Informacja

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

Wyszukujesz frazę "mining bolt" wg kryterium: Temat


Wyświetlanie 1-8 z 8
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:
Reinforcement of underground excavation with expansion shell rock bolt equipped with deformable component
Autorzy:
Korzeniowski, W.
Skrzypkowski, K.
Zagórski, K.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/178960.pdf
Data publikacji:
2017
Wydawca:
Politechnika Wrocławska. Oficyna Wydawnicza Politechniki Wrocławskiej
Tematy:
rock bolting
expansion shell rock bolt stiffness
deformable component
mining
Opis:
The basic type of rock mass reinforcement method for both preparatory and operational workings in underground metal ore mines, both in Poland and in different countries across the world, is the expansion shell or adhesive-bonded rock bolt. The article discusses results of static loading test of the expansion shell rock bolts equipped with originally developed deformable component. This component consists of two profiled rock bolt washers, two disk springs, and three guide bars. The disk spring and disk washer material differs in stiffness. The construction materials ensure that at first the springs under loading are partially compressed, and then the rock bolt washer is plastically deformed. The rock bolts tested were installed in blocks simulating a rock mass with rock compressive strength of 80 MPa. The rock bolt was loaded statically until its ultimate loading capacity was exceeded. The study presents the results obtained under laboratory conditions in the test rig allowing testing of the rock bolts at their natural size, as used in underground metal ore mines. The stress-strain/displacement characteristics of the expansion shell rock bolt with the deformable component were determined experimentally. The relationships between the geometric parameters and specific strains or displacements of the bolt rod were described, and the percentage contribution of those values in total displacements, resulting from the deformation of rock bolt support components (washer, thread) and the expansion shell head displacements, were estimated. The stiffness of the yielded and stiff bolts was empirically determined, including stiffness parameters of every individual part (deformable component, steel rod). There were two phases of displacement observed during the static tension of the rock bolt which differed in their intensity.
Źródło:
Studia Geotechnica et Mechanica; 2017, 39, 1; 39-52
0137-6365
2083-831X
Pojawia się w:
Studia Geotechnica et Mechanica
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Application of long expansion rock bolt support in the underground mines of Legnica-Głogów Copper District
Autorzy:
Skrzypkowski, K.
Korzeniowski, W.
Zagórski, K.
Dudek, P.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/178284.pdf
Data publikacji:
2017
Wydawca:
Politechnika Wrocławska. Oficyna Wydawnicza Politechniki Wrocławskiej
Tematy:
rebuilding of excavations
long expansion rock bolt support
ore mining
3D printing
Opis:
In the underground mines of the Legnica-Głogów Copper District (LGOM) the main way to protect the room excavation is the use of a rock bolt support. For many years, it has proven to be an efficient security measure in excavations which met all safety standards and requirements. The article presents the consumption of the rock bolt support in the Mining Department “Polkowice-Sieroszowice” in the years 2010-2015 as well as the number of bolt supports that were used to secure the excavations. In addition, it shows the percentage of bolt supports that were used to conduct rebuilding work and cover the surface of exposed roofs. One of the factors contributing to the loss of the functionality of bolt supports is corrosion whose occurrence may lead directly to a reduction in the diameter of rock bolt support parts, in particular rods, bearing plates and nuts. The phenomenon of the corrosion of the bolt support and its elements in underground mining is an extremely common phenomenon due to the favorable conditions for its development in mines, namely high temperature and humidity, as well as the presence of highly aggressive water. This involves primarily a decrease in the capacity of bolt support construction, which entails the need for its strengthening, and often the need to perform the reconstruction of the excavation. The article presents an alternative for steel bearing plates, namely plates made using the spatial 3D printing technology. Prototype bearing plates were printed on a 3D