In rock drilling, the most important characteristic to clarify is the wear of the drill bits. The reason that the rock drill bits fail with time is wear. In dry sliding contact adhesive wear deteriorates the materials in contact, quickly, and is the result of shear fracture in the momentary contact joins between the surfaces. This paper aims at presenting an overview of the assessment of WC/Co cemented carbide (CC) tricone bit in rotary drilling. To study wear of these bits, two approaches have been used in this research. Firstly, the new bits were weighted before they mounted on the drill rigs and also after completion their useful life to obtain bit weight loss percentage. The characteristics of the rock types drilled by using such this bit were measured, simultaneously. Alternatively, to measure contact wear, namely, matrix wear a micrometer has been used with a resolution of 0.02 mm at different direction on the tricone bits. Equivalent quartz content (EQC), net quartz content (QC), muscovite content (Mu), coarseness index (CI) of drill cuttings and compressive strength of rocks (UCS) were obtained along with thin sections to investigate mineralogical properties in detail. The correlation between effective parameters and bit wear were obtained as result of this study. It was observed that UCS shows no significant correlation with bit wear. By increasing CI and cutting size of rocks wear of bit increases.
It is only possible through the image analysis of borehole wall and the core recovered from borehole constructed in rock mass that the real information about geologic characteristics in rock mass is directly obtained in primary research. Monitoring apparatus with multi-functional utility has implemented and applied in-situ condition for finding the geologic condition of target area. But, this apparatus is very expensive to be applied at the risk of loss during monitoring and cause hard work for moving them to the determined position. This paper shows the underground imaging from the borehole information obtained by a borehole camera with the simple utility and low cost enough to investigate the characteristics of borehole wall. Monitoring for this has been done in open-pit mine located at the northeastern part of Fukuoka Prefecture in Japan, and finally the three dimensional imaging of geological discontinuity was discussed relative to the field condition.
Due to the complex geological conditions, a large number of high quality coal seams was buried in the western of China which cannot be mining in open-pit methods. The dynamic properties of that coal cannot be studied easily in real site for the complex working condition. The compound coal blocks made on the basis of the real situation were studied in the laboratory. The physical and mechanical properties of the compound coal blocks and the raw coal were contrasted by using the UCS tests. The results show that the compound coal blocks made by mixing coal powder, cement and water in proportion of 2.5:2:1 are the closest to that of standard raw coal. Then the propagation of strain waves and crushing effects on the coal were studied in the compound coal blocks by using the super dynamic strain test system and the numerical calculated method of ANSYS/LS-DYNA. The results show that the diameter of the crushing zone in the compound coal blocks was similar to that in the numerical results. The fractures distribution in laboratory tests also has a similar trend to the calculation results. The measured strain waves at the distance of 50 cm, 100 cm, and 150 cm from the center of the charge are mainly concerned at -1.0×104 με and have a similar trend as that in the numerical simulation.
Pirquitas mine was Bolivian type deposits, which Tertiary quartz andesites caused various epithermal quartz veins and deposited minerals of Sn and Ag in it. Main mineral was cassiterite and necessaries were pyrite, arsenopyrite, pynhotite, Probable ore reserve and daily production are 200 million tons and 5 thousand tons, respectively, and both of exploration and pit development are being carried simultaneously, but in near future open pit works can be done. This mine is owned by the Canadian company of "Silver Standard Resources" and it is located on $S22^{\circ}30'25.0",\;66^{\circ}15'22.5"$, 4086m S.L. In view of infrastructure, geological environment and scale of ore reserves it is high potential area for domestic mining companies to participate share ownership.
