Informacja

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

Wyszukujesz frazę "rock strength" wg kryterium: Temat


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
Tytuł:
Express-Method for Determination of Rock Heaving Parameters
Ekspresowa metoda wyznaczania parametrów wypiętrzania skał
Autorzy:
Shashenko, Oleksandr
Sobczyk, Jacek
Shapoval, Volodymyr
Konoval, Volodymyr
Barsukova, Sofiia
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/2200997.pdf
Data publikacji:
2023
Wydawca:
Polskie Towarzystwo Przeróbki Kopalin
Tematy:
excavation
Mohr-Coulomb strength criterion
strength criterion O. Shashenko
rock heaving
arched effect
rock pressure
wyrobisko
kryterium wytrzymałościowe Mohra-Coulomba
kryterium wytrzymałościowe O. Shashenki
wypiętrzanie skał
efekt łukowy
ciśnienie skał
Opis:
Purpose. The problem of determining the contours of the area in which rock heaving occurs is important in the design of underground excavations. The solution of such problems is usually performed either in an elastic-plastic formulation using numerical methods, or using semi-empirical methods, which, as a rule, form the basis of regulatory documents. When writing this article, an attempt was made to use the approach described in work Determining the parameters of a natural arch while forming support load of a horizontal roadways to find answers to such questions: is it possible under these conditions to heave rock at all; what are the outlines of the heaving area. Theoretical studies of geomechanical processes occurring in the vicinity of horizontal excavations using analytical and numerical mathematical methods. Analysis and generalization of the results of theoretical studies. Simple analytical dependencies are obtained that allow calculating the boundary of the base area in which rock heaving occurs and the stability coefficient of this area. As a stability coefficient, it is proposed to use the ratio of the projection onto the vertical axis of the forces holding the heaving rock mass to the projection of the forces that shift this mass. It has been established for the first time that the maximum depth under the excavation, where the heaving of the rock occurs, is directly proportional to its strength, calculated using the strength criterion of O. Shashenko, multiplied by half the width of the excavation and inversely proportional to the specific adhesion of the rock. It was also established for the first time that the coefficient of rock stability in the area of its heaving is directly proportional to its strength, calculated using the strength criterion of O. Shashenko, and back - to rock pressure at the calculated depth. The results obtained in the course of this work make it possible, using mathematical methods, to perform: forecast of the stability of horizontal excavations in the area of rock heaving, taking into account the depth of the excavation, its geometric dimensions, specific gravity and strength properties of the rock; the boundaries of the rock heaving area, taking into account the depth of the excavation, its geometric dimensions, specific gravity and strength properties of the rock.
Problem określenia konturów obszaru, w którym występuje wypiętrzanie skał, jest istotny w projektowaniu wyrobisk podziemnych. Rozwiązanie takich problemów jest zwykle wykonywane albo w preparacie sprężysto-plastycznym metodami numerycznymi, albo metodami półempirycznymi, które z reguły stanowią podstawę dokumentów regulacyjnych. Pisząc niniejszy artykuł, podjęto próbę wykorzystania podejścia opisanego w pracy: Determining the parameters of a natural arch while forming support load of a horizontal roadways do znalezienia odpowiedzi na następujące pytania: czy w tych warunkach w ogóle możliwe jest wypiętrzanie skał; jakie są kontury wypiętrzania obszaru. Zastosowano następujące metody: teoretyczne badania procesów geomechanicznych zachodzących w sąsiedztwie wyrobisk poziomych z wykorzystaniem analitycznych i numerycznych metod matematycznych; analiza i uogólnienie wyników badań teoretycznych. Otrzymano proste zależności analityczne pozwalające na obliczenie granicy obszaru bazowego, w którym występuje wypiętrzanie skały, oraz współczynnika stateczności tego obszaru. Jako współczynnik stateczności proponuje się przyjąć stosunek rzutu na oś pionową sił utrzymujących falujący górotwór do rzutu sił przesuwających ten masyw. Po raz pierwszy ustalono, że maksymalna głębokość pod wyrobiskiem, na której występuje wypiętrzanie skał, jest wprost proporcjonalna do jej wytrzymałości, obliczonej według kryterium wytrzymałościowego O. Szaszenki, pomnożonej przez połowę szerokości wyrobiska, i odwrotnie proporcjonalna do przyczepności właściwej skały. Po raz pierwszy ustalono również, że współczynnik stateczności skały w obszarze jej wypiętrzania jest wprost proporcjonalny do jej wytrzymałości, obliczonej za pomocą kryterium wytrzymałościowego O. Szaszenki, i odwrotnie – do ciśnienia na obliczonej głębokości. Uzyskane w toku pracy wyniki pozwalają, metodami matematycznymi, na wykonanie: prognozy stateczności wyrobisk poziomych w rejonie wypiętrzenia skał z uwzględnieniem głębokości wyrobiska, jego wymiarów geometrycznych, ciężaru właściwego i właściwości wytrzymałościowych skały; granic obszaru falowania skał z uwzględnieniem głębokości wyrobiska, jego wymiarów geometrycznych, ciężaru właściwego i właściwości wytrzymałościowych skały.
