Informacja

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

English (EN)·Polski (PL)·Yкраїнський (UK)
Przejdź do strony domowej biblioteki Centralna Biblioteka Wojskowa Link otwiera się w nowym oknie Logo biblioteki Prolib Integro - strona głównaCentralna Biblioteka Wojskowa

Wyszukujesz frazę "rock strength" wg kryterium: Temat

  Lista filtrów
Wyrównaj
Wyświetlanie 1-10 z 41
Tytuł:
Determination of "mi" in the Hoek–Brown failure criterion of rock
Autorzy:
Arshadnejad, S.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/89196.pdf
Data publikacji:
2018
Wydawca:
Politechnika Wrocławska. Wydział Geoinżynierii, Górnictwa i Geologii. Instytut Górnictwa
Tematy:
Hoek–Brown criterion
mi
rock strength
regression
empirical model
Opis:
The mi is an important parameter in the use of the Hoek–Brown failure criterion. It can be estimated using a triaxial compressive strength test but in many projects there is no actual test result for the parameter. An estimation of mi comes from a reference table giving a constant value. Elsewhere some empirical equations for the value were suggested in the 1990s. Applying these equations is limited use since they are available for a few rock types and the equations are based on just uniaxial compressive strength tests of rock. In this research rocks were divided into three categories (Igneous, Sedimentary and Metamorphic) and three empirical formulas are suggested for the categories based on uniaxial compressive strength (σci) and tensile strength (σt) of rocks by nonlinear regression. The equations have been obtained by a combination of the two independent parameters and the trial and error method was used to find the equations with the highest correlation coefficient. The data base uses data from many original international research projects and much data from Iranian tunnelling projects. The models have a high level of accuracy and have been used to describe most rock types although the authors know that the technique can be improved using a new and larger collection of data in the future.
Źródło:
Mining Science; 2018, 25; 111-127
2300-9586
2353-5423
Pojawia się w:
Mining Science
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Steep slopes in the Sudetes and their morphotectonic interpretation
Autorzy:
Migoń, P.
Placek, A.
Żyszkowska, W.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/2059195.pdf
Data publikacji:
2009
Wydawca:
Państwowy Instytut Geologiczny – Państwowy Instytut Badawczy
Tematy:
Sudetes
tectonic geomorphology
neotectonics
mountain fronts
rock strength
DEM
Opis:
The Sudetes is a block-faulted mountain range in Central Europe, at the NE margin of the Bohemian Massif. In the late Cenozoic it has been subject to differen ial up lift and subsidence and currently represents a horst-and-graben structure, superimposed on older relief due to rock-controlled denudation and erosion. In this paper, the distribution of steep slopes (>15grade and >25grade) is analyzed using a Digital Elevation Model (DEM) of 50 m spatial resolution, and their morphotectonic significance is discussed. Steep slopes occur in four major settings: heavily dissected and most elevated highlands, straight mountain fronts, narrow sinuous escarpments, and deeply incisedriver valleys. The former in particular may indicate areas subject to recent uplift, which is followed by efficient fluvial incision, so that little pre-up lift topography has survived. The image of many mountain fronts on the slope map is rather poor, which may be explained by the mechanical weakness of the rock building the footwall. At the sametime, the association of the majority of tectonically-induced steep slopes with the most resistant rocks suggests that the intensity of recent uplift is generally low compared with the long-term rates of denudation and erosion.
Źródło:
Geological Quarterly; 2009, 53, 2; 219-232
1641-7291
Pojawia się w:
Geological Quarterly
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Litologiczno-strukturalne uwarunkowania rzeźby Sudetów
Lithological and structural control on the relief of the Sudetes.
Autorzy:
Migoń, P.