printer Formiga P100 using the “Precymit” material. The used printing technology was SLS (Selective Laser Sintering), which is one of the most widely used technologies among all the methods of 3D printing for the short series production of the technical parts of the final product. The article presents the stress–strain characteristic of the long expansion connected rock bolt support OB25 with a length of 3.65 m. A rock bolt support longer than 2.6 m is an additional bolt support in excavations, and it is increasingly frequently used to reinforce roofs and in rebuilding the underground mines of KGHM Polish Copper S.A. In order to conduct the laboratory tests that are most suitable for the mine conditions, and yet are carried out on a laboratory test facility, the Authors used a steel cylinder with an external diameter of 102 mm and a length of 600 mm, which was filled with a core of rock (dolomite) from the roofs of the mine workings. In addition the maximum load that took over the bolt support made of rods and connected with sleeves was determined. For the initial tension, the elastic and plastic range of the maximal displacements, which were measured by the rope encoder, were determined. The statical tests of the expansion rock bolt support were carried out at the laboratory of the Department of Underground Mining in simulated mine conditions. The test facility enables the study of the long bolt rods on a geometric scale of 1:1 for the different ways of fixing. The aim of the laboratory research was to obtain the stress-strain characteristics, of the long expansion rock bolt support with a steel bearing plate and a plate printed on a 3D printer.
Źródło:
Studia Geotechnica et Mechanica; 2017, 39, 3; 47-57
0137-6365
2083-831X
Pojawia się w:
Studia Geotechnica et Mechanica
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:
Automatic Monitoring System Designed for Controlling the Stability of Underground Excavation
Autorzy:
Małkowski, Piotr
Niedbalski, Zbigniew
Bednarek, Łukasz
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/2019320.pdf
Data publikacji:
2021
Wydawca:
Polskie Towarzystwo Przeróbki Kopalin
Tematy:
stability of mining excavation
rock mass monitoring system
automatic integrated monitoring system
support control
rock bolt monitoring
system monitorowania
skały
górnictwo
Opis:
Ensuring the stability of mining excavations is a crucial aspect of underground mining. For this purpose, appropriate shapes, dimensions, and support of workings are designed for the given mining and geological conditions. However, for the proper assessment of the adequacy of the used technical solutions, and the calibration of the models used in the support design, it is necessary to monitor the behavior of the excavation. It should apply to the rock mass and the support. The paper presents the automatic system designed for underground workings monitoring, and the example of its use in the heading. Electronic devices that measure the rock mass movements in the roof, the load on the standing support, and on bolts, the stress in the rock mass, are connected to the datalogger and can collect data for a long of time without any maintenance, also in hard-to-reach places. This feature enables the system to be widely used, in particular, in excavations in the vicinity of exploitation, goafs, or in the area of a liquidated exploitation field.
Źródło:
Inżynieria Mineralna; 2021, 2; 15--29
1640-4920
Pojawia się w:
Inżynieria Mineralna
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Efektywność kombajnu chodnikowego typu Boiter Miner – wymagania i ograniczenia
The efficiency of a boiter miner – requirements and constraints
Autorzy:
Korski, Jacek
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/2106549.pdf
Data publikacji:
2020
Wydawca:
Akademia Górniczo-Hutnicza im. Stanisława Staszica w Krakowie. Wydawnictwo AGH
Tematy:
system ścianowy
kombajny chodnikowe
drążenie wyrobisk korytarzowych
obudowa kotwowa
Bolter Miner
longwall systems
gallery development
roadheading
bolt support (roof bolting)
bolter miner
coal mining
Opis:
W artykule przeprowadzono analizę wymagań i ograniczeń efektywności stosowania systemów drążenia chodników w węglu z obudową kotwową za pomocą wyspecjalizowanych maszyn urabiająco-ładująco-kotwiących. Maszyny tego typu uzyskują w niektórych przypadkach bardzo dobre wyniki drążenia mierzone dobowym/tygodniowym, miesięcznym postępem przodka. Podjęto próbę wskazania wymagań, których wypełnienie przyczynia się do uzyskania oczekiwanych wyników oraz czynników ograniczających uzyskane efekty drążenia.