Źródło:
Inżynieria Mineralna; 2023, 1; 113-118
1640-4920
Pojawia się w:
Inżynieria Mineralna
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:
The influence of loading rate on the mechanical behavior and energy evolution characteristics of hard and soft rock under triaxial compression
Autorzy:
Deng, Jihui
Chen, Chao
Wu, Xiaoning
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/2104769.pdf
Data publikacji:
2022
Wydawca:
Polskie Towarzystwo Mechaniki Teoretycznej i Stosowanej
Tematy:
hard and soft rock
triaxial compression test
strength
deformation
failure pattern
energy evolution
Opis:
To investigate the influence of loading rate and confining pressure on the mechanical behavior and energy evolution characteristics of hard and soft rock, high strength sandstone and low strength granite were subjected to triaxial compression tests with different loading rates. The results show that significant differences exist in the stress-strain curves for sandstone and granite. The confining pressure has a significant effect on the stress-strain curve, while the loading rate has a smaller effect on the stress-strain curve. As the confining pressure increases, the peak axial strain, peak axial stress, total energy, elastic energy and dissipated energy of sandstone and granite increase, the proportion of dissipated energy to total energy of sandstone and the proportion of elastic energy to total energy of granite are reduced. As the loading rate goes up, the peak axial stress, total energy and elastic energy increase in both sandstone and granite. The ultimate failure pattern of sandstone is a typical single inclined plane shear failure, while the ultimate failure pattern of granite consists of a single inclined plane shear failure and a vertical split failure. The loading rate has no significant effect on the macroscopic failure pattern, the elastic and dissipated energies are proportional to the total energy of sandstone and granite.
Źródło:
Journal of Theoretical and Applied Mechanics; 2022, 60, 3; 495--508
1429-2955
Pojawia się w:
Journal of Theoretical and Applied Mechanics
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Preliminary support design for underground mine adit, Artana mine, Kosovo
Autorzy:
Zeqiri, Kemajl
Ibishi, Gzim
Shabani, Musa
Kortnik, Joze
Bilir, Mehmet Erdinç
Geniş, Melih
Yavuz, Mahmut
Hetemi, Muhamedin
Bacak, Gürkan
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/2016452.pdf
Data publikacji:
2021
Wydawca:
Politechnika Wrocławska. Wydział Geoinżynierii, Górnictwa i Geologii. Instytut Górnictwa
Tematy:
rock mass classification
RMR
rock mass rating
GSI
geological strength index
rock support
numerical method
Opis:
In this paper, preliminary support design of the main underground opening (i.e., mine adit) located at the Artana lead-zinc mine, Kosovo, was examined by employing both conventional and numerical methods for safe underground excavation and design. In order to conduct field studies including discontinuity surveying and sampling for laboratory testing two empirical methods, namely rock mass rating (RMR) and geological strength index (GSI) were employed. For the purpose of determining necessary support units RMR system was utilized. However, these kind of systems can take into account for neither the depth of underground opening nor in situ field stresses. For this reason, empirical design methods (i.e., RMR system) failed to investigate the performance of rock support units; therefore, a 2D finite element analysis program was used to assess the performance of the proposed support systems. This indicated that RMR system might not be applicable for poor and very poor rock masses located in deep environment (i.e., 300 and 400 m). Moreover, this is linked to the fact that the RMR system does not consider in situ stress conditions. This study showed that when empirical methods are supported by numerical analysis, the preliminary support system design will be much more reliable.
Źródło:
Mining Science; 2021, 28; 141-159
2300-9586
2353-5423
Pojawia się w:
Mining Science
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Estimation of Coal and Rock Mechanical Properties for Numerical Modelling of Longwall Extraction
Szacowanie właściwości mechanicznych węgla i skał do numerycznego modelowania eksploatacji ścian
Autorzy:
Le, Tien Dung
Nguyen, Chi Thanh
Dao, Van Chi
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/318548.pdf
Data publikacji:
2020
Wydawca:
Polskie Towarzystwo Przeróbki Kopalin
Tematy:
laboratory test
rock mass properties
strength reduction
field scale modelling
badanie laboratoryjne
właściwości górotworu
redukcja wytrzymałości
modelowanie polowe
Opis:
Reliable estimation of coal and rock mechanical properties at field scale is a prerequisite for numerical modelling of rock behaviours associated with longwall extraction. This paper describes a systematic approach from data collection, laboratory testing to rock mass properties derivation for simulation of longwall extraction, taking two longwall panels at Quang Ninh coalfield in Vietnam for example. The mechanical properties are verified through comparison with published data of the field, indicating close agreements. A simple numerical model is further developed to demonstrate the proper use of the obtained data. The simulation suggests that the ratio of model length to excavation length should be in the range of 2.5–5; uniaxial compressive strength, deformation modulus and tensile strength can be reduced by a factor of 5.0, 2.13 and 2.0, respectively; and a calibration and validation process must be performed to match in-situ longwall’s behaviours. The approach can be applied for derivation of reliable rock mass properties for numerical simulation of underground excavations.
Rzetelne oszacowanie właściwości mechanicznych węgla i skał w skali polowej jest warunkiem koniecznym do numerycznego modelowania zachowań skał związanych z eksploatacją ścianową. W artykule, opisano systematyczne podejście od gromadzenia danych, badań laboratoryjnych do wyznaczania właściwości górotworu w celu symulacji eksploatacji ścian, na przykład na dwóch panelach ścianowych na polu węglowym Quang Ninh w Wietnamie. Właściwości mechaniczne są weryfikowane poprzez porównanie z opublikowanymi danymi polowymi, wskazując na bliskie uzgodnienia. Dalej rozwijany jest prosty model numeryczny w celu zademonstrowania właściwego wykorzystania uzyskanych danych. Symulacja sugeruje, że stosunek długości modelu do długości wykopu powinien zawierać się w przedziale 2,5–5; jednoosiową wytrzymałość na ściskanie, moduł odkształcenia i wytrzymałość na rozciąganie można zmniejszyć odpowiednio o współczynnik 5,0, 2,13 i 2,0; oraz należy przeprowadzić proces kalibracji i walidacji, aby dopasować zachowanie ściany na miejscu. Podejście to można zastosować do wyprowadzenia wiarygodnych właściwości górotworu do numerycznej symulacji podziemnych wyrobisk.
Źródło:
Inżynieria Mineralna; 2020, 1, 2; 41-47
1640-4920
Pojawia się w:
Inżynieria Mineralna
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Failure characteristics and strength model of composite rock samples in contact zone under compression
Autorzy:
Wang, Qihu
Wang, Jie
Ye, Yicheng
Jiang, Wei
Yao, Nan
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/219633.pdf
Data publikacji:
2020
Wydawca:
Polska Akademia Nauk. Czytelnia Czasopism PAN
Tematy:
materiał kompozytowy
kąt zwilżania
awaria
contact zone
composite rock sample
contact angle
failure characteristics
constraint stress
strength model
Opis:
Significant differences in the physical and mechanical properties exist between the rock masses on two sides of an ore-rock contact zone, which the production tunnels of an underground mine must pass through. Compared with a single rock mass, the mechanical behavior of the contact zone composite rock comprising two types of rock is more complex. In order to predict the overall strength of the composite rock with different contact angles, iron ore-marble composite rock sample uniaxial compression tests were conducted. The results showed that composite rock samples with different contact angles failed in two different modes under compression. The strengths of the composite rock samples were lower than those of both the pure iron ore samples and pure marble samples, and were also related to the contact angle. According to the stress-strain relationship of the contact surface in the composite rock sample, there were constraint stresses on the contact surface between the two types of rock medium in the composite rock samples. This stress state could reveal the effect of the constraint stress in the composite rock samples with different contact angles on their strengths. Based on the Mohr-Coulomb criterion, a strength model of the composite rock considering the constraint stress on the contact surface was constructed, which could provide a theoretical basis for stability researches and designs of contact zone tunnels.
Źródło:
Archives of Mining Sciences; 2020, 65, 2; 347-361
0860-7001
Pojawia się w:
Archives of Mining Sciences
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:
Experimental and numerical study of the uniaxial compressive stress-strain relationship of a rock mass with two parallel joints
Autorzy:
Xiong, L. X.
Yuan, H. Y.
Zhang, Y.
Zhang, K. F.
Li, J. B.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/231076.pdf
Data publikacji:
2019
Wydawca:
Polska Akademia Nauk. Czytelnia Czasopism PAN
Tematy:
masa skalna łączona
złącze równoległe
siła szczytowa
jointed rock mass
parallel joint
peak strength
Opis:
A “rock bridge”, defined as the closest distance between two joints in a rock mass, is an important feature affecting the jointed rock mass strength. Artificial jointed rock specimens with two parallel joint fractures were tested under uniaxial compression and numerical simulations were carried out to study the effects of the inclination of the rock bridge, the dip angle of the joint, rock bridge length, and the length of joints on the strength of the jointed rock mass. Research results show: (1) When the length of the joint fracture, the length of the rock bridge, and the inclination of the rock bridge stay unchanged, the uniaxial compressive strength of the specimen gradually increases as the inclination of the joint fracture increases from 0° to 90°. (2) When the length of the joint fracture, the length of the rock bridge, and the inclination of the joint fracture stay unchanged, the uniaxial compressive strength of the specimen shows variations in trends with the inclination of the rock bridge increasing from 30° to 150° (3). In the case when the joint is angled from the vertical loading direction, when the dip angle of the joint fracture, the inclination of the rock bridge, and the length of the rock bridge stay unchanged, the uniaxial compressive strength of the specimen gradually decreases with an increasing length of joint fracture. When the dip angle of the joint fracture, the inclination of the rock bridge, and the length of the joint fracture stay unchanged, the uniaxial compressive strength of the specimen does not show a clear trend with an increase of the length of the rock bridge.
Źródło:
Archives of Civil Engineering; 2019, 65, 2; 67-80
1230-2945
Pojawia się w:
Archives of Civil Engineering
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Influences of the diameter and position of the inner hole on the strength and failure of disc specimens of sandstone determined using the Brazilian split test
Autorzy:
Zhu, Tantan
Huang, Da
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/281036.pdf
Data publikacji:
2019
Wydawca:
Polskie Towarzystwo Mechaniki Teoretycznej i Stosowanej
Tematy:
Brazilian test
rock
eccentric hole
strength
failure pattern
Opis:
The Brazilian split test on a centrally holed disc (referred to as a ring-disc specimen) is an important indirect method for determining the tensile strength of rock. This paper studies the effect of the diameter d of the center hole and its position, defined by the eccentricity b and the inclination angle of the eccentric hole, on the peak load, failure pattern and horizontal stress of the disc specimen via laboratory experiments and numerical modeling using the finite element method (FEM). Static Brazilian split tests are conducted on an intact disc and three types of holed discs: C-specimens containing a central hole with different diameters, EH-specimens with a horizontally eccentric hole and ER-specimens with a rotationally eccentric hole.
Źródło:
Journal of Theoretical and Applied Mechanics; 2019, 57, 1; 127-140
1429-2955
Pojawia się w:
Journal of Theoretical and Applied Mechanics
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Simulation study on strength and failure characteristics of coal-rock composite sample with coal persistent joint
Badanie symulacyjne charakterystyk wytrzymałościowych próbki kompozytowej złożonej z materiału skalnego oraz węgla w którym występują płaszczyzny łupliwości
Autorzy:
Yin, Dawei
Chen, Shaojie
Chen, Bing
Xia, Zhiguo
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/219275.pdf
Data publikacji:
2019
Wydawca:
Polska Akademia Nauk. Czytelnia Czasopism PAN
Tematy:
symulacja PFC
próbka kompozytowa złożona z węgla i materiału skalnego
spoistość węgla
charakterystyka wytrzymałościowa
ewolucja mikro-pęknięć
particle flow simulation
coal-rock composite sample
coal persistent joint
strength and failure characteristics
microcrack number evolution
Opis:
Dynamic Mine disasters can be induced by the instability and failure of a composite structure of rock and coal layers during coal mining. Coal seam contains many native defects, severely affecting the instability and failure of the compound structure. In this study, the effects of coal persistent joint on the strength and failure characteristics of coal-rock composite samples were evaluated using PFC2D software. The results show that with the increase of included angle α between the loading direction and joint plane direction, the uniaxial compressive stress (UCS) and peak strain of composite samples first decrease and then gradually increase. The elastic moduli of composite samples do not change obviously with α. The peak strain at α of 45° is the lowest, and the UCS at α of 30° is the smallest. This is inconsistent with theoretical analysis of lowest UCS at α of 45°. This is because that the local stress concentration caused by the motion inconformity of composite samples may increase the average axial stress of upper wall in PFC2D software. Moreover, the coal persistent joint promotes the transformation from the unstable crack expansion to the macro-instability of composite samples, especially at α of 30° and 45°. The majority of failures for composite samples occur within the coal, and no obvious damage is observed in rock. Their failure modes are shear failure crossing or along the coal persistent joint. The failure of composite sample at α of 30° is a mixed failure, including the shear failure along the persistent joint in coal and tensile failure of rock induced by the propagation of coal persistent joint.
Niekorzystne zjawiska dynamiczne w kopalniach mogą być wywołane przez niestabilność i pękanie struktur kompozytowych złożonych z warstw węgla i materiałów skalnych w trakcie eksploatacji górniczej. W złożu węgla ujawnić się mogą liczne defekty wewnętrzne, które w poważnym stopniu rzutują na stabilność i wytrzymałość złożonej struktury. W pracy tej zbadano wpływ spoistości węglu (występowania powierzchni łupliwości) na charakterystykę wytrzymałościową próbki kompozytowej złożonej z węgla i skały z wykorzystaniem oprogramowania PCF 2D. Wyniki symulacji wskazują, że wraz ze wzrostem kąta α pomiędzy kierunkiem działania obciążenia a płaszczyzną łupliwości, jednoosiowe naprężenie ściskające oraz maksymalne odkształcenie próbki kompozytowej w pierwszym etapie zmniejszą się, a następnie zaczną stopniowo wzrastać. Moduł sprężystości próbek kompozytowych nie ulega zmianie wraz ze zmianą kąta α. Maksymalne odkształcenie będzie najmniejsze dla kąta α równego 45°, z kolei jednoosiowe naprężenie ściskające zarejestrowane dla 30° okaże się najniższe. Wyniki te nie wykazują zgodności z wynikami analiz teoretycznych, przewidujących iż najniższe wartości jednoosiowego naprężenia ściskającego powinny wystąpić dla kąta 45°. Dzieje się tak dlatego, że lokalne koncentracje naprężeń wskutek odmienności zachowania poszczególnych składników próbki w trakcie ruchu powodować mogą wzrost średniego naprężenia osiowego ściany górnej, co uwzględnia model z wykorzystaniem oprogramowania PFC 2D. Ponadto, istnienie ciosu i płaszczyzn łupliwości sprawia, że niestabilne i propagujące szczeliny ulegają przekształceniu w makro- niestabilności próbek kompozytowych, zwłaszcza przy kącie α równym 30° i 45°. Większość pęknięć powstających w próbkach kompozytowych występuje w części węglowej, w pozostałych skałach nie notuje się poważniejszych uszkodzeń. Pęknięcia zmęczeniowe w części złożonej z materiału skalnego odbywają się wskutek działania naprężeń ścinających wzdłuż lub w poprzez płaszczyzny łupliwości. Pękanie zmęczeniowe próbki kompozytowej przy kącie α równym 30° jest procesem złożonym, obejmującym pękanie wskutek naprężeń ścinających działających wzdłuż płaszczyzny łupliwości w węglu oraz naprężeń rozciągających działających na część próbki złożoną z materiału skalnego, wskutek propagacji pęknięcia.
Źródło:
Archives of Mining Sciences; 2019, 64, 3; 609-623
0860-7001
Pojawia się w:
Archives of Mining Sciences
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Strength characteristics of roof rock-coal composite samples with different height ratios under uniaxial loading
Charakterystyka wytrzymałościowa próbek kompozytowych składających się z warstw węgla i materiału skalnego o różnej wysokości pod wpływem obciążeń jednoosiowych
Autorzy:
Yin, Dawei
Chen, Shaojie
Sun, Xizhen
Jiang, Ning
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/219277.pdf
Data publikacji:
2019
Wydawca:
Polska Akademia Nauk. Czytelnia Czasopism PAN
Tematy:
charakterystyka wytrzymałościowa
strop modelowany jako próbka kompozytowa węgla i materiału skalnego
stosunek wysokości warstwy węgla do skały
strefa kontaktowa
test ściskania jednoosiowego
strength characteristics
roof rock-coal (RRC) composite sample
height ratio of roof rock to coal
RRC interface
uniaxial compression test
Opis:
An uniaxial compression mechanical model for the roof rock-coal (RRC) composite sample was establi-shed in order to study the effects of height ratio of roof rock to coal on the structural strength of composite sample. The composite sample strengths under different height ratios were established through stress and strain analysis of the sample extracted from the interface. The coal strength near the interface is enhanced and rock strength near the interface weakened. The structural strength of composite sample is synthetically determined by the strengths of rock and coal near and far away from the interface. The area with a low strength in composite sample is destroyed firstly. An analytical model was proposed and discussed by conducting uniaxial compression tests for sandstone-coal composite samples with different height ratios, and it was found that the structural strength and elastic modulus decrease with a decrease in height ratio. The coal strengths far away from the interface determine the structural strengths of composite sample under different height ratios, which are the main control factor for the structural strength in this test. Due to its lowest strength, the rock near the interface first experienced a tensile spalling failure at the height ratio of 9:1, without causing the structural failure of composite sample. The coal failure induces the final failure of composite sample.
Model mechaniczny modelu stropu w postaci próbek kompozytowych składających się z węgla i materiału skalnego pod działaniem obciążeń jednoosiowych został opracowany w celu zbadania wpływu stosunku wysokości warstwy stropu skalnego do warstwy węgla na wytrzymałość próbki kompozytowej. Wytrzymałość na ściskanie próbek kompozytowych dla różnych wielkości stosunku wysokości warstw określono na podstawie badania naprężeń i odkształceń próbek pobranych ze strefy kontaktu węgiel-skała. Wytrzymałośćwęgla w pobliżu strefy kontaktowej wzrasta podczas gdy wytrzymałość warstwy skalnej w tym rejonie jest zredukowana. Wytrzymałość próbki kompozytowej określana jest poprzez analizę wytrzymałości warstw węgla i warstw skały w pobliżu a także w pewnej odległości od strefy kontaktowej. W pierwszej kolejności zniszczeniu ulegnie część próbki kompozytowej o zmniejszonej wytrzymałości. Zaproponowano model analityczny i przeprowadzono dyskusję wyników otrzymanych na podstawie testów ściskania jednoosio-wego próbki składającej się z węgla i piaskowca o różnym stosunku wysokości ich warstw. Stwierdzono, że wytrzymałość oraz wartość modułu sprężystości maleje wraz z malejącym stosunkiem wysokości warstw. Wytrzymałość węgla w znacznej odległości od strefy kontaktowej determinuje całkowitą wytrzymałośćpróbki kompozytowej dla różnych stosunków ich wysokości, a stosunek wysokości ich warstw okazuje się być głównym czynnikiem decydującym o wytrzymałości próbki. Z uwagi na najniższą wytrzymałość, warstwa skalna zalegająca najbliżej strefy kontaktu w pierwszej kolejności podległa rozwarstwieniu wskutek rozciągania, przy stosunku wysokości warstw 9:1, nie powodując jednak uszkodzenia próbki kompozytowej. Uszkodzenie warstwy węgla z kolei, prowadzi do całkowitego zniszczenia próbki kompozytowej.
Źródło:
Archives of Mining Sciences; 2019, 64, 2; 307-319
0860-7001
Pojawia się w:
Archives of Mining Sciences
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Application of the elastic-plastic model in the analysis of the displacement in a rock mass
Autorzy:
Marczak, Halina
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/102686.pdf
Data publikacji:
2018
Wydawca:
Stowarzyszenie Inżynierów i Techników Mechaników Polskich
Tematy:
state of displacement
roadway
elastic-plastic model
response curve of the rock mass
dilatation
decreased strength of rock material
reducing the strength of the rock material
Coulomb-Mohr criterion
stan przemieszczenia
jezdnia
model elastyczno-plastyczny
krzywa reakcji górotworu
dylatacja
zmniejszona wytrzymałość materiału skalnego
zmniejszenie wytrzymałości materiału skalnego
Kryterium Coulomb-Mohr
Opis:
The concern of this article is the analysis of the impact of increased volume (dilation) and decreased strength of the rock material in the plastic zone on the displacement field in the vicinity of the roadway. Elastic-plastic model of the behaviour of the rock material and the strength criterion of Coulomb-Mohr were assumed. The volume change of the rock material is controlled by the angle of dilation ψ, which determines dilation parameter β that is taken into account in the analysis. The influence of parameter β and the strength of the rock material, after crossing the border state of stress, in the field of displacements in the vicinity of the excavation and rock pressure on the elastic support of the excavation was proved. The relationships determining displacement fields in the plastic zone which were obtained with consideration to in this zone of both the elastic and plastic displacement, as well as the relationships which were obtained without elastic deformations was discussed. The exact form of the equation for the displacement field in the plastic zone depends on how the elastic deformation in the plastic zone is defined. There are three ways of describing these deformations. In the first method it is assumed that in plastic deformation area the elastic deformation constants are equal to the deformation constants at the plastic and elastic border. The second method of description is based on the assumption that the plastic zone is a thick-walled ring whose edges: internal and external have been appropriately debited. In the third method, elastic deformations in the plastic zone were made dependent on the state of stress in the zone. The results are illustrated in a form of response curves of the rock mass.
Źródło:
Advances in Science and Technology. Research Journal; 2018, 12, 2; 188-196
2299-8624
Pojawia się w:
Advances in Science and Technology. Research Journal
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
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:
Analityczne wyznaczenie średniej wytrzymałości skrawów wykonywanych poprzecznymi głowicami kombajnu chodnikowego
Analytical determination of the average strength of cuts made with transverse heads of roadheader
Autorzy:
Cheluszka, P.
Sobota, P.
Bujnowska, A.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/113423.pdf
Data publikacji:
2017
Wydawca:
STE GROUP
Tematy:
kombajn
proces skrawania
geometria kawałków
masy skalne
struktura warstwowa
wytrzymałość skał
skała skrawana
roadheader
cutting process
geometry of cuts
rock mass
layered structure
strength of rocks
cut rock
Opis:
Prowadzone w Instytucie Mechanizacji Górnictwa Wydziału Górnictwa i Geologii Politechniki Śląskiej badania możliwości obniżenia energochłonności urabiania przez sterowanie ruchem głowic urabiających obejmują skrawanie bloku wykonanego z materiałów ekwiwalentnych o różnej wytrzymałości na ściskanie zbudowanego z pięciu warstw nachylonych ukośnie w stosunku do spągu. W artykule przedstawiono sposób analitycznego wyznaczenia parametrów geometrycznych skrawów wykonywanych głowicami poprzecznymi kombajnu chodnikowego oraz położenia skrawu względem spągu i osi wzdłużnej kombajnu. Umożliwia to wyznaczenie granicy warstw w przekroju poprzecznym skrawu a tym samym średniej wytrzymałości skały w tym przekroju. Wykonano przykładowe obliczenia średniej wytrzymałości skrawu zrealizowanego na stanowisku badawczym.
The research conducted at the Institute of Mining Mechanisation, Faculty of Mining and Geology, Silesian University of Technology pertaining to reduction of energy consumption of cutting by controlled movement of cutting heads include the cutting of a rock block made of equivalent materials with various compressive strength, made of five layers inclined diagonally in relation to the floor. The article presents a method of analytical determination of geometrical parameters of cuts made with transverse heads of a roadheader and of the cut position relative to the floor and to the boom’s longitudinal axis. This enables to determine the limit of layers in the cut cross section, hence the average compressive strength of rock in this cross section. The examples of calculations of average strength of cut performed on a test station were made.
Źródło:
Systemy Wspomagania w Inżynierii Produkcji; 2017, 6, 2; 68-79
2391-9361
Pojawia się w:
Systemy Wspomagania w Inżynierii Produkcji
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł

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