Wyniki wyszukiwania - BazTech

1

Review of basic equations for evaluating drilling efficiency

Mehtiyev Rafail K., Tanriverdiyev Yusif A.

Nafta-Gaz

|

2023

|

R. 79, nr 10

670--677

EN

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.

PL

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.

2

Development of Technologies for Mining Ores with Instable Hanging Wall Rocks

Pysmennyi Serhii, Chukharev Serhii, Kourouma Ibrahima Kalil, Kalinichenko Vsevolod, Matsui Anatolii

Inżynieria Mineralna

|

2023

|

no. 1

103--112

EN

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.

PL

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.

3

Mechanical responses of igneous rocks to microwave irradiation: a review

Bai Guogang, Sun Qiang, Jia Hailiang, Ge Zhenlong, Tang Liyun, Xue Shengze

Acta Geophysica

|

2022

|

Vol. 70, no 3

1183--1192

EN

In order to explore the mechanism of microwave radiation damage to rocks and improve the efficiency of underground rock fragmentation, statistics have been conducted for nearly 40 years, and the heating effects of four types of igneous rocks (granite, basalt, syenite, and gabbro) after microwave irradiation have been analyzed. The attenuation of tensile and compressive strength, and the microwave response mechanism of igneous rocks are studied. The results show that under microwave energy of 0–50 kJ, the tensile and compressive strengths of rock do not change significantly; however, above 50 kJ, they decrease rapidly. With increasing contents of Fe-rich minerals in rock, such as pyroxene, microwaves have a greater fracturing effect, which is manifested as rapid attenuations in tensile and compressive strength. The wave velocity damage factor and tensile strength damage factor of igneous rocks increase with the increase of microwave energy.

4

Niepewność oznaczania wytrzymałości na ściskanie z użyciem foremnych próbek skał

Nurkowski Janusz

Prace Instytutu Mechaniki Górotworu PAN

|

2021

|

T. 23, nr 1-4

17--24

PL

W związku z rozpoczętą procedurą akredytacji stanowiska do pomiaru wytrzymałości próbek skał, niezbędnym okazało o się przeprowadzenie obliczeń i bilansu niepewności dotyczących pomiaru. Pomiary takie wykonywane są w maszynie wytrzymałościowej firmy Instron, na wyposażeniu Pracowni Odkształceń Skał PAN. Obiektami generującymi niepewność są dynamometr mierzący siłę działającą na próbkę, który stanowi wyposażenie maszyny Instron, oraz suwmiarka – niezbędna do wyliczenia przekroju badanej próbki skały. Wykonano odpowiednie obliczenia z tym związane. W opracowaniu odniesiono się również do wpływu zmian temperatury w laboratorium.

EN

Due to the commenced procedure of accreditation of the stand for measuring the strength of rock samples, it turned out to be necessary to perform calculations and balance the uncertainty related to the measurement. Such measurements are performed in a testing machine by Instron, on the equipment of the Rock Deformation Laboratory of the Polish Academy of Sciences. The objects generating uncertainty are the dynamometer measuring the force acting on the sample, which is part of the Instron machine, and the caliper – necessary to calculate the cross-section of the tested rock sample. Relevant calculations related to this have been made. The study also referred to the influence of temperature changes in the laboratory.

5

Determination of "mi" in the Hoek–Brown failure criterion of rock

Arshadnejad S.

Mining Science

|

2018

|

Vol. 25

111--127

EN

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.

6

Assessment of the efﬁciency of the applied TBM excavation regime

Krupa V., Lazarova E., Ivanicova L., Krulakova M., Feriancikova K., Labas M.

Inżynieria Mineralna

|

2015

|

R. 16, nr 1

139--144

EN

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.

PL

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.

7

Litologiczno-strukturalne uwarunkowania rzeźby Sudetów

Migoń P., Placek A.

Przegląd Geologiczny

|

2014

|

Vol. 62, nr 1

36–-43

EN

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.

8

Experimental Studies on Crushing Processes of Cuboidal Blocks in Jaw Crusher with Trapezoidal Crushing Plates Fields

Ciężkowski P., Bąk S.

Machine Dynamics Research

|

2014

|

Vol. 38, No. 2

85-94

EN

The paper presents the results of research on the influence of aggregate type on rock crushing process in double-toggle jaw crusher. Experimental studies were performer on the model laboratory crusher allowing for measurement of displacements of the jaw , forces acting on the jaw and crushing energy. Crushing process was carried out using trapezoidal crushing plates, offer very good crushing properties due to diversified surface which contacts with the material during crushing process. The studies concerned the cubicoid samples of: Mucharz sandstone, Morawica cohesive limestone, White Marianna marble and Strzegom granite. Main task was to analyse of influence of crushing plates shape on products particle size distribution, forces occurring during crushing process, crushing energy and effective crusher performance. Experiments confirmed that Bond’s hypothesis approximates fairly well the crushing energy per unit mass. Irregular arrangement of a feed in crusher’s hopper affects the energy consumption during srushing process, as compared to the feed arranged in regular way.

9

Trzy źródła błędów przy doborze obudowy wyrobisk korytarzowych

Schinohl J.

Bezpieczeństwo Pracy i Ochrona Środowiska w Górnictwie

|

2013

|

nr 3

30-33

PL

Autor przedstawia najistotniejsze błędy popełniane przy samodzielnym doborze obudowy wyrobisk korytarzowych, przy wykorzystaniu zasad projektowania i doboru obudowy oraz opartych na tych zasadach programach obliczeniowych

EN

The author presents the most significant mistakes made with the independent selection of supports for mining tunnel excavations using the rules for support design and selection and calculations software based on these rules.

10

Badania zmian wybranych właściwości geomechanicznych skał pod wpływem temperatury do 1100°C w aspekcie potencjalnych możliwości procesu podziemnego zgazowania węgla

Korzeniowski W., Skrzypkowski K.

Przegląd Górniczy

|

2012

|

T. 68, nr 5

44--53

PL

W artykule podniesiono problemy związane z warunkami stateczności podziemnych wyrobisk wykonanych i powstałych w wyniku podziemnego procesu zgazowania węgla. Zaprezentowano przykładowe wyniki badań wytrzymałościowych laboratoryjnych i in situw nawiązaniu do przewidywanych warunków panujących w górotworze o znacznie podniesionej temperaturze skał. Zbadano próbki, o wcześniej określonych parametrach wytrzymałościowych w warunkach standardowych, a następnie analogiczne próbki poddano procesowi prażenia w temperaturach: 400°C, 800°C oraz 1100°C, co spowodowało zmianę ich struktury, a w niektórych przypadkach częściową ich dezintegrację. Dla wyselekcjonowanych partii próbek określono podstawowe parametry geomechaniczne: wytrzymałość na jednoosiowe ściskanie i rozciąganie oraz moduł Younga i liczbę Poissona oraz podano zależności wartości tych parametrów od temperatury.

EN

The article presents problems connected with the conditions of stability of underground workings carried out and arisen as a result of the underground coal gasification process. Examples of results of laboratory and in situstrength tests with reference to predicted conditions occurring in the rock mass with considerably increased rock temperature were presented. Samples were tested, with previously determined strength parameters in standard conditions, and next analogical samples were subjected to the roasting process in temperatures: 400°C, 800°C, and 1100°C, what caused the change of their structure, and in some cases their partial disintegration. For selected batches of samples the basic geo-mechanical parameters were determined: uniaxial compressive strength and tensile strength as well as the Young’s modulus and Poisson’s ratio. Moreover, the dependences of values of these parameters on the temperature were given.

11

Mine tremor focal mechanism: An essential element for recognising the process of mine working destruction

Stec K., Drzewiecki J.

Acta Geophysica

|

2012

|

Vol. 60, no. 2

449-471

EN

This article presents an analysis of causes of rockburst which occurred in the Rydułtowy-Anna Mine on 24 March 2010. The seismic phenomena and the rockburst hazard connected with them have been determined by a number of natural and technical factors. The dominant factors were the mechanical strength characteristics of coal and surrounding rocks, as well as the values of stress in the surroundings of mine workings. An analysis must take into account the structure of the strata, its susceptibility to rockbursts, development and displacement of areas with high values of stress, as well as critical levels of elastic deformation of the strata. Such an approach must be supported by the results of an analysis of focal mechanisms of tremors to make it possible to recognize mining and geological factors which had the prevailing influence on tremors' location and energy. By presenting a selected example of a real event, the authors would like to point out the importance of the proper description of focal mechanisms of seismic tremors. The analysis of a chain of interacting destruction processes in the developed model of strata would give the explanation why the tremor occurred in the gallery located at a considerable distance from the tremor focus.

12

Metodyka badania wybranych skał Polski w warunkach wysokiego ciśnienia i temperatury

Dziedzic A., Łukaszewski P.

Biuletyn Państwowego Instytutu Geologicznego

|

2011

|

nr 446 (1)

123--128

PL

W artykule przedstawiono opis metodyki badań wytrzymałościowych skał w warunkach wysokiego ciśnienia i temperatury. Badania wytrzymałościowe prowadzono w warunkach konwencjonalnego trójosiowego ściskania z równoczesną rejestracją zmian prędkości fali ultradźwiękowej. Zestaw badawczy wykorzystywany w Zakładzie Geomechaniki UW, składający się ze sztywnej prasy wytrzymałościowej wyposażonej w komorę termociśnieniową oraz z ultradźwiękowego systemu pomiarowego, umożliwia automatyczną, zsynchronizowaną rejestrację zmian naprężenia, odkształcenia oraz prędkości fali podłużnej w próbkach skalnych poddanych ściskaniu w komorze termociśnieniowej. Dzięki zastosowaniu opisanej metodyki możliwe jest porównanie uzyskanych danych z wynikami geofizycznych badań in situ.

EN

The study presents methodology for rock testing in conventional triaxial conditions with simultaneous recording of longitudinal wave speed velocity. Assembled at Department of Geomechanics of Warsaw University, the testing unit consists of a rigid strength press equipped with thermal pressure vessel and ultrasonic measuring system. Testing set is able to records automatically the changes of stress, strain and longitudinal wave velocity during strength test conducted in the thermal pressure vessel. Described methodology allows comparing obtained data with in situ geophysical investigations.

13

Accounting for lode angle in the failure criterion of rocks

Skłodowski M.

Archives of Mining Sciences

|

2011

|

Vol. 56, no 4

585-600

EN

Paper presents general hypothesis of the relationship between the strength of rocks and the third invariant of the stress tensor deviator at failure. It has been assumed that the normal and tangential stressesacting on the strictly determined planes defined by the directional cosines depending on the three invariants of the stress state should be taken into account in the calculation of the rock strength. The hypothesis is the extension of the former Burzyński's work. Geometrical interpretation of the hypothesis has been given and its verification for Sandstone and Dunham Dolomite, on the basis of experimental data known from the relevant literature, has been presented.

PL

Artykuł przedstawia ogólną hipotezę związku pomiędzy wytrzymałością skał, a trzecim niezmiennikiem dewiatora tensora naprężenia. Założono, że przy obliczeniach wytrzymałości skał należy wziąć pod uwagę naprężenia normalne i styczne działające na ściśle określonych płaszczyznach zdefiniowanych przez cosinusy kierunkowe zależne od trzech niezmienników stanu naprężenia. Hipoteza stanowi rozwinięcie wcześniejszych prac Burzyńskiego. Podano interpretację geometryczną hipotezy oraz jej weryfikację dla Piaskowca i Dunham Dolomite na podstawie danych eksperymentalnych z literatury.

14

Steep slopes in the Sudetes and their morphotectonic interpretation

Migoń P., Placek A., Żyszkowska W.

Geological Quarterly

|

2009

|

Vol. 53, No 2

219-232

EN

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.

15

Rola zróżnicowania wytrzymałości skał w genezie rzeźby Masywu Ślęży (Przedgórze Sudeckie)

Placek A.

Przegląd Geologiczny

|

2007

|

Vol. 55, nr 10

861-869

EN

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.

16

Methodology of testing the strength and deformational properties of rocks from LGOM mines under triaxial stress conditions

Lis J., Kijewski P.

Archives of Mining Sciences

|

2007

|

Vol. 52, no 3

331-354

EN

The paper presents the laboratory equipment used in triaxial tests carried out at the Rock Mechanics Laboratory of the Mining Department, the KGHM CUPRUM Ltd Research & Development Centre. The equipment for triaxial tests at confining pressures of up to 250 MPa which allows for the determination of the strength and deformational properties of rocks is described. Using the results of the tests, the criteria for rock failure under compression, shear, tension and bending were determined. An attempt to monitor the propagation of cracks in rocks under hydrostatic pressure up to 60 MPa was also undertaken.

PL

W artykule przedstawiono wyposażenie pomiarowo-badawcze stosowane w trójosiowych badaniach skał prowadzonych w Pracowni Mechaniki Skał, Laboratorium Górnictwa i Mechaniki Górotworu KGHM CUPRUM. Badania te rozpoczęto w 1970 roku dla potrzeb budowy kopalń rud miedzi w nowo odkrytym złożu w obszarze monokliny przedsudeckiej. Badania są wykonywane w pełnym profilu górniczym, obejmującym skały złożowe i skały w najbliższym otoczeniu złoża (strop, spąg). Zakres prowadzonych badań w warunkach trójosiowego stanu naprężeń obejmował: określenie wytrzymałościowych i odkształceniowych własności skał przy ściskaniu, ścinaniu, rozciąganiu i zginaniu w warunkach wszechstronnego ciśnienia; wyznaczenie charakterystyk mechanicznych skał i określenie stałych sprężystości; określenie wytrzymałości skał w złożonym stanie naprężenia, w którym składowe tego stanu mają różne wartości i znaki; opracowanie, na podstawie wyników badań trójosiowych, warunków kruchego zniszczenia skał; badania nad rozprzestrzenianiem się szczelin w materiale skalnym poddanym działaniu wszechstronnego ciśnienia. Badania wytrzymałości i deformacji skał w warunkach trójosiowego stanu naprężenia realizowane są według dwóch wariantów: I. [...] (wg tzw. schematu Karmana), tj. warunek, w którym na jednoosiowy stan naprężenia nakłada się hydrostatyczny stan ciśnień. 2. [...]- warunek złożonego stanu naprężeń, w którym składowe tego stanu mają różne wartości i znaki. Dla realizacji przyjętego programu skonstruowano stanowisko badawcze, z prototypową aparaturą i urządzeniami, składające się z następujących elementów: układu hydraulicznego zasilającego komory ciśnieniowe; układu obciążającego z maszynami wytrzymałościowymi; aparatury z wyposażeniem pomiarowym i rejestrującym; zestawu komór badawczych (ciśnieniowych) o zróżnicowanych konstrukcjach stosownie do rodzaju prowadzonych badań. Badania skał w trójosiowym stanie naprężenia polegały na określeniu wytrzymałości badanej próbki skalnej przy minimum trzech różnych poziomach ciśnień okólnych, zależnych od wytrzymałości i zwięzłości skały. Uwzględniając zmienne właściwości skał występujących w profilu górniczym złoża rud miedzi LOOM badania prowadzone są przy następujących ciśnieniach okólnych: 5, 10, 15, i 10; 20; 30 MPa - dla skał słabych, o niskiej zwięzłości; 20, 40, 60 MPa - dla skał mocnych, zwięzłych i silnie zwięzłych. Do badań próbek skalnych przy ściskaniu służą trzy typy komór ciśnieniowych: I. komora typu M-23 własnej konstrukcji do ciśnień w zakresie 0+60 MPa (rys. 3.1); 2. komora tłoczkowa typu M-25 własnej konstrukcji do ciśnień w zakresie 0+ 120 MPa (rys. 3.2); 3. komora firmy Walter+Bai produkcji szwajcarskiej do ciśnień w zakresie 0+250 MPa (rys. 3.3). Wyniki badań wytrzymałościowych i odkształceniowych właściwości skał w trójosiowym stanie naprężeń są wykorzystywane w obliczeniach inżynierskich, przy projektowaniu obiektów górniczych oraz w modelowaniu procesów deformacji górotworu podczas prowadzenia eksploatacji złoża rud miedzi w kopalniach LGOM.

17

Nośność stropu wyrobisk komorowych w ffl zie rozwiniętej eksploatacji złoża LGOM

Kidybiński A.

Przegląd Górniczy

|

2002

|

T. 58, nr 7-8

30-35

PL

Omówiono zależności: powierzchni zawału stropu wyrcbisk komo- I rowych od odległości za frontem rozcinki oraz wysokości (grubości) j zawału od szerokości wyrobiska - otrzymane z analizy 82 kart 1 zawału stropu z lat 1990+2002 oraz porównano je z wynikami symulacji komputerowej stropu płytowego wykonanej programem PS-Obud. Podano schematy obliczeniowe nośności nieciągłych płyt dwuprzęsłowych (dla wyrobisk o mniejszej szerokości) oraz trój-przęsłowych (dla wyrobisk o większej szerokości) i omówiono istotne różnice w mechanizmie niszczenia tych płyt. Sprecyzowano wnioski dotyczące stateczności stropu wyrobisk komorowych w fazie rozwiniętej eksploatacji poprzedzającej likwidację filarów.

EN

Dependencies of: chamber working roof fall area on the distance from the block development front and the hight (thickeness) of roof fall on the working width -received from the analysis of 82 roof fall cards in the years 1990 + 2002, are discussed as well as compared with results of computer simulation of a plate roof executed by means of the PSObud program. Computing schemes of load bearing capacity of discontinuous two-span plate (for workings of smaller width) and three-span (for working of bigger width) are given and essential differences in the mechanism of their damage are discussed. Conclusions regarding chamber working roof stability in the developed exploitation phase preceding liquidation of pillars are discussed.

18

Wpływ czynników naturalnych masywu skalnego na jego wytrzymałość określoną metodami penetrometryczną i laboratoryjną

Bukowska M., Kidybiński A.

Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko / Główny Instytut Górnictwa

|

2002

|

nr 1

35-46

PL

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.

EN

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.

19

Wpływ wysychania i nasycania wodą senońskich margli i opok na ich wytrzymałość

Kowalski W. C.

Przegląd Geofizyczny

|

2001

|

Z. 4

363-367

EN

The laboratory model testing of the strength on the Senonian marls and "opokas" points out that only once and many times repeated drying and water saturation their air-dry samples decrease their strength up to 0. The laboratory model testing results point out, that the drying and many times water saturating marls and opokas in the many times repeated subterranean water level oscillations zone and above in the capillary ascent zone compliance gradually the strength fatigue and at last are disintegrated till the silty fraction, what is acknowledge in profiles of weathering.