Weryfikacja doboru obudowy kotwowej w warunkach zaburzeń tektonicznych w kopalni Lubin

___________________________________________________________________________

Weryfikacja doboru obudowy kotwowej w warunkach

zaburze

ń

tektonicznych w kopalni Lubin

Tomasz Kozłowski

, Jan Kudełko

1)

Politechnika Wrocławska, Wydział Geoinżynierii, Górnictwa i Geologii, Na Grobli 15, 50-421 Wrocław, e-mail: tomasz.kozlowski@pwr.edu.pl, jan.kudelko@pwr.edu.pl

Streszczenie

Artykuł porusza zagadnienia związane z zabezpieczaniem i utrzymaniem wyrobiska górnicze-go w warunkach zaburzeń tektonicznych. Niezbędne jest staranne dobranie obudowy, uwzględniające wszystkie negatywne czynniki, aby zapewnić jej stateczność. W głównej mie-rze decydującymi elementami są parametry fizyczne i mechaniczne górotworu, a także wy-stępujące w nim zaburzenia tektoniczne. Ilość danych, którymi dysponuje projektant, wymu-sza zastosowanie narzędzi umożliwiających wykonanie jak największej liczby analiz, w tym przypadku najlepsze możliwości stwarzają metody numeryczne. W artykule wykorzystano informacje pochodzące z otworu badawczego, obejmujące skały budujące strop i spąg wyro-biska korytarzowego. Obliczenia przeprowadzono z wykorzystaniem metody elementów skończonych.

Słowa kluczowe: górnictwo rud miedzi, ZG Lubin, obudowa kotwowa, dobór obudowy,

mo-delowanie numeryczne, metoda elementów skończonych

Verification of selection the rock bolt support in condition

of tectonic disturbance in Lubin mine

Abstract

An article discusses issues related to the protection and maintenance of mining excavation in condition of tectonic disturbance. It is necessary to carefully select the rock bolt support, taking into account all the negative factors to ensure its stability.Mainly the decisive elements are the physical and mechanical properties of the rock mass, as well as appearing in the tectonic disturbances.The amount of data available to the designer, enforces the use of tools to perform as many analyzes, in this case the best opportunities for creating numerical methods. The article uses information from the exploratory bore-hole, including rocks building roof and floor in dog heading. Calculations were performed using the finite-element method.

Key words: copper ore mining, Lubin mine rock bolt support, numerical method,

finite-element method

Wstęp

Różnorodność zjawisk występujących w górotworze, będących następstwem

ru-chów skorupy ziemskiej oraz działalności górniczej, jest jednym z głównych

obudowy. Bezpośrednie badania oraz stosowanie bardzo skomplikowanych modeli

mechanicznych pozwala wprawdzie na ich ocenę zarówno jakościową, jak

i ilościową, jednak nie zawsze takie postępowanie jest skuteczne. Wymagane jest

bowiem wykonanie dużej liczby pomiarów, a wyprowadzone na ich podstawie ogólne

zależności matematyczne budzą wątpliwości i nie mogą być jedyną podstawą

plano-wania bezpiecznie i racjonalnie prowadzonych wyrobisk górniczych. Z

przedstawio-nych powyżej względów, do określania zmian w górotworze, spowodowanych

naru-szeniem jego równowagi pierwotnej, stosuje się metody, polegające na

matema-tycznym ich ujęciu, które uwzględniałyby możliwie największą ilość cech

strukturalno-wytrzymałościowych masywu skalnego. Takie podejście umożliwia dobór odpowiedniej

obudowy dla danych warunków oraz pozwala na zbadanie pracy układu

obudowa-górotwór w zmieniających się warunkach naprężeniowo-odkształceniowych.

Niedogodnością w projektowaniu obudowy zabezpieczającej wyrobiska górnicze

są zaburzenia tektoniczne, występujące w górotworze, a tworzą je uskoki,

sfałdowa-nia, spękania, nieciągłości oraz intruzje. Próby uwzględnienia tych zjawisk w

zada-niach mechaniki górotworu związane są z niezbędnymi, obszernymi oraz

praco-chłonnymi badaniami. Istotną trudnością jest odpowiednie zamodelowanie

schema-tów obserwowanych w naturze. Rozpoznanie lokalizacji zaburzeń tektonicznych,

zasięgu oraz parametrów fizycznych i mechanicznych skał występujących w

otocze-niu zjawiska pozwala na uniknięcie zagrożeń i zminimalizowanie ich negatywnego

wpływu na pracę układu obudowa-górotwór.