Proceedings of the Korean Society for Rock Mechanics Conference
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2000.09a
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pp.183-193
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2000
A series of studies such as geological logging data analysis, detailed geological survey, rock mass evaluation, in-situ and laboratory tests, rock strength and mechanical properties of the rock were concerned. The stability of the slope were carried out inorder to design the pit slope and individual benches using the stereographic projection analysis and numerical methods in Roto Pit of Pasir coal fetid. The bedding plane was one of the major discontinuities in the Roto Pit and the dip of which is about $60^{\circ}$in the northern part and $83^{\circ}$in the southern part. The dip of bedding becomes steeper from north to south. The plane and toppling failures are presented in many slopes. In laboratory test the average uniaxial compressive strength of mudstone was 9 MPa and that of weak sandstone was 10 MPa. In-situ test showed that the rocks of Roto north mining area are mostly weak enough to be classified in grade from R2(weak) to R3(medium strong weak) and the coal is classified in grades from R1(Very weak) to R2(Weak). The detailed stability analysis were carried out on 4 areas of Roto north(east, west, south and north), and 2 areas of Roto south(east and west). In this paper, the minimum factor of safety was set to 1.2 which is a general criterion for open pit mines. Using the stereographic projection analysis and the limit equilibrium method, slope angles were calculated as 30~$36^{\circ}$for a factor of safety greater than 1.2. Then these results were re-evaluated by numerical analysis using FLAC. The final slope angles were determined by rational described abode. A final slope of 34 degrees can guarantee the stability for the eastern part of the Roto north area, 33 degrees for the western part, 35 degrees for the northern part and 35 degrees for the southern part. For the Roto south area, 36 degrees was suggested for both sides of the pit. Once the pit slope is designed based on the stability analysis and the safety measures. the stability of 니ope should be checked periodically during the mining operations. Because the slope face will be exposed long time to the rain fall, a study such aspreventive measures against weathering and erosion is highly recommended to be implemented.
A series of studies such as geological logging data analysis, detailed geological survey, rock mass evaluation, in-situ and laboratory tests, rock strength and mechanical properties of the rock were concerned. The stability of the slope were carried out inorder to design the pit slope and individual benches using the stereographic projection analysis and numerical methods in Roto Pit of Pasir coal field. The bedding plane was one of the major discontinuities in the Roto Pit and the dip of which is about 60$^{\circ}$ in the northern part and 83$^{\circ}$ in the southern part. The dip of bedding becomes steeper from north to south. The plane and toppling failures are presented in many slopes. In laboratory test the average uniaxial compressive strength of mudstone was 9MPa and that of weak sandstone was 10MPa. In-situ test showed that the rocks of Roto north mining area are mostly weak enough to be classified in grade from R2(weak) to R3(medium strong weak) and the coal is classified in grades from R1(Very weak) to R2(Weak). The detailed stability analysis were carried out on 4 areas of Roto north (east, west, south and north), and 2 areas of Roto south(east and west). In this paper, the minimum factor of safety was set to 1.2 which is a general criterion for open pit mines. Using the stereographic projection analysis and the limit equilibrium method, slope angles were calculated as 30∼36$^{\circ}$ for a factor of safety greater than 1.2. Then these results were re-evaluated by numerical analysis using FLAC. The final slope angles were determined by rational described above. A final slope of 34 degrees can guarantee the stability for the eastern part of the Roto north area, 33 degrees for the western part, 35 degrees for the northern part and 35 degrees for the southern part. For the Roto south area, 36 degrees was suggested for both sides of the pit. Once the pit slope is designed based on the stability analysis and the safety measures, the stability of slope should be checked periodically during the mining operations. Because the slope face will be exposed long time to the rain fall, a study such aspreventive measures against weathering and erosion is highly recommended to be implemented.
Fragmenting the rock mass is considered as the most important work in open-pit mines. Ground vibration is the most hazardous issue of blasting which can cause critical damage to the surrounding structures. This paper focuses on developing an explicit model to predict the ground vibration through an multi objective evolutionary polynomial regression (MOGA-EPR). To this end, a database including 79 sets of data related to a quarry site in Malaysia were used. In addition, a gene expression programming (GEP) model and several empirical equations were employed to predict ground vibration, and their performances were then compared with the MOGA-EPR model using the mean absolute error (MAE), root mean square error (RMSE), mean (𝜇), standard deviation of the mean (𝜎), coefficient of determination (R2) and a20-index. Comparing the results, it was found that the MOGA-EPR model predicted the ground vibration more precisely than the GEP model and the empirical equations, where the MOGA-EPR scored lower MAE and RMSE, 𝜇 and 𝜎 closer to the optimum value, and higher R2 and a20-index. Accordingly, the proposed MOGA-EPR model can be introduced as a useful method to predict ground vibration and has the capacity to be generalized to predict other blasting effects.
Recently, transition from open pit to underground mining in limestone mines is an increasing trend in Korea due to environmental issues such as noise, dust and vibrations caused by crushers and equipment. The severe damages in the surrounding rock mass of underground opening caused by explosive blasting may lead to rock fall hazards or casualties. It is well known that variables which mainly affect blast-induced rock falls in underground mining are: blast vibration level, joint orientation and distribution and shape of the cross sections of underground structures. In this study, UDEC program, which is a DEM code, is used to simulate blast vibration-induced rock fall in underground openings. Variation of joint space, joint angle and joint normal stiffness was considered to investigate the effect of joint characteristics on the blast vibration-induced rock fall in underground opening. Finally, jointed rock mass models considering blast-induced damage zone were examined to simulate the critical blast vibration value which may cause rock falls in underground opening.
S. Benarous;A. Azbouche;B. Boumehdi;S. Chegrouche;N. Atamna;R. Khelifi
Nuclear Engineering and Technology
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v.54
no.11
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pp.4253-4264
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2022
Since the implementation of the phosphate project in Bled El-Hadba (BEH) deposit, western region of Tébessa, no detailed study has been conducted to assess the natural radioactivity distribution and the associated radiological risk parameter for this open-pit mine. For the sake of determining a credible premining reference database for the region of interest, 21 samples were collected from different geological layers of the above-mentioned deposit. Gamma Spectrometry was applied for measuring radioactivity using a high resolution HPGe semiconductor detector. The obtained activity results have shown a significant broad variation in the radioactive contents for the different phosphate samples. The total average concentrations (in Bq·kg-1) for 226Ra, 238U, 235U, 232Th and 40K computed for the different type of phosphate layers were found to be 570 ± 169, 788 ± 280, 52 ± 18, 66 ± 6 and 81 ± 18 respectively. The mean activity concentrations of the measured radionuclides were compared to other regional and worldwide deposits. The ratios between the detected radioisotopes have been calculated for spatial distribution of natural radionuclides in the study area. Based on the aforementioned activity concentrations, the corresponding radiation hazard parameters were assessed. Correlations between the obtained parameters were drawn and a multivariate statistical analysis (Pearson Correlation, Cluster and Factor analysis) was carried out in order to identify the existing relationships.
The Musan mine, situated in Musan County, Hamgyong Province, North Korea, stands as a prominent open-pit iron mine on the Korean Peninsula. This study focuses on estimating the mining and dumping activities within the Musan mine area by analyzing digital elevation model (DEM) changes. To calculate the long-term volume changes in the Musan mine, we digitized and converted the 1:200,000-scale third topographic map of the Joseon published in 1918 and compared with interferometric synthetic aperture radar (InSAR) DEMs, including Shuttle Radar Topography Mission DEM (2000) and Copernicus DEM (2011-2015). The findings reveal that over a century, Musan mine yielded around 1.37 billion tons of iron ore, while approximately 1.06 billion tons of waste rock were dumped. This study is particularly significant as it utilizes a historical topographic map predating the full-scale development of Musan mine to estimate a century's mining production and waste rock deposition. It is expected that this research provides valuable insights for future investigation of surface change of North Korea where the acquisition of in situ data remains challenging.
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[게시일 2004년 10월 1일]
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