Placek, A.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/2075095.pdf
Data publikacji:
2014
Wydawca:
Państwowy Instytut Geologiczny – Państwowy Instytut Badawczy
Tematy:
rock control
structural geomorphology
rock strength
Sudetes
geomorfologia strukturalna
skały
spękania
Sudety
Opis:
The geomorphological landscape of the Sudetes consists of elements of diverse origin. While the gross features of relief are best attributed to up- and downfaulting in the late Cenozoic, landform diversity at a smaller scale results mainly from selective long-term denudation controlled by rock properties. The occurrence of rock- and structure-controlled landforms has long been noted in the Sudetes, but their identification remained at a rather descriptive level. Recent work involving an analysis of digital elevation models, combined with field-based determination of rock strength using Schmidt hammer helped to refine some previous concepts and to identify further relationships between rocks and relief at a medium scale. Many residual convex landforms (hills, ridges) are associated with rocks of markedly higher strength than in the surroundings. Differences in elevations which may be attributed to rock factor, attain 400–500 m, which is a figure comparable with minor fault-bounded horsts. Extensive tracts of low relief are partly rock-controlled too, as they are best developed where adjacent rock complexes show similar strength, whether high or low. By contrast, the presence of escarpments cutting across rock masses of comparable strength on both sides appears to point to faulting as the topography-controlling factor.
Źródło:
Przegląd Geologiczny; 2014, 62, 1; 36--43
0033-2151
Pojawia się w:
Przegląd Geologiczny
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
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
Tytuł:
Assessment of the efficiency of the applied TBM excavation regime
Określenie wydajności zastosowanego Schematu Wykopu Maszyną Drążącą
Autorzy:
Krupa, V.
Lazarova, E.
Ivanicova, L.
Krulakova, M.
Feriancikova, K.
Labas, M.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/318735.pdf
Data publikacji:
2015
Wydawca:
Polskie Towarzystwo Przeróbki Kopalin
Tematy:
energia rozporządzalna
cięcie skał
twardość skały
siły tnące
specific energy
rock cutting
rock strength
cutting force
Opis:
Deployment of a tunnel boring machine (TBM) for excavation of tunnel structures in particular rock mass environment requires to provide an efficient TBM advance rate by application of the proper excavation regime. The applied regime has to respond to the changes in the excavated rock mass and to the wear of cutting discs installed on the TBM cutterhead. The paper describes a method for the control of excavation efficiency using the excavation process variables monitored during the TBM operation, with subsequent calculation of specific cutting energy, contact pressure of cutting discs and theoretical torque of the TBM cutterhead.
Rozmieszczenie Maszyny Drążącej (ang. TBM) do wykopu tuneli, w szczególności w przypadku masy skalnej, wymaga uzyskania wydajnego wykorzystania TBM poprzez zastosowanie odpowiedniego schematu wykopu. Użyty schemat powinien reagować na zmiany w masie skalnej i na zużycie tarczy tnących umieszczonych na głowicy skrawającej TBM. Artykuł opisuje sposoby kontrolowania wydajności wykopu poprzez sprawdzenie zmiennych wykopu obserwowanych podczas pracy TBM z późniejszymi wyliczeniami rozporządzalnej energii tnącej, nacisku tarcz tnących i teoretycznej wartości obrotu głowicy skrawającej TBM.
Źródło:
Inżynieria Mineralna; 2015, R. 16, nr 1, 1; 139-144
1640-4920
Pojawia się w:
Inżynieria Mineralna
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Testing the rocks loosening process by undercutting anchors
Autorzy:
Siegmund, Michał
Kalita, Marek
Bałaga, Domink
Kaczmarczyk, Krzysztof
Jonak, Józef
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/1845130.pdf
Data publikacji:
2020
Wydawca:
Politechnika Wrocławska. Oficyna Wydawnicza Politechniki Wrocławskiej
Tematy:
destroying the integrity of rocks
tearing out rock fragments
mine rescue operations
unconventional rock cutting
rock strength tests
Opis:
The method of unconventional solid rock loosening with undercutting anchors and the literature analysis of the problem are presented. The tests and test results of the rocks loosening process with a fixed undercutting anchor are described. The tests were carried out within the RODEST project, OPUS 10 competition No. 2015/19/B/ST10/02817, financed by the National Science Centre. Numerical modeling process as well as a series of laboratory and in situ tests were carried out. The test stand equipment and methodology for the in situ tests are presented. The tests were conducted in four mines, which allowed to obtain and determine the following characteristics: 1. loosening force as a function of anchoring depth (for a given type of rock), 2. the range of rock loosening in a function of anchoring depth (for a given type of rock), and 3. loosened rock volume as a function of anchoring depth (for a given type of rock). The in situ test results are compared with the concrete capacity design (CCD) model used for the calculation of anchor load capacity in concrete.
