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 "wytrzymałość skały" wg kryterium: Temat

  Lista filtrów
Wyrównaj
    Wyświetlanie 1-5 z 5
    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:
    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:
    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:
    Study of Stress Concentration on the Contour of Underground Mine Workings
    Badanie koncentracji naprężeń na konturze wyrobisk kopalni podziemnych
    Autorzy:
    Pysmennyi, Serhii
    Chukharev, Serhii
    Peremetchy, Andrii
    Fedorenko, Serhii
    Matsui, Anatolii
    Powiązania:
    https://bibliotekanauki.pl/articles/2200991.pdf
    Data publikacji:
    2023
    Wydawca:
    Polskie Towarzystwo Przeróbki Kopalin
    Tematy:
    stress
    working
    vault of stable equilibrium
    stability
    ultimate strength
    rocks
    naprężenie
    praca
    sklepienie równowagi stabilnej
    ciśnienie
    stabilność
    wytrzymałość graniczna
    skały
    Opis:
    Kryvyi Rih iron ore basin consists of complex structured ore deposits and is developed by the underground method at depths of over 1000 m. The underground method is used to mine reserves of rich iron ores with a useful component content of more than 59% applying bulk ore and rock caving systems. This leads to significant changes in the stress state of the rock massif. During underground operations, mine workings are strained and in some cases destructed. As a result, enterprises are constantly increasing operating costs for maintaining mine workings, which adversely impacts the cost of production. Industrial research results demonstrate that in most cases workings fail in their upper part which is vaulted in shape. Available methods for determining the state of rocks around mine workings do not fully take into account physical and mechanical properties of the rocks in which the working is located. The developed technique allows determining not only the destructive pressure impacting the workings, but also the angle at which the destructive force acts. This technique differs from the available ones in taking into account not only mining and geological characteristics of the deposit, but also most factors of physical and mechanical properties of rocks. This technique helps to choose a rational place for driving mine workings at the stage of design, thus avoiding significant additional cost for their maintenance.
    W kopalni Krzywy Róg występują złoża rudy o złożonej strukturze, wydobywane metodą podziemną z głębokości ponad 1000 m. Stosując systemy zawałowe eksploatuje się złoża bogatych rud żelaza o zawartości składników użytecznych powyżej 59%. Prowadzi to do znacznych zmian stanu naprężeń masywu skalnego. Podczas prac podziemnych wyrobiska kopalniane podlegają naprężęniom, a w niektórych przypadkach ulegają zniszczeniu. W efekcie przedsiębiorstwa stale podwyższają koszty eksploatacji wyrobisk górniczych, co niekorzystnie wpływa na koszty produkcji. Wyniki badań przemysłowych wskazują, że w większości przypadków wyrobiska zawodzą w swojej górnej części. Dostępne metody określania stanu skał wokół wyrobisk górniczych nie uwzględniają w pełni właściwości fizycznych i mechanicznych skał, w których znajduje się wyrobisko. Opracowana technika pozwala na określenie nie tylko ciśnienia destrukcyjnego działającego na wyrobiska, ale również kąta działania siły destrukcyjnej. Technika ta rożni się od dostępnych tym, że uwzględnia nie tylko cechy górniczo-geologiczne złoża, ale także większość czynników właściwości fizykomechanicznych skał. Technika ta pozwala już na etapie projektowania na dobór racjonalnych miejsc prowadzenia wyrobisk górniczych, unikając w ten sposób znacznych dodatkowych kosztów ich utrzymania.
    Źródło:
    Inżynieria Mineralna; 2023, 1; 69--78
    1640-4920
    Pojawia się w:
    Inżynieria Mineralna
    Dostawca treści:
    Biblioteka Nauki
    Artykuł
    Tytuł:
    Zmiany wytrzymałości w warunkach krystalizacji soli oraz oddziaływania dwutlenku siarki w wybranych makroporowatych skałach węglanowych
    Changes in the strength of salt crystallization conditions and the effect of sulphur dioxide on some macroporous carbonate rocks
    Autorzy:
    Bobrowska, A.
    Powiązania:
    https://bibliotekanauki.pl/articles/2075064.pdf
    Data publikacji:
    2013
    Wydawca:
    Państwowy Instytut Geologiczny – Państwowy Instytut Badawczy
    Tematy:
    uniaxial compressive strength
    macroporous carbonate rocks
    sodium sulphate
    sulphur dioxide
    wytrzymałość na ściskanie jednoosiowe
    makroporowate skały węglanowe
    siarczan sodu
    dwutlenek siarki
    Opis:
    The article presents the changes in long-term endurance of macroporous carbonate rocks by modelling the process of crystallization of salt (sodium sulphate) from the solution and the impact of sulphur dioxide in the presence of humidity. The characteristics of travertine endurance were determined based on the uniaxial compression test of endurance. Tests were conducted in laboratory conditions on monoliths from Poland and Turkey. Rock material from Poland was the so-called "Polish travertine" collected from an active quarry in Raciszyn (RA) and represented by Upper Jurassic limestones. The material from Turkey was a reed-type travertine rock, one of the leading lithotypes from the Denizli region, taken from an active quarry in Hierapolis (HO), and weathered material collected from the ancient opening in Hierapolis (HA). Research shows that the rock materials, regardless of the degree of weathering and location, have an increased susceptibility to lower endurance to uniaxial compression as a result of the impact of SO2 in the presence of humidity, rather than as a result of the crystallization of salt from the solution. This observation demonstrates that the travertine is characterised by relatively high resistance to salt solutions. Within porous material, the salt crystals can freely crystallize in the gaps without damaging the structure.
    Źródło:
    Przegląd Geologiczny; 2013, 61, 5; 311--314
    0033-2151
    Pojawia się w:
    Przegląd Geologiczny
    Dostawca treści:
    Biblioteka Nauki
    Artykuł
      Wyświetlanie 1-5 z 5

      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