CC BY
18
ГИАБ. Горный информационно-аналитический бюллетень / MIAB. Mining Informational and Analytical Bulletin, 2022;(3):78-96 ОРИГИНАЛЬНАЯ СТАТЬЯ / ORIGINAL PAPER
УДК 620.172.2:622.236 DOI: 10.25018/0236_1493_2022_3_0_78
ВЛИЯНИЕ ПРОДОЛЖИТЕЛЬНОСТИ УДАРА НА ЭФФЕКТИВНОСТЬ РАЗРУШЕНИЯ ГОРНЫХ ПОРОД И ПЛАСТИЧЕСКОГО ДЕФОРМИРОВАНИЯ МЕТАЛЛОВ
В.И. Болобов1, В.А. Плащинский1
1 Санкт-Петербургский горный университет, Санкт-Петербург, Россия, e-mail: boloboff@mail.ru
Аннотация: Предложена конструкция составного ударника, обеспечивающего увеличение продолжительности единичного удара по сравнению с ударником той же массы и энергии, но цельной конструкции. Рассмотрен способ оценки КПД удара при контактном разрушении породы и локальной пластической деформации металлов, заключающийся в сравнении его энергии с работой, затрачиваемой на получение в квазистатических условиях лунки в материале той же глубины, что и при ударе. При проведении экспериментов на пластинах песчаника (стсж = 82-112 МПа), алюминиевого сплава (27HB) и технической меди (40HB) обнаружено, что применение ударника составной конструкции повышает глубину внедрения индентора для указанных материалов, соответственно, на 12,5-13%, 10-13%, 7-11%, возрастает КПД удара на 36% при уменьшении на 9-10% энергии удара, необходимой для раскалывания пластин песчаника, и повышается на 25-30% КПД удара для металлов. Исходя из вида осциллограмм, заключили, что в случае применения составного ударника имеют место два удара, первый из которых по породе (металлу) наносит корпус ударника, а второй, по днищу корпуса с передачей ударного импульса в породу (металл), — его вставка. При этом время суммарного ударного воздействия этих двух ударов превышает продолжительность удара, наносимого ударником цельной конструкции той же массы. Сделан вывод о том, что при обеспечении развиваемого при ударе усилия, достаточного для образования трещин, возрастание времени удара приводит к увеличению эффективности контактного и объемного разрушения породы, а также к возрастанию массы деформированного металла и доли энергии, расходуемой на его пластическую деформацию.
Ключевые слова: составной ударник, увеличенная продолжительность удара, контактное разрушение песчаника, раскалывание, пластическая деформация металлов.
Благодарность: Исследование выполнено за счет субсидии на выполнение государственного задания в сфере научной деятельности на 2021 г. № FSRW-2020-0014.
Для цитирования: Болобов В. И., Плащинский В. А. Влияние продолжительности удара на эффективность разрушения горных пород и пластического деформирования металлов // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2022. - № 3. - С. 78-96. DOI: 10.25018/0236_1493_2022_3_0_78.
© В.И. Болобов, В.А. Плащинский. 2022.
Influence of impact duration on fracture efficiency in rocks and on plastic deformation of metals
V.I. Bolobov1, V.A. Plaschinsky1
1 Saint-Petersburg Mining University, Saint-Petersburg, Russia, e-mail: boloboff@mail.ru
Abstract: The proposed composite design piston ensures longer duration of unit blow as compared with the same mass and energy piston of one-piece construction. The blow efficiency estimation method for the contact fracture of rocks and for the local plastic deformation of metals consists in comparison of the blow energy with the work spent for making an indent of the same depth as in blowing but in the quasi-static conditions. The impact testing of plates made of sandstone (acom = 82-112 MPa), aluminum alloy (27 HB) and commercial copper (40 HB) shows that the piston of the composite design improves the indenter penetration depth in the test materials by 12.5-13%, 10% and 7-11%, respectively, at the reduction in the blow energy required to fracture sandstone by 9-10%, and enhances the blow efficiency by 36% in sandstone and by 25-30% in the metals. From the shapes of the oscillograms, it is concluded that the composite design piston inflicts two blows — one blow is delivered to rock (metal) by the piston body, the second blow is delivered by the inserter to the piston body bottom and, then, the impact momentum is transferred to rock (metal). The time of the joint impact effect of the two blows exceeds the duration of the blow inflicted by the one-piece construction piston of the same mass. To sum up, at the impact force sufficient for initiation of fractures, the increase in the blow duration leads to the improved efficiency of the contact and volumetric fracture of rocks and to the increased mass of deformed metal and higher energy spent to plastic deformation of metals.
Key words: composite design piston, increased blow duration, contact fracture of sandstone, splitting, plastic deformation of metals.
Acknowledgements: The study was carried out under governmental sponsorship in the sphere of scientific work in 2021, Grant No. FSRW-2020-0014.
For citation: Bolobov V. I., Plashchinsky V. A. Influence of impact duration on fracture efficiency in rocks and on plastic deformation of metals. MIAB. Mining Inf. Anal. Bull. 2022;(3):78-96. [In Russ]. DOI: 10.25018/0236_1493_2022_3_0_78.
Введение
Изучение закономерностей и механизма разрушения горных пород ударными нагрузками на протяжении многих лет является предметом многочисленных экспериментальных и теоретических исследований. При этом основная часть этих исследований посвящена изучению влияния на эффективность процесса разрушения таких факторов, как количество и частота нанесения ударов [1 — 5], энергия ударов [6 — 10], скорость
приложения нагрузки [11 — 15], масса и форма ударника [16—20], вид ударного импульса [21 — 25] и др. В то же время влиянию времени удара на эффективность разрушения горных пород уделено меньшее внимание.
Так, в классической работе О.П. Петровой, Л.А. Шрейнера [24] акцентируется внимание на влиянии скорости приложения нагрузки на параметры разрушения породы. Из результатов экспериментов видно (рис. 1), что с возраста-
а) %ооо -
12000 -1ПППП -
S! IUUUU 8000 -
Ji
1 6ООО -
4000 -
12 3 4 4
Время Ю , с
5 6
Рис. 1. Осциллографические записи усилий и деформации мрамора при различных скоростях деформирования; 1, 2, 3 и 4 — скорости деформирования, соответственно, 40, 34, 21 и 10 м/с Fig. 1. Oscillograms of forces and deformation in marble at different deformation velocities; 1, 2, 3 and 4 — deformation velocities of 40, 34, 21 and 10 m/s, respectively
нием скорости деформирования (переход от осциллограмм 4 к осциллограммам 1), достигаемым увеличением энергии ударника, усилие, требующееся для разрушения одного и того же фрагмента породы, возрастает, а деформация фрагмента, предшествующая разрушению, и время ударного воздействия убывают. Поскольку указанные эксперименты проведены при различной энергии удара, нельзя сделать однозначный вывод, как продолжительность ударного взаимодействия влияет на эффективность разрушения.
Авторы [24—26] заключают, что эффективное разрушение породы достигается, когда время контакта индентора с породой соответствует времени, в течение которого напряжения в породе достигнут критической величины, сформируются и прорастут трещины и наступит ее окончательное разрушение. Для конкретной горной породы оптимальным может быть определенное соотношение скорости и усилия нагруже-ния. При этом вероятно, что чем выше усилие нагружения, тем меньше требуется времени для развития достаточных
для разрушения породы напряжений и разрушающих породу трещин.
По мнению [24], эффективное разрушение горной породы достигается увеличением времени контакта породо-разрушающего инструмента с породой, вследствие чего длительность переднего фронта импульса должна быть больше.
Согласно мнению профессора В.Б. Со-колинского [27], для того чтобы произошел процесс скалывания, то есть процесс отделения относительно крупных кусков от фрагмента хрупкого материала, имеющего не менее двух свободных поверхностей, к одной из которых прикладывается ударное усилие,необходимо создать на контактной площадке усилие Ыз, необходимое для образования от-кольных трещин, и поддерживать его в течение времени Г, достаточного для их выхода на свободные поверхности:
I = I / а (1)
р к тр * '
где — длина трещины, отсчитываемая от места ее зарождения до свободной поверхности, м; ат — скорость распространения трещины в данной породе, м/с.
В зависимости от свойств разрушаемого материала, а также типа и размеров
применяемого инструмента, для развития трещины после начала разрушения вплоть до момента выхода ее на поверхность требуется либо непрерывно повышать усилия (рис. 2, а), либо достаточно поддерживать силы на уровне разрушения N (рис. 2, б).
В обоих случаях необходимо выполнение двух условий скалывания:
N > N , (2)
t > t + t,
y s p
(3)
где £ — общее время соударения, с; — момент начала разрушения, с; £ — время, необходимое для выхода трещины на свободную поверхность, с.
При этом автор [27] отмечает, что длительность соударения £, необходимая для скалывания, может быть достигнута как одним ударом, так и суммой длительностей отдельных ударов. Хотя с энергетической точки зрения более выгодно первое, нагрузки на инструмент оказываются во втором случае ниже, поскольку за меньшее время каждого из ударов нагрузка не успевает возрасти до максимального значения Ыт. Если высокая нагрузка не является необходимой для развития трещин, скалывание единичным мощным ударом высокой энергии приводит к таким не-
желательным последствиям, как увеличение отдачи, габаритов и нагруженно-сти ударных машин.
В случае с металлами установлению связи между интенсивностью их пластической деформации и временем удара посвящены работы [28 — 31].
Так, при изучении процесса ударного деформирования металлических заготовок на молотах авторами [28] отмечается, что при увеличении продолжительности удара, за которую принималось время контакта бойка молота и заготовки, возрастает количество и продолжительность прямого и обратного прохождений волн упругой и пластической деформации по заготовке, что увеличивает величину пластической деформации заготовки.
Таким образом, за большее время деформирования будет совершена большая работа пластической деформации заготовки, что повысит КПД удара (отношение работы пластической деформации заготовки к энергии падающих частей молота). Также при увеличении продолжительности удара уменьшается средняя скорость деформации, что способствует снижению сопротивления деформированию и, как следствие, увеличению КПД удара.
Рис. 2. Схема скалывания с применением контактного разрушения инструментом возрастающего (а) и постоянного (б) сопротивления
Fig. 2. Shearing in contact fracture at (a) increasing and (b) constant resistance
180000 150000 120000 90000 60000 30000 0
Сила F, Н
/ /
/ , /
1 / /
/ / 2 J
✓ -----
Деформация АН, I, м
0.0005
0,001
0,0015
Рис. 3. Зависимость силы деформирования, возникающей при горячей осадке заготовки из стали 20 на копре, от величины деформации заготовки при времени удара 1,7 мс (1) и 4,4 мс (2)
Fig. 3. Relationship of deformation force in hot shrink of steel 20 raw stock under drop hammer on deformation size of steel at blow duration of 1.7 ms (1) and 4.4 ms (2)
Приведенные в работе [29] результаты экспериментально-теоретического исследования свидетельствуют, что увеличение до 2,6 раз продолжительности нагрузочной фазы удара приводит к возрастанию интенсивности формоизменения и величины деформации заготовок в 1,15-1,56 раз, снижению силы деформирования до 3,89 раз (рис. 3), а также увеличению работы пластической деформации и КПД удара (до 1,15 раза).
В этой связи [30, 31] одним из перспективных направлений повышения эффективности процесса ударного деформирования на молотах является целенаправленное ограниченное увеличение продолжительности ударного взаимодействия инструмента с заготовкой.
Применение технических средств, способствующих возрастанию продолжительности удара, оказывает положительный эффект и на интенсивность процесса прошивки металлических заготовок, увеличивая в 1,10-1,13 раза глубину прошивки при каждом ударе [28].
В работе [22] отмечается, что имеющий место эффект динамического упрочнения металлов, проявляющийся в увеличении их прочностных характеристик при переходе от статического воздействия к динамическому, связан с
уменьшением времени протекания пластической деформации и, следовательно, с повышением напряжения, при котором происходит переход от упругой деформации к пластической.
Разработан ряд технических предложений, например, [32 — 35], по конструированию ударного инструмента типа бабы молота, отличающегося повышенной эффективностью деформирования металлов за счет увеличения продолжительности удара. Как правило, этот инструмент представляет собой составную конструкцию, один элемент которой наносит удар с небольшой задержкой относительно другого.
Таким образом, если по влиянию продолжительности ударного воздействия на интенсивность пластической деформации металлов в литературе существует практически единая точка зрения — с увеличением времени удара она возрастает, — то в случае разрушения хрупкой горной породы влияние времени удара требует дальнейшего изучения. В данной работе с использованием специально разработанной конструкции ударного инструмента, обеспечивающей увеличенную продолжительность удара, представляются результаты экспериментов по контактному и объемному
разрушению горной породы при различном времени ударного взаимодействия. Полученные данные дополняются результатами экспериментов по ударной пластической деформации металлов.
Методика эксперимента
Объектом контактного и объемного разрушения являлись пластины размером 40*40 мм толщиной 5 = 10, 15, 30 мм, вырезанные вдоль слоистости из монолитных кусков песчаника крепостью / = 10 по шкале проф. М.М. Про-тодьяконова с пределом прочности на сжатие о = 82-112 МПа. Объектом
сж
пластической деформации — пластины (5 = 10 мм) алюминиевого сплава (27НВ) и технической меди (40НВ).
Эксперименты проводились с использованием установки [36] (рис. 4)
и заключались в нанесении серии единичных ударов по пластине анализируемого материала 5, лежащей на жесткой стальной плите 6, индентором 3 ударника 1, 2, падающего с заданной высот. Н внутри направляющей трубы 4. Точка нанесения каждого последующего удара смещалась на расстояние £ 3dn, где dn — диаметр лунки (рис. 5). В отдельных экспериментах для снятия осциллограмм ударных нагружений между пластиной 5 и плитой 6 размещался пьезоэлектрический датчик силы 7 марки РК 1000, связанный с вторичным прибором — аналого-цифровым преобразователем NI USB 6008.