This paper presents an analysis of the requirements and constraints concerning the efficiency of the application of coal roadway development systems with bolt roof supports by means of specialized mining, loading and bolting machines. In some cases, machines of this type can achieve very good roadway development results measured with the daily/weekly/monthly advancing of the face. An attempt was made to indicate the requirements to be met in order to achieve the expected results, as well as the factors limiting the obtained results of gateroad development operations.
Źródło:
Mining – Informatics, Automation and Electrical Engineering; 2020, 58, 1; 45-52
2450-7326
2449-6421
Pojawia się w:
Mining – Informatics, Automation and Electrical Engineering
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
The efficiency of a boiter miner - requirements and constraints
Efektywność kombajnu chodnikowego typu Boiter Miner - wymagania i ograniczenia
Autorzy:
Korski, Jacek
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/2106550.pdf
Data publikacji:
2020
Wydawca:
Akademia Górniczo-Hutnicza im. Stanisława Staszica w Krakowie. Wydawnictwo AGH
Tematy:
longwall systems
gallery development
roadheading
bolt support (roof bolting)
bolter miner
coal mining
system ścianowy
kombajny chodnikowe
drążenie wyrobisk korytarzowych
obudowa kotwowa
Bolter Miner
Opis:
This paper presents an analysis of the requirements and constraints concerning the efficiency of the application of coal roadway development systems with bolt roof supports by means of specialized mining, loading and bolting machines. In some cases, machines of this type can achieve very good roadway development results measured with the daily/weekly/monthly advancing of the face. An attempt was made to indicate the requirements to be met in order to achieve the expected results, as well as the factors limiting the obtained results of gateroad development operations.
W artykule przeprowadzono analizę wymagań i ograniczeń efektywności stosowania systemów drążenia chodników w węglu z obudową kotwową za pomocą wyspecjalizowanych maszyn urabiająco-ładująco-kotwiących. Maszyny tego typu uzyskują w niektórych przypadkach bardzo dobre wyniki drążenia mierzone dobowym/tygodniowym, miesięcznym postępem przodka. Podjęto próbę wskazania wymagań, których wypełnienie przyczynia się do uzyskania oczekiwanych wyników oraz czynników ograniczających uzyskane efekty drążenia.
Źródło:
Mining – Informatics, Automation and Electrical Engineering; 2020, 58, 1; 37-44
2450-7326
2449-6421
Pojawia się w:
Mining – Informatics, Automation and Electrical Engineering
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Variation of strata pressure and axial bolt load at a coal mine face under the effect of a fault
Zmienność ciśnienia górotworu i obciążenia osiowe działające na segmenty obudowy w rejonie przodka spowodowane obecnością uskoków
Autorzy:
Shi, Hao
Zhang, Houquan
Song, Lei
Wu, Yu
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/218749.pdf
Data publikacji:
2019
Wydawca:
Polska Akademia Nauk. Czytelnia Czasopism PAN
Tematy:
symulacje numeryczne FLAC 3D
naprężenia osiowe działające na obudowę
zachowanie górotworu
górnictwo
efekt uskoku
model odprężania
FLAC3D numerical simulation
axial bolt load
strata behavior
mining and fault effect
strain-softening model
Opis:
The cohesion and internal friction angle were characterized as quadratic functions of strain and were assumed to follow the Mohr-Coulomb criterion after the yield of peak strength. These mechanical parameters and their variations in post-peak softening stage can be exactly ascertained through the si-multaneous solution based on the data points of stress-strain curves of triaxial compression tests. Taking the influence of the fault into account, the variation of strata pressure and roadway convergence with coal advancement, the temporal and spatial distribution of axial bolt load were numerically simulated by FLAC3D (Fast Lagrangian Analysis of Continua) using the ascertained post-peak mechanical parameters according to the cohesion weakening and friction strengthening model. The change mechanism of axial load of single rock bolt as abutment pressure changes was analyzed, through the comparison analysis with the results of axial bolt load by field measurements at a coal mine face. The research results show that the simulated results such as the period of main roof weighting, temporal and spatial distribution of axial bolt load are in accordance with field measurement results, so the validity of the numerical model is testified. In front of the working face, the front abutment pressure increases first and then decreases, finally tends to be stable. A corresponding correlation exists between the variation of axial bolt load and rock deformation along the bolt body. When encountered by a fault, the maximum abutment pressure, the influential range of mining disturbance and the roadway convergence between roof and floor before the working face are all increased. In the roadways along the gob, axial bolt loads on the side of the working face decrease, while the other side one increases after the collapse of the roof. As superficial surrounding rock mass is damaged, the anchoring force of rock bolts will transfer to inner rock mass for balancing the tensile load of the bolts.
Zwięzłość skał oraz kąt tarcia wewnętrznego zdefiniowano jako kwadratowe funkcje naprężenia, następnie przyjęto że ich rozkład po osiągnięciu naprężenia granicznego opisany jest wzorem Mohra-Coulomba. Wymienione parametry mechaniczne i ich zmienność po osiągnięciu naprężenia granicznego obliczyć można dokładnie poprzez jednoczesne rozwiązanie oparte o analizę punktów na krzywej wykresu rozciągania uzyskanych w testach ściskania trójosiowego. Uwzględniając wpływ obecności uskoku, zmienność ciśnienia w górotworze i konwergencji chodnika wraz z postępem przodka, rozkłady naprę-żeń i obciążeń działających na segmenty obudowy i ich zmienność w czasie i przestrzeni modelowano w oparciu o pakiet FLAC3D (Fast Lagrangian Analysis of Continua), wykorzystując uprzednio obliczone wielkości parametrów mechanicznych dla stanu po osiągnięciu naprężenia granicznego, zgodnie z mo-delem słabnącej zwięzłości i wzmocnionego tarcia. Mechanizm zmiany naprężeń osiowych działających na pojedynczy segment obudowy analizowano w odniesieniu do ciśnienia warstw sąsiadujących, poprzez analizę porównawczą wyników pomiarów obciążeń segmentów obudowy w rejonie przodka. Wykazano, że wyniki symulacji: okresy obciążenia stropu, rozkłady naprężeń i obciążeń działających na elementy obudowy i ich zmienność w czasie i przestrzeni zgodne są z wynikami pomiarów w miejscu, w ten sposób potwierdzając wiarygodność modelu numerycznego. W rejonie przodka ciśnienie warstw sąsiadujących w górotworze najpierw rośnie, następnie maleje, a w końcu stabilizuje się. Istnieje odpowiednia korelacja pomiędzy zmiennością rozkładu naprężeń i obciążeń działających na elementy obudowy a odkształceniem warstw skalnym wzdłuż konstrukcji obudowy. W przypadku wystąpienia uskoku, występuje maksymalne ciśnienie warstw otaczających- poważny czynnik powodujący wszelkiego rodzaju zaburzenia a także nasilenie konwergencji chodnika pomiędzy stropem a podłożem w rejonie przed przodkiem. W chodnikach wzdłuż zrobów, obciążenia osiowe obudowy działające z jednej strony maleją, po drugiej zaś stronie rejonu przodkowego rosną po zawale stropu. Płytka warstwa otaczającego górotworu ulega zniszczeniu, siła podtrzymująca obudowę przeniesiona zostanie wewnątrz górotworu, tak by zrównoważyć naprężenia rozciągające działające na obudowę.
Źródło:
Archives of Mining Sciences; 2019, 64, 2; 351-374
0860-7001
Pojawia się w:
Archives of Mining Sciences
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
    Wyświetlanie 1-8 z 8

    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