Źródło:
Studia Geotechnica et Mechanica; 2020, 42, 3; 276-290
0137-6365
2083-831X
Pojawia się w:
Studia Geotechnica et Mechanica
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Rola zróżnicowania wytrzymałości skał w genezie rzeźby Masywu Ślęży (Przedgórze Sudeckie)
The role of spatial variability in rock strength in the origin of relief of the Ślęża Massif (Sudetic Foreland)
Autorzy:
Placek, A.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/2074511.pdf
Data publikacji:
2007
Wydawca:
Państwowy Instytut Geologiczny – Państwowy Instytut Badawczy
Tematy:
masyw Ślęży
skała wytrzymała
pochodzenie rzeźby terenu
wiertarka Schmidta
Ślęża Massif
rock strength
relief origin
Schmidt hammer
Opis:
This article presents the results of rock hardness tests conducted in the Ślęża Massif to decipher the relationships between the geological structure and relief. It has been shown that all rock types of the massif represent similar mechanical strength. The highest mean strength was found in granite of the western slopes and the foothills of Mt. Ślęża, whereas the lowest strength is typical of gabbro from the central part of the massif, its summit and the eastern and southern slopes. Thus, the traditional concept emphasizing gabbro as being the most resistant rock has not been confirmed. There is also no evidence of higher strength of rocks within the massif, as compared to those in most of its surroundings. Variable mechanical strength is probably responsible for slope mesorelief (mid-slope benches and ridge lines), yet the hypothesis that the resistance of gabbro changes perpendicularly to the contact with granitoid intrusion has not received support. Higher mean Schmidt hammer rebound values and lower standard deviation occurring below 450 m a.s.l. are interpreted as a result of interaction between the structural factor and glacial exaration during the Odra Glaciation.
Źródło:
Przegląd Geologiczny; 2007, 55, 10; 861-869
0033-2151
Pojawia się w:
Przegląd Geologiczny
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Tunnel support design by comparison of empirical and finite element analysis of the Nahakki Tunnel in Mohmand Agency, Pakistan
Autorzy:
Riaz, A.
Jamil, S. M.
Asif, M.
Akhtar, K.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/178620.pdf
Data publikacji:
2016
Wydawca:
Politechnika Wrocławska. Oficyna Wydawnicza Politechniki Wrocławskiej
Tematy:
rock mass strength parameters
rock mass classification
FEM analysis
Phase2
tunnel support design
Opis:
The paper analyses the geological conditions of study area, rock mass strength parameters with suitable support structure propositions for the under construction Nahakki tunnel in Mohmand Agency. Geology of study area varies from mica schist to graphitic marble/phyllite to schist. The tunnel ground is classified and divided by the empisical classification systems like Rock mass rating (RMR), Q system (Q), and Geological strength index (GSI). Tunnel support measures are selected based on RMR and Q classification systems. Computer based finite element analysis (FEM) has given yet another dimension to design approach. FEM software Phase2 version 7.017 is used to calculate and compare deformations and stress concentrations around the tunnel, analyze interaction of support systems with excavated rock masses and verify and check the validity of empirically determined excavation and support systems.
Źródło:
Studia Geotechnica et Mechanica; 2016, 38, 1; 75-84
0137-6365
2083-831X
Pojawia się w:
Studia Geotechnica et Mechanica
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Review of basic equations for evaluating drilling efficiency
Przegląd podstawowych równań oceny wydajności wiercenia
Autorzy:
Mehtiyev, Rafail K.
Tanriverdiyev, Yusif A.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/31348240.pdf
Data publikacji:
2023
Wydawca:
Instytut Nafty i Gazu - Państwowy Instytut Badawczy
Tematy:
rock matrix
compressive stress
tensile stress
rock strength
drilling velocity
hardness coefficient of rock
matryca skalna
naprężenie ściskające
naprężenie rozciągające
wytrzymałość skały
prędkość wiercenia
współczynnik twardości skały
Opis:
The main goal of the reviewed article is to provide statistically determined relationships between the parameters of disintegration processes and the properties of rocks. The results of theoretical and experimental studies are discussed and analysed in the article. In relation to drilling, the formulas of drilling speed, depending on various parameters as an indicator that fully reflects the efficiency of the process, are given and compared. Thus, the drilling speed for percussion drilling is related to the characteristics of the rock and, at the same time, taking into account the constructional characteristics of the drilling tool. In percussion drilling, a new formula for drilling speed is presented, considering each impact and the frequency of the impact. The expression for the drilling speed was determined taking into account the degree of crushing of the rock matrix during drilling. Thus, the drilling speed is determined by considering the contact strength of the rock being drilled in the mechanical drilling method. The distribution of the stress state in the drilling zone was determined. Also, the shape and development characteristics of the cracks formed in the rock during the operation of the drilling tool (especially the dynamic percussions of the tool in the bottom zone of the well) were investigated. It should be noted that the energy intensity of the drilling process in the rock was determined by studying the next stages of the process of breaking the rock. The technical and economic indicators of the drilling works have been evaluated. Corresponding mathematical formulas are presented as a reliable calculation of drilling rates. The relevant mechanical and geophysical properties of the excavated rocks were considered. In the article, the drilling tools are selected depending on the drilling method, physical-mechanical properties of the rocks and geological conditions of the rock mass. The results of the obtained studies can be used in the design of the technological parameters of the drilling. The observations and results expressed in the article have a theoretical and practical aspect.
Głównym celem recenzowanego artykułu jest przedstawienie statystycznie określonych zależności między parametrami procesów rozwiercania a właściwościami skał. W artykule omówiono i przeanalizowano wyniki badań teoretycznych i eksperymentalnych. W odniesieniu do wiercenia podano i porównano wzory prędkości wiercenia w zależności od różnych parametrów jako wskaźnika w pełni odzwierciedlającego efektywność procesu. Zatem prędkość wiercenia przy wierceniu udarowym jest związana z charakterystyką skały i jednocześnie uwzględnia cechy konstrukcyjne narzędzia wiertniczego. Dla wiercenia udarowego przedstawiono nowy wzór na prędkość wiercenia uwzględniający każde uderzenie i częstotliwość uderzenia. Wyrażenie na prędkość wiercenia wyznaczono z uwzględnieniem stopnia zmiażdżenia matrycy skalnej podczas wiercenia. Tak więc prędkość wiercenia jest określana z uwzględnieniem wytrzymałości kontaktowej skały wierconej metodą wiercenia mechanicznego. Określono rozkład stanu naprężeń w strefie wiercenia. Zbadano również kształt i charakterystykę pęknięć powstających w skale podczas pracy narzędzia wiertniczego (zwłaszcza dynamicznych udarów narzędzia w strefie dennej otworu). Należy zaznaczyć, że energochłonność procesu wiercenia w skale została wyznaczona poprzez badanie kolejnych etapów procesu kruszenia skały. Tym samym dokonano oceny wskaźników techniczno-ekonomicznych prac wiertniczych. Odpowiednie wzory matematyczne przedstawiono jako rzetelny schemat obliczania postępu wiercenia. Uwzględniono odpowiednie właściwości mechaniczne i geofizyczne wydobytych skał. W artykule dokonano doboru narzędzi wiertniczych w zależności od metody wiercenia, właściwości fizyko-mechanicznych skał oraz warunków geologicznych górotworu. Wyniki uzyskanych badań mogą być wykorzystane w projektowaniu parametrów technologicznych prac wiertniczych. Przedstawione w artykule obserwacje i wyniki mają aspekt teoretyczny i aplikacyjny.
Źródło:
Nafta-Gaz; 2023, 79, 10; 670-677
0867-8871
Pojawia się w:
Nafta-Gaz
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Development of Technologies for Mining Ores with Instable Hanging Wall Rocks
Rozwój technologii wydobywania rudy z niestabilnymi wiszącymi skałami
Autorzy:
Pysmennyi, Serhii
Chukharev, Serhii
Kourouma, Ibrahima Kalil
Kalinichenko, Vsevolod
Matsui, Anatolii
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/2200996.pdf
Data publikacji:
2023
Wydawca:
Polskie Towarzystwo Przeróbki Kopalin
Tematy:
mining system
stress
methods
pillar width
rock strength
losses
dilution
system wydobywczy
naprężenia
metody
szerokość filaru
wytrzymałość skały
straty
rozcieńczenie
Opis:
Underground mines of Kryvyi Rih iron ore deposit apply room mining systems or systems with bulk caving of ore and overlying rocks in a ratio of 35% to 65%. Most mines prefer room mining systems with pillar caving due to high, technical and economic indicators. However, when mining certain areas, the problem arises of hanging wall rocks stability. Under the same mining and geological conditions of the deposit, stopes are stable in some areas, but in others waste rocks get in the stope from the side of the hanging wall when a slight exposure is created. Thus, in conditions of instable rocks of the hanging wall, development and improvement of the technology involving room mining is an urgent issue. Analysis of researchers reveals factors that significantly indluence stability of the hanging wall rocks and ore. The developed methods enable determining stability parameters and applying an improved option of room mining system in conditions of the instable hanging wall with the help of a protective ore pillar located at the instable hanging wall. Calculations performed demonstrate that application of the proposed mining system enables an increase in the iron content in the mined ore mass by 0.94%, the increased amount of the ore mass extracted and a profit of 18.73 thousand euros for the whole of a block.
Kopalnie podziemne złoża rudy żelaza w Krzywym Rogu stosują systemy urabiania komorowego lub systemy z zawałem rudy i nadległych skał w stosunku 35% do 65%. Większość kopalń preferuje systemy eksploracji komorowej z zawałem filarowym ze względu na wysokie wskaźniki techniczne i ekonomiczne. Jednak podczas eksploatacji niektórych obszarów pojawia się problem ze stabilnością wiszących skał. W takich samych warunkach górniczo-geologicznych złoża stopnie na niektórych obszarach są stabilne, ale na innych skały płonne dostają się do stopu od strony wiszącej ściany, gdy powstaje niewielkie odsłonięcie. Dlatego też w warunkach niestabilnych skał wiszącej ściany pilnym zagadnieniem jest rozwój i doskonalenie technologii eksploatacji komorowej. Analiza badań ujawnia czynniki, które znacząco wpływają na stabilność wiszących skał i rudy. Opracowane metody umożliwiają wyznaczenie parametrów statecznościowych oraz zastosowanie udoskonalonego wariantu systemu eksploracji pomieszczenia w warunkach niestabilnej ściany wiszącej za pomocą filaru ochronnego rudy, znajdującego się przy niestabilnej ścianie wiszącej. Z przeprowadzonych obliczeń wynika, że zastosowanie proponowanego systemu urabiania umożliwia zwiększenie zawartości żelaza w wydobywanej masie rudy o 0,94%, zwiększenie ilości wydobywanej masy rudy oraz zysk w wysokości 18,73 tys. euro za cały blok.
Źródło:
Inżynieria Mineralna; 2023, 1; 103--112
1640-4920
Pojawia się w:
Inżynieria Mineralna
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Wyświetlanie 1-10 z 41

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