of continuity of pole inserting before and after shots also did not show of any changes, - visual effect of influence of explosive material detonation on anchor casing was wrench of net lapping ceiling between facings in place of blasting - opening.
Źródło:
Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa; 2004, 2; 79-105
1643-7608
Pojawia się w:
Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Zastosowanie kotwi do stabilizacji obudowy odgałęzienia
Use of bolts for the stabilisation of roadway junction support
Autorzy:
Rotkegel, M.
Daniłowicz, R.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/340985.pdf
Data publikacji:
2006
Wydawca:
Główny Instytut Górnictwa
Tematy:
wyrobisko korytarzowe
obudowa portalowa
stabilizacja obudowy
kotew
dog heading
portal support
stability of support
bolt
Opis:
W artykule poruszono istotny problem właściwej stabilizacji portalowej obudowy odgałęzień wyrobisk korytarzowych. Obudowa ta najczęściej składa się z portalu rozpiętego nad łączącymi się wyrobiskami oraz wspornika usytuowanego w płaszczyźnie przenikania się brył wyrobisk. Obciążenia działające bezpośrednio na wspornik oraz pośrednio, przez odrzwia powodują wygenerowanie poziomych składowych obciążeń działających na portal. Działanie tych sił może powodować wychylenie portalu z pierwotnej płaszczyzny zabudowy, a przez to zaburzenie w przyjętym w obliczeniach schemacie podparcia i obciążenia konstrukcji. W ostateczności, prowadzi to do znacznych deformacji całej obudowy, a w skrajnym przypadku nawet do jej uszkodzenia. Znaczenia nabiera zatem zapewnienie warunków właściwej pracy obudowy, ze szczególnym uwzględnieniem jej stabilizacji. W niniejszym opracowaniu przedstawiono wyniki badań modelowych uzasadniających stabilizowanie portalu oraz sposoby stabilizacji.
The article brings up the essential problem of appropriate stabilisation of portal support of roadway junctions. This support consists most often of a portal over joined mine workings and an abutment situated in the penetration plane of solids of these workings. Loads acting directly on the abutment and indirectly through frames cause the generation of horizontal component loads acting on the portal. Action of these forces can cause inclination of the portal from the original plane, and thus disturbance in the adopted support scheme and construction load. Finally this leads to considerable deformations of the entire support, and in extreme cases can even cause its damage. Thus it becomes important to ensure conditions for suitable support work, taking especially into consideration its stabilisation. The present publication shows the results of model tests justifying the stabilisation of the portal and stabilisation ways.
Źródło:
Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa; 2006, 2; 81-90
1643-7608
Pojawia się w:
Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Badania odporności udarowej kotwi górniczych
Testing of impact resistance of mining bolts
Autorzy:
Pytlik, A.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/340565.pdf
Data publikacji:
2002
Wydawca:
Główny Instytut Górnictwa
Tematy:
kopalnia węgla kamiennego
kotew górnicza
obudowa górnicza
obciążenie udarowe
hard coal mine
mining bolt
mining support
impact load
Opis:
W polskich kopalniach węgla kamiennego od dziesiątek lat wyrobiska korytarzowe zabezpieczane są głównie obudowami wykonanymi z łukowych podatnych odrzwi ŁP. Obudowy takie stosuje się również w wyrobiskach komorowych oraz w odgałęzieniach i skrzyżowaniach wyrobisk korytarzowych. Podstawowym sposobem zabezpieczania wyrobisk korytarzowych przed skutkami wstrząsów górotworu jest zagęszczanie odrzwi obudowy ŁP, stosowanie specjalnych strzemion hamujących w złączach oraz wzmacnianie odrzwi za pomocą podciągów, stojaków itd. Działania te nie poprawiają jednak w sposób znaczący dynamicznej nośności obudowy ŁP, której wartość jest o kilkadziesiąt procent mniejsza od jej nośności statycznej. Wszystko to powoduje znaczne zwiększanie kosztu obudowy, a jednocześnie pogarszanie się przepustowości wyrobisk, w których gwałtownie wzrasta liczba stalowych elementów utrudniających transport materiałów i urobku W kopalniach węgla kamiennego zagrożonych wstrząsami górotworu stosuje się również obudowę podporowo-kotwiową, złożoną najczęściej z odrzwi obudowy ŁP, której elementy są przykatwiane do górotworu lub obudowa kotwiowa stanowi dodatkowe wzmocnienie górotworu pomiędzy odrzwiami obudowy ŁP. Wykorzystuje się w tym celu głównie kotwie wklejane, które spajają skały otaczające wyrobisko i powodują, że zwiększa się samonośność górotworu, co w znacznym stopniu poprawia współpracę i nośność układu obudowa-górotwór. W wyrobiskach chodnikowych nie stosuje się jednak samodzielnej obudowy kotwiowej, pomimo że doświadczenia górnictwa takich krajów, jak RPA, Kanada i Chile wykazują, że obudowa kotwiowa może być stosowana w warunkach dużej aktywności sejsmicznej górotworu. Podczas obliczania konstrukcji obudowy górniczej konieczne jest określenie skutków, jakie mogą wywołać krótkotrwałe obciążenia dynamiczne, zwane inaczej obciążeniami udarowymi. Konieczność uwzględniania zagadnień dynamiki konstrukcji wynika z faktu, że obciążenia udarowe mogą wywoływać stany ekstremalne konstrukcji, decydujące o jej bezpieczeństwie. Stany ekstremalne mogą być lokalne lub dotyczyć całej konstrukcji, a wywołujące je obciążenia udarowe, nawet o stosunkowo małych wartościach, mogą spowodować powstanie znacznie większych sił wewnętrznych i przemieszczeń niż pod działaniem większych obciążeń statycznych. W związku z powyższym w Głównym Instytucie Górnictwa rozpoczęto badania mające na celu określenie charakterystyki pracy kotwi przy obciążeniach dynamicznych, wyznaczenie ilościowych kryteriów oceny kotwi, a następnie dostosowanie ich konstrukcji do powyższych warunków. Badania kotwi przy obciążeniach dynamicznych miały początkowo charakter badań modelowych a obecnie prowadzone są badania kotwi w skali naturalnej. Celem tych badań jest określenie udarowej odporności kotwi powszechnie stosowanych w kopalniach węgla kamiennego i rud oraz optymalizacja ich konstrukcji do określonych warunków geologicznych. W artykule przedstawiono pierwsze wyniki badań kotwi rozprężnych, na podstawie których określono ich odporność udarową. Badania kotwi w skali naturalnej przeprowadzono w stanowisku Laboratorium Badań Urządzeń Mechanicznych GIG zlokalizowanym w Łaziskach. Metoda badania kotwi zabudowanej w stanowisku badawczym polega na jednokrotnym obciążeniu jej siłą dynamiczną za pomocą udaru spadającej masy z równoczesnym pomiarem obciążenia, przemieszczenia i czasu. Kotew powinna przenieść obciążenie dynamiczne udarem masy o zadanej energii bez zniszczenia jej elementów składowych, a maksymalne przemieszczenie (wydłużenie + wysuw z otworu) przy takim udarze nie może być większe niż 0,5 m. Powyższa wartość energii odpowiada udarowej odporności kotwi. Ponadto, w artykule przedstawiono wyniki tensometrycznych badań odkształcenia względnego εr żerdzi (dla wybranego typu kotwi) obciążonych udarem masy. Badania te prowadzono za pomocą: tensometrów naklejonych w środku długości żerdzi. Tensometry pracowały w układzie 1/2 mostka, z jednym tensometrem czynnym i jednym kompensującym wpływy temperaturowe. Zasadniczym elementem układu pomiarowego, stosowanego w tych badaniach, był wzmacniacz pomiarowy typu DMCplus firmy Hottinger Baldwin Messtechnik. Do obsługi wzmacniacza pomiarowego użyto programu komputerowego DMCLabplus, natomiast do analizy sygnałów pomiarowych użyto programów CATMAN oraz OriginPro 6.1.
In Polish hard coal mines from decades road workings are protected mainly by support composed of arch yielding LP frames. The above-mentioned support is used also in chamber workings as well as in roadway junctions and rod working crossings. The fundamental way to protect road workings against the effects of mining tremors is the concentration of LP support frames, use of special braking clamps in joints and strengthening of frames by means of stringers, props etc. These actions, however, do not improve in a significant manner the dynamic load-bearing capacity of LP support, the value of which is by several dozens of per cent lower than its static load-bearing capacity. All those factors cause a significant growth of support cost, and simultaneous worsening of the capacity of workings, where impetuously increases the number of steel elements, making difficult the transport of materials and mined coal. In hard coal mines subject to mining tremors one uses also standing-bolting support, composed most often of LP support frames, the elements of which are bolted to the rock mass, or roof bolting constitutes additional reinforcement of the rock mass between LP support frames. One uses to this end mainly adhesive bolts, which bond the rocks surrounding the working and cause that increases the self-load capacity of the rock mass, what to a significant extent improves the cooperation and load-bearing capacity of the system support-rock mass. In road workings, however, independent roof bolting is not applied, in spite of the fact, that experience regarding the mining industries of such countries as the Republic of South Africa, Canada, and Chile indicates that roof bolting can be used in conditions of intensive seismic activity of the rock mass. During the calculations of mining support construction it is necessary to determine the effects, that can cause dynamic loads of short duration, called differently impact loads. The necessity to take into consideration the problems of construction dynamics results from the fact that impact load can cause extreme states of construction deciding on its safety. Extreme conditions can be local and may concern the entire construction, and causing its impact load, even of relatively low value, can bring about the rise of considerably stronger internal forces and dislocations than under the influence of higher static loads. In connection with the above at the Central Mining Institute investigations were undertaken aiming at the determination of bolt work characteristic in case of dynamic loads, determination of quantitative criteria of bolt assessment, and next adaptation of bolt construction to the above-mentioned conditions. The tests of bolts in dynamic load conditions had initially the character of model tests; currently are conducted tests of bolts on a natural scale. The purpose of these tests is to determine the impact resistance of roof bolts commonly used in hard coal and ore mines as well as to optimise their construction for determined geological conditions. The article presents the first results of tests of roof bolts locked by firing an explosive charge, on the basis of which their impact resistance was determined. Bolt tests on a natural scale were carried out at the testing stand of the Testing Laboratory of Mechanical Devices of GIG, localised in Łaziska. The bolt testing method at a testing stand consists in its single-time dynamic force loading by means of the falling mass impact with simultaneous load, dislocation and time measurement. The bolt should transmit dynamic load by mass impact of given energy without destruction of its component elements, and the maximum dislocation (elongation + extension from the hole) in case of such impact cannot exceed 0.5 m. The above-mentioned energy value corresponds with the bolt impact resistance. Moreover, the article presents the results of extensometric tests of relative strain εr of the rod (for the selected bolt type) loaded by mass impact. These tests were carried out by help of extensometers glued in |the rod length centre. The extensometers worked in 1/2 bridge system, with one active extensometer and another one, compensating temperature influences. The fundamental element of the measuring system, used in these investigations, was the measuring amplifier of DMCplus type produced by the firm Hottinger Baldwin Messtechnik. For measuring amplifier service one has used the DMCLabplus program, while for the analysis of measuring signals the programs CATMAN and OriginPor 6.1 were used.
Źródło:
Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa; 2002, 2; 25-41
1643-7608
Pojawia się w:
Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Parametry optymalizacji obudowy kotwowo-cięgnowej (OK-C) określone na podstawie badań modelu numerycznego FLAC
Optimalization parameters of truss-bolt support (OK-C) determined on the basis of FLAC numerical model test
Autorzy:
Masny, W.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/340975.pdf
Data publikacji:
2009
Wydawca:
Główny Instytut Górnictwa
Tematy:
obudowa kotwiowo-cięgnowa
model numeryczny
optymalizacja
program FLAC
model górotworu
truss-bolt support
numerical model
optimization
FLAC program
rock mass model
Opis:
W artykule przedstawiono podstawowe parametry, które należy uwzględnić podczas projektowania obudowy kotwowo-cięgnowej. Przeanalizowano: długość kotwi stropowych, odległość wykonania otworów od ociosów oraz kąt ich nachylenia do płaszczyzny stropu, a także stosowanie naciągu wstępnego. Analizę parametrów przeprowadzono na podstawie przeglądu dotychczasowych doświadczeń zagranicznych z zakresu stosowania tego typu obudów oraz obliczeń numerycznych z wykorzystaniem programu FLAC bazującego na metodzie różnic skończonych.
In this article the basic parameters that should be taken into account while designing a truss-bolt support have been presented. It has been analysed: the length of roof bolts, the distance of carrying out holes from the side walls and the angle of their inclination in relation to the roof surface, and also the application of primary tension. The analysis of the parameters has been carried out on the basis of hitherto foreign experience in the domain of such supports application and numerical calculation with taking advantage of FLAC program which is based on the finite difference method.
Źródło:
Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa; 2009, 2; 33-43
1643-7608
Pojawia się w:
Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
    Wyświetlanie 1-7 z 7

    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