Wyniki wyszukiwania

Filtruj wyniki

  • Czasopisma
  • Autorzy
  • Słowa kluczowe
  • Data
  • Typ

Wyniki wyszukiwania

Wyników: 16
Wyników na stronie: 25 50 75
Sortuj wg:

Abstrakt

Recalling the body of experience gathered in the collieries of the Upper Silesian Coal Basin, the

increased risk of seismicity and rockburst occurrences in confined conditions including the exploitation of

remnants were identified. This study investigates geomechanical aspects of longwall mining in the areas

affected by old excavations aimed at relaxation of a multi-bed deposits within a thick coal seam or a group

of seams. It is assumed that high-energy seismicity is another factor determining the rockburst hazard

alongside the state of stress. A case study is recalled, describing a colliery where mining-induced seismic

activity of a de-stressed coal seam remained at the level comparable to or higher than it was experienced

in the de-stressed seam operations. An analytical model was used to study the stress state and potential

loss of structural continuity of an undisturbed rock body surrounding the longwall panel being mined

beneath or over the abandoned workings. Recalling the developed model of the system involving nonlinear

functions demonstrating the existence of abandoned mine workings within the rock strata, computer

simulations were performed to evaluate the rockburst hazards along the face area. Discussions of results

are based on observations of immediate roof convergence and the vertical stress concentration factor at

the longwall face zone. Computational data of the modelled mining situations demonstrates that despite

using the de-stressing method of mining, the occurrence of events impacting on mine working beneath

and over abandoned workings cannot be precluded. Here the scale of rockburst hazards is determined by

local mining and geological conditions, such as the type and extent of abandoned workings, their age and

vertical distance between them and the coal seam currently mined.

Przejdź do artykułu

Autorzy i Afiliacje

Zbigniew Burtan
Andrzej Zorychta
Dariusz Chlebowski

Abstrakt

An analysis of the impact of mining with caving on the surface shows that a type of rock mass strata seems to be one of the critical factors affecting the process. Correlating the values of mining-induced surface deformation with the rock mass structure and the state of its disturbance is of crucial importance. Therefore, if other mining conditions are left unaffected, then those factors exert the key influence on a course and distribution of subsidence and rock mass deformation. A proper description of rock mass type and properties also seems rational for a proper determination of prediction parameters, especially in the case of a multi-seam coal mining, and/or the exploitation carried out at considerable depths. A general outcome of the study discussed in this paper is the development of the methodology and model practices for determining the rock mass type and, as a result, for selecting the optimal values of parameters for predicting the values of surface subsidence in relation to particular geological and mining conditions. The study proves that the type of rock mass may be described by such factors as the influence of overburden strata, the influence of Carboniferous layers, the disturbance of rock mass and the depth of exploitation.
Przejdź do artykułu

Autorzy i Afiliacje

Katarzyna Kryzia
Tadeusz Majcherczyk
Zbigniew Niedbalski
Pobierz PDF Pobierz RIS Pobierz Bibtex

Abstrakt

Optimum truck numbers of an enterprise can be found by dividing the period of time passed between a departing truck after loading, the arrival at the dumping location, the arrival at the point of loading again and the average loading time parameters of a truck. The average loading time of the truck is directly associated with the bucket fill factor and cycle time of the excavator. While the bucket fill factor depends on the mechanical strength and the discontinuity characteristics of the rock, the cycle time is related to bucket volume, the strength and the discontinuity characteristics of the rock. In this study, two relations predicting the average cycle time of the bucket fill factor for both hydraulic and electric excavators is done by seven excavators with different bucket volumes, and mass characteristics of eight different rocks from a coal open pit mine. According to the above, the optimum truck number was developed.
Przejdź do artykułu

Bibliografia

[1] S. Alarie, M. Gamache, Overview of Solution Strategies Used in Truck Dispatching Systems for Open Pit Mines. International Journal of Surface Mining Reclamation and Environment 16, 59-76 (2002).
[2] M. Beaulieu, M. Gamache, An Enumeration Algorithm for Solving the Fleet Management Problem in Underground Mines. Computers and Operations Research 33 (6), 1606-1624 (2006).
[3] A.C.M.M. Campelo, T. Marin, The Impact of Payload Truck Factor Use in Mine Performance Reports for an Open Pit Copper Mine in Brazil. REM – International Engineering Journal 71 (3), (2018). DOI: https://doi. org/10.1590/0370-44672017710189
[4] Y. Chang, Ren and S. Wang, Modelling and Optimizing an Open-Pit Truck Scheduling Problem. Discrete Dynamics in Nature and Society (745378), 8 (2015). DOI: https://doi.org/10.1155/2015/745378
[5] P. Chaowasakoo et al., Digitalization of Mine Operations Scenarios to Benefit in Real-Time Truck Dispatching. International Journal of Mining Science and Technology 27 (2), 229-236 (2017).
[6] Y . Choi et al., Multi-Criteria Evaluation and Least-Cost Path Analysis for Optimal Haulage Routing of Dump Trucks in Large Scale Open Pit Mines. International Journal of Geographical Information Science 23 (12), 1541- 1567 (2009).
[7] S.R. Dindarloo, M. Osanloo, S. Frimpong, A Stochastic Simulation Framework for Truck and Shovel Selection and Sizing in Open Pit Mines. Journal of the Southern African Institute of Mining and Metallurgy 115 (3), 209-219 (2015).
[8] S.G. Ercelebi, A. Bascetin, O ptimization of Shovel-Truck System for Surface Mining. Journal of The Southern African Institute of Mining and Metallurgy 109, 433-439 (2009).
[9] Y . Li, N.L. Hu ,G.Q. Li, Open-Pit Hauling Dispatching Optimization Based on Improved Pso Algorithm. China’s Mining Magazine 22 (4), 98-105 (2013).
[10] G . Liu, S. Chai, Optimizing Open-Pit Truck Route Based on Minimization of Time-Varying Transport Energy Consumption. Mathematical Problems in Engineering (687108) (2019). DOI: https://doi.org/10.1155/2019/6987108
[11] P.R. Michaud, J.Y. Blanchet, Establishing a Quantitative Relation Between Post Blast Fragmentation and Mine Productivity a Case Study. Proceedings of 5th International Symposium on Rock Fragmentation by Blasting 386- 396 (1996).
[12] A. Moradi Afrapoli, H. Askari-Nasab, Mining Fleet Management Systems: A Review of Models and Algorithms. International Journal of Mining Reclamation and Environmental 1-19 (2017).
[13] M. Munirathinam, J.C. Yingling, A Review of Computer-Based Truck Dispatching Strategies for Surface Mining Operations. International Journal of Surface Mining Reclamation and Environmental 8, 1-15 (1994).
[14] S.P. Singh, T. Yalcin, Effects of Muck Size Distribution on Scooping Operations. Proceedings of 28th Annual Conference on Explosives and Blasting Techniques 315-325 (2002).
[15] M. Sarı, P.J.A. Lever, Effect of Blasted Rock Particle Size on Excavation Machine Loading Performance. 20th International Mining Congress and Exhibition of Turkey. ISBN 978-9944-89-288-9 (2007).
[16] R .F. Subtil, D.M. Silva, J.C. Alves, 35th Apcom Symposium/ Wollongong, Nsw, 24-30 September, 765-777 (2011).
[17] L . Zhang, X. Xia, An Integer Programming Approach for Truck-Shovel Dispatching Problem in Open-Pit Mines. Energy Procedia 75, 1779-1784 (2015).
Przejdź do artykułu

Autorzy i Afiliacje

Abdurrahman Tosun
1
ORCID: ORCID

  1. Dokuz Eylul University, Bergama, 35062, Izmir, Turkey

Abstrakt

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.

Przejdź do artykułu

Autorzy i Afiliacje

L.X. Xiong
H.Y. Yuan
Y. Zhang
K.F. Zhang
J.B. Li

Abstrakt

A simple empirical study on the orientation, diameter, and extent of radial fractures (long and short) at the vicinity of the face-perpendicular preconditioned boreholes is described. Homogenous and heterogeneous mining faces were considered when studying the orientation of radial fractures, four and five face-perpendicular preconditioning practices were used to investigate the outspread and diameter of radial fractures from one blasted drill hole to another. Long radial fractures were observed to be developed along the direction of the maximum principal stress and short radial fractures were observed to be developed along the direction of the intermediate principal stress in a homogenous mining face. On the other hand, long radial fractures were observed to be developed along the direction of the intermediate principal stress, while short radial fractures were observed to be developed along the direction of the maximum principal stress when the mining faces subjected to heterogeneous rock mass. The diameters of the radial fractures observed were inconsistent and were not nine times the diameter of the original borehole. Furthermore, the extent of radial fractures from one borehole to another was noted to be gradually improved when the additional of preconditioned borehole was in place. This study maintained that the orientation of radial fractures is mostly controlled by the rock properties, however, extend and the diameters of the radial fractures are controlled by rock properties, the effectiveness of the stress wave and gas pressure and brittleness of the rock mass.

Przejdź do artykułu

Autorzy i Afiliacje

Fhatuwani Sengani

Abstrakt

Geodesic measurements of mining area deformations indicate that their description fails to be regular,

as opposed to what the predictions based on the relationships of the geometric-integral theory suggest.

The Knothe theory, most commonly applied in that case, considers such parameters as the exploitation

coefficient a and the angle of the main influences range tgβ, describing the geomechanical properties of the

medium, as well as the mining conditions. The study shows that the values of the parameters a = 0.8 and

tgβ = 2.0, most commonly adopted for the prediction of surface deformation, are not entirely adequate in

describing each and every mining situation in the analysed rock mass. Therefore, the paper aims to propose

methodology for determining the value of exploitation coefficient a, which allows to predict the values

of surface subsidence caused by underground coal mining with roof caving, depending on geological and

mining conditions. The characteristics of the analysed areas show that the following factors affect surface

subsidence: thickness of overburden, type of overburden strata, type of Carboniferous strata, rock mass

disturbance and depth of exploitation. These factors may allow to determine the exploitation coefficient a,

used in the Knothe theory for surface deformation prediction.

Przejdź do artykułu

Autorzy i Afiliacje

Katarzyna Kryzia
Tadeusz Majcherczyk
Zbigniew Niedbalski

Abstrakt

The evaluation accuracies of rock mass structures based on the ratings of the Rock Quality Designation (RQD) and discontinuity spacing (S) in the Rock Mass Rating (RMR) system are very limited due to the inherent restrictions of RQD and S. This study presents an improvement that replaces these two parameters with the modified blockiness index (Bz) in the RMR system. Before proceeding with this replacement, it is necessary for theoretical model building to make an assumption that the discontinuity network contains three sets of mutually orthogonal disc-shaped discontinuities with the same diameter and spacing of discontinuities. Then, a total of 35 types of theoretical DFN (Discrete Fracture Network) models possessing the different structures were built based on the International Society for Rock Mechanics (ISRM) discontinuity classification (ISRM, 1978). In addition, the RQD values of each model were measured by setting the scanlines in the models, and the Bz values were computed following the modified blockiness evaluation method. Correlations between the three indices (i.e., Bz, RQD and S) were explored, and the reliability of the substitution was subsequently verified. Finally, RMR systems based on the proposed method and the standard approach were applied to real cases, and comparisons between the two methods were performed. This study reveals that RQD is well correlated with S but is difficult to relate to the discontinuity diameter (D), and Bz has a good correlation with RQD/S. Additionally, the ratings of RQD and S are always far from the actual rock mass structure, and the Bz ratings are found to give better characterizations of rock mass structures. This substitution in the RMR system was found to be acceptable and practical.
Przejdź do artykułu

Autorzy i Afiliacje

Qingfa Chen
Tingchang Yin
Wenjing Niu

Abstrakt

Podziemna eksploatacja górnicza wywołuje w górotworze zmiany pól przemieszczeń i naprężeń. W przypadku prowadzenia podziemnej eksploatacji w pobliżu zbiorników odpadów poflotacyjnych niezmiernie ważne jest wyznaczenie zakresu osiadania górotworu pod fundamentami podstawy zapór ziemnych otaczających te zbiorniki. Dokładność rozwiązania MES jest głównie zależna od jakości danych geomechanicznych charakteryzujących poszczególne geologiczne warstwy górotworu oraz regiony górotworu, w których prowadzona jest eksploatacja. Jeżeli wartości osiadań na powierzchni obliczone przy zastosowaniu MES i pomierzone niwelacją geodezyjną nie są zgodne, wtedy wartości modułów Younga charakteryzujących regiony eksploatacji są korygowane. W niniejszym artykule została przedstawiona opracowana metoda analizy MES deformacji górotworu dla kopalni podziemnej w celu określenia wpływu eksploatacji górniczej na przemieszczenia powierzchni terenu w rejonie filara ochronnego zapory zachodniej zbiornika odpadów poflotacyjnych (Obiektu Unieszkodliwiania Odpadów Wydobywczych – OUOW) Żelazny Most. W badanym obszarze prowadzona była eksploatacja górnicza systemem komorowo-filarowym z ugięciem stropu (R-UO) w latach 2008–2016 oraz planowana jest podobna na lata 2017–2019 systemem komorowo-filarowym z podsadzką hydrauliczną ze względu na zwiększenie miąższości złoża.

Przejdź do artykułu

Autorzy i Afiliacje

Ewa Warchała
Anna Szostak-Chrzanowski
Paweł Stefanek

Abstrakt

W Polsce podstawowym źródłem energii elektrycznej i cieplnej jest nadal węgiel kamienny i brunatny. Podczas procesu spalania węgli powstają duże ilości produktów ubocznych, m.in.: popioły lotne, żużle paleniskowe oraz dostające się do atmosfery szkodliwe związki chemiczne w postaci gazu (CO2, NOx, związki siarki). Popioły lotne, z uwagi na swoją dużą miałkość (zbliżoną do cementu), skład chemiczny i fazowy oraz reaktywność, znalazły szerokie zastosowanie w rozwiązaniach technologicznych, m.in.: w produkcji cementu zwykłego, masywnego, hydrotechnicznego oraz cementów nowej generacji. Stosowanie odpowiedniego dodatku popiołów lotnych ma pozytywny wpływ na właściwości świeżego i stwardniałego betonu, a także umożliwia proekologiczne i ekonomiczne wytworzenie mieszanki cementowej. Eksploatacja bogactw naturalnych Ziemi związana jest z wykonywaniem na różnych głębokościach wyrobisk górniczych. Po pewnym czasie pułap wyrobiska ulega załamaniu, co pociąga za sobą obsunięcie się górnych warstw i wytworzenie się na powierzchni ziemi zagłębienia, tzw. niecki lub zapadliska. Taki rozwój sytuacji, wymusza potrzebę wzmacniania podłoża oraz uszczelniania górotworu. Aby zminimalizować ryzyko związane z problemami geotechnicznymi na terenach pogórniczych, należy stosować takie rozwiązania inżynierskie, które w sposób uniwersalny, ekonomiczny oraz wydajny poprawią nośność gruntów. Prowadzi to do rozwoju badań nad nowymi recepturami cementu stosowanego podczas prac geoinżynieryjnych, zwłaszcza na terenach górniczych. Co więcej, wymagania ekonomiczne zmuszają inżynierów do stosowania tańszych rozwiązań techniczno- technologicznych przy jednoczesnym zachowaniu właściwości wytrzymałościowych. Przykładem takiego rozwiązania jest użycie odpowiednich dodatków do receptur zaczynów uszczelniających, które zmniejszają całkowity jednostkowy koszt zabiegu.

Przejdź do artykułu

Autorzy i Afiliacje

Małgorzata Formela
Stanisław Stryczek

Abstrakt

Rock excavation is a basic technological operation during tunnelling and drilling roadways in underground mines. Tunnels and roadways in underground mines are driven into a rock mass, which in the particular case of sedimentary rocks, often have a layered structure and complicated tectonics. For this reason, rock strata often have highly differentiated mechanical properties, diverse deposition patterns and varied thicknesses in the cross sections of such headings. In the field of roadheader technology applied to drilling headings, the structure of a rock mass is highly relevant when selecting the appropriate cutting method for the heading face. Decidedly differentiated values of the parameters which describe the mechanical properties of a particular rock layer deposited in the cross section of the drilled tunnel heading will influence the value and character of the load on the cutting system, generated by the cutting process, power demand, efficiency and energy consumption of the cutting process. The article presents a mathematical modelling process for cutting a layered structure rock mass with the transverse head of a boom-type roadheader. The assumption was made that the rock mass being cut consists of a certain number of rock layers with predefined mechanical properties, a specific thickness and deposition pattern. The mathematical model created was executed through a computer programme. It was used for analysing the impact deposition patterns of rock layers with varied mechanical properties, have on the amount of cutting power consumed and load placed on a roadheader cutting system. The article presents an example of the results attained from computer simulations. They indicate that variations in the properties of the rock cut – as cutting heads are moving along the surface of the heading face – may have, apart from multiple other factors, a significant impact on the value of the power consumed by the cutting process.

Przejdź do artykułu

Autorzy i Afiliacje

Piotr Cheluszka

Abstrakt

Eksploatacja złóż gazu ziemnego i ropy naftowej w pewnych warunkach zalegania tych złóż może wywoływać deformacje ciągłe powierzchni terenu. Deformacje takie objawiają się w postaci niecek obniżeniowych o znacznym zasięgu i maksymalnych obniżeniach zależnych od całkowitej miąższości basenu, właściwości kompakcyjnych skał i szeregu innych czynników. W historii zdarzały się niecki o maksymalnych obniżeniach dochodzących do 9 metrów. W niecce obniżeniowej występują także strefy naprężeń niebezpieczne dla infrastruktury technicznej i budynków. Deformacje takie mogą wpływać niekorzystnie na budynki i budowle, ale także na infrastrukturę własną zakładów górniczych. Znane są przypadki zniszczenia otworów i ich uzbrojenia, bądź utraty ich szczelności. Z uwagi na to istnieje konieczność wykonywania analizy możliwości wystąpienia takich niekorzystnych zjawisk, monitorowania deformacji w trakcie eksploatacji złoża i ochrony infrastruktury zlokalizowanej w zasięgu wpływów eksploatacji. W artykule przedstawiona jest problematyka prognozowania deformacji powierzchni w warunkach eksploatacji złóż surowców ciekłych i gazowych. Przyjęto założenie o związku przyczynowo-skutkowym między kompakcją skały basenu a obniżeniem powierzchni terenu. Model obliczeniowy oparto na tzw. funkcji wpływów i superpozycji wpływów elementarnych. Dla celów ochrony obiektów i infrastruktury opracowany został model oceny zagrożenia obiektów bazujący na elementach logiki rozmytej. Model ten pozwala na uwzględnienie w analizach czynników ilościowych i jakościowych determinujących zagrożenie uszkodzeniem. Dzięki temu możliwe jest uzyskanie jednoznacznej wartości różnicującej zagrożenie poszczególnych budynków na danym terenie. Analizy przestrzenne, które pozwalają na uwzględnienie dużej ilości budynków mogą być wspomagane poprzez zastosowanie systemów GIS. W artykule zostało to zilustrowane na przykładzie praktycznym.

Przejdź do artykułu

Autorzy i Afiliacje

Ryszard Hejmanowski
Agnieszka Malinowska

Abstrakt

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.
Przejdź do artykułu

Autorzy i Afiliacje

Du Yanqiang
1
ORCID: ORCID
Xie Bing
1
ORCID: ORCID

  1. Luoyang Institute of Science and Technology, School of Civil Engineering, No. 90 Wangcheng Avenue, Luoyang, China

Abstrakt

The paper presents the results of works related to the analysis of microclimate hazards in the Crystal Caves of the Wieliczka Salt Mine. The paper focused on the development of a device for monitoring, testing and preliminary measurements of the gravimetric water content of rock in the Crystal Caves. The multisensory measurement system equipped with capacitive soil moisture sensors has been developed, calibrated and optimised. The system was used for monitoring moisture content in the sidewall and thill of the Crystal Caves.
Przejdź do artykułu

Autorzy i Afiliacje

Paweł Jamróz
1
ORCID: ORCID
Katarzyna Socha
1
ORCID: ORCID

  1. Strata Mechanics Research Institute, Polish Academy of Science, 27 Reymonta Str., 30-059 Kraków, Poland

Abstrakt

The deformation modulus of the rock mass as a very important parameter in rock mechanic projects generally is determined by the plate load in-situ tests. While this test is very expensive and time-consuming, so in this study a new method is developed to combin artificial neural networks and numerical modeling for predicting deformation modulus of rock masses. For this aim, firstly, the plate load test was simulated using a Finite Difference numerical model that was verified with actual results of the plate load test in Pirtaghi dam galleries in Iran. Secondly, an artificial neural network is trained with a set of data resulted from numerical simulations to estimate the deformation modulus of the rock mass. The results showed that an ANN with five neurons in the input layer, three hidden layers with 4, 3 and 2 neurons, and one neuron in the output layer had the best accuracy for predicting the deformation modulus of the rock mass.

Przejdź do artykułu

Autorzy i Afiliacje

Narges Saadat Tayarani
Saeed Jamali
Mehdi Motevalli Zadeh

Abstrakt

Tunel drogowy w Lalikach został wykonany w silnie niejednorodnych, w dużym stopniu zniszczonych tektonicznie i w przeważającej części bardzo słabych utworach fliszowych Karpat Zachodnich. W przeważającej części tunel był drążony w warunkach dużego udziału procentowego bardzo słabych łupków ilastych laminowanych i utworów strefy zwietrzelinowej, niekorzystnego, bardzo stromego nachylenia warstw skalnych i zmiennego zawodnienia z wypływami wody w rozluzowanych strefach tektonicznych. Górotwór ten charakteryzuje się dużą niepewnością rozpoznania jego właściwości i struktury. Praca omawia wpływ warunków geologiczno-inżynierskich i geotechnicznych na dobór parametrów obudowy wstępnej tunelu drogowego. Przeprowadzono analizę deformacji obudowy wstępnej w zależności od procentowego udziału piaskowców i łupków, punktacji klasyfikacji geomechanicznych RMR (Bieniawski 1989) i QTS Tesařa (1979), typów obudowy wstępnej oraz wykorzystania kotew i mikropali. Analiza ta została poprzedzona charakterystyką warunków geologiczno-inżynierskich na trasie tunelu oraz charakterystyką typów zastosowanej obudowy wstępnej. W trakcie drążenia tunelu z wyprzedzeniem w kalocie, kilkakrotnie występowały przemieszczenia obudowy wstępnej kaloty większe od projektowanych maksymalnych. W przypadku, gdy wartości deformacji osiągały stan alarmowy dla danego typu obudowy i nie wykazywały tendencji do stabilizowania się, podejmowano decyzję o jej wzmocnieniu dodatkowymi kotwami, siatką oraz torkretem do czasu osiągnięcia stabilizacji deformacji. W najtrudniejszych warunkach obudowa wstępna była wzmacniana parasolem mikropalowym. Parametry obudowy dobierano, zgodnie z zasadami NATM, na podstawie prowadzonych na bieżąco obserwacji geologiczno-inżynierskich i geotechnicznych. Tunel w Lalikach jest przykładem bardzo słabej samonośności górotworu. Obserwowane przemieszczenia w górotworze wskazywały, że strefa spękań wokół wyrobiska była stosunkowo silnie rozwinięta. Obudowy wstępne stosowane w tego rodzaju warunkach, na niewielkich głębokościach, powinny charakteryzować się stosunkowo dużą nośnością. Doświadczenia, jakie uzyskano wskazują, że realizacja obudowy wstępnej w silnie zmiennych warunkach fliszu karpackiego wymaga prowadzenia szczegółowych badań geologiczno-inżynierskich w trakcie drążenia tunelu, które należy wykonywać na bieżąco wraz z postępem dobowym dla weryfikacji założeń projektowych. W przypadku potrzeby należy zastosować wzmocnienia obudowy wstępnej na podstawie wyników właściwie prowadzonych pomiarów geotechnicznych zachowania się układu obudowa-górotwór.

Przejdź do artykułu

Autorzy i Afiliacje

Tadeusz Majcherczyk
Zenon Pilecki
Zbigniew Niedbalski
Elżbieta Pilecka
Mateusz Blajer
Joanna Pszonka
Pobierz PDF Pobierz RIS Pobierz Bibtex

Abstrakt

Desired rock fragmentation is the need of the hour, which influences the entire mining cycle. Thus, most engineering segments pay attention to rock fragmentation and neglect by-products like ground vibration and fly rock. Structural and mechanical properties of rock mass like joint spacing, joint angle, and compressive strength of rock pose a puzzling impact on both fragmentation and ground vibration. About 80% of explosive energy that gets wasted in producing ill effects can be positively optimised, with a new set of blast design parameters upon identifying the behaviour of rock mass properties. In this connection, this research aims to investigate the influence of joint spacing, joint angle, and compressive strength of rock on fragmentation and induced ground vibration. To accomplish this task, research was carried out at an opencast coal mine. It was discovered from this research that compressive strength, joint spacing, and joint angle have a significant effect on the mean fragmentation size (MFS) and peak particle velocity (PPV). With the increase in compressive strength, MFS explicit both increase and decrease trends whilst PPV increased with a specific increase in compressive strength of the rock. An increase in joint spacing triggers both increase and decrease trends in both MFS and PPV. While there is an increase in joint angle, MFS and PPV decrease.
Przejdź do artykułu

Bibliografia

[1] R .L. Ash, Ph.D. Thesis, The Influence of Geological Discontinuities on Rock Blasting, University of Minnesota, United States (1973).
[2] A.K. Hakan, Adnan Konuk, The effect of discontinuity frequency on ground vibrations produced from bench blasting: A case study. Soil Dyn. Earthq. 28 (9), 686-694 (2008). DOI : https://doi.org/10.1016/J.SOILDYN.2007.11.006
[3] B.S. Choudhary, K. Sonu, K. Kishore, S. Anwar, Effect of rock mass properties on blast-induced rock fragmentation. Int. J. Min. Miner. Eng. 7 (2), 89-101 (2016). DOI: https://dx.doi.org/10.1504/IJMME.2016.076489
[4] G .R. Adhikari, M.M. Singh, R.N. Gupth, Influence of rock properties on blast-induced vibration. Min. Sci. Technol. 8 (3), 297-300 (1989). DOI: https://doi.org/10.1016/S0167-9031(89)90437-4
[5] R .E. Goodman, Methods of Geological engineering in discontinuous Rock. West Publishing, St. Paul. (1976).
[6] M. King, L. Myerand, J. Rezowalli, Experimental studies of elastic-wave propagation in a columnar-jointed rock mass. Geophys. Prospect. 34, 1185-1199 (1986). DOI: https://doi.org/10.1111/j.1365-2478.1986.tb00522.x
[7] G . Berta, Blasting-induced vibration in tunneling. unn. Undergr. Space Technol. (9), 175-187 (1994). DOI : https://doi.org/10.1016/0886-7798(94)90029-9
[8] S.P. Singh, The influence of geology on blast damage. CIM Bulletin, Conference: 26th International conference on ground control in mining At: Morgantown, West Virginia, USA (2007).
[9] R .E. Goodman, Block Theory and Its Application to Rock Engineering. Geotechnique. ISSN 0016-8505 | E-ISSN 1751-7656. 45 (3) 383-423 (1995). DOI: https://doi.org/10.1680/geot.1995.45.3.383
[10] P.R. La Pointe, H.G. Ganow, The influence of cleats and joints on production blast fragment size in the Wyodak Coal, Compbell Country, Wyoming, in Proceedings of the 27th US Symposium on Rock Mechanics, University of Alabama. pp. 464-70 (1986).
[11] D . Van Zyl, An approach to incorporate rock fabric information in blast fragmentation investigation. In Proceedings of the 2nd Mini-Symposium on Explosives and Blasting Research, Society of Explosives Engineers, Georgia. pp. 81-89 (1986).
[12] E.I. Efremov, V.M. Komir, N.I. Myachina, V.A. Nikiforova, S.N. Rodak, V.V. Shelenok, Influence of the structure of a medium on fragment size composition in blasting. Sov. Min. Sci. 16, 18-22 (1980). DOI : https://doi.org/10.1007/BF02504281
[13] Y .K. Wua, H. Haoa, Y.X. Zhoub, K. Chongb, Propagation characteristics of blast-induced shock waves in a jointed rock mass. Soil Dyn. Earthq. Eng. 17, 407-412 (1998). DOI: https://doi.org/10.1016/S0267-7261(98)00030-X
[14] W . Fourney, R.D. Dick, D.F. Fordyce, T.A. Weaver, Effects of Open Gaps on Particle Velocity Measurements. Rock Mech. Rock Eng. 30 (2), 95-111 (1997). DOI: https://doi.org/10.1007/BF01020127
[15] R ustan, Z.G. Yang, The influence from primary structure on fragmentation. 1st. International Symposium on rock fragmentation by blasting. Lulea, Sweden. 2, 581-604 (1983).
[16] W .L. Fourney, Mechanisms of rock fragmentation in by blasting. Hudson J.A, editor. Compressive rock engineering, principles, practice and projects. Oxford: Pergamon Press (1993).
[17] R .K.Paswan, Mohammad. Sarim, P.K. Singh, H.S. Khare, B.K. Singh, R.J. Singh, Controlled blasting at Parsa East &KantaBasan opencast mines for safe and efficient Mining operations. Ind. Min. & Eng. J. 53 (4), 7-17 (2014).
[18] C.L. Jimeno, E. Jimeno, F.J.A. Carcedo, Drilling and Blasting of Rocks. A.A. Balkema Publishers, Rotterdam, The Netherlands. (1995). DOI: https://doi.org/10.1080/09208119608964786
[19] T .H. Lewandowski, V.K. Luan Mai, R.E. Danell. Influence of discontinuities on presplitting effectiveness, Rock fragmentation by blasting – Fragblast5. B. Mohanty, Montreal, Canada, (1996). DOI : https://doi.org/10.1080/13855149709408388
[20] P.N. Worsey, S. Qu. Effect of joint separation and filling on pre-split blasting. The 3rd Mini Symposium on Explosives and Blasting Research. pp. 26-40 (1987).
[21] B.S. Whittaker, R.N. Singh, G. Sun, Fracture Mechanics Applied to Rock Fragmentation due to blasting. Rock Fracture Mechanics – Principles, Design and Applications, Elsevier Science Ltd. 71 (13), 443-479 (1992).
[22] P.K. Singh, M.P. Roy, R.K. Paswan, Md. Sarim. Suraj Kumar, Rakesh Ranjan Jha, Rock fragmentation control in opencast blasting. J. Rock Mech. Geotech. 8, 225-237 (2016). DOI: https://doi.org/10.1016/j.jrmge.2015.10.005
[23] K. Nur Lyana, Z. Hareyani, A. Kamar Shah, Mohd, M.H. Hazizan, Effect of Geological Condition on Degree of Fragmentation in a Simpang Pulai Marble Quarry, 5th International Conference on Recent Advances in Materials, Minerals and Environment (RAMM) & 2nd International Postgraduate Conference on Materials, Mineral and Polymer (MAMIP), 4-6 August (2015).
[24] J.M. Belland, Structure as a Control in Rock Fragmentation Coal Lake Iron Ore Deposited. The Canadian Mining and Metallurgical Bulletin. 59 (647), 323-328 (1968).
[25] K. Talhi, B. Bensaker, Design of a model blasting system to measure peak p-wave stress, Soil Dyn. Earthq. Eng. 23 (6), 513-519 (2003). DOI: http://dx.doi.org/10.1016/S0267-7261(03)00018-6
[26] P.F. Gnirk, E.D. Fleider, On the correlation between explosive crater formation and rock properties. In Proceedings of the 9th Symposium on Rock Mechanics, AIME. New York. 321-45 (1968).
[27] D .P. Singh, Y.V. Apparao, S.S. Saluja, A laboratory study on effect of joints on rock fragmentation. American Rock Mechanics Association, The 21st U.S. Symposium of Rock Mechanics (USRMS), 27-30 May (1980).
[28] Zhi-qiang.Yin, Hu. Zu-xiang, Ze-di Wei, Guang-ming Zhao, Ma Hai-feng, Zhuo Zhang, Rui-min Feng, Assessment of Blasting-Induced Ground Vibration in an Open-Pit Mine under Different Rock Properties. Adv. Civ. Eng. 10 (2018). DOI: https://doi.org/10.1155/2018/4603687
[29] J. Henrych. The dynamics of explosion and its use. Earthq Eng Struct Dyn. Elsevier, New York (1979). DOI: https://doi.org/10.1002/eqe.4290080309
[30] G .W. Ma, X.M. An, Numerical simulation of blasting-induced rock fractures. Int. J. Rock Mech. Min. Sci. 45 (6), 966-975 (2008). DOI: http://dx.doi.org/10.1016/j.ijrmms.2007.12.002
[31] J.C. Li, W. MaG., Analysis of blastwave interaction with a rock joint. Rock Mech Rock Eng. 43 (6), 777-787 (2010). DOI: https://doi.org/10.1007/s00603-009-0062-0
[32] J.C. Li, H.B. Li, J. Zhao, An improved equivalent viscoelastic medium method for wave propagation across layered rock masses. Int. J. Rock Mech. Min. Sci. (2015). DOI: http://dx.doi.org/10.1016/j.ijrmms.2014.10.008
[33] P.C. Vinh, T.T. Tuan, D.X. Tung, N.T. Kieu, Reflection and transmission of SH waves at a very rough interface and its band gaps. J. Sound Vib. 411-422 (2017). DOI: https://doi.org/10.1016/j.jsv.2017.08.046
Przejdź do artykułu

Autorzy i Afiliacje

Sri Chandrahas
1 2
ORCID: ORCID
Bhanwar Singh Choudhary
1
ORCID: ORCID
N.S.R. Krishna Prasad
2
ORCID: ORCID
Venkataramayya Musunuri
2
ORCID: ORCID
K.K. Rao
3
ORCID: ORCID

  1. Department of Mining Engineering, IIT(ISM) Dhanbad, India
  2. Department of Mining Engineering, Malla Reddy Engineering College, Hyderabad, India
  3. Manager, UCIL Mine, Kadapa , India

Ta strona wykorzystuje pliki 'cookies'. Więcej informacji