Для увеличения продолжительности удара ударник изготавливался в виде составной конструкции, состоящей из корпуса 1 (рис. 4) и свободно перемеща-
Рис. 4. Принципиальная схема установки по разрушению горной породы и пластической деформации металлов: 1 — корпус ударного инструмента; 2 — вставка; 3 — индентор; 4 — направляющая труба; 5 — пластина породы или металла; 6 — установочная плита; 7 — датчик силы; 8 — вторичный прибор; 9 — кулачок; 10 — редуктор; 11 — электродвигатель
Fig. 4. General layout of plant for rock fracture and plastic deformation of metals: 1— impact tool body; 2—inserter; 3—indenter; 4 — guiding tube; 5—rock or metal plate; 6—base plate; 7—force sensor; 8—auxiliary device; 9—cam; 10—reducing gear; 11—motor
Рис. 5. Вид поверхности фрагмента песчаника после нанесения серии ударов Fig. 5. Sandstone surface after a series of impacts
ющейся в нем вставки 2. Корпус представлял собой полый цилиндр с заглу-шенной донной частью (^ = 140 мм, 01 = = 34 мм, М1 = 1 кг), в которой крепился конусообразный (в = 30°) индентор 3 с полусферической площадкой притупления радиусом К = 3 мм. Вставка 2 в виде цилиндрического стержня (^ = 190 мм, 02 = 28 мм, М2 = 1 кг) выполнялась с заострением (в = 30°), заканчивающимся площадкой притупления тем же радиусом (3 мм).
Для получения сравнительных данных изготавливался ударник тех же внешних размеров, но цельной конструкции. Равенство его массы (М = 2 кг) массе составного ударника (М1 + М2 = 2 кг) обеспечивалось большей толщиной донной части. Все элементы обоих ударников изготавливались из инструментальной стали У8 и подвергались закалке с низким отпуском до достижения твердости поверхности (~60 НЯС), обеспечивающей сохранение радиуса К их площадок притупления на протяженности всех испытаний на постоянном уровне.
В первой серии испытаний при заданной высоте Н и соответствующей ей энергии @ = Муд д Н = 0,39 — 5,88 Дж (где М — масса ударника и д — ускорение свободного падения) в различные точки пластин анализируемых материалов индентором каждого ударника наносилась серия из 10 ударов с замером глубины образовавшихся лунок индикатором часового типа с погрешностью измерения 0,01 мм, с установлением их
истинного значения а ( а = а +ст„„ ),
л V л л ал /'
где ~ал — среднее арифметическое значение, мм; аал — среднеквадратичное отклонение, мм.
Для металлов как материалов, форма получающихся лунок которых повторяет конфигурацию внедренной на глубину ал части индентора (для породы это условие не выполняется), рассчитывалась масса пластически деформированного материала
/ г „ ^
Мдеф=Р
па л
3
/У
где р — плотность металла, кг/м3.
Энергия Q. ударника, при которой получалась лунка соответствующей глубины а , сравнивалась с работой А., необходимой для получения лунки той же глубины в квазистатических условиях. При этом принималось, что в этих условиях работа А. расходуется только на контактное разрушение породы или пластическое деформирование металлов. Для установления значений А., соответствующих каждой величине а , в те же пластины исследуемых материалов с использованием испытательной машины Zwick ZHU 187,5 со сравнительно медленной скоростью (1,3-10-2 мм/с) внедрялся тот же индентор составного ударника с фиксацией зависимости усилия N. от глубины внедрения индентора в породу а (методика испытаний описана в [37]). После экстраполяции зависимости N = f(a) прямой линией определялся угол ß ее наклона к оси переме-
щений, тангенс которого принимался за контактную жесткость дст системы «ин-дентор — пластина» в квазистатических условиях. Установленные значения дст составляли: 1,10407 Н/м для песчаника; 0,45-107 Н/м для алюминия и 0,55407 Н/м для меди. Можно отметить, что полученное значение дст для песчаника оказалось близким к значениям контактной жесткости (1,8-107 — 4,0-107 Н/м), установленным в работе[38] в условиях (система «долото с площадкой притупления 32*0,1 мм — песчаник», М = 1,95 кг,
уд
V = 3,3—8,7 м/с), близких к условиям проведения динамических испытаний авторов настоящей статьи. Значение А. для каждой глубины а. рассчитывалось по формуле
А = 9^/2. (4)
В предположении, что в условиях ударного внедрения индентора в пластину доля энергии Q., которая затрачивается на контактное разрушение породы или пластическое деформирование металлов, близка величине А., коэффициент полезного действия (КПД) удара рассчитывался по формуле
П = А. / Q| -100%. (5)
При различных энергиях удара Q. зависимости параметров ал. и п от величины Q. для каждого вида ударника и анализируемого материала устанавливались экспериментально. Снимались осциллограммы ударных нагружений с
определением продолжительности удара ^
Во второй серии, варьируя высоту Н. падения ударников, определялась минимальная энергия Q , необходимая для раскалывания пластин породы толщиной 5 = 10 и 15 мм за один удар при его нанесении в среднюю точку пластины. После разрушения производились замеры площади поверхности скола ¥ск и рассчитывалась удельная поверхностная энергия разрушения Q для единичного
удара: ^ = ^ / ^ уд
В третьей — для каждой высоты падения ударников (энергии удара) определялось число ударов, которое необходимо нанести в одну и ту же среднюю точку поверхности пластины породы для ее раскалывания, с определением ¥ск и удельной энергоемкости разрушения при многократном ударе Qуд*
Q * = Q. N. / ¥ , (6)
^ уд Х I I' ск' х '
где Q. — энергия единичного удара Дж; N. — число ударов до разрушения, шт.
Экспериментальные результаты
Результаты первой серии экспериментов по пластической деформации металлов и контактному разрушению породы представлены в табл. 1, а также на рис. 6 и 7.
Как видно из табл. 1 и рис. 6, с увеличением энергии удара цельным ударником глубина лунки выкола в песчанике возрастает от 0,24 до 0,56 мм. В то же время установленный КПД удара практически не зависит от величины Q. и составляет для условий эксперимента ~30%. Такое значение КПД несколько меньше его значений, обнаруженных в литературе. Например, по сравнению с 54% [38] для внедрения в песчаник ударника в виде клина. Это различие объясняется как разницей в условиях разрушения, так и возможной потерей части энергии удара в настоящих экспериментах, возникающей из-за нарушения соосности ударника и стенок направляющей трубы, приводящего к соударениям ударника со стенкой.
В случае пластической деформации металлов глубина лунки вдавливания также растет с увеличением энергии Q.. КПД удара при этом достигает больших значений (до 60% для меди и 52% для алюминиевого сплава), снижающихся с увеличением энергии удара (до 30%), хотя также уступающих значениям КПД, обнаруженным в литературе. Например,
Таблица 1
Глубина ал внедрения индентора в пластины исследуемых материалов и КПД удара ц для ударника цельной и составной конструкций при различных энергиях удара
Indenter penetration depth a. in plates of tested materials and blow efficiency 77 for one-piece construction piston and composite design piston at different blow energies
Конструкция ударника Материал пластины Параметр Значение параметра при величине энергии единичного удара Q., Дж
0,39 0,98 2,55 3,33 3,72 4,12 4,61 5,88
Цельная Алюминий а , мм л 0,30±0,02 0,45±0,04 0,70±0,06 0,75±0,03 0,78±0,24 0,80±0,10 0,84±0,15 0,93±0,07
Мяе.> МГ 2,2 4,9 11,5 13,2 14,2 14,9 16,3 19,8
Ц,% 51,9 46,5 43,0 38,0 36,8 35,0 34,4 32,0
Медь а , мм л 0,29±0,01 0,44±0,04 0,61±0,12 0,68±0,14 0,70±0,03 0,74±0,02 0,76±0,03 0,80±0,03
М мг 6,8 15,5 29,2 36,0 38,0 42,3 44,5 49,1
ц,% 59,3 54,3 40,1 38,2 36,2 36,6 34,5 29,9
Песчаник а , мм л' - 0,24±0,05 0,34±0,07 0,42±0,02 0,44±0,16 0,47±0,06 0,51±0,06 0,56±0,09
Ц,% - 31,0 29,5 28,0 28,6 29,5 31,0 29,3
Составная Алюминий а , мм л 0,33±0,04 0,51±0,03 0,79±0,02 0,84±0,01 0,88±0,03 0,92±0,04 0,96±0,05 1,05±0,06
М мг 2,7 6,3 14,5 16,3 17,8 19,4 21,0 24,9
ц,% 62,8 59,7 55,1 47,7 46,8 46,2 45,0 42,2
Медь а , мм л 0,31±0,02 0,48±0,04 0,70±0,02 0,75±0,07 0,78±0,09 0,81±0,08 0,86±0,02 0,89±0,05
М мг 7,76 18,3 38,0 43,4 46,7 50,2 56,3 60,0
ц.% 67,Ъ 64,7 52,8 46,5 45,0 43,8 44,1 37,0
Песчаник а , мм л' - 0,27±0,06 0,41±0,08 0,48±0,06 0,51±0,10 0,55±0,07 0,57±0,05 0,63±0,04
Ц,% - 40,9 39,9 38,0 38,5 40,4 38,8 37,1
a) 45
40
35
o4- 30
C3
& 25
4
;>> 20
§ 15
10
5
0
R 2 = 0,963 2
a - •
* *• * ^
R2 = 0 ,956
б) 70 60
S 50
| 40
3
$30 и 20 10 0
У = -4,006x + 63,487
R2 = 0,9 52
у = -3,634 8x +51,324 \ J
R2 = 0,953
2 4 6
Энергия единичного удара Qt, Дж
2 4 6
Энергия единичного удара Дж
В) 80
70
60
rf 50
|40
?30 К
20 10 0
0,957
__/
у =-5,494 P2 - 4x + 58,529 0 9396
0 2 4 6 8
Энергия единичного удара Qt, Дж
Рис. 6. Коэффициент полезного действия при различных энергиях единичного удара цельным (1) и составным (2) ударниками по пластинам песчаника (а), алюминия (б) и меди (в) Fig. 6. Efficiency at different unit blow energies of one-piece construction piston (1) and composite design piston (2) on plates of sandstone (a), aluminum (b) and copper (v)
в [31] — 70%, такое значение установле но при горячем деформировании сталь ных заготовок на молоте, что объясня ется обстоятельствами, представленными выше. а)
В то же время, как следует из представленных данных, применение ударника составной конструкции, вне зависимости от природы разрушаемого или деформируемого материала — песча-
44.7988 27.0247 27.0248 27.0249 27.025 27.0251
Время t, с Время t, с
Рис. 7. Типичный вид осциллограмм усилий, возникающих при внедрении ударника цельной (а) и составной (б) конструкции в пластину песчаника
Fig. 7. Representative oscillograms of forces in penetration of one-piece construction piston (1) and composite design piston (2) in sandstone plate
Таблица 2
Минимальная энергия удара, необходимая для раскалывания пластины песчаника ударником различной конструкции
Minimum blow energy required to split sandstone plate by different structure pistons
Конструкция ударника Толщина пластины, мм Qр, Дж Qy„, кДж/м2
Цельная 10 5,5 13,7
15 6,8 11,3
Составная 10 5,0 12,5
15 6,2 10,3
ник, алюминии, медь, — повышает глубину лунок выкола (вдавливания): на 12,5-13,0% для песчаника, 7-11% для меди и 10-13% для алюминиевого сплава. Вместе с величиной ал при переходе к составному ударнику возрастает и КПД удара: на 36% для песчаника и на 25-30% для металлов. В случае последних нанесение удара составным ударником приводит и к увеличению массы пластически деформированного металла (на 32%).
Типичный вид осциллограмм усилий, возникающих при внедрении ударников в пластины анализируемых материалов, представлен на рис. 7. Видно, что при переходе от цельного (рис. 7, а) к составному (рис. 7, б) ударнику вместо
одного максимума Ыт на осциллограммах появляются два, меньшей интенсивности, как отражающие появление в ударном импульсе еще одного единичного удара. Продолжительность удара ^ в случае цельного ударника составляла ~0,14 мс, для составного ~0,19 мс, т.е. в 1,35 раза больше.
Необходимо отметить, что приведенные значения времени ^ существенно отличаются в меньшую сторону от его значений, зафиксированных в предыдущих исследованиях авторов (~1 мс) [37], что объясняется применением в настоящих экспериментах более точной измерительной аппаратуры, позволяющей уменьшить шаг дискретизации до 0,01 мс с получением более точных данных по
0,05
о *"
м -э
Ici
& О
S S
и К et и
а.
0,04
0,03
г= 0,0113х2 -0,1204х + >,3363
R2 1 - 0,9938
j "———H i
у =0,0113 Г 2 - 0,1158х 2 = 0,9865 0,3093
3 3,5 4 4,5 5
Энергия единичного удара Qr Дж
5,5
Рис. 8. Зависимость удельной поверхностной энергоемкости разрушения песчаника при многократном ударе от энергии единичного удара, наносимого цельным (1) и составным (2) ударником Fig. 8. Specific surface energy input of sandstone fracture under multiple impacts versus unit blow energy of one-piece construction piston (1) and composite design piston (2)
времени удара и в большей степени приближающихся к описанным в литературе. Например, в сравнении с ^ = 0,1 — — 0,6 мс из рис. 1 [24] для ударного внедрения штампа в мрамор (материал близкой прочности с исследуемым песчаником, асж = 63,5 МПа).
Результаты второй серии экспериментов представлены в табл. 2.
Как следует из данных табл. 2, значение удельной поверхностной энергии Q разрушения существенно не изменяется при увеличении толщины пластины и составляет для песчаника 10-13 кДж/м2, близкое к описанным в литературе (26,3 кДж/м2 [39]). С другой стороны, из полученных данных видно, что применение составного ударника приводит к уменьшению (на ~10%) удельной поверхностной энергии разрушения и энергии удара, необходимой для раскалывания пластин песчаника.
Результаты третьей серии экспериментов иллюстрирует рис. 8.
Как следует из рис. 8, полученные зависимости для обоих видов ударника удовлетворительно аппроксимируются полиноминальными зависимостями второй степени, как и неоднократно описанные в литературе [25]. При этом, все полученные значения удельной энергоемкости разрушения песчаника при многократном ударе составного ударника на 15-20% меньше, чем для цельного.
Обсуждение результатов
Как следует из представленных данных, применение ударника составной конструкции при всех видах испытаний приводит к увеличению интенсивности как пластической деформации металлов, так и контактного и объемного разрушения породы. С другой стороны, время удара составным ударником, как оказалось, выше, чем в случае ударника цельной конструкции. Представлялось естественным обе эти отмеченные законо-
мерности связать между собой. И если обнаруженная зависимость возрастания интенсивности пластической деформации алюминия и меди с увеличением времени удара только подтверждает общепринятую точку зрения на закономерности деформации металлов при ударе [28], то установленное возрастание контактного и объемного разрушения песчаника с увеличением продолжительности ударного взаимодействия потребовало своего возможного объяснения.
При его разработке руководствовались следующим:
В предыдущей работе авторов [35] было экспериментально подтверждено, что параметры удара при контактном разрушении песчаника в условиях настоящих экспериментов могут быть рассчитаны по уравнениям двухэлементной классический ударной системы В.Б. Со-колинского [27], а именно:
ат Ч29 / д , (7) Nm , (8)
1т =п/24и7д , (9)
где ат — максимальная глубина внедрения индентора в породу, мм; Ыт — максимальная сила удара, Н; tm — время достижения максимального усилия при контактном разрушении, с; М — масса ударного инструмента, кг; д — контактная жесткость ударной системы, н/м; Q' — энергия удара, расходуемая на разрушение породы, Дж.
С другой стороны, как уже упоминалось во введении, для раскалывания фрагмента необходимо не только создать на контактной площадке усилие Ыз, достаточное для образования откольных трещин, но и поддерживать его в течение времени Г, достаточного для выхода этих трещин на свободную поверхность.
В этой связи применение ударника составной конструкции, как обеспечивающего повышенную продолжительность удара, должно приводить к увеличению толщины пластины при одной и той же энергии ударного воздействия, что и наблюдалось в экспериментах (табл. 2).
Как можно заключить из вида осциллограмм (рис. 7, б), в случае применения составного ударника имеют место два удара, первый из которых по породе наносит корпус ударника, а второй, по днищу корпуса с передачей ударного импульса в породу, — его вставка. При этом, максимальные интенсивности N
' m
этих ударов разделены некоторым промежутком времени, что определяет превышение времени t£ их суммарного ударного воздействия над временем удара цельной конструкции.
С учетом того, что масса M1, M2 каждого элемента составного ударника равна массе ударника цельной конструкции M, деленной пополам M/2, а удар по породе для обоих ударников наносится одним и тем же индентором, то есть g = const и, в предположении, что второй удар начинается сразу же по истечению первого, суммарное время воздействия составного ударника, в соответствии с (9), составит
ti +12 = 2(я / 2JM /2g) = njM /2g , (10)
где t1 и t — времена удара корпуса и вставки составного ударника. Суммарное время в раз (в 1,4) больше, чем время удара (9) цельным ударником той же массы, что мы и видим из соотношения времен ударов, исходя из вида осциллограмм.
Поскольку энергии удара корпуса и вставки составного ударника равны половине энергии удара цельного ударника, исходя из формулы (7), примерно в такой же пропорции должны находиться и глубины лунок, получаемые в резуль-
тате удара этими ударниками, что так же, правда, в меньшем соотношении (1,13), наблюдается в экспериментах (табл. 1).
Представляется важным отметить, что, как показывают результаты экспериментов (табл. 1), уравнения (7), (8), (9) профессора В.Б. Соколинского оказываются справедливыми не только для контактного разрушения горной породы, но и локальной пластической деформации металлов, сведений о чем в литературе обнаружить не удалось. Действительно, при использовании установленных авторами настоящей статьи в квазистатических условиях значений контактной жесткости ударной системы «ударник—металлическая пластина»: д = 0,45-107 Н/м для алюминия и д = = 0,55-107 Н/м для меди, рассчитанные по формуле (7) величины ат оказываются весьма близкими значениям глубины лунок ал, установленным экспериментально. Например, для алюминия при энергии удара Q = 2,55 Дж и Q* = Q•n = = 1,07 Дж (при п = 0,42 из табл. 1) рассчитанная (7) величина параметра ат составляет 0,69 мм при значении ал из табл. 1 для цельного ударника — 0,73 мм. Для меди при значениях Q = 5,88 Дж и Q* = Q•n = 1,76 Дж (п = 0,299) рассчитанная согласно (7) величина параметра а составляет 0,79 мм при значении а
тл
из табл. 1 — 0,80 мм.
С другой стороны, как следует из уравнения (7), между максимальной глубиной ат внедрения индентора в материал и энергией удара Q в степени 0,5 должна наблюдаться линейная зависимость, что также видно в экспериментах не только для песчаника (рис. 9, а), но и для меди и алюминия (рис. 9, б, в). При этом для всех материалов коэффициент пропорциональности между ал и Q в уравнении регрессии больше в 1,13-1,18 раз для ударника составной конструкции, что свидетельствует о большей его эффективности.
а) 0,7
^ 0,6
s
ч 0,5
а
§ 0,4
1
ц « 0,3
я
ю >. 0,2
с 0,1
У = R2 0,2677х = 0,9994 J
У R2 - 0,9989
1 -1-
б)1-2
а 0,8
ss 0,6
<я к
a 0,4
ю
h
1-н 0,2
у = 0,406 8х
R2 = 0,99 64
2 \
\ = 0,3692х
1 2 = 0,9968
0,5
1
1,5
2,5
Энергия единичного удара, Q¡°-5 Дж 1,2
1 2 Энергия единичного удара, g;0-5 Дж
В
1
а 0,8
я я ю
0,4
0,2
у = 0,4 565х
R2 = 0, 3976
2
\
1 у = 0,4С 29х
R2 = 0,5 972
0,5 1 1,5 2 2,5 Энергия единичного удара, Q¡°-5 Дж
Рис. 9. Зависимость глубины лунок а,, образующихся после удара на пластинах песчаника (а), меди (б) и алюминия (в) от энергии единичного удара цельной (1) и составной (2) конструкциями ударника Fig. 9. Indent depth a. after impacting plates of sandstone (a), copper (b) and aluminum versus unit blow energy of one-piece construction piston (1) and composite design piston (2)
Для случая объемного разрушения пластин песчаника уменьшение необходимой минимальной энергии удара Q и удельной энергии разрушения Q с увеличением продолжительности удара для составного ударника объясняется возрастанием времени распространения трещины разрушения, которая за большее время достигает свободной поверхности пластины большей толщины, что и является условием ее разрушения [27].
Таким образом, полученные данные свидетельствуют, что при обеспечении развиваемого при ударе усилия, достаточного для образования трещин разрушения, возрастание времени удара приводит к увеличению глубины лунки выкола в породе при контактном разрушении пластины и КПД удара, а в случае раскалывания пластин — толщины пластины, раскалываемой за один удар.
В случае же пластичных металлических материалов увеличение времени удара приводит к возрастанию массы деформированного металла и доли энергии, расходуемой на его пластическую деформацию.
Выводы
1. Представлена конструкция составного ударника. Исходя из вида осциллограмм, делается вывод, что в случае применения составного ударника имеют место два удара, первый из которых по породе (металлу) наносит корпус ударника, а второй, по днищу корпуса с передачей ударного импульса на породу (металл), — его вставка. При этом, максимальная сила удара каждого элемента меньше, чем цельного ударника, но оказывается достаточной для появления трещин в породе, а суммарное
время двух ударов превышает в 1,35 раз продолжительность удара, наносимого ударником цельной конструкции той же массы и энергии.
2. При проведении экспериментов по ударному внедрению в пластины песчаника, меди и алюминия цельного и составного ударников обнаружено, что применение ударника составной конструкции, вне зависимости от природы разрушаемого или деформируемого материала, — песчаник, алюминий, медь, — повышает глубину внедрения на 12,513,0% для песчаника, на 7-11% для меди и на 10-13% для алюминиевого сплава и КПД удара на 36% для песчаника и на 25-30% для металлов, по сравнению с ударником цельной конструкции. На 9-10% уменьшается энергия удара, необходимая для раскалывания пластин песчаника, и на 32% увеличивается масса пластически деформированного в результате удара металла.
3. Из факта удовлетворительной сходимости рассчитанных и эксперимен-
тально установленных значений глубины лунок при внедрении цельного и составного ударников в песчаник и металлические пластины делается вывод о возможности использования уравнений профессора В.Б. Соколинского для расчета параметров ударного взаимодействия не только для контактного разрушения горных пород, но и локальной пластической деформации металлических материалов.
5. Таким образом, доказано, что при обеспечении развиваемого при ударе усилия, достаточного для образования трещин, возрастание времени удара приводит к увеличению глубины лунки выкола в породе и КПД удара, а также уменьшению удельной поверхностной энергии разрушения песчаника при единичном и многократном ударах. В случае металлических материалов увеличение времени удара приводит к возрастанию массы деформированного металла и доли энергии, расходуемой на его пластическую деформацию.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Боярских Г. А., Мамонтов Н. П., Федосеев А. П. Аналитическая оценка энергоемкости разрушения кусков горных пород малоцикловыми ударными нагрузками / Материалы международной научно-технической конференции «Научные основы и практика переработки руд и техногенного сырья». Екатеринбург: Изд-во «Форт Диалог-Исеть», 2008. — С. 289—293.
2. Khoreshok A., Mametiev L., Tsekhin A., Borisov A. Relationship between the power of the two-bit cutting body rotation drive of the roadheader and hardness of broken rock // E3S Web of Conferences. 2018, vol. 41, no. 54, article 03017. DOI: 10.1051/e3sconf/20184103017.
3. Прокопенко С. А., Лудзиш В. С., Курзина И. А., Сушко А. В. Результаты промышленных испытаний шахтных резцов многоразового применения // Горный журнал. — 2015. — № 5. — C. 67 — 70. DOI: 10.17580/gzh.2015.05.14.
4. Зедгенизов В. Г., Аль Саккаф Халед С. Т. Результаты исследования рабочего процесса ударника для разрушения негабаритов горных пород на математической модели // Вестник ИрГТУ. — 2013. — № 7(78). — С. 18 — 22.
5. Литвиненко В. С., Двойников М. В. Обоснование выбора параметров режима бурения скважин роторными управляемыми системами // Записки Горного института. — 2019. — Т. 235. — С. 24 — 29. DOI: 10.31897/pmi.2019.1.24.
6. Григорьев Б. С., Елисеев А. А., Погарская Т. А., Торопов Е. Е. Математическое моделирование дробления грунта и многофазного течения бурового раствора при бурении скважин // Записки Горного института. — 2019. — Т. 235. — С. 16. DOI: 10.31897/PMI.2019.1.16.
7. Prokopenko S. A., VorobievA. V. Recovery of worn-out picks in rock breaking // Eurasian Mining. 2018, no. 1, рр. 27 — 30. DOI: 10.17580/em.2018.01.06.
8. Королев И. А., Лавренко С. А. Исследование процесса разрушения кембрийских глин резанием при проходке выработок метро Санкт-Петербурга // Горный журнал. — 2018. — № 2. — С. 53 — 58. DOI: 10.17580/gzh.2018.02.08.
9. Дворников Л. Т., Жуков И. А. Рациональное проектирование ударных систем технологического назначения // Вестник СибГИУ. — 2012. — № 2. — С. 15 — 20.
10. Клишин И. В. Безвзрывная технология переработки скальной вскрыши, негабаритных кусков и зачистки взрывных блоков при разработке каменных карьеров в Алтае-Саянском регионе // Горный информационно-аналитический бюллетень. — 2012. — № 4. — С. 313 — 316.
11. Керимов З. Э. Гидравлические машины ударного действия и их практическое применение // Известия ТулГУ. Технические науки. — 2019. — № 10. — С. 481 — 489.
12. Sementsov V. V, Prokopenko S. A., Ludzish V. S., Abramov V. V. Design and industrial testing of innovative nonexpendable picks for cutter-loaders // Eurasian Mining. 2019, no. 2, рр. 59—63. DOI: 10.17580/em.2019.02.13.
13. Prokopenko S., Sushko A., Kurzina I. New design of cutters for coal mining machines // IOP inference Series: Materials Science and Engineering. 2015, vol. 91, рр. 1 — 8. DOI: 10.1088Д757-899Х/91Д/012058.
14. Задков Д. А., Габов В. В., Кхак Линь Нгуен Особенности формирования элементарных сколов в процессе резания углей и изотропных материалов эталонным резцом горных машин // Записки Горного института. — 2019. — Т. 236. — С. 153 — 160. DOI: 10.31897/pmi.2019.2.153.
15. Прокопенко С. А., Лудзиш В. С., Курзина И. А. Разработка комбайновых резцов нового класса // Горный журнал. — 2017. — № 2. — С. 75 — 78. DOI: 10.17580/gzh.2017.02.14.
16. Zhukov I. A., Smolyanitsky B. N., Timonin V. V. Improvement of down-the-hole air hammer efficiency by optimizing shapes of colliding parts // Journal of Mining Science. 2018, vol. 54, no. 2, pp. 212 — 217.
17. Юнгмейстер Д. А. Сакерин А. С., Королев Р. И., Карлов В. А. Модернизация гидравлических бурильных головок // Горное оборудование и электромеханика. — 2017. — № 4. — С. 8 — 13.
18. Shishlyannikov D. I., Zvonarev I. E. Investigation of the destruction process of potash ore with a single cutter using promising cross cutting pattern // Applied Sciences. 2021, vol. 11, no. 1, pp. 464 — 464. DOI: 10.3390/app11010464.
19. Linh N. K., Gabov V. V, Lykov Y. V, Urazbakhtin R. Y. Evaluating the efficiency of coal loading process by simulating the process of loading onto the face conveyor with a shearer with an additional share // International Journal of Engineering. 2021, vol. 34, no. 7, pp. 1804 — 1809.
20. Жуков И. А., Сараханова Е. В. Теоретические основы синтезирования форм бойков ударных систем технологического назначения // Известия ТПУ. — 2009. — № 2. — С. 173 — 177.
21. Шер Е. Н., Ефимов В. П. Моделирование развития трещины в горной породе, возникающей при ударе клиновидного инструмента // Интерэкспо Гео-Сибирь. — 2015. —№ 3. — С. 281 — 286.
22. Шадрина А. В., Саруев Л. А. Экспериментальное исследование влияния параметров ударной системы на разрушение гранита // Горный информационно-аналитический бюллетень. — 2013. — № S4-1. — С. 276 — 280.
23. Шадрина А. В. Оценка влияния формы и энергетических параметров силового импульса на показатели разрушения горной породы // Современные проблемы науки и образования. — 2015. — № 1-1. — С. 407.
24. ШрейнерЛ. А., Петрова О. П. Зоны пластической деформации и механизм разрушения пластичных горных пород при вдавливании / Вопросы деформации и разрушения горных пород при бурении. — М., 1961. — 111 с.
25. Павлова Н. Н., Шрейнер Л. А. Разрушение горных пород при динамическом нагру-жении. — М.: Недра, 1964. — 160 с.
26. Остроушко И. А. Разрушение горных пород при бурении. - М.: Госгеолиздат, 1952. - 254 с.
27. Соколинский В. Б. Машины ударного разрушения. - М.: Машиностроение, 1982. -151 с.
28. Лавриненко В. Ю., Складчиков Е. Н., Стоилковски Ф. И. Экспериментальные исследования процесса прошивки заготовки бабой ковочного молота с наполнителем // Известия ТулГУ. Технические науки. - 2019. - № 5. - С. 203-209.
29. Лавриненко В. Ю. Определение сил деформирования и работы деформации при осадке на молотах // Известия ТулГУ. Технические науки. - 2013. - № 1. - С. 146-149.
30. Лавриненко В. Ю., Семенов Е. И., Феофанова А. Е. Расчет процессов осадки на молотах при деформировании бабой молота с наполнителем // Известия высших учебных заведений. - 2014. - № 1. - С. 10-17.
31. Лавриненко В. Ю., Семенов Е. И., Феофанова А. Е. Экспериментальное исследование удара при осадке на молотах в условиях горячего деформирования // Известия МГТУ «МАМИ». - 2013. - Т. 7. - № 2-2. - С. 191-194.
32. Феофанова А. Е, Лавриненко В. Ю., Семенов Е. И. Патент на полезную модель РФ № 94182. Устройство бабы молота с контролируемым временем удара при деформировании заготовки, опубл. 20.05.2010. Бюл. № 14.
33. Ботвинкин А. К., Моисеев Е. Б., Хворостин В. Н. Патент на изобретение РФ № 2368782. Устройство ударного действия, опубл. 27.09.2009. Бюл. № 27.
34. Феофанова А. Е, Демин В. А., Евсюков С. А., Лавриненко В. Ю., Семенов Е. И. Патент на изобретение РФ № 2438825. Баба молота, опубл. 10.01.2012. Бюл. № 1.
35. Явтушенко О. В., Фадеев П. Я. Патент на полезную модель РФ № 1771509. Составной ударник для разрушения негабаритов, опубл. 23.10.1992. Бюл. № 39.
36. Болобов В. И., Бинь Л. Т., Плащинский В. А. О распространении трещины по горной породе при ударе // Обогащение руд. - 2019. - № 6. - С. 3-5. DOI: 10.17580/ or.2019.06.01.
37. Болобов В. И., Плащинский В. А., Борисов С. В., Бинь Л. Т. О соотношении параметров разрушения породы в статических и динамических условиях // Обогащение руд. -2021. - № 5. - C. 3-9. DOI: 10.17580/or.2021.05.01.
38. Шелковников И. Г. Использование энергии удара в процессах бурения. - М.: Недра, 1977. - 160 с.
39. Панкратенко А. Н. Определение удельной поверхностной энергии разрушения пород // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2002. - № 9. - C. 11-14.ЕШЗ
REFERENCES
1. Boyarskikh G. A., Mamontov N. P., Fedoseev A. P. Analytical assessment of the energy intensity of destruction of rock fragments by low-cycle impact loads. Materialy mezhdunarodnoy nauchno-tekhnicheskoy konferentsii «Nauchnye osnovy i praktika pererabotki rud i tekhnogen-nogo syr'ya» [Materials of the international scientific and technical conference «Scientific foundations and practices of ore processing and technogenic raw materials»], Ekaterinburg, Izd-vo «Fort Dialog-Iset'», 2008, pp. 289-293. [In Russ].
2. Khoreshok A., Mametiev L., Tsekhin A., Borisov A. Relationship between the power of the two-bit cutting body rotation drive of the roadheader and hardness of broken rock. E3S Web of Conferences. 2018, vol. 41, no. 54, article 03017. DOI: 10.1051/e3sconf/20184103017.
3. Prokopenko S. A., Ludzish V. S., Kurzina I. A., Sushko A. V. Results of industry testing of multiple use rock-cutting picks. Gornyi Zhurnal. 2015, no. 5, pp. 67-70. [In Russ]. DOI: 10.17580/gzh.2015.05.14.
4. Zedgenizov V. G., Al-Sakkaf Khaled S. T. Results of a study of the process drummer to break oversized rocks on the mathematical model. Vestnik Irkutskogo gosudarstvennogo tekh-nicheskogo universiteta. 2013, no. 7(78), pp. 18-22. [In Russ].
5. Litvinenko V. S., Dvoynikov M. V.. Justification of the technological parameters choice for well drilling by rotary steerable systems. Journal of Mining Institute. 2019, vol. 235, pp. 24-29. [In Russ]. DOI: 10.31897/pmi.2019.1.24.
6. Grigoriev B. S., Eliseev A. A., Pogarskaya T. A., Toropov E. E. Mathematicalmodeling of rock crushing and multiphase flow of drilling fluid in well drilling. Journal of Mining Institute. 2019, vol. 235, pp. 16. [In Russ]. DOI: 10.31897/PMI.2019.1.16.
7. Prokopenko S. A., Vorobiev A. V. Recovery of worn-out picks in rock breaking. Eurasian Mining. 2018, no. 1, pp. 27-30. DOI: 10.17580/em.2018.01.06.
8. Korolev I. A., Lavrenko S. A. Analysis of Cambrian clay cutting during Saint-Petersburg subway construction. Gornyi Zhurnal. 2018, no. 2, pp. 53-58. [In Russ]. DOI: 10.17580/ gzh.2018.02.08.
9. Dvornikov L. T., Zhukov I. A. Rational design of techno-logical impact systems. Vestnik Sibirskogo gosudarstvennogo industrial'nogo universiteta. 2012, no. 2, pp. 15-20. [In Russ].
10. Klishin V. I. Unblasting technology of rock overburden processing, oversized pieces and stripping explosive blocks in the development of quarries in Altai-Sayan region. MIAB. Mining Inf. Anal. Bull. 2012, no. 4, pp. 313-316. [In Russ].
11. Kerimov Z. E. Hydraulic impactors and their practical application. Izvestiya Tul'skogo gosudarstvennogo universiteta. Tekhnicheskie nauki. 2019, no. 10, pp. 481-489. [In Russ].
12. Sementsov V. V., Prokopenko S. A., Ludzish V. S., Abramov V. V. Design and industrial testing of innovative nonexpendable picks for cutter-loaders. Eurasian Mining. 2019, no. 2, pp. 59-63. DOI: 10.17580/em.2019.02.13.
13. Prokopenko S., Sushko A., Kurzina I. New design of cutters for coal mining machines. IOP Conference Series: Materials Science and Engineering. 2015, vol. 91, pp. 1-8. DOI: 10.1088/1757-899X/91/1/012058.
14. Zadkov D. A., Gabov V. V., Khak Lin Nguyen. Features of elementary burst formation during cutting coals and isotropic materials with reference cutting tool of mining machines. Journal of Mining Institute. 2019, vol. 236, pp. 153-160. [In Russ]. DOI: 10.31897/pmi.2019.2.153.
15. Prokopenko S. A., Ludzish V. S., Kurzina I. A. Development of combine cutters of the new class. Gornyi Zhurnal. 2017, no. 2, pp. 75-78. [In Russ]. DOI: 10.17580/gzh.2017.02.14.
16. Zhukov I. A., Smolyanitsky B. N., Timonin V. V. Improvement of down-the-hole air hammer efficiency by optimizing shapes of colliding parts. Journal of Mining Science. 2018, vol. 54, no. 2, pp. 212-217.
17. Yungmeyster D. A., Sakerin A. S., Korolev R. I., Carlov V. A. Modernization hydrants-crystal drill heads. Gornoe oborudovanie i elektromekhanika. 2017, no. 4, pp. 8-13. [In Russ].
18. Shishlyannikov D. I., Zvonarev I. E. Investigation of the destruction process of potash ore with a single cutter using promising cross cutting pattern. Applied Sciences. 2021, vol. 11, no. 1, pp. 464-464. DOI: 10.3390/app11010464.
19. Linh N. K., Gabov V. V., Lykov Y. V., Urazbakhtin R. Y. Evaluating the efficiency of coal loading process by simulating the process of loading onto the face conveyor with a shearer with an additional share. International Journal of Engineering. 2021, vol. 34, no. 7, pp. 1804-1809.
20. Zhukov I. A., Sarakhanova E. V. Theoretical foundations of synthesizing forms of impactors of impact systems for technological purposes. Izvestiya Tomskogo politekhnicheskogo universiteta. 2009, no. 2, pp. 173-177. [In Russ].
21. Sher E. N., Efimov V. P. Modeling of the development of a crack in a rock formed by the impact of a wedge-shaped tool. Interexpo Geo-Siberia. 2015, no. 3, pp. 281-286. [In Russ].
22. Shadrina A. V., Saruev L. A. Experimental study of the impact of impact system parameters on the destruction of granite. MIAB. Mining Inf. Anal. Bull. 2013, no. S4-1, pp. 276-280. [In Russ].
23. Shadrina A. V. Assessment of the influence of the shape and energy parameters of the force pulse on the indicators of rock destruction. Modern problems of science and education. 2015, no. 1-1, pp. 407. [In Russ].
24. Schreiner L. A., Petrova O. P. Zones of plastic deformation and the mechanism of destruction of plastic rocks during indentation. Voprosy deformatsii i razrusheniya gornyh porod pri burenii [Issues of deformation and destruction of rocks during drilling], Moscow, 1961, 111 p.
25. Pavlova N. N., Shreyner L. A. Razrushenie gornyh porod pri dinamicheskom nagruzhenii [Destruction of rocks under dynamic loading], Moscow, Nedra, 1964, 160 p.
26. Ostroushko I. A. Razrushenie gornyh porod pri burenii [Destruction of rocks during drilling], Moscow, Gosgeolizdat, 1952, 254 p.
27. Sokolinskiy V. B. Mashiny udarnogo razrusheniya [Impact destruction machines], Moscow, Mashinostroenie, 1982, 151 p.
28. Lavrinenko V. Yu., Skladchikov E. N., Stoilkovsky F. I. Experimental studies of the process of stitching a workpiece with a forging hammer with filler. Izvestiya Tul'skogo gosudarst-vennogo universiteta. Tekhnicheskie nauki. 2019, no. 5, pp. 203-209. [In Russ].
29. Lavrinenko V. Yu. Determination of deformation forces and deformation work during precipitation on hammers. Izvestiya Tul'skogo gosudarstvennogo universiteta. Tekhnicheskie nauki.
2013, no. 1, pp. 146-149. [In Russ].
30. Lavrinenko V. Yu., Semenov E. I., Feofanova A. E. Calculation of precipitation processes on hammers during deformation of hammer with filler. Izvestiya vysshikh uchebnykh zavedenii.
2014, no. 1, pp. 10-17. [In Russ].
31. Lavrinenko V. Yu., Semenov E. I., Feofanova A. E. Experimental study of impact during precipitation on hammers under conditions of hot deformation. Izvestiya moskovskogo gosudarstvennogo tekhnicheskogo universiteta MAMI. 2013, vol. 7, no. 2-2, pp. 191-194. [In Russ].
32. Feofanova A. E., Lavrinenko V. Yu., Semenov E. I. Patent RU 94182. 20.05.2010. [In Russ].
33. Botvinkin A. K., Moiseev E. B., Hvorostin V. N. PatentRU2368782. 27.09.2009. [In Russ].
34. Feofanova A. E., Demin V. A., Evsyukov S. A., Lavrinenko V. Yu., Semenov E. I. Patent RU 2438825. 10.01.2012. [In Russ].
35. Yavtushenko O. V., Fadeev P. Ya. Utility Model Patent No. 1771509. 23.10.1992. [In Russ].
36. Bolobov V. I., Bin' L. T., Plashchinskiy V. A. Crack propagation in rock upon impact. Obogashchenie Rud. 2019, no. 6, pp. 3-5. [In Russ]. DOI: 10.17580/or.2019.06.01.
37. Bolobov V. I., Plashchinskiy V. A., Borisov S. V., Bin' L. T. On the ratio of rock fracture parameters in static and dynamic conditions. Obogashchenie Rud. 2021, no. 5, pp. 3-9. [In Russ]. DOI: 10.17580/or.2021.05.01.
38. Shelkovnikov I. G. Ispolzovanie energii udara vprotsessah bureniya [The use of impact energy in drilling processes], Moscow, Nedra, 1977, 160 p.
39. Pankratenko A. N. Determination of the specific surface energy of rock destruction. MIAB. Mining Inf. Anal. Bull. 2002, no. 9, pp. 11-14. [In Russ].
ИНФОРМАЦИЯ ОБ АВТОРАХ
Болобов Виктор Иванович1 - д-р техн. наук, профессор, e-mail: boloboff@mail.ru, Плащинский Вячеслав Алексеевич1 - аспирант, 1 Санкт-Петербургский горный университет. Для контактов: Болобов В.И., e-mail: boloboff@mail.ru.
INFORMATION ABOUT THE AUTHORS
V.I. Bolobov1, Dr. Sci. (Eng.), Professor, e-mail: boloboff@mail.ru, V.A. Plaschinsky1, Graduate Student,
1 Saint-Petersburg Mining University, 199106, Saint-Petersburg, Russia. Corresponding author: V.I. Bolobov, e-mail: boloboff@mail.ru.
Получена редакцией 12.11.2021; получена после рецензии 14.12.2021; принята к печати 10.02.2022. Received by the editors 12.11.2021; received after the review 14.12.2021; accepted for printing 10.02.2022.
