Preferencje help
Widoczny [Schowaj] Abstrakt
Liczba wyników

Znaleziono wyników: 9

Liczba wyników na stronie
first rewind previous Strona / 1 next fast forward last
Wyniki wyszukiwania
Wyszukiwano:
w słowach kluczowych:  rock mass classification
help Sortuj według:

help Ogranicz wyniki do:
first rewind previous Strona / 1 next fast forward last
EN
It is the foundation of tunnel engineering to classify the rock mass surrounding tunnels. However, it is not easy to precisely determine the class of rock mass in practice as sufficient geological exploration need to be completed before rock mass classification, and there exists some disputes referring to the rationalization of dozens of methods for rock mass classification through the world. The principles and procedures of the basic quality method, which are widely used in China, are presented in this paper, and the application process of the basic quality method is showed with a project case of Zhongnanshan highway tunnel which has operated in safety for nearly a decade. Then, both the advantages and disadvantages of the basic quality method are analyzed in terms of practical engineering applications. In consideration of the defects of the basic quality method, the concept of the subclassing of surrounding rock in grade III-V is developed in the end and the criterion is given to determine the subclass of rock mass. This study is aimed at providing some useful ideas and a reference for rock classification in highway tunnel engineering.
2
Content available Proposal of a new method for calculating GSI
EN
Rock mass classification systems are simple but valuable tools for the qualitative and quantita-tive classification of rock masses and for the planning of the fortification of mining excavations. Unfortu-nately, in the prefeasibility phase, not all the information needed for a preliminary project evaluation is always available, and one of the few available information is the RQD, however, although it is very nec-essary to determine the GSI to analyze the failure criteria, it is difficult to obtain at this stage of the pro-ject. Although several correlations between the different classification systems have been identified, the most abundant ones are those relating GSI as a function of RMR and as a function of Barton’s Q. As for GSI relationships as a function of RQD, only three recent relationships are available: Hoek et al. (2013), Santa et al. (2019), and Xia et al. (2022). Therefore, this study presents a correlational analysis of the GSI and RQD classification systems, using robust nonparametric statistics, with the aim of determining an expression to estimate GSI in the field. Among the results, it is highlighted that better GSI prediction results are obtained when 25% < RQD ≤ 87%, with a maximum error of ±14 points, improving the esti-mation accuracy by 62% with respect to current proposals. Despite the above, the difficulty of interpret-ing more accurately the specific geological characteristics of each rock mass remains.
EN
This study aims to investigate the effectiveness of the ground support systems that are planned to be implemented on Block A, which will be excavated through the Marikana fault zone. The block of ground being prepared for mining has been physically affected by the presence of the Marikana fault and is therefore geomechanically and geotechnically weaker than the normal stoping conditions on the rest of the shaft. Joint mapping conducted in Block A raiselines indicated that there is a high concentration of shallow dipping joints which are dipping in opposite directions. Such conditions present special challenges in the planned excavations because they can lead to sudden and uncontrolled collapses unless appropriate action is taken to mitigate such instances. The orientation of joint sets aid the formation of keyblocks, which can collapse provided their weight exceeds the support load bearing capacity or if they are located in between support units. Therefore, stoping in the Marikana fault zone requires a more intensive support with a higher than normal support resistance. The existing ground control strategies, the processes, tools, techniques, and methods that are currently being used for support design were investigated and incorporated into the new system where applicable.
EN
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.
EN
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.
EN
Underground mining exploitation may result in mining damages to building objects located on a terrain surface. Considering high harmfulness of this phenomenon, the scientists from all over the world have tried to describe impact of underground exploitation on deformations of terrain surface and objects located thereon. The first theories, based on the Gaussian distribution, have emerged in the 1950s and are in use until now. Later on, in connection with development of computational techniques, their availability and numerical methods, a possibility of numerical computations use for forecasting of deformations has emerged. These methods, when suitable numerical models are adopted, enable to include higher number of factors influencing the results being obtained. When constructing numerical model, particular attention should be paid on selection of: appropriate geometry of model, proper constitutive model describing behavior of rock and soil layers, adequate values of rock mass parameters prior to execution of mining exploitation, and after it. The author presented in this article part of these problems, based on own experience.
PL
Podziemna eksploatacja górnicza może wywołać szkody górnicze w obiektach budowlanych znajdujących się na powierzchni terenu. Z uwagi na wysoką szkodliwość tego zjawiska naukowcy z całego świata próbowali opisać wpływ eksploatacji podziemnej na deformacje powierzchni terenu i obiektów na niej się znajdujących. W latach pięćdziesiątych pojawiły się pierwsze teorie oparte na rozkładzie Gaussa które stosowane są po dzień dzisiejszy. Później w związku z rozwojem technik obliczeniowych, ich dostępności oraz metod numerycznych pojawiła się możliwość wykorzystania obliczeń numerycznych do prognozowania deformacji. Metody te przy przyjęciu odpowiednich modeli numerycznych pozwalają na ujęcie większej liczby czynników wpływających na uzyskiwane rezultaty. Przy budowie modeli numerycznych należy zwrócić szczególną uwagę na dobór: odpowiedniej geometrii modelu, właściwego modelu konstytutywnego opisującego zachowanie się warstw skalnych i gruntowych, odpowiednich wartości parametrów górotworu przed przeprowadzeniem eksploatacji i po przejściu eksploatacji. Autor w niniejszym artykule przedstawił część tych problemów bazując na własnym doświadczeniu.
EN
This Paper presents an application of GSI Hoek rock mass classification to the areas highly disturbed by the underground mining influence. The Author considers: the back analysis method, survey measurements, mining and geological data, numerical modelling, and estimating a GSI value which suitably describes rock mass conditions in the Upper Silesian area.
PL
Podziemna eksploatacja górnicza frontem ścianowym powoduje mocne zaburzenie pierwotnej struktury górotworu. Taki masyw skalny nie może być traktowany jako jednolite medium, a jego właściwości nie powinny być dobierane bezpośrednio z badań laboratoryjnych na próbkach skalnych. W tym celu można posłużyć się klasyfikacją geotechniczną, która bazując na obserwacjach oraz doświadczeniach pozwala na uwzględnienie wielu czynników (takich jak: jakość powierzchni spękań, ilość spękań, ich orientacja warunki hydrogeologiczne, itp.) mających wpływ na własności górotworu. Artykuł przedstawia metodę określania wartości parametru GSI klasyfikacji Hoek'a dla warstw skalnych znajdujących się w rejonach zaburzonych podziemną eksploatacją górniczą. W celu oszacowania wartości tej liczby przeprowadzono odpowiednie postępowanie, oparte na: metodzie odwrotnej "back analysis", pomiarach przemieszczeń powierzchni terenu, danych o sytuacji górniczej i geologicznej i modelach numerycznych bazujących na metodzie elementów skończonych. Schemat postępowania przedstawiono na podstawie przykładowej eksploatacji w kopalni "Staszic". W pierwszej fazie analizy bazując na obserwacjach profili geologicznych z badanego rejonu kopalni "Staszic", określono wstępną wartość liczby GSI dla analizowanych warstw skalnych. Następnie przeprowadzono analizę warunków górniczych oraz zebrano dane pomiarów przemieszczeń powierzchni terenu. Z uwagi na zbyt złożone warunki górnicze, które uniemożliwiają zbudowanie odpowiedniego modelu numerycznego (tzn. zbyt wielu parcel eksploatacyjnych, pokładów, ich nieregularnego umiejscowienia itp.) w analizowanym rejonie, przeprowadzono obliczenia upraszczające. Polegały one na analizie przemieszczeń powierzchni wg. teorii Knothego dla istniejącej sytuacji górniczej następnie, określenia rzeczywistych wartości parametrów teorii a = 0,2 (eksploatacja z podsadzką hydrauliczną), oraz [...]= 63,43 dla rozpatrywanego rejonu kopalni. W dalszej kolejności autor wybrał jedną parcelę eksploatacyjną nr 308 w pokładzie 510, o grubości 3,0 m, długości frontu ścianowego 300m i jej wybiegu 1000 m. Dla tej ściany przeprowadzono obliczenia wg teorii Knothego przy wykorzystaniu określonych rzeczywistych wartości teorii. W kolejnym etapie analizy zbudowano model numeryczny MES (program Abaqus). dla uproszczonej sytuacji górniczej (uwzględniający budowę warstwową górotworu, oraz eksploatacje w parceli nr 308). Model stanowiła transwersalnie izotropowa tarcza w płaskim stanie odkształcenia w której wyróżniono warstwy skalne, rejon eksploatacji oraz znajdującą się nad nią strefę spękań. Dla modelu przeprowadzono obliczenia, a uzyskane wyniki przemieszczeń porównano z wynikami przemieszczeń powierzchni terenu uzyskanymi z obliczeń teorią Knothego. W sytuacji gdy wartości przemieszczeń różniły się między sobą, wówczas zmieniano wartość liczby GSI co powodowało (zgodnie z odpowiednimi formułami) zmianę wartości parametrów odkształceniowych modelu numerycznego. Obliczenia przeprowadzono do chwili uzyskania odpowiedniego dopasowania niecki obniżeń (rys. 1) oraz nachyleń (rys. 2). Postępowanie to pozwoliło na określenie wartości parametrów odkształceniowych warstw skalnych (tabela 2) oraz przybliżonej wartości liczby GSI (tabela 1) dla skał w rejonach podziemnej eksploatacji ścianowej. W dalszej części pracy przedstawiono propozycję modyfikacji klasyfikacji geotechnicznej Hoek'a dla skał w rejonach zaburzonych podziemną eksploatacja górniczą (eksploatacją frontem ścianowym). Wartości liczby GSI określono dla jedenastu różnych rejonów polskich kopalń węgla kamiennego (Tajduś, 2009), gdzie przeprowadzano analizę zgodnie z procedurą podaną w rozdziale 2. Wyniki określonych wartości liczby GSI przedstawiono na rysunkach 4, 5, 6, 7 dla różnych warstw skalnych, porównując przedziały wartości z wartościami wg. Hoek'a (dla warstw skalnych nie w rejonach zaburzonych eksploatacją parcel frontem ścianowym). Dodatkowo na rysunkach 4, 5, 6, 7 wyróżniono określone wartości liczby GSI dla strefy spękań oraz strefy ugięcia występujących nad eksploatowaną parcelą. Oszacowane wartości wskaźnika GSI dla piaskowca znajdującego się w strefie ugięcia są znacznie niższe, niż wartości podane przez Hoek'a dla piaskowca nienaruszonego. Tłumaczy się to spękaniami powstałymi w strefie ugięcia po przejściu podziemnej eksploatacji górniczej jak i również różną budową skały, która niejednokrotnie może stanowić twardą, sztywną masę lub też znajdować się w stanie kruchym. Mniejsze różnice w wartościach wskaźnika GSI zauważyć można dla warstw skalnych zbudowanych z łupka ilastego. Ruchy górotworu spowodowały jedynie osłabienie struktury łupka, natomiast nie miały znacznego wpływu na jakość powierzchni spękań. Przy określaniu wartości GSI dla skał warstwy piaskowca w strefie ugięcia należy posłużyć się rysunkiem 4 (strefa 1T), a przy określaniu wartości GSI dla skał warstwy łupka ilastego w strefie ugięcia należy posłużyć się rysunkiem 5 (strefa 1T). Podobnie, zachowuje się wskaźnik GSI dla skał w strefie spękań (strefy 2T), w której skały uległy dalszemu zniszczeniu w porównaniu do skał w strefie ugięcia.
PL
Podstawową obudową wyrobisk eksploatacyjnych w polskich kopalniach rud cynku i ołowiu jest obudowa kotwiowa. Na podstawie wieloletnich obserwacji zachowania się wyrobisk, badań jakości górotworu oraz skuteczności kotwienia w zróżnicowanych warunkach geotechnicznych zaproponowano wprowadzenie uzupełniającego kryterium do klasyfikacji stropu pod kątem doboru kotwi. Zastosowanie morfometrycznej metody opisu odsłoniętego stropu i ociosów wyrobisk pozwoliło na wyodrębnienie czterech typów kategorii powierzchni, wyraźnie związanych ze skutecznością zastosowanej obudowy i statecznością wyrobisk. Wprowadzenie dodatkowego parametru do aktualnie stosowanej metodyki ma na celu przede wszystkim zminimalizowanie niedokładności szacowania jakości rdzenia wiertniczego.
EN
The basic support method of exploitation workings in Polish lead and zinc mines is the bolting technique. Based on many years of observations of behaviour of underground excavations, investigations on strata quality and bolting effectiveness under diversified geotechnical conditions, a supplementary criterion for roof classification and bolt matching has been suggested. Application of the morphometric method for description of roofs and wall-sides in the excavations allowed the four characteristic surface categories to be specified that are in clear relation with bolting effectiveness and the excavation stability. The goal of the introduction of extra parameters into the obligatory method is first of all, to minimize the error in RQD estimation.
PL
Omówione zostały trzy podstawowe metody koncepcji obudów; jedna z nich w oparciu o typy potencjalnych zawałów i dwie pozostałe w oparciu o inżynierskie klasyfikacje jakości masywów skalnych. Przeprowadzona została również analiza statyczna głównych przyczyn i charakterystyk zaistniałych zawałów w kopalniach LGOM w latach 1990-1999. W oparciu o powyższą analizę zaproponowano opracowanie nowej klasyfikacji skał dla warunków stropowych LGOM w aspekcie ich stateczności oraz w aspekcie doboru obudowy kotwiowej z punktu widzenia technicznego i ekonomicznego. Przedstawiono podstawowe założenia do nowej klasyfikacji jakości masywu skalnego.
EN
Three basic concepts of the roof bolting were presented, one is connected with types of potential cavings and the other ones with engineering classification of the rock-mass. Moreover the statistical analysis of the main causes and characteristies of oceurred (1990-1999) in the LGOM mines cavings was made. On the strength of this analysis, development of the new classification of rock for the roof conditions in the LGOM mines in the aspect of their stability and the roof-bolting selection from the technical and economical point of view, was proposed. The basic assumptions for the new classification of the rock mass quality were presented.
first rewind previous Strona / 1 next fast forward last
JavaScript jest wyłączony w Twojej przeglądarce internetowej. Włącz go, a następnie odśwież stronę, aby móc w pełni z niej korzystać.