1. Warunki geologiczno-górnicze w kopalniach rud miedzi LGOM

Wszystkie złoża rud miedzi, eksploatowane aktualnie przez KGHM Polska Miedź S.A.

na obszarze Legnicko-Głogowskiego Okręgu Miedziowego, należą do jednostki

geo-logicznej zwanej monokliną przedsudecką, która znajduje się w południowo-

-zachodniej części Polski i graniczy bezpośrednio:

− od zachodu z peryklinąŻar,

− od wschodu z monoklinąśląsko-krakowską,

− od południowego zachodu z blokiem przedsudeckim,

− od północnego wschodu z synklinarium szczecińsko-łódzkim [6].

Monoklinę przedsudecką tworzą skały osadowe, a jej podłoże zbudowane jest

również z proterozoicznych skał krystalicznych. Powstanie warstw, zawierających

bilan-sowe zasoby rud miedzi, datuje się na okres permu. Niezależnie od zasięgu pionowego

warstw strop złoża zbudowany jest ze skał dolomitowo-wapiennych dolnego

cechsz-tynu, a spąg z piaskowców czerwonego spągowca. Miąższość bilansowa w zależności

od lokalizacji wynosi od kilkudziesięciu centymetrów do nawet kilkunastu metrów.

Warstwy monokliny przedsudeckiej nachylone są pod kątem około 3-5°. Głębokość

zalegania warstw zwiększa się wraz z kierunkiem północno-wschodnim [1, 6].

2. Wpływ zaburzeń tektonicznych na wytrzymałość skał

Ośrodki skalne w obrębie LGOM charakteryzują się dużą anizotropią. Nie wynika to

tylko ze zmienności litologii skał w obrębie złoża, czyli obecności skał węglanowo-

-wapiennych, piaskowców, łupków i innych [6]. Przez występowanie zaburzeń (tj. spę

właściwości mechanicznych. Ma to negatywny wpływ na stateczność wykonanych

wyrobisk oraz zapewnienie bezpieczeństwa dla ludzi i maszyn. Bardzo wyraźnie

ukazały to wyniki badań przeprowadzonych na wzorcowych próbkach rdzenia z odwiertu

SP-2, spore różnice w wytrzymałości skał wystąpiły w warstwie stropowej i spągowej:

− warstwa stropowa (wapień):

− nr próbki 441,2:

− wytrzymałość skały na ściskanie Rc [MPa]: 121,2,

− moduł Younga Es [GPa]: 52,1;

− nr próbki 441,4:

− wytrzymałość skały na ściskanie Rc [MPa]: 76,8,

− moduł Younga Es [GPa]: 38,5;

− warstwa spągowa (piaskowiec kwarcowy):

− nr próbki 447,9:

− wytrzymałość skały na ściskanie Rc [MPa]: 116,5,

− moduł Younga Es [GPa]: 30,1;

− nr próbki 448,2:

− wytrzymałość skały na ściskanie Rc [MPa]: 69,1,

− moduł Younga Es [GPa]: 19,4.

W warstwie złożowej skały charakteryzują się dużym zróżnicowaniem orientacji

głównych kierunków spękań. Charakteryzują je głównie dwie grupy spękań, gdzie

każda z grup przecina się ze sobą prawie pod kątem prostym. W okolicach Lubina

oraz Polkowic zaobserwowano proces wypełnienia spoiwem wszelkich szczelin

i pustek. Spoiwo to tworzą minerały, których znaczącą większość reprezentują: gips,

baryt, kalcyt i siarczki miedzi, tj. chalkozyn, bornit, chalkopiryt [6].

Dolnośląskie złoża rud miedzi charakteryzują się znacznie mocniejszymi skałami

stropowymi w porównaniu ze skałami złożowymi i spągowymi [6]. Są one zdolne do

akumulowania energii sprężystej. Rośnie ona, gdy eksploatacja przebiega na coraz

większych głębokościach. W efekcie częściej dochodzi do występowania

niebez-piecznych zjawisk dynamicznych w kopalni, tj. tąpań. Skłonność skał do zamiany

energii potencjalnej w energię kinetyczną rośnie nie tylko wraz z głębokością

prowa-dzonej eksploatacji, ale również poprzez naruszanie stanu równowagi

prowadzony-mi robotaprowadzony-mi górniczyprowadzony-mi czy obecnością zaburzeń tektonicznych. Brak możliwości

pozyskania wszelkich informacji in situ dotyczących litologii, spękań i nieciągłości

oraz niekompletna wiedza z zakresu zjawisk dynamicznych nie pozwalają w pełni

wyeliminować tych zjawisk. Z aktualnym stanem rozpoznania zjawiska tąpań można

jedynie ograniczyć ich liczbę poprzez stosowanie obudów i odprężanie górotworu.

W niektórych przypadkach można je również przewidzieć, co pozwala na wcześ

niej-sze wycofanie ludzi i maszyn z zagrożonego rejonu. Problem spowodowany jest

złożonością procesu tąpań, anizotropią skał oraz trudności w wyjaśnianiu

bezpo-średnich przyczyn powstawania tych zjawisk [5].

3. Obudowy wyrobisk stosowane w kopalniach rud miedzi

W początkowym okresie eksploatowania złóż rud miedzi LGOM wyrobiska

zabez-pieczało się za pomocą obudowy łukowej podatnej (ŁP) i stojaków. Rozwój

wy-magały odpowiednich kształtów wyrobiska. Wszystko to sprawiło, że zaczęto

korzy-stać z obudów kotwowych. Ich wprowadzenie na tak szeroką skalę związane było

z pojawieniem się szeregu problemów do rozwiązania; od ich kształtu, długości

i wytrzymałości po schematy kotwienia [1].

Kotwienie skał wokół wyrobiska powoduje wzrost ich wytrzymałości. Aby

zrozu-mieć to zjawisko, należy wcześniej wspomnieć o jednym ważnych fakcie. Mianowicie

badania nad właściwościami mechanicznymi skał wykazały, że ich wytrzymałość na

rozciąganie jest kilku-, kilkunastokrotnie mniejsza od wytrzymałości na ściskanie,

a właśnie naprężenia rozciągające pojawiają się w skałach otaczających wyrobisko.

Kotwy mają za zadanie w sposób sztuczny wytworzyć naprężenia ściskające

w górotworze oraz przejąć na siebie naprężenia rozciągające. Sprawia to, że moż

li-we jest utrzymanie prawidłoli-wej geometrii wyrobiska oraz zapewnienie bezpieczeń

-stwa dla ludzi i maszyn [1].

Wraz z rozpoczęciem stosowania obudów kotwowych w kopalniach KGHM

Pol-ska Miedź S.A. poddawano je ciągłym badaniom. Jak już wspomniano, ważnym

problemem był dobór odpowiednich kotew. Przez szereg lat zmieniano ich typy oraz

sposób zabudowy. Poniżej przedstawiono niektóre typy kotew stosowanych przez

KGHM Polska Miedź S.A. w dolnośląskich kopalniach:

− Dla skał o średnich i dużych parametrach wytrzymałościowych stosuje się kotwy rozprężne szczękowe (zwane również jako ekspansywne). Kotwy

te mogą być stosowane jako samodzielna lub wzmacniająca obudowa

ko-twowa. Poza tym może być wykorzystywane do podwieszania wyposażenia

górniczego. Elementem nośnym w tego rodzaju kotwach są stalowe żerdzie

o średnicy 16-20 mm i długości 1,6-2,6 m. Rzeczywista nośność kotew

wy-nosi 170 kN.

− Dla skał o słabych parametrach wytrzymałościowych, szczelinowatych,

w strefie zaburzeń tektonicznych lub skał zwięzłych z przeznaczeniem

dłu-giego wykorzystywania, stosuje się kotwy wklejane ładunkiem żywicznym

typu RM. Elementem nośnym są stalowe żerdzie o średnicy 18 mm

i długości 1,6-2,6 m; nośność rzeczywista wynosi 170 kN.

− Dla skał o słabych parametrach wytrzymałościowych, szczelinowatych,

w strefie zaburzeń tektonicznych lub skał zwięzłych z przeznaczeniem

dłu-giego wykorzystywania, stosuje się kotwy spoiwowe na bazie ładunków

cementowych. Elementem nośnym są stalowe żerdzie o długości 1,6-2,6 m.

− Dla skał o słabych parametrach wytrzymałościowych, o małej miąższości,

w strefie zaburzeń tektonicznych, stosuje się kotwy cierne o średnicy żerdzi

39 mm i długości 1,8-2 m, nośność rzeczywista wynosