Temat: rock, - Katalog OPAC zbiorów

Skocz do pozycji: 1.

Tytuł:: Zastosowanie badań nieniszczących w wytrzymałościowej klasyfikacji skał i masywów skalnych
Application of non-destructive tests in rock and rock mass strength classification
Autorzy:: Pinińska, J.
Powiązania:: https://bibliotekanauki.pl/articles/340539.pdf
Data publikacji:: 2002
Wydawca:: Główny Instytut Górnictwa
Tematy:: skała
masyw skalny
badania nieniszczące
rock
rock massif
non-destructive tests
Opis:: W artykule przedstawiono poglądy na stosowanie i możliwości porównywania podstawowych klasyfikacji wytrzymałościowych skał oraz zaproponowano wykorzystanie wyników laboratoryjnych badań ultradźwiękowych jako głównego tła do ich kompleksowych porównań. Zamieszczono diagramy korelujące parametry badań in situ z opisami makroskopowymi: odbojność, określoną młotkiem Schmidta i wskaźnik GSI z gęstością objętościową wytrzymałością na jednoosiowe ściskanie próbek skalnych i prędkością propagacji falowej. Dane te charakteryzują główne odmiany litologiczne skał Polski i umożliwiają określenie tak cech masywu skalnego (rock mass), nienaruszonego elementu skalnego (rock materiał), jak i próbki laboratoryjnej (rock). Przedstawione analizy bazują na zunifikowanych badaniach wytrzymałościowych, akustycznych i polowych, prowadzonych w Zakładzie Geomechaniki Uniwersytetu Warszawskiego od ponad dwudziestu lat. Dane te są sukcesywnie gromadzone w Bazie Danych Geomechanicznych (BZG). Duże zbiory danych umożliwiły porównanie cech skał magmowych, osadowych i metamorficznych z różnych regionów Polski i wyznaczenie ogólnych tendencji zmian. W porównaniach zwrócono uwagę na szczególną rolę anizotropii i cech strukturalnych ośrodków skalnych, bez uwzględnienia których wyznaczanie szczegółowych tendencji korelacyjnych nie jest możliwe.
The article presents views on the application and comparison possibilities of basic rock strength classifications and proposes to use the results of ultrasonic laboratory tests as main background for their complex comparisons. Diagrams have been inserted, correlating the parameters of in situ tests with macroscopic descriptions: reboundability, measured by means of Schmidt's hammer and GSI indices with volumetric density, uniaxial compressive strength of rock samples and wave propagation velocity. These data characterize the main lithological forms of Poland's rocks and enable to determine both the features of rock mass, non-disturbed rock material, as well as rock laboratory sample. The presented analyses are based on unified strength, acoustic and field tests, conducted in the Department of Geomechanics of University of Warsaw from twenty years. The data are successively collected in the Geomechanical Data Base (BZG). Large data sets enabled to compare the features of magnetic, sedimentary, and metamorphic rocks from different regions of Poland and to determine general change tendencies. In comparisons attention was paid to the special role of anisotropy and structural features of rock media; without their regard the determination of detailed correlative tendencies is not possible.
Źródło:: Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa; 2002, 4; 81-95
1643-7608
Pojawia się w:: Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa
Dostawca treści:: Biblioteka Nauki

Artykuł

Zmień widok

na półce

Skocz do pozycji: 2.

Tytuł:: Numeryczne modelowanie dynamiki udaru skał w obudowę, spowodowanego wstrząsem sejsmicznym lub tąpnięciem
Numerical simulation of rock impact dynamics on mine supports during seismic tremor or rockburst
Autorzy:: Kidybiński, A.
Nierobisz, A.
Powiązania:: https://bibliotekanauki.pl/articles/340226.pdf
Data publikacji:: 2004
Wydawca:: Główny Instytut Górnictwa
Tematy:: dynamika górotworu
symulacja dynamiki skał
tąpania
rock dynamic
numerical simulation of rock dynamics
crump
Opis:: W miarę wyczerpywania się zasobów węgla na płytszych poziomach eksploatacja złóż węgla w kopalniach Górnośląskiego Zagłębia Węglowego przebiega na coraz większych głębokościach, a także - rozpoczęcie eksploatacji złoża naruszonego eksploatacją pokładów wyżej lub niżej położonych lub zaangażowanych tektonicznie - powoduje zwiększenie nasilenia wstrząsów sejsmicznych w górotworze i pogarszanie się warunków eksploatacji oraz bezpieczeństwa. Szczególnie dotyczy to kopalń, w których są eksploatowane pokłady warstw siodłowych (grupa 500) - znanych z dużej skłonności górotworu do tąpań oraz występowania w stropach pokładów węgla grubych i mocnych ławic piaskowców, które są źródłem silnych wstrząsów sejsmicznych. W celu bliższego rozpoznania wpływu wstrząsów na zagrożenie zawałem stropu wyrobiska koryta-rzowego znajdującego się w zasięgu oddziaływania wstrząsu sejsmicznego, powstawania zagrożenia tąpnięciem ociosowym lub spągowym, a przede wszystkim - wpływu wstrząsów na zachowanie się i niezbędne zagęszczenie obudowy kotwiowej - podjęto badania symulacyjne, wykorzystując istniejące programy komputerowe GIG ze zmodyfikowaną częścią dotyczącą naprężeń dynamicznych powstających w górotworze pod wpływem wstrząsów sejsmicznych. Dobrano mianowicie odpowiednie programy, takie jak: CHODNIK - symulujący zasięg odspojenia stropu nad wyrobiskiem i wirtualny zawał stropu, TĄPANIA 1 - symulujący stopień zagrożenia i dynamikę tąpnięcia ociosowego wraz z ewentual-nym naruszeniem spągu oraz program FLOBURST - symulujący stopień zagrożenia i dynamikę tąpnięcia spągowego oraz przeprowa-dzono ogółem 114 cykli symulacji. W wyniku przeprowadzonych badań określono: wpływ magnitudy i odległości ogniska wstrząsu od analizowanego wyrobiska korytarzowego - na dodatkowe naprężenia dynamiczne w skałach stropowych, optymalną długość kotwi jako funkcję magnitudy (modelowano od zera do 3,4) oraz odległości hipocentralnej wstrząsu (modelowano przedział 50-400 m), warunki zaistnienia zagrożenia tąpnięciem ociosowym oraz oczekiwanej energii udaru masy skał spągowych - przy małym, średnim i dużym zagrożeniu wstrząsem sejsmicznym. Określono także optymalną długość i zagęszczenie kotwi w zależności od magnitudy i odległości ogniska wstrząsu sejsmicznego górotworu od analizowanego wyrobiska, dla typowej szerokości wyrobiska wynoszącej 6,0 m. Praca stanowi pierwszy (teoretyczny) etap projektu celowego pt. "Systemy kotwienia dla wyrobisk korytarzowych zagrożonych wstrząsami" - dofinansowanego przez Ministerstwo Nauki i Informatyzacji, zaś podjętego do wdrożenia przez Kompanię Węglową S.A. z poligonem doświadczalnym w kopalni "Jankowice".
Still growing depth of coal mining in Upper Silesian Coal Basin which is caused by exhaustion of reserves at shallow levels as well as working the seams being disturbed by mining at lower or upper horizons and seams tectonically engaged - are the reasons of ever growing frequency and energy of seismic events occurring in the area. Seismic tremors are badly affecting both mine safety of work and conditions for mining activity. In particular, this refers to those mines which are undertaking extractive works in anticline strata (group of seams numbered from 500 up) - as known from high bursting propensity indices of coal and thick layers of strong sandstones in the roof of coal seams, which are the sources of seismic events. Research work was undertaken to find closer relations between seismic events occurring in mines and roof strata falling hazard as well as rib bursting phenomena and dynamic floor heaving hazard at longwall entries. But first of all an effect of seismicity on behavior and parameters required for rock bolting systems were in the scope of investigations which have been done by numerical simulation with existing CMI computer programs by modifying of their dynamic stress related segment. Three programs were selected, namely: CHODNIK - simulating vertical range of roof fracturing over the roadway and virtual roof strata failure, TĄPANIA 1 - simulating a risk and dynamics of rib born coal burst as well as floor strata failure extent, FLOBURST - simulating a risk and the dynamics of floor strata heaving. Then, 114 runs of these programs were executed and as a result following was received: effect of magnitude and focal distance on dynamic stresses generated within roof strata, optimum length of roof bolts as a function of magnitude (from zero to 3.4 simulated) and focal distance of seismic event (from 50m to 400m simulated), conditions essential for rib born coal burst occurrence and energy of floor burst expected - for small, medium and high intensity of seismic event within nearby rock masses. Optimum length and spacing of roof bolts as dependent from magnitude and focal distance of seismic event was also received for typical rectangular cross section of an opening 6.0 meters wide. The work discussed is a first (theoretical) stage of a targeted research project "Rock bolting systems for mine roadways subjected to seismic tremors hazard" - sponsored by the Polish Ministry of Science and Informatics and ordered at the Central Mining Institute by Coal Company S.A. with experiments scheduled at Jankowice Colliery.
Źródło:: Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa; 2004, 4; 35-64
1643-7608
Pojawia się w:: Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa
Dostawca treści:: Biblioteka Nauki

Artykuł

Zmień widok

na półce

Skocz do pozycji: 3.

Tytuł:: Determination of the stress-strain state of rock mass and zone of inelastic deformation around underground mine excavation using modern methods of numerical modelling
Autorzy:: Ignatiev, Sergey A.
Sudarikov, Aleksandr E.
Imashev, Askar Zh.
Powiązania:: https://bibliotekanauki.pl/articles/2073903.pdf
Data publikacji:: 2021
Wydawca:: Główny Instytut Górnictwa
Tematy:: rock support
rock mass
surrounding rock mass
geomechanical process
mathematical modelling
zone of inelastic deformation
podpora skalna
górotwór
górotwór otaczający
proces geomechaniczny
modelowanie matematyczne
strefa deformacji niesprężystych
Opis:: The paper reviews methods and trends of numerical modelling of geomechanical processes around underground mine excavations. The most rational method of determining the additional stresses caused by the mine excavations is chosen. Mathematical modelling was performed for excavations of various cross sections and different strength of rocks. The dimensions of the inelastic deformation zone around the mine excavations have been identified. The area of the total fracture zone around the excavation, as well as the area of the roof fracture zone are calculated. The results of the fracture zone modelling are presented both as coordinates and in a graphical form. To simplify application of the modelling results, dependency plots of the obtained parameters were created and analytical dependencies of the fracture zone parameters were identified. The SURFER and KOMPAS software packages were used as the graphic tools to visualize the modelling results.
Źródło:: Journal of Sustainable Mining; 2021, 20, 3; 220--227
2300-1364
2300-3960
Pojawia się w:: Journal of Sustainable Mining
Dostawca treści:: Biblioteka Nauki

Artykuł

Zmień widok

na półce

Skocz do pozycji: 4.

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

Zmień widok

na półce

Skocz do pozycji: 5.

Tytuł:: Wpływ czynników naturalnych masywu skalnego na jego wytrzymałość określoną metodami penetrometryczną i laboratoryjną
Impact of natural features of the rockmass on its strength determined by penetrometric and laboratory methods
Autorzy:: Bukowska, M.
Kidybiński, A.
Powiązania:: https://bibliotekanauki.pl/articles/340708.pdf
Data publikacji:: 2002
Wydawca:: Główny Instytut Górnictwa
Tematy:: wytrzymałość skał
otwór wiertniczy
wilgotność skały
szczelina
wytrzymałość na ściskanie
rock strength
borehole
rock humidity
fissure
compressive strength
Opis:: W latach siedemdziesiątych w Głównym Instytucie Górnictwa opracowano penetrometryczną metodę badania wytrzymałości skał w otworach wiertniczych wykonywanych na ogół w stropie wyrobisk górniczych. Wyniki badań wytrzymałościowych skał tworzących strop wyrobisk, uzyskiwane tą metodą, stanowią podstawę do oceny jego stateczności i doboru optymalnej obudowy podporowej lub kotwiowej. Ze względu na to, że do obliczania stateczności górotworu używa się standardowych wyników badań laboratoryjnych, takich jak: wytrzymałość na jednoosiowe ściskanie (Rc, MPa), wytrzymałość na rozciąganie (Rr, MPa), moduł odkształcenia (Eo, MPa) itp., konieczne było znalezienie korelacji między wynikami tych badań a oporem (krytycznym ciśnieniem) penetracji, będącym wynikiem badań penetrometrycznych. Dokonano tego sposobem przybliżonym, bez szczegółowej analizy wilgotności i szczelinowatości skał i otrzymano współczynnik przeliczeniowy krytycznego ciśnienia penetracji na wytrzymałość na ściskanie wynoszący 1,2 i współczynnik przeliczeniowy krytycznego ciśnienia penetracji na wytrzymałość na rozciąganie równy 0,077. Stosowanie tych współczynników przez wiele lat wykazało, że w szeregu przypadkach zachodzą znaczne odchylenia uzyskanych w ten sposób wyników od wyników badań laboratoryjnych. Wobec powyższego przeprowadzono powtórne próby korelacji, w których uwzględniono zmienność litologiczną skał, ich wilgotność oraz stan spękania. Dla skał płonnych oraz dla węgli pokładów GZW obliczono liczbę a = Rc ps/pm,, wyrażającą stosunek wytrzymałości na ściskanie do maksymalnego ciśnienia penetrometrycznego oraz liczbę b = Rr ps/pm będącą stosunkiem wytrzymałości na rozciąganie do niszczącego ciśnienia penetrometrycznego. Rozrzut wartości liczby a dla wszystkich przebadanych skał wraz z wartościami średnimi przedstawiono na rysunku 1. Wartości liczby a zależą od rodzaju skały i wynoszą 0,7-1,9, średnio dla całej populacji przebadanych próbek skalnych a = 1,3. Zmienność wartości liczby a dla poszczególnych odmian litologicznych z tych rejonów badań, gdzie pomiary ciśnień niszczących nie były obniżone oddziaływaniem różnych czynników naturalnych, w tym spękań i powierzchni osłabienia, przedstawiono na rysunku 2. Mieszczą się one w przedziale wartości 0,72-1,18. Zróżnicowanie wartości liczby b wyrażającej stosunek laboratoryjnej wytrzymałości na rozciąganie do niszczącego ciśnienia penetrometrycznego in situ zilustrowano na rysunku 5. Wartości liczby b zależą od rodzaju skały i zawierają się w przedziale wartości 0,037-0,073. Badania laboratoryjne wytrzymałości skał na ściskanie wykonano na próbach w stanie powietrzno--suchym (ps) oraz, po raz pierwszy w badaniach geomechanicznych, w stanie nasycenia kapilarnego (nk). Spośród badanych typów skał najwyższy współczynnik korelacji pomiędzy wytrzymałością na ściskanie określoną w stanie powietrzno-suchym i w stanie nasycenia kapilarnego wykazały piaskowce (rys. 4). Spadek wytrzymałości na ściskanie w stanie nasycenia kapilarnego w stosunku do wytrzymałości w stanie powietrzno-suchym wyniósł od 20 do 40%. Z uwagi na różnice w wilgotności naturalnej górotworu i próbek laboratoryjnych, zalecono przeprowadzanie badań laboratoryjnych piaskowców w stanie nasycenia kapilarnego nawiązującego do wilgotności naturalnej skał i do nasycenia skał wodą w strefie przyotworowej, do którego dochodzi w strefie oddziaływania płuczki wiertniczej, a badania mułowców, iłowców i węgli w stanie powietrzno-suchym, który w przybliżeniu odpowiada wilgotności naturalnej po odsączeniu z górotworu wody wolnej. Różnice w wytrzymałości próbek laboratoryjnych oraz ciśnień krytycznych iglicy penetrometru otworowego mogą również wynikać z oddziaływania tzw. czynnika skali, czyli różnicy wielkości (objętości) obciążanego w badaniach obszaru skały. Autorzy przeprowadzili obliczenia wpływu defektów strukturalnych na różnice wytrzymałości według teorii Weibulla i Hoeka/Browna, na podstawie których stwierdzili, że wzrost wymiaru próbki z 5 mm (średnica iglicy) do 50 mm (wymiar próbki laboratoryjnej) powoduje spadek wytrzymałości skal średnio od 33,7% (wg Hoeka/Browna) do 57,7% (wg Weibulla) i tylko w nieznacznym stopniu jest uzależniony od rodzaju skały. Wyższe wartości pro w stosunku do Rc tych samych skał mogą być interpretowane jako skutek odmiennego stanu naprężeń w badaniach laboratoryjnych (jednoosiowe ściskanie) oraz próbie penetrometrycznej (wciskanie tłocznika w półprzestrzeń materialną), jakkolwiek przy małej grubości warstwy obciążanej tłoczkiem penetrometru wpływ tego czynnika jest zapewne niewielki. Wpływ spękań i powierzchni osłabienia obserwowany był w przypadku piaskowców i iłowców. Badaniami stwierdzono spadek niszczącego ciśnienia penetrometrycznego w stosunku do wytrzymałości na ściskanie o 23-66%. Mając na uwadze fakt, że w czasie badań wykonywanych penetrometrem otworowym szczegółowe zidentyfikowanie odmiany litologicznej w otworze na określonej głębokości jest często bardzo trudne, można zalecić stosowanie ogólnego współczynnika przeliczeniowego a o wartości 1,0, a współczynnika b o wartości 0,055.
In the 1970s at the Central Mining Institute a penetrometric testing method was worked out, related to rock strength in boreholes, made mostly within roof strata of mine openings. Results of strength tests on rocks obtained when using this method made it possible to assess roof stability and to select optimum standing supports or roof bolting system. Having in mind that for rock mass stability calculations standard laboratory test results are used, such as uniaxial compressive strength (Rc, MPa), tensile strength (Rr, MPa) and deformation modulus (Eo, MPa) it was necessary to find correlation between results of these tests and penetration resistance (ultimate pressure) resulting from penetrometer tests. This was carried out by means of an approximate method, without detailed analysis of rock humidity and fracturing, and coefficient of ultimate pressure conversion to compressive strength, valued 1.2, was obtained (0.077 for tensile strength). The use of these coefficients throughout the years has shown that in some cases deviations of results obtained in this manner from the results of laboratory tests were considerable. New correlation tests were carried out therefore taking account of lithologic variety of rocks, their humidity and fracturing status. For barren rocks and coal from Silesian seams the number a = Rc ps/pm has been calculated, where Rc ps is compressive strength and pm is maximum penetrometric pressure, as well as number b = Rr ps/pm, where Rr ps is tensile strength. The scatter of a for all tested rocks along with the average values were presented in Fig. 1. The value of a depends on type of rock and amounts 0.7-1.9, (1.3 being an awerage). Variation of a for lithologic species from those areas where pressure measurements were not affected by structural factor such as fissures and cleats is presented in Fig. 2 and ranges from 0.72 to 1.18. The scatter of b is shown in Fig. 5 where various rocks differ from 0.037 to 0.073. Laboratory tests of compressive strength were carried out on samples in air-dry state (ps) and in capillary saturation state (nk). Among tested types of rocks sandstones have the highest correlation coefficient between compressive strength determined in air-dry state and capillary saturation (Fig. 4). Drop of compressive strength in capillary saturation state in relation to strength in air-dry state amounted from 20 to 40 per cent. Considering differences between natural humidity of rockmass and laboratory samples it is recommended to carry out laboratory tests on sandstones in capillary saturation state but tests on mudstones, shales, and coal in air-dry state. Differences regarding strength of laboratory samples and ultimate pressures at borehole penetrometer plunger can also result from scale factor, i.e. difference between magnitude (volume) of rock area loaded. Authors performed calculations related to effect of structural defects on strength according to Weibul's and Hoek/Brown's theories. It was found that increasing of sample size from 5 mm (plunger diameter) to 50 mm (laboratory sample size) causes strength drop of 33.7% (Hoek/Brown) to 57.7% (Weibull) of laboratory value and do not depend on rock type. Higher p" in relation to Rc of the same rocks can be interpreted as a result of different stress state in laboratory tests (uniaxial compression) and penetrometric test (piston element penetration) however in case of low thickness of layer loaded effect of this factor is insignificant. The influence of fissures and fractures was observed in case of sandstones and shales, as a drop of penetrometer pressure in relation to laboratory tests by 23-66 per cent. Finally, having in mind that during penetrometer testing lithological layers in borehole are hard to detect it is recommended to use coversion coefficient a of 1.0 but coefficient b of 0.055 value.
Źródło:: Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa; 2002, 1; 35-46
1643-7608
Pojawia się w:: Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa
Dostawca treści:: Biblioteka Nauki

Artykuł

Zmień widok

na półce

Skocz do pozycji: 6.

Tytuł:: Dynamiczne oddziaływanie wstrząsów górotworu na wyrobiska korytarzowe w zależności od orientacji płaszczyzny pękania w ognisku wstrząsu
Dynamic influence of rock mass tremors on roadways according to the orientation of the cracking plane in the tremor focus
Autorzy:: Stec, K.
Masny, W.
Powiązania:: https://bibliotekanauki.pl/articles/340965.pdf
Data publikacji:: 2011
Wydawca:: Główny Instytut Górnictwa
Tematy:: wstrząsy górotworu
wyrobiska korytarzowe
program FLAC 2D
rock burst hazard
rock mass tremors
FLAC 2D programme
Opis:: W artykule przedstawiono wyniki teoretycznego modelowania dynamicznego oddziaływania wstrząsów, o ścinającym mechanizmie ognisk, na wyrobisko korytarzowe. Przy wykorzystaniu programu FLAC 2D został opracowany model górotworu, w którym symulowano dynamiczne oddziaływanie sinusoidalnego impulsu przyłożonego do płaszczyzny utożsamianej z płaszczyzną pękania w ognisku wstrząsu. Uzyskane teoretyczne wartości PPV, zarejestrowane w stropie wyrobiska, były zależne od kąta orientacji płaszczyzny pękania i można je było skorelować z rozkładem radiacji fali sejsmicznej S. Najsilniejsze oddziaływanie na wyrobisko górnicze miał impuls dynamiczny przyłożony do płaszczyzny pękania położonej poziomo względem stropu wyrobiska górniczego. Wynik ten był zgodny z radiacją sejsmiczną fali S przy poślizgowym modelu ogniska wstrząsu. Z kolei, najmniejsza radiacja sejsmiczna dla fali S względem poziomej płaszczyzny wyrobiska, występowała przy pionowym położeniu płaszczyzny pękania w ognisku. W tym przypadku wartości PPV również były najmniejsze.
The article presents the results of theoretical modelling of the dynamic influence of termors, with a shearing focus mechanism, on the roadway. Using the FLAC 2D programme, a rock mass model has been worked out, in which the dynamic influence of the sinusoidal impulse applied to the plane indentified with the cracking plane in the tremor focus was simulated. The obtained theoretical PPV values, registered in the working’s roof, were subject to the angle of orientation of the cracking plane and they could be correlated with the radiation distribution of the seismic wave S. The strongest influence on the mine working had the dynamic impulse applied to the cracking plane situated horizontally towards the roof of the mine working. The result was consistent with the seismic radiation of wave S in case of a sliding model of the tremor focus. In turn, the lowest seismic radiation for the wave S towards the horizontal plane of the working occurred in the case of the vertical position of the cracking plane in the focus. In this case the PPV values were also the lowest ones.
Źródło:: Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa; 2011, 2; 101-114
1643-7608
Pojawia się w:: Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa
Dostawca treści:: Biblioteka Nauki

Artykuł

Zmień widok

na półce

Skocz do pozycji: 7.

Tytuł:: Stress-strain characteristics as a source of information on the destruction of rocks under the influence of load
Autorzy:: Bogusz, A.
Bukowska, M.
Powiązania:: https://bibliotekanauki.pl/articles/92094.pdf
Data publikacji:: 2015
Wydawca:: Główny Instytut Górnictwa
Tematy:: skały
obciążenie
niszczenie skały
rocks
load
rock destruction
Opis:: This paper presents the problems associated with the complete stress-strain characteristics of the destruction of rocks under load, in the full range of their strain. The most important factors influencing the course of a stress-strain curve are discussed, i.e.: the shape and size of samples and the conditions experienced when conducting the experiment in a testing machine. Presented mechanical and energy parameters were obtained in laboratory tests carried out by loading rock samples in a servo controlled testing machine as well as some indices devised on the basis of these parameters. The interpretation of complete stress-strain characteristics allow solve various issues connected with underground mining, especially assessing natural hazards which are common in underground mining for minerals, as well as designing and managing mining works within underground workings.
Źródło:: Journal of Sustainable Mining; 2015, 14, 1; 46-54
2300-1364
2300-3960
Pojawia się w:: Journal of Sustainable Mining
Dostawca treści:: Biblioteka Nauki

Artykuł

Zmień widok

na półce

Skocz do pozycji: 8.

Tytuł:: Promieniotwórczość naturalna węgli kamiennych i frakcji gęstościwoych o zróżnicowanej budowie petrograficznej i chemicznej
Natural radioactivity of hard coals and coal density fractions of differentiated petrografical and chemical construction
Autorzy:: Róg, L.
Powiązania:: https://bibliotekanauki.pl/articles/340675.pdf
Data publikacji:: 2005
Wydawca:: Główny Instytut Górnictwa
Tematy:: promieniotwórczość naturalna
węgiel kamienny
natural radioactivity
rock coal
Opis:: Węgiel kamienny, jak każdy surowiec mineralny, charakteryzuje się pewną zawartością naturalnych izotopów promieniotwórczych. Ich ilość zależy od ilości i rodzaju zanieczyszczeń zawartych w węglu. Zawartość naturalnych izotopów promieniotwórczych w stałych odpadach ze spalania węgla kamiennego jest jednym z podstawowych parametrów decydujących o możliwościach ich wykorzystania. Wymagania stawiane przez ochronę środowiska i odbiorców węgla kamiennego zmuszają do produkcji sortymentów o ściśle określonych parametrach jakościowych. Spełnienie tych wszystkich wymagań jest możliwe jedynie przy dobrej znajomości parametrów jakościowych węgla stanowiącego nadawę do procesów wzbogacania. Optymalizacja procesu wzbogacania w cieczach ciężkich na podstawie znajomości składu petrograficznego nadawy, a także zależności między składem petrograficznym węgla i składem chemicznym popiołu a interesującą nas właściwością czy składnikiem, daje możliwość uzyskania koncentratów węglowych o właściwościach wymaganych lub zbliżonych do wymaganych przez odbiorców. Zależności między składnikami petrograficznymi węgla i współwystępującą z nimi substancją mineralną (charakteryzowaną składem chemicznym popiołu) a zawartością naturalnych izotopów promieniotwórczych są słabo rozpoznane. Znajomość tych zależności daje możliwość produkcji węgli energetycznych, przyjaznych dla środowiska nie tylko z uwagi na konieczność ograniczania emisji, ale również dzięki temu, że powstające podczas ich spalania odpady, mogą być wykorzystywane do produkcji materiałów budowlanych lub bezpiecznie składowane. Badania wykazały, że zawartość radionuklidów różnicuje się w zależności od klasy ziarnowej węgla (sortymentu). Maksymalne zawartości poszczególnych izotopów są znacznie większe w miałach niż w sortymentach grubych i średnich. W sortymentach grubych i średnich wrasta stężenie radionuklidów wraz ze wzrostem sumarycznej ilości macerałów grupy witrynitu i karbargilitu, w którym substancja mineralna współwystępuje z witrynitem. W sortymentach grubych i średnich stwierdzono regularny wzrost zawartości wszystkich izotopów w miarę wzrostu zawartości popiołu. W przypadku miałów taka korelacja jest wyraźnie widoczna dla izotopu 40K. Zawartość radionuklidów zmienia się również wraz ze wzrostem gęstości węgla. W miarę wzrostu gęstości wydzielonych frakcji zwiększa się zawartość popiołu i stężenia izotopów promieniotwórczych. Maleje zawartość czystych, niezmineralizowanych mikrolitotypów witrynitowych: witrytu, klarytu witrynitowego oraz duroklarytu. Wzrasta natomiast wyraźnie zawartość karbominerytu, głównie karbargilitu (połączenia substancji węglowej z substancją ilastą). Najczęściej są to ziarna witrynitowe i klarytowe przesycone substancja ilastą (zmineralizowany witryt). Wraz ze wzrostem ilości popiołu, karborninerytu i izotopów promieniotwórczych we frakcjach zwiększa się zawartość Si02 i K20. Maleje natomiast zawartość: Fe203 i CaO, Na20, S03 i P205. Wzrasta również zawartość: As i Rb, a obniża się zawartość Co, Cr, Cu, Mn, Ni, Sr i V.
For hard coal, as for any other raw mineral material, some content of natural radioactive isotopes is characteristic. Their quantity depends of quantity and kind of contaminants contained in coal. Content of natural radioactive isotopes in solid waste materials from hard coal combustion is one of basic decisive parameters about possibilities of their utilisation. The demands put up by environmental protection and requirements of hard coal receivers force production of assortments with rigorously defined quality parameters. Fulfilment of all these requirements is possible only under the condition of good knowledge concerning qualitative parameters of coal constituting material fed mechanically for enriching processes. An optimisation of enriching process in heavy liquids on the ground of knowledge concerning fed material petrografical composition, as well as relations between petrografical composition of coal and ash chemical composition and the property or component we are interested in, gives us the possibility of obtaining of coal-extracts with required properties or closed to the properties required by receivers. Relations between petrografical components of coal and coincidental mineral matter (characterised by chemical composition of ash) and content of natural radioactive isotopes are only weakly recognised. The knowledge of these dependencies gives possibility of production of steaming coals, environmentally friendly not only because of necessity of its issue limiting, but also owing to the fact that arising during their combustion waste materials can be used in production of building materials or may be safely dumped. Investigations demonstrated that the content of specific radionuclides differentiates depending of coal grain-size categories. Maximal contents for each of isotopes are considerably greater in fines than in large and average coal sizes. For large and average size grades, concentration of radionuclides increases together with increase of total maceral quantities of group vitrinite and carbargilite, in which mineral matter coincides with vitrinite. For large and average size grades, regular increase of content of all isotopes was ascertained together with increase of ash content. In the case of fines such a correlation is clearly visible for isotope 40K. Radionuclides content also changes together with increase of coal density. As the density of extracted fractions grows larger, the content of ash and concentrations of radioactive isotopes increases. Decreases the content of clear, non-mineralised vitrinite microlitotypes: vitrite, vitrinite clarite and hardening clarite. However, clearly increases significantly content of carbominerite, mostly carbargilite (connections of coal-matter with silty matter). Most often these are the grains of vitrinite and clarite permeated with silty matter (mineralised vitrite). Together with growing quantity of ash, carbominerite and radioactive isotopes, the content of Si02 and K20 in fractions increases. However, decreases content: Fe203 and CaO, Na20, S03 and P205. Increases also content As and Rb, and drops content Co, Cr, Cu, Mn, Ni, Sr and V.
Źródło:: Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa; 2005, 3; 81-101
1643-7608
Pojawia się w:: Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa
Dostawca treści:: Biblioteka Nauki

Artykuł

Zmień widok

na półce

Skocz do pozycji: 9.

Tytuł:: Tąpnięcia a kierunki osłabienia górotworu
Rockbursts with regard to the directions of weakening the rock mass
Autorzy:: Patyńska, R.
Powiązania:: https://bibliotekanauki.pl/articles/340623.pdf
Data publikacji:: 2003
Wydawca:: Główny Instytut Górnictwa
Tematy:: górotwór
sejsmiczność
tąpnięcia
Górnośląskie Zakłady Węglowe
seismicity
rockburst
rock mass
Opis:: Na zagrożenie tąpaniami, poza warunkami geologicznymi, istotny wpływ mają roboty górnicze zarówno w pokładzie, jak i pokładach wyżej i niżej zalegających. Zakłócenia w sejsmiczności indukowanej powodowane są między innymi przez resztki, krawędzie, czy nadmierne rozcięcie pokładu wyrobiskami korytarzowymi. Skutki zaszłości eksploatacyjnych w większości pól wybierkowych spełniają istotną rolę odprężającą bądź koncentrują naprężenia, często na znacznych powierzchniach pól ścianowych. Dodatkowy problem - w tym duże prawdopodobieństwo generowania licznych wstrząsów, także wysokoenergetycznych - stanowi występowanie uskoków w polu ścianowym, o zrzutach możliwych do przejścia frontem ściany. W związku z powyższym, w celu prawidłowego dobrania rodzaju i zakresu metod profilaktyki tąpaniowej, ważne jest ustalenie odległości frontu eksploatacyjnego od płaszczyzny uskokowej, przy której zmienia się aktywność sejsmiczna górotworu, a tym samym i stan zagrożenia tąpaniami Jednoznaczne informacje z tego zakresu uzyskano z analizy warunków zaistniałych tąpnięć w strefach uskokowych i poza nimi. Tąpnięcia jakie wystąpiły w rejonach skutków związanych z tektoniką lokalną wykazały, że aktywność sejsmiczna indukowana w odległości š 50 m od uskoku jest porównywalna, co wskazuje na zasięg oddziaływania uskoku. W celu zobrazowania oddziaływań górotworu na wyrobiska górnicze ważna jest dobra znajomość warunków zalegania nadkładu w rejonach eksploatacji, w tym przestrzenna orientacja stanu zagrożenia tąpaniami oraz właściwego projektowania i usytuowania frontów eksploatacyjnych. Zazwyczaj zmniejszanie zagrożenia tąpaniami uzyskuje się przez stosowanie profilaktyki, polegającej na dezintegracji ośrodka skalnego w otoczeniu wyrobiska. Dlatego właściwe zorientowanie frontów eksploatacyjnych względem kierunków rzeczywistego osłabienia górotworu może także w całym cyklu prowadzonych prac powodować zmniejszenie stanu zagrożenia. Istotne do określenia wpływu kierunku eksploatacji pokładów węgla na stan zagrożenia tąpaniami były dane statystyczne o tąpaniach zaistniałych w kopalniach węgla kamiennego w latach 1989-2001. Konfrontacja udziału łupności czy uskoków z geologiczno-górniczymi uwarunkowaniami eksploatacji wskazuje na możliwość ograniczania zagrożenia tąpaniami, poprzez właściwe ustalenie kierunku biegu ścian względem zalegania pokładu, szczególnie zaś przy uwzględnianiu płaszczyzn strukturalnych osłabień naturalnych i eksploatacyjnych. Wnioski zawarte w pracy odnoszą się do sposobu określania stref zaangażowania tektoniki lokalnej, warunków dopuszczalnych i zalecanych kierunków zorientowania frontów eksploatacyjnych względem kierunków zalegania płaszczyzn osłabienia spoistości górotworu Uwzględnienie powyższych ustaleń przy opracowywaniu projektów eksploatacji pozwoli na poprawę bezpieczeństwa pracy i umożliwi selektywny dobór aktywnej profilaktyki tąpaniowej.
The rockburst hazard is significantly influenced, apart from geological conditions, by underground working, both in the seam and in those located below and above. The disturbance in the induced seismicity result from, among the other things, the remainders, edges or excesive splitting of the seam with headings. The consequences of former mining events play, in the majority of panels, an important stress - relieving role or concentrate the stress, often over large surfaces of longwall panels. An additional problem, including the probability of generation of numerous tremors, also high-energy ones, is the presence of faults in the longwall panel with the thrusts likely to be passed by the longwall front. In this connection, with the aim to select properly the sort and scope of the rockburst prevention methods, it is important to determine the distance of the mining front from the fault plane, at which the seismic activity of the rock mass changes, and thereby the rockburst hazard condition. The unambiguous information in this field was obtained from analyses of the conditions of rockbursts that occurred in the fault zones and outside them. The rockbursts which occurred in the regions of the effects connected with local tectonics have revealed that the induced seismic activity at a distance of+50 m from the fault is comparable, which points at the range of influence of the fault. With the aim to illustrate the effects of the rock mass on mine workings, of importance is the knowledge of conditions of the overburden deposition in the regions of mining, in that spatial orientation of the rockburst hazard condition, and of proper designing and location of mining fronts. As a rule, the reduction of the rockburst hazard is obtained through the use of prevention relying on disintegration of the rock environment in the surroundings of the working. Therefore, an adequate orientation of mining fronts in relation to real weakening of of the rock mass can also result in reduction of the level of hazard, in the entire cycle of the work performed. Important for determining the effects of the direction of extraction of coal seams were the statistical data on the rockbursts that occurred in the hard coal mines over the years 1989-2001. The share of cleavage or faults confronted with the geological - mining condition of mining operations conducted points at the possibility of limiting the rockburst hazard through proper determining the directions of the longwall advance in relation to the seam deposition, and, in particular when taking into account the planes of structural weakening, both natural and resulting from mining. The conclusions included in the study relate to the method of defining the zones of engagement of local tectonics, admissible conditions and recommended directions of orientation of mining fronts in relation to directions of deposition of the planes of weakened cohesion of the rock mass. The consideration of these findings in designing the plans of mining will enable to improve the safety at work and will make the selective selection of rockburst prevention possible.
Źródło:: Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa; 2003, 1; 37-59
1643-7608
Pojawia się w:: Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa
Dostawca treści:: Biblioteka Nauki

Artykuł

Zmień widok

na półce

Skocz do pozycji: 10.

Tytuł:: Metoda obliczania wskaźnika szczelinowatości RQD na podstawie wyników badań wykonanych hydraulicznym penetrometrem otworowym
Method of scaling of slit index RQD on base of result of research executed hydraulic gap penetrometer
Autorzy:: Nierobisz, A.
Masny, W.
Powiązania:: https://bibliotekanauki.pl/articles/340228.pdf
Data publikacji:: 2004
Wydawca:: Główny Instytut Górnictwa
Tematy:: szczelinowatość
wskaźnik podzielności rdzenia
RQD
penetrometr
slit
rock quality designation
penetrometer
Opis:: Podstawową cechą masywu skalnego, odróżniającą go od małych próbek, jest występowanie po-wierzchni nieciągłości i spękań, które powodują jego podzielność na mniejsze bloki. W polskich kopalniach węgla przestrzenną orientację powierzchni spękań określa się najczęściej w formie tak zwanej róży spękań. Oprócz przestrzennej orientacji spękań i szczelin ważna jest ich liczba w stosunku do rozpatrywanej długości, powierzchni czy też objętości masywu skalnego. Jednym z najczęściej stosowanych liniowych wskaźników szczelinowatości, zawartych w zasadach doboru obudowy odrzwiowej wyrobisk korytarzowych kopalń węgla (Rułka K. i inni 2000) oraz w przepisach warunkujących zastosowanie obudowy kotwiowej (Rozporządzenie… 2002), jest wskaźnik podzielności rdzenia RQD (Rock Quality Designation) opracowany przez Deere'a. Praktyka projektowania obudowy kotwiowej ostatnich trzynastu lat wykazała, że uzyskane wartości RQD nie odzwierciedlały warunków in situ. Zauważono, że wartości te w dużym stopniu zależą od techniki wiercenia oraz sposobu transportu rdzenia do laboratorium. Ponadto, zdarzało się, że wykonano bezrdzeniowo otwór do badań penetrometrycznych. W związku z tym zaszła konieczność określania RQD inną metodą. Autorzy na podstawie zależności podanej przez A. Kidybińskiego (Kidybiński A. i inni 1999) zaproponowali metodę określania RQD na podstawie badań penetrometrycznych. W celu określenia zasadności tej metody została przeprowadzona analiza statystyczna. Potwierdziła ona wiarygodność otrzymanych wyników. Stwierdzono, że liczba 29 oznaczeń jest wystarczająca, aby na poziomie istotności = 0,1 i przy dokładności oznaczenia d = 0,1 określić empiryczną zależność między RQD obliczonym na podstawie oględzin rdzenia i metodą penetrometryczną RQD = WdRQDp gdzie Wd - wskaźnik dopasowania należący do przedziału (0,67-1,23), średnia 0,95. Nie ma również podstaw do odrzucenia stwierdzenia, że wyniki badań szczelinowatości uzyskane na podstawie oględzin rdzenia oraz badań penetrometrycznych pochodzą z jednej populacji. Aspektem praktycznym prezentowanej metody jest możliwość określania szczelinowatości górotworu dwoma równoważnymi, niezależnymi metodami. Istnieje tym samym możliwość dokładniejszego projektowania wyrobisk podziemnych. W celu zwiększenia precyzji metody są prowadzone dalsze badania.
Basic feature of rocky massif, distinguishing it from small samples, it is occurrence of surface of uncontinuity and cracks, which cause its divisibility on smallest blocks. In Polish coal mines three-dimensional orientation of cracks surface is defined in the form of so called rose of cracks. Except three-dimensional orientation of uncontinuity and slits is important its number relatively to treat length slots, surface as well as capacity of rocky massif. One of most often linear slit index applicable, included in principles of casings coal corridor selec-tions (Rułka K. and other 2000 ) and in regulations stipulating employment casing (Disposition of Minister of Economy from 28 June 2002), is index of core divisibility RQD (Rock Quality Designa-tion) processed by Deere. It has exerted practice of project design of casing last thirteen years, that obtained values RQD did not mirror conditions in situ. It noticed, that these values depend on technique of drilling and manner of transport of core to laboratory. Besides, it happened, that it execute without - core opening for penetrometrical researches. Thus, necessity has reached of RQD definition by other method. Authors on base of dependence served by A. Kidybiński (Kidybiński A. and other 1999) have suggested method of RQD definition on base of penetrometrical researches. Statistic analysis has been carried for this determination of legitimacy of method. It has confirmed credibility of received result. It ascertain, that number of 29 designations is sufficing, in order to at the level of essentiality = 0.1 and at accuracy of designation d = 0.1 define empirical dependence between RQD calculated behind assistance of survey of core and penetrometrical method RQD = WdRQDp where Wd - fitting index from (0.67-1.23), average 0.95. It does not exist also bases for rejection of affirmation, that results of slitting research on base of survey of core and penetrometrical researches are from one population. Practical aspect of presented method is capability of definition of rock slit by two equivalent, independent methods. It exists same exact project design of underground excavation. Farthest research are led for boost of precision of method.
Źródło:: Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa; 2004, 4; 21-34
1643-7608
Pojawia się w:: Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa
Dostawca treści:: Biblioteka Nauki

Artykuł

Zmień widok

na półce

Skocz do pozycji: 11.

Tytuł:: Wskaźnikowe metody oceny skłonności do tąpań skał i gorotworów
Indicative methods for assessment of liability of rock and rock mass to rock-bumps
Autorzy:: Bukowska, M.
Powiązania:: https://bibliotekanauki.pl/articles/340466.pdf
Data publikacji:: 2005
Wydawca:: Główny Instytut Górnictwa
Tematy:: górotwór
tąpania
Górnośląskie Zagłębie Węglowe
Upper Silesian Coal Basin
rock mass
rockburst
Opis:: W artykule przedstawiono opracowane w ostatnich łatach w GIG wskaźniki skłonności skał i górotworu do tąpań stosowane dotychczas, a także nowo opracowane. Podstawę opracowania nowych wskaźników stanowiły badania z wykorzystaniem sztywnej maszyny wytrzymałościowej, w której uzyskuje się charakterystykę mszczenia skały w pełnym zakresie odkształcenia. Ponadto, opisano wskaźniki na tle metod analitycznych i laboratoryjnych, w których uwzględniono jedynie przedzniszczeniową charakterystykę naprężeniowo-odkształceniową ściskanych próbek skalnych.
Lately elaborated in Central Mining Institute indices of rocks and rock mass to rock-bumps are presented in the paper. The tests with rigid strength machine were the basis for the elaboration of new indices. Such machine enables to obtain the characteristics of rock destruction in the full range of deformation. Furthermore, the indices were described against the background of analytical and laboratory methods, where only the predestructive stress - deformation characteristic of compressed rock samples was taken into consideration.
Źródło:: Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa; 2005, 2; 95-107
1643-7608
Pojawia się w:: Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa
Dostawca treści:: Biblioteka Nauki

Artykuł

Zmień widok

na półce

Skocz do pozycji: 12.

Tytuł:: Określenie optymalnych charakterystyk wykorzystania hydromechanicznej metody urabiania węgla z zastosowaniem strugu w różnych warunkach geologiczno-górniczych
Determination of optimal use of hydromechanical method of coal mining using plane in various geological-mining conditions
Autorzy:: Fomiczew, W.
Krowiak, A.
Powiązania:: https://bibliotekanauki.pl/articles/340510.pdf
Data publikacji:: 2012
Wydawca:: Główny Instytut Górnictwa
Tematy:: skała
węgiel
zasoby
urabianie
urabianie strugami
strug
zastosowanie
górnictwo
systemy eksploatacji
hydromechanika
koncepcja
coal
rock
resources
rock mining
plane mining
plane
using
mining
operating systems
hydromechanics
concept
Opis:: W artykule przeanalizowano możliwość efektywnego stosowania metody hydromechanicznego urabiania węgla z wykorzystaniem wyprzedzającego podcinania strumieniem wody w pokładzie urabianym strugiem. Istotą metody jest wstępne podcinanie ociosu na poziomie stropu i spągu, strumieniem wody pod dużym ciśnieniem, w celu zmniejszenia sił spójności i przylegania warstwy węgla do skał. W efekcie uzyskuje się znaczące zmniejszenie siły niezbędnej do urabiania górotworu i w rezultacie mniejszy wydatek energetyczny na jednostkę urobku. Podcinania dokonuje się cienkim strumieniem wody tłoczonej przez specjalnie uformowane dysze pod bardzo wysokim ciśnieniem tłocznym, powyżej 100 MPa. Przy oddziaływaniu tego strumienia wody na górotwór, jego energia przekształca się w pracę mechaniczną cięcia, a sam strumień staje się narzędziem tnącym. W rozpatrywanym procesie urabiania górotworu są stosowane dwa sposoby niszczenia materiału – jest to cięcie nożami struga z wykształceniem elementarnego wióra i uderzeniowe niszczenie strumieniem wody. Samo nacięcie strumieniem wody nie powoduje tworzenia się szczelin lub stref deformacji plastycznej w górotworze, a skała jest niszczona natychmiast na całym obszarze przyłożenia obciążenia, bez powodowania efektu krawędziowego. Dlatego też ciśnienie wody niezbędne do wykonania nacięcia jest wprost proporcjonalne do granicznej wytrzymałości materiału na jednoosiowe ściskanie. W artykule określono uogólnione zależności między regulowanymi parametrami podcinania i stratami energii zużytej na urabianie węgla zalegającego w skałach o wysokich charakterystykach wytrzymałościowych. Z przywołanych w artykule pozycji literatury wynika, że z technologicznego punktu widzenia najbardziej racjonalne głębokości nacinania strumieniem wody powinny mieścić się w granicach 30–40 mm.
The article contains an assessment of the effectiveness of the application of hydromechanical destruction of coal deposits using the pre-emptive undercutting with waterjet in the deposite treated with plane. The aim of the work is to make a preliminary cutting of side wall at the roof and floor level, in order to reduce the cohesion and adhesion force between carbon layer and rocks. As a result of this cutting there is a significant reduction in force necessary to mine the rock mass and consequently less energy expenditure per mining unit. The undercutting is carried out by a thin water stream pressed by the specially formed nozzles under very high pressure discharged at above 100 MPa. When this water stream has the influence on the material, its energy is converted into cutting mechanical work, and the stream itself becomes the cutting tool. In the process of mining the rock mass, the two technologies of material destruction are present - cutting with plane blades with elementary chip as well as impact destruction by the water stream. The cut with water stream does not cause the formation of cracks or zones of plastic deformation in rock masses and the rock is destroyed immediately at the whole surface of application of the load, without causing the edge effect. Therefore, the water pressure necessary for the implementation of the incision is directly proportional to the border strength of the material to the uniaxial compressive strength. The article specifies the generalized relationship between adjustable undercutting parameters and levels of lost energy used for mining the coal occuring in the rocks of high strength characteristics. On the basis of the bibliography referred to in the article it can be stated that from the technological point of view the most rational depth of cutting with waterjet should be within the limits of 30-40 mm.
Źródło:: Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa; 2012, 4; 85-94
1643-7608
Pojawia się w:: Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa
Dostawca treści:: Biblioteka Nauki

Artykuł

Zmień widok

na półce

Skocz do pozycji: 13.

Tytuł:: Analysis of Youngs modulus for Carboniferous sedimentary rocks and its relationship with uniaxial compressive strength using different methods of modulus determination
Autorzy:: Małkowski, P.
Ostrowski, Ł.
Brodny, J.
Powiązania:: https://bibliotekanauki.pl/articles/92023.pdf
Data publikacji:: 2018
Wydawca:: Główny Instytut Górnictwa
Tematy:: Young's modulus
rock properties
rock deformability
elasticity limits
carboniferous sedimentary rocks
modulus ratio MR
moduł Younga
właściwości skał
odkształcalność skał
granice elastyczności
karbońska skała osadowa
współczynnik MR
Opis:: Young’s modulus (E) is one of the basic geomechanical parameters used in rock engineering in practice. It is determined based on uniaxial compressive test (UCS). However, according to International Society of Rock Mechanics it can be calculated by three different ways: as the tangent, secant and average modulus. The results from each method are significantly different. The UCS tests was carried out on 237 rock specimens with the slenderness ratio 2 of Carboniferous claystones, mudstones and sandstones. The axial deformation was always measured automatically by the displacement measurement device (LVDT) built into the testing machine and connected to the hydraulic piston. Then the Young’s modulus was calculated for each test by all three methods. The analysis of the results is presented in this paper to show the difference between all the three moduli calculated for each specimen, and to recommend the best method of Young’s modulus determination. First, the typical range of the elastic linear deformability for the chosen rock types was determined as 25-75% of the peak strength at confidence interval 95% for these sedimentary rocks. The modulus value distributions obtained from each calculation method were compared using statistical parameters: mean value, median, minimum, maximum, standard deviation, mean difference at confidence interval 95%, and non-uniformity coefficient. The proportions between average-secant modulus (Eav/Esec) and average-tangent modulus (Eav/Etan) for the rock samples were estimated. For the studied rocks the obtained values were: 1.10-1.32% for Eav/Esec, 1.08-1.25% for Etan/Esec and 1.01-1.06 for Eav/Etan (for Etan with the range of 20-80% of peak strength). These values show low coherence between secant and average modulus (ca. 23% difference) and good consistency of average and tangent modulus. Based on the analysis, tangent Young’s modulus is recommended as the guiding one at the constant range of 30-70% of the ultimate stress. Secant Young’s modulus, as it comprises not only elastic strain but the pore compaction as well, should be named as modulus of deformability. This conclusion was further confirmed by the regression analysis between UCS and E. The highest regression coefficients and the lowest standard error of the regression was obtained for tangent Young’s modulus determination method. In addition, modulus ratio MR for claystones, mudstones and sandstones was studied and determined as 274, 232 and 223 respectively.
Źródło:: Journal of Sustainable Mining; 2018, 17, 3; 145-157
2300-1364
2300-3960
Pojawia się w:: Journal of Sustainable Mining
Dostawca treści:: Biblioteka Nauki

Artykuł

Zmień widok

na półce

Skocz do pozycji: 14.

Tytuł:: Pole dynamicznego wytężenia skał stropowych wyrobiska korytarzowego po wstrząsie górotworu
The field of dynamie effort of roof strata of a roadway resulted from induced mining tremor occurrence
Autorzy:: Kidybiński, A.
Powiązania:: https://bibliotekanauki.pl/articles/340612.pdf
Data publikacji:: 2007
Wydawca:: Główny Instytut Górnictwa
Tematy:: wyrobisko korytarzowe
wstrząsy
górotwór
skała stropowa
dog heading
rock mass
roof strata
stress
Opis:: W artykule omówiono - na podstawie modelowania w skali 1:1 metodą cząstkową - zmienne parametry pola wytężenia górotworu stropowego nad wyrobiskiem korytarzowym w obudowie ŁP9 po wstrząsie górotworu, takie jak prędkość i kierunek chwilowych przemieszczeń, naprężenia dynamiczne, udział objętości zaangażowanej w ruchy poślizgowe (SF), makroporowatość oraz gradienty prędkości ruchu cząstek w kierunku pionowym i poziomym. Omówiono przebieg sumarycznej energii kinetycznej modelu w pełnym cyklu jego pracy i podano energię kinetyczną symulowanych na modelu wstrząsów stropowych. Zrealizowane badania modelowe tworzą podstawy do prognozowania dynamicznych obciążeń obudowy wyrobisk korytarzowych podczas wstrząsów górotworu.
Parameters of roadway's roof strata dynamic effort are analysed as based on PFC2D (Particle Flow Code) modelling and namely velocity and direction of particle displacement, dynamic stress, sliding fraction (SF), changing porosity and (x,y) gradient of particle displacement velocities. Complete kinetic energy of the model in a full cycle of static/dynamic loading is also analysed as dependent of tremor's kinetic energy induced to the roof strata. Fundamentals for possible forecasting of yielding arch type of steel supports dynamic loads are presented as a result of these investigations.
Źródło:: Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa; 2007, 2; 19-33
1643-7608
Pojawia się w:: Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa
Dostawca treści:: Biblioteka Nauki

Artykuł

Zmień widok

na półce

Skocz do pozycji: 15.

Tytuł:: Próba określenia dynamicznej mocy stojaka zmechanizowanej obudowy ścianowej przeznaczonego do pracy w warunkach zagrożenia wstrząsami górotworu – artykuł dyskusyjny
An attempt to determine the dynamic power of mechanized longwall housing leg designed to work in hazardous conditions of rock mass tremors – discussion article
Autorzy:: Szurgacz, D.
Powiązania:: https://bibliotekanauki.pl/articles/340913.pdf
Data publikacji:: 2011
Wydawca:: Główny Instytut Górnictwa
Tematy:: wstrząsy górotworu
zmechanizowana obudowa ścianowa
stojak
rock burst hazard
mechanized longwall housing
stand
Opis:: W artykule podjęto próbę określenia dynamicznej mocy stojaka pracującego w warunkach zagrożenia wstrząsami górotworu. Na podstawie badań eksperymentalnych dynamicznych zjawisk ciśnienia górotworu, mającego bezpośredni wpływ na obudowę zmechanizowaną, jak również pomiarów drgań występujących blisko ognisk wstrząsów górotworu, opracowano prezentowaną metodę. Opisano zakres analityczny metody oceny obciążenia i prób zabezpieczenia zmechanizowanej obudowy ścianowej, pracującej w warunkach dynamicznych obciążeń górotworu, z zastosowaniem pojęcia mocy.
The article presents the attempt to determine the dynamic power of a working leg in hazardous conditions of rock mass tremors. The research is based on experimental studies of dynamic phenomena of rock pressure which have a direct impact on the mechanized housing, as well as measurements of vibrations occurring near the outbreak of rock mass tremors. This paper describes the range of analytical methods assessing the load and the tests of the security of mechanized longwall housing working in a dynamic load of the rock mass.
Źródło:: Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa; 2011, 1; 79-87
1643-7608
Pojawia się w:: Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa
Dostawca treści:: Biblioteka Nauki

Artykuł

Zmień widok

na półce

Informacja

Wyszukujesz frazę "rock," wg kryterium: Temat

Źródło danych

Dostawca treści

Kolekcja

Rok wydania

Wydawca

Temat

Autor

Typ dokumentu

Język