___________________________________________________________________________
Analiza wyników badań wstępnych oraz określenie
kierunku dalszych prac badawczych technologii
drążenia tuneli ratowniczych metodą
mechanicznego odspojenia
Michał Siegmund1), Józef Jonak2)
1)
Instytut Techniki Górniczej KOMAG, Gliwice, e-mail: msiegmund@komag.eu
2)
Politechnika Lubelska, Wydział Mechaniczny, Lublin Streszczenie
W artykule opisano, opracowaną w ITG KOMAG, koncepcyjną technologię oraz urządzenie do drążenia doświadczalnych tuneli ratowniczych, wykorzystujące mechaniczne odspojenie części górotworu. Technologia ta jest propozycją nowego podejścia do zagadnienia drążenia tuneli w warunkach prowadzenia akcji ratowniczych. Metoda ta polega na mechanicznym odspajaniu calizny skalnej przy użyciu zakotwionych cięgien. W artykule przedstawiono wyni-ki badań, zrealizowanych w ramach projektu europejswyni-kiego INREQ. Dokonano analizy otrzy-manych dotychczas wyników w aspekcie ich wykorzystania w ramach projektu OPUS 10 nr 2015/19/B/ST10/02817, finansowanego z Narodowego Centrum Nauki, gdzie założono przeprowadzanie procesu modelowania numerycznego oraz przeprowadzenie serii ekspery-mentów w warunkach laboratoryjnych i rzeczywistych. W ramach projektu przewiduje się wykonanie eksperymentalnego urządzenia badawczego oraz opracowanie modelu zniszcze-nia materiałów skalnych w przestrzennym stanie naprężeń ścinających i rozciągających. Słowa kluczowe: drążenie tuneli, niszczenie spójności skał, wyrywanie skał, ratownictwo
górnicze, niekonwencjonalne urabianie skał, badania wytrzymałościowe
Analysis of the results of preliminary studies
and determination of direction of further research work on
technology of drilling the rescue tunnels by the method
of mechanical loosening
Abstract
Conceptual technology and device for drilling the experimental rescue tunnels using de-struction of the cohesion of the rock mass developed in KOMAG is described. This tech-nology is a proposal of a new approach to tunneling under the rescue conditions. This method consists in mechanical falling off the rock using the bolted strings. Results of the projects realized within the INREQ European project are presented. Current results were analysed in the aspect of using them in the project OPUS 10 No. 2015/19/B/ST10/02817 funded by National Science Centre, Poland, where process of numerical modelling and a series of experiments in the laboratory and in real conditions is planned. Prototype of testing device and development of a model for the destruction of rock materials in a condi-tion of spatial shear and tension stresses is planned.
Key words:
tunneling, destroying the cohesion of rocks, tearing out rock fragments, mine
rescue, unconventional rock cutting, strength testsWstęp
Uwzględniając specyficzne warunki panujące w podziemnych wyrobiskach górni-czych, proces urabiania jest czasochłonny i energochłonny. Eksploatacja skał zwię-złych należy do jednego z najtrudniejszych procesów wydobywczych, z uwagi na wieloetapowość i zróżnicowanie technologiczne. W polskim górnictwie węgla ka-miennego drążenie wyrobisk chodnikowych realizowane jest kombajnami chodniko-wymi lub z wykorzystaniem materiałów wybuchowych [5].
Kryterium energochłonności w znacznym stopniu decyduje o końcowych kosz-tach technologii. Nie sprzyja ono wprowadzaniu w górnictwie nowych, innowacyj-nych rozwiązań, które nie spełniają ww. kryterium. Szczególnie często występuje ten problem w fazie wdrażania nowych technologii. Wiele rozwiązań konstrukcyjnych maszyn i urządzeń, jak również nowych technologii, pomimo pozytywnych wyników uzyskanych podczas badań stanowiskowych powierzchniowych, trudno zatem wdrożyć.
Sytuacją, w której względy ekonomiczne przestają mieć decydujący wpływ na zastosowaną technologię drożenia, są akcje ratownicze, w których decydującą rolę odgrywają względy praktyczne. Ekstremalnie trudne warunki górniczo-geologiczne oraz ograniczenia przestrzenne i czasowe prowadzenia akcji ratowniczych prak-tycznie eliminują możliwość zastosowania konwencjonalnych metod drążenia wyro-bisk. Konieczność wydrążenia krótkiego chodnika o niewielkich gabarytach unie-możliwia wprowadzenie dużej mechanizacji, jak również stosowanie materiałów wybuchowych [5, 8]. W takich przypadkach często stosuje się jedynie ręczne ura-bianie za pomocą lekkich młotków pneumatycznych. Jest to jednak nieefektywne i czasochłonne [7], zwłaszcza gdy czas dotarcia do poszkodowanych, a także wyko-nanie chodnika ratunkowego o solidnej i stabilnej konstrukcji są niezwykle istotne. Alternatywną metodą jest, opatentowana przez ITG KOMAG, technologia drążenia tuneli poprzez niszczenie spójności skał przy użyciu zakotwionych w caliźnie kotew. Metoda ta jest bezpieczna, gdyż nie zagraża odrzutem urabianych skał i można ją stosować niezależnie od poziomu zagrożenia metanowego. Technologia ta nie po-woduje destrukcji górotworu poza ściśle wyznaczoną strefę.
1. Opis technologii drążenia tuneli ratowniczych metodą mechanicznego odspojenia skał
Prace nad technologią drążenia tuneli ratowniczych metodą niszczenia spójności skał prowadzone są w ITG KOMAG od kilku lat. Rozwiązanie to opracowane i opa-tentowane zostało w kilku wariantach wykonania, głównie różniących się między sobą sposobem wywierania naprężenia rozciągającego w kotwie. Główna idea roz-wiązania pokazana została na rys. 1. Metodę można stosować zarówno w przypad-ku skał zwięzłych, jak i łatwo urabialnych. Kierunek drążenia może być dowolny (pionowy, poziomy, skośny). Nie gwarantuje ona dużego postępu, jednak umożliwia drążenie wyrobiska w każdych warunkach górniczo-geologicznych i jest bezpieczna.
Rys. 1. Idea urabiania calizny skalnej poprzez niszczenie jej spójności:
1 – masyw skalny, 2 – odspojona skała, 3 – cięgno wyrywające, 4 – element rozpierający
Metoda mechanicznego odspajania skał polega na tym, że w czole urabianego wyrobiska wiercone są otwory, do których wprowadza się cięgna z elementami roz-pierającymi. Na cięgno utwierdzone w skale (rys. 1) elementem rozpierającym od-działuje siła P, co powoduje jej odspojenie od masywu [5].
Metoda opracowana została w celu uzyskania prostej, efektywnej i o stosunkowo niskiej energochłonności technologii urabiania skał. Niższą energochłonność, przy zachowaniu odpowiedniego mocowania elementu naprężającego utwierdzoną ko-twę, uzyskuje się poprzez wprowadzenie naprężeń rozciągających i ścinających, których wartości maksymalne w przypadku skał są kilkukrotnie mniejsze od maksy-malnych naprężeń ściskających [10, 5].
Metoda ta pozwala wykonywać chodnik o dowolnym przekroju (nawet do średnicy ok. 1 m), przy użyciu bardzo prostych narzędzi, jakimi są: wiertarka udarowa, kotwa rozprężna, pompa ręczna oraz siłownik hydrauliczny (rys. 2). Masa wszystkich za-stosowanych elementów umożliwia ich swobodne, ręczne przenoszenie w drążonym wyrobisku.
Przykład realizacji technologii drążenia tuneli ratowniczych z zastosowaniem ww. metody zaprezentowano na rys. 2.
Rys. 2. Przykład realizacji urabiania poprzez wyrywanie calizny skalnej rozpieraną kotwą W drążonej caliźnie skalnej wykonuje się ślepy otwór o średnicy odpowiadającej średnicy osadzenia kotwy, w celu umożliwienia jej poprawnego utwierdzenia. Po poprawnym osadzeniu kotwy jej wystający koniec łączy się z końcem drąga tłoko-wego siłownika. Siłownik mocowany jest poprzez ucho do odpowiednio przygotowa-nej trawersy lub podpory nośprzygotowa-nej, która rozparta jest o caliznę, poza przewidywaną strefą odspojenia. Podanie odpowiedniej wartości ciśnienia do cylindra siłownika wywołuje napięcie układu, aż do momentu, w którym nastąpi wyrwanie skał. Geo-metrię odspojonego fragmentu calizny skalnej determinują jej indywidualne własno-ści wytrzymałowłasno-ściowe [12].
2. Doświadczenia eksploatacyjne z prób wyrywania calizny skalnej Pierwsza koncepcja metody mechanicznego odspajania skał oraz badania, mające na celu ocenę możliwości jej stosowania, prowadzone były w ramach projektu IN-REQ, na potrzeby stworzenia przenośnego urządzenia do drążenia wyrobisk ratun-kowych [3]. W ramach realizacji projektu wykonano urządzenie doświadczalne (UDWR-1), składające się z następujących elementów (rys. 3):
podpora nośna (1), cylinder hydrauliczny (2), pompa ręczna (3), statyw (4),
Rys. 3. Model 3D urządzenia badawczego UDWR-1
Próby odspajania calizny skalnej za pomocą urządzenia UDWR-1 przeprowadzono w warunkach dołowych, w Skansenie Górniczym Królowa Luiza w Zabrzu, w wyrobisku kamiennym (piaskowiec). Celem badań było sprawdzenie możliwości zastosowania technologii mechanicznego odspajania skał do drążenia wyrobisk ratowniczych, a w szczególności pomiar siły krytycznej powodującej odspojenia oraz pomiar geometrii odspajanych fragmentów skalnych.
Urabianie (odspajanie) calizny skalnej za pomocą przedstawionego urządzenia polegało na wywierceniu otworu oraz utwierdzeniu w nim kotwy. Następnie z użyciem statywu, na którym zawieszona była podpora nośna z cylindrem hydraulicznym, następowało mocowanie kotwy do siłownika. Po wstępnym rozparciu podpory nośnej luzowano linę statywu i za pomocą pompy ręcznej zwiększane było ciśnienie w cylindrze, aż do odspojenia fragmentu skały.
Badania prowadzono z użyciem kotew samopodcinających dno otworu typu HDA-P produkcji firmy Hilti. Badania wykazały, że jest możliwe odspajanie calizny skalnej w formie regularnych stożków (rys. 4). W trakcie badań osadzano kotwy na różnej głębokości i rejestrowano ciśnienie w siłowniku urządzenia oraz wymiary geometryczne wyłomu skalnego, powstałego w wyniku wyrywania kotwy (wysokość, szerokość i głębokość).
Rys. 4. Odspojony stożek skalny wraz z kotwą rozprężną [4]
Na podstawie zmierzonych wymiarów wyłomu określano kąt pochylenia płaszczyzny odspojenia w pionie i poziomie. Na podstawie zarejestrowanych maksymalnych wartości ciśnienia w siłowniku urządzenia i znanej powierzchni roboczej tłoka siłownika obliczono wartości krytycznej siły P. Wyniki badań i obliczone na ich podstawie wartości parametrów zestawiono w tabeli 1. Odspojone fragmenty skalne miały kształt stożków eliptycznych. Eliptyczny kształt stożków (różne wartości kąta nachylenia płaszczyzny w poziomie i pionie) może wynikać z anizotropowości materiału. Średni kąt pochylenia powierzchni odspojenia wyniósł 28,3° [4].
Tabela 1. Wyniki prób technologii mechanicznego odspajania skał [2, 4]
Poz. Głębokość kotwienia [m] Głębokość odspojenia [m] Wymiary podstawy
wyrwania [m] Kąt płaszczyzny odspojenia pionowo/poziomo [°] Siła P [kN] pionowo poziomo 1 0,16 0,12 0,6 0,4 22/31 123,45 2 0,17 0,09 0,35 0,35 27/27 98,76 3 0,18 0,14 0,54 0,71 27/21 115,22 4 0,18 0,13 0,43 0,42 31/32 98,76 5 0,18 0,14 0,55 0,7 27/22 172,83 6 0,19 0,16 0,5 0,7 33/25 90,53 7 0,19 0,11 0,5 0,57 24/21 115,22 8 0,19 0,13 0,5 0,6 28/23 98,76 9 0,19 0,15 0,65 0,55 25/29 172,83 10 0,19 0,16 0,6 0,5 28/33 65,84 11 0,2 0,15 0,6 0,78 27/21 197,52 12 0,2 0,15 0,57 0,51 28/31 181,06 13 0,21 0,15 0,53 0,43 30/35 222,21 14 0,21 0,19 0,7 0,56 29/34 65,84 15 0,25 0,18 0,5 0,6 36/31 82,3 16 0,25 0,15 0,6 0,6 27/27 164,6 17 0,26 0,17 0,55 0,65 32/28 189,29 18 0,265 0,125 0,4 0,36 32/35 205,75 Śr. 0,20 0,14 0,53 0,5 28,5/28,1 136,71
Jak pokazały przeprowadzone próby odspajania, kotwienie na głębokości większej niż 20 cm kilkukrotnie kończyło się zerwaniem kotew lub przekroczeniem wytrzymałości zakotwienia (wyciągnięciem kotwy). Najczęściej przy głębokościach kotwienia powyżej 20 cm element rozprężny kotwy przesuwał się w otworze, a następnie dochodziło do odspojenia stożka o znacznie mniejszej wysokości niż głębokość zakotwienia. Zależność głębokości kotwienia od głębokości odspojenia przedstawiono na rys. 5 (powyżej 20 cm zakotwienia nie następuje przyrost, lecz spadek głębokości odspojenia).
Rys. 5. Głębokość kotwienia i odspojenia dla poszczególnych prób mechanicznego odspajania skał [2]
Spadek głębokości odspajania przy wzroście głębokości kotwienia powodowany był najprawdopodobniej geometrią podpory urządzenia UDWR-1. Na rys. 6 przedstawiona została maksymalna głębokość wyrywanego stożka niepodpieranego urządzeniem UDWR-1, w zależności od rozstawu nóg podpory. Jako kąt powierzchni odspojenia przyjęty został średni kąt odspojenia, zmierzony podczas udanych prób wyrywania. Podpora ogranicza wymiary podstawy stożka odspojenia w zakresie 600-780 mm. Można zauważyć, że wszystkie próby wyrywania kotwy osadzonej na głębokości poniżej 170 mm były próbami wyrwania stożka niepodpartego. Średnica Ø 780 mm jest wynikiem regulacji długości nóg podpory, która służy głównie do dopasowania do nierówności calizny. Osadzanie kotwy na głębokość powyżej 170-220 mm mogło wiązać się z wprowadzeniem podczas badania dodatkowego naprężania ściskającego wyrywany stożek. Podparcie wyrywanego stożka najczęściej objawiało się nagłym wzrostem siły wyrywającej
powyżej 200 kN bądź obluzowaniem się zakotwienia. Podczas obluzowania zakotwienia kotwa zostawał całkowicie wyciągana z otworu bądź ponownie ją utwierdzano na głębokości zapewniającej brak podparcia stożka. W takim przypadku głębokość wyrwanego stożka była znacznie mniejsza od początkowej głębokości kotwienia (patrz tabela 1, rys. 5).
Rys. 6. Podpora siłownika urządzenia UDWR-1
W ramach realizacji projektu INREQ przeprowadzono również badania laboratoryjne piaskowca pobranego z przodka, w którym prowadzone były badania dołowe. Badania wytrzymałościowe wykonano w laboratoriach Katedry Geomechaniki, Budownictwa Podziemnego i Zarządzania Ochroną Powierzchni Wydziału Górnictwa i Geologii Politechniki Śląskiej. Z dostarczonego do laboratorium materiału badawczego udało się wykonać 18 udanych prób wytrzymałościowych, takich jak: próba obciążania punktowego, oznaczania wytrzymałości granicznej na rozciąganie, wytrzymałości na ścinanie przy ściskaniu oraz ścinania bezpośredniego. Otrzymano następujące wartości średnie [13]:
wytrzymałości granicznej na jednoosiowe ściskanie, Rc ≈ 20,1 MPa, wytrzymałości granicznej na jednoosiowe rozciąganie, Rr ≈ 1,8 MPa, spójności w próbie ścinania przy ściskaniu, c ≈4,2 MPa,
spójności w próbie ścinania bezpośredniego c ≈2,9 MPa, kąta tarcia wewnętrznego φ=27°.
Otrzymane wyniki laboratoryjnych badań wytrzymałościowych wskazują, że ba-dany piaskowiec średnioziarnisty jest piaskowcem słabym, o niskich wartościach parametrów wytrzymałościowych, zdecydowanie poniżej wartości przeciętnych cha-rakterystycznych dla tego rodzaju skał karbońskich GZW.
Podsumowując, przeprowadzone w ramach projektu INREQ próby badawcze pozwoliły wstępnie określić spodziewaną geometrię odspojenia, co jest niezbędne do opracowania technologii drążenia chodnika o zadanych wymiarach i kształcie. Określenie zakresu odspojenia elementów calizny skalnej konieczne jest do oszacowania metryki wiercenia otworów, jak również energochłonności i wydajności
urabiania, w przypadku drążenia tuneli ratowniczych. Zmierzona podczas badań in
situ średnia wartość kąta pochylenia powierzchni odspojenia wyniosła 28,3°,
natomiast kąt tarcia wewnętrznego skał wyznaczony w badaniach laboratoryjnych wyniósł 27°. Może to wskazywać na pewną korelację pomiędzy kątem tarcia wewnętrznego a kształtem odspojonego stożka. Są to wyniki badań jednej calizny skalnej (piaskowiec), należy przy tym mieć na uwadze, że własności wytrzyma-łościowe zależą od kierunku usytuowania tzw. płaszczyzn osłabienia (uwarstwienia, łupliwości itd.) [1, 6], co w bezpośredni sposób wpływa na wielkość kąta tarcia wewnętrznego. Ponadto prototypowe urządzenie badawcze UDWR-1 mogło wprowadzać w badanym materiale niepożądane naprężenia ściskające, wynikające z konstrukcji podpory nośnej. Mając powyższe na uwadze, należy, dla określenia geometrii odspojenia, prowadzić dalsze badania w innych przodkach kamiennych, za pomocą urządzenia badawczego o zmodernizowanej konstrukcji. Dodatkowo należałoby równocześnie z próbami in situ przeprowadzić badania laboratoryjne skał pod kątem wyznaczenia wewnętrznego kąta tarcia, spójności oraz wytrzymałości na rozciąganie, ściskanie i ścinanie, które pozwalają na określenie wzajemnej korelacji obu metod badawczych.
3. Określenie kierunku dalszych prac badawczych
Trudności z wstępnym określeniem stanu wytężenia materiału skalnego związane są z brakiem wyczerpującego opisu literaturowego, określającego siłę krytyczną i geometrę odspojenia podczas prób mechanicznego odspajania skał za pomocą rozciąganych cięgien (kotew). Dla skał oraz materiałów niejednorodnych nie istnieje uniwersalne kryterium wytrzymałościowe. Zawsze należy się posługiwać kilkoma kryteriami oceny wytężenia, uwzględniając mechanizmy zniszczenia przez ściskanie, ścinanie i rozciąganie, a wybrane kryterium wytrzymałościowe powinno być zgodne z wynikami doświadczeń [6]. Stan naprężenia materiału skalnego, będący przedmiotem dotychczasowych badań, wywołany siłą przyłożoną do cięgna zamocowanego w materiale skalnym, można w pewnym stopniu porównać z zagadnieniami nośności zakotwień mechanicznych. Kotwy mechaniczne (nazywane również rozprężnymi czy ekspansywnymi) w różnych wariantach wykonania wykorzystują podobny, dwupunktowy mechanizm kotwienia. Kotwa tego rodzaju składa się najczęściej z pręta stalowego, którego jeden z końców zaopatrzony jest w rozszerzalną głowicę kotwiącą, natomiast drugi, zewnętrzny koniec, poprzez podkładkę i nakrętkę opiera się o powierzchnie czołową materiału skalnego. Mechanizm wyrywania kotew z górotworu był już wielokrotnie przedmiotem badań laboratoryjnych i in situ, mających na celu określenie siły zakotwienia i wytrzymałości kotew. Idea badania nośności kotew sprowadza się do prób ich wyrwania z calizny skalnej. Badanie realizuje się poprzez siłownik hydrauliczny, który zakłada się na wystającą z otworu końcówkę kotwy, następnie zwiększa się stopniowo siłę osiową i rejestruje wysuw kotwy z otworu (rys. 7). W ten sposób doprowadza się do zniszczenia pręta nośnego lub zniszczenia jego zamocowania w otworze [6, 11]. Badania prowadzone tą metodą nie dają odpo-wiedzi na temat parametrów wytrzymałościowych materiału skalnego w przypadku obciążenia kotwy siłą osiową i wyeliminowania naprężeń ściskających, pochodzących od podparcia urządzenia o badany materiał.
Rys. 7. Schemat urządzenia do badania siły zakotwienia i wytrzymałości kotwy (szkic na podstawie [2, 6, 11])
Analogie badawcze można również znaleźć w metodach pomiaru wytrzymałości betonu metodami typu pull-off, które odnoszą się do grupy metod badawczych określania parametrów wytrzymałościowych betonu na podstawie wartości siły mierzonej podczas wyrywania z badanego materiału stalowych kotew. Ustalony sposób zniszczenia betonu podczas wyrywania kotwy, pozwala na określanie ścisłej korelacji między zarejestrowaną siłą wyrywającą a wytrzymałością betonu. Metoda ta, w zdecydowanej większości przypadków, jest niezależna od wpływu rodzaju cementu, warunków twardnienia czy zawartości dodatków. Z tego też względu metoda ta znalazła uznanie w wielu krajach skandynawskich, a także w USA i Wielkiej Brytanii, gdzie jest powszechnie wykorzystywana [9]. Ostatnie lata przyniosły znaczny wzrost popularności tej metody także w Polsce. W normie PN-EN 12504-3, w zależności od obiektu badanego, proponowane są dwa układy pomiarowe [14]:
I – kotwa pomiarowa osadzana jest podczas betonowania konstrukcji (technika „LOK-test”, rys. 8a),
II – kotwa jest zakładana do wywierconych otworów pomiarowych w istniejącej konstrukcji (technika CAPO-test, rys. 8b).
Siła wyrywająca kotwę jest przekazywana za pośrednictwem siłownika hydraulicznego lub mechanicznego na trzpień kotwy. Siłownik oparty jest na pierścieniu oporowym, o ściśle określonej średnicy wewnętrznej. Pomiary metodą LOK-test stosowane są w obecnie wykonywanych budowlach inżynierskich, tj. wiaduktach, mostach, tunelach itp. Natomiast pomiary systemem CAPO-test są wykonywane w istniejących już konstrukcjach betonowych i żelbetowych, w tym również tunelach oraz inżynierskich obiektach podziemnych, poprzez wykonanie odpowiednio podciętego otworu badawczego. Na rys. 8a przedstawiono układ pomiarowy w technice LOK-test, z kolei na rys. 8b przedstawiono układ badawczy w technice CAPO-test.
Rys. 8. Układ pomiarowy metody badania wytrzymałości betonu w systemie pull-off: a) pomiar w technice LOK-Test, b) pomiar w technice CAPO-test (szkic na podstawie [14])
Rys. 9. Schemat badania metodą wyrywania:1 – pierścień oporowy, 2 – oczekiwana stożkowa powierzchnia zniszczenia, 3 – trzpień wyrywanej kotwy, 4 – krążek wyrywanej kotwy
(szkic na podstawie [14])
Idea pomiaru w obu metodach badawczych sprowadza się do pomiaru siły wyrywającej badany materiał (rys. 9). Określenie wytrzymałości badanego betonu następuje poprzez skorelowanie siły wyciągającej kotwę z wytrzymałością betonu na ściskanie. Równania korelacji określone zostały w sposób empiryczny. Wymienione wyżej układy pomiarowe pozwalają na określanie wytrzymałości betonu w warstwie
podpowierzchniowej na głębokości do ok. 3 cm. Jest to metoda na tyle dokładna, że ogranicza stosowanie metod nieniszczących, tj. sklerometrycznej i ultradźwiękowej [9].
Przytoczone wcześniej metody badawcze nie oddają w pełni stanu naprężenia występującego w urabianej caliźnie skalnej podczas próby odspojenia przy użyciu rozciąganych kotew. W celu pełnego poznania mechanizmu odspojenia oraz stanu wytężenia w wyrywanym materiale skalnym podjęto realizację projektu RODEST pt.: „Badania i modelownie mechanizmu zniszczenia materiałów skalnych w prze-strzennym stanie naprężeń ścinających i rozciągających”. Projekt realizowany jest przez konsorcjum naukowe: Instytut Techniki Górniczej KOMAG wraz z Politechniką Lubelską i finansowany jest przez Narodowe Centrum Nauki w ramach konkursu OPUS 10 (nr projektu 2015/19/B/ST10/02817).
W ramach projektu przewiduje się opracowanie innowacyjnego urządzenia do badania wytrzymałości skał, za pomocą którego przeprowadzone zostaną badania
in situ, a wyniki badań posłużą do opracowania numerycznych symulacji oraz
empirycznych zależności określających mechanizm zniszczenia materiału skalnego. Zakładany stan naprężenia w przekroju calizny skalnej, który stanowił będzie przedmiot badań, przedstawiono na rys. 10.
Rys. 10. Zakładany stan naprężenia w przekroju calizny skalnej podczas próby wyrywania: P – siła krytyczna odspajania, τ – naprężenia styczne do powierzchni ścinania, σ – naprężenia
normalne do powierzchni ścinania, α – kąt płaszczyzny odspojenia
Podstawowymi parametrami określanymi w czasie zaplanowanych badań będą przebiegi wartości siły P oraz kąt płaszczyzny odspojenia. Badania planuje się prowadzić dla różnych typów skał zwięzłych, zarówno w wyrobiskach podziemnych, jak i odkrywkowych. Każdorazowo dla badanych skał prowadzone będą również badania laboratoryjne podstawowych parametrów wytrzymałościowych. Zebrane dane doświadczalne posłużą do opracowania modeli numerycznych i zależności empirycznych charakteryzujących badany stan naprężenia. Kolejność oraz zakres planowanych podczas realizacji projektu prac w sposób schematyczny przedsta-wiono na rys. 11.
Rys. 11. Schemat blokowy zadań planowanych w ramach realizacji projektu RODEST W ramach realizacji pierwszego zadania zostanie opracowana koncepcja oraz model 3D urządzenia badawczego, z uwzględnieniem doświadczeń eksploata-cyjnych urządzenia UDWR-1. Prace projektowe ukierunkowane zostaną na opracowanie podpory nośnej siłownika urządzenia, niepowodującej naprężeń ściskających w badanych skałach i zarazem wystarczająco wytrzymałej do przeniesienia maksymalnej siły siłownika urządzenia. Na podstawie opracowanego modelu 3D wykonana zostanie dokumentacja techniczna, która posłuży do wykonania urządzenia badawczego. Ponadto w ramach tego etapu opracowana zostanie szczegółowa metodyka badań in situ oraz instrukcja obsługi urządzenia.
Opracowane urządzenie badawcze i metodyka, oraz urządzenia pomiarowe i pomocnicze pozwolą na przeprowadzenie serii badań in situ. Zakłada się przeprowadzenie badań w co najmniej trzech różnych wyrobiskach, co pozwoli na porównanie wyników badań dla różnych typów skał, charakteryzujących się różnymi parametrami wytrzymałościowymi. Cięgno (kotwa mechaniczna) urządzenia mocowane będzie na różnych głębokościach. Wykonana zostanie odpowiednia liczba prób umożliwiająca przeprowadzenie analizy statystycznej wyników. Podczas badań mierzony będzie przebieg wartości ciśnienia w siłowniku urządzenia oraz geometria powierzchni odspojenia przy użyciu skanera 3D. Pobrane zostaną odspojone fragmenty skał do badań laboratoryjnych. Z fragmentów skalnych dostarczonych po badaniach in situ, w laboratorium, wykonane zostanie badanie wytrzymałości na jednoosiowe ściskanie i jednoosiowe rozciąganie oraz próby ścinania przy ściskaniu i ścinania prostego, mające na celu określenie kąta tarcia wewnętrznego i spójności.
Wyniki badań eksperymentalnych in situ i laboratoryjnych zostaną zestawione w arkusze danych, które posłużą do przeprowadzenia analizy statystycznej wyników, mającej na celu wyeliminowanie błędów grubych i losowych oraz oszacowanie błędów pomiarowych.
Na podstawie wyznaczonych parametrów wytrzymałościowych opracowane zostaną modele przebadanych materiałów skalnych, które po wprowadzeniu do oprogramowania MES, np. MSC MARC, zostaną poddane numerycznym badaniom symulacyjnym. Wyniki symulacji w postaci przebiegu siły i geometrii powierzchni zniszczenia zostaną porównane z wynikami badań in situ. Parametry modelu materiału, jak również zastosowana hipoteza wytężeniowa będą modyfikowane do czasu osiągnięcia możliwie wysokiej zgodności wyników.
Na podstawie arkuszy danych opracowanych w zadaniu 3. oraz wyników symulacji numerycznych za pomocą metod statystycznych opracowane zostaną empiryczne zależności, określające model zniszczenia badanych materiałów skalnych w przestrzennym stanie naprężeń ścinających i rozciągających.
Podsumowanie
Opisana technologia urabiania skał poprzez mechaniczne odspajanie jest alternatywą dla technologii urabiania skał zwięzłych z wykorzystaniem materiałów wybuchowych czy ręcznego urabiania za pomocą młotów udarowych. Do podstawowych zalety technologii z zastosowaniem metody mechanicznego odspajania poprzez wyrywanie zalicza się bezpieczne stosowanie w warunkach zagrożenia wyrzutami skał, zagrożenia metanowego oraz przy niestabilnym górotworze. Technologia ta umożliwia urabianie fragmentów calizny bez destrukcji górotworu, nawet w przypadku skał zwięzłych. Prosta mechanizacja technologii zapewnia jej niezawodność, jednak niski postęp drążonego wyrobiska obecnie może zapewnić zadowalające efekty jedynie w przypadku drążenia małogabarytowych tuneli ratowniczych. Ewentualny rozwój tej technologii uzależniony jest jednak od przeprowadzenia prac badawczo-rozwojowych, mających na celu wyznaczenie empirycznego modelu niszczenia różnego typu skał i m.in. wyznaczanie geometrii odspojenia, siły krytycznej powodującej destrukcję materiału. Dane te umożliwią opracowanie metryki wiercenia otworów pod kotwy, w celu uzyskania odpowiednich gabarytów tunelu. Prowadzone dotychczas prace oraz planowane dalsze, w ramach projektu RODEST, pozwolą uzupełnić stan wiedzy dotyczący wytrzymałości skał zwięzłych w złożonym stanie naprężenia. Realizacja poszczególnych zadań projektu badawczego umożliwi opracowanie empirycznego modelu niszczenia skał w złożonym stanie naprężenia wywołanym mechanicznym odspajaniem. W praktyce opracowane modele zniszczenia materiałów skalnych posłużą do rozwoju i popularyzacji innowacyjnej technologii urabiania metodą mechanicznego odspajania skał.
Artykuł opracowano w ramach realizacji projektu RODEST, konkurs OPUS 10, finansowany przez Narodowe Centrum Nauki (projekt nr 2015/19/B/ST10/02817).
Bibliografia
[1] Cebula D., 2015, Wyniki badań dołowych technologii mechanicznego odspajania skał. Nowoczesne metody eksploatacji węgla i skał zwięzłych. Monografia, Akademia Górni-czo-Hutnicza im. Stanisława Staszica, Kraków, s. 212-222.
[2] Cebula D., Kalita M., 2016, Badania i analiza naprężeń krytycznych w materiale skalnym wywołanych mechanicznym odspajaniem, Maszyny Górnicze, nr 1, s. 3-13.
[3] Cebula D., Kalita M., Prostański D., 2015, Próby dołowe technologii drążenia tuneli ratowniczych metodą niszczenia spójności skał, Maszyny Górnicze, nr 1, s. 3-7.
[4] Drwięga A. i in., 2014, Sprawozdanie za rok 2014 z realizacji projektu INREQ ITG KO-MAG. Gliwice (materiały niepublikowane).
[5] Kalita K.; Prostański D., 2012, Technologia drążenia tuneli ratowniczych metodą nisz-czenia spójności skał, Przegląd Górniczy, nr 12, s. 86-91.
[6] Kidybiński A., 1982, Podstawy geotechniki kopalnianej. Wydawnictwo „Śląsk”, Katowice. [7] Klich A. i in., 1998, Niekonwencjonalne techniki urabiania skał, Wydawnictwo Śląsk,
Katowice.
[8] Klich A., 1999, Praca zbiorowa: Maszyny i urządzenia dla inżynierii budownictwa pod-ziemnego. Wyrobiska korytarzowe i szybowe w górnictwie, Katowice.
[9] Kinash R., Witosiński J., Kinash O., Współczesne metody badań półnieniszczących konstrukcji betonowych, Konferencja: Budownictwo Podziemne i Bezpieczeństwo w Komunikacji Drogowej i Infrastrukturze Miejskiej.
http://www.bibt.agh.edu.pl/bibt2014/archiwum/2012/art/5.pdf
[10] Krauze K. i in., 2009, Wybrane problemy eksploatacji węgla i skał zwięzłych, Katedra Maszyn Przeróbczych i Transportowych AGH, Kraków.
[11] Pytel W., 2012, Geomechaniczne problemy doboru obudowy kotwowej dla wyrobisk górniczych, KGHM CUPRUM, Wrocław.
[12] Prostański D. i in., 2009, Niekonwencjonalny sposób urabiania skał poprzez niszczenie spójności górotworu. Koncepcja nowego sposobu urabiania skał poprzez niszczenie spójności górotworu E/BDC-10256/OR, Materiały niepublikowane, KOMAG. Gliwice. [13] Tomiczek K., 2015, Sprawozdanie z badań laboratoryjnych piaskowca z ZKWK „Królowa
Luiza”, Laboratorium Mechaniki Skał KGBPiZOP, Gliwice (materiały niepublikowane). [14] Polska norma PN-EN 12504-3:2006 „Badania betonu w konstrukcjach -- Część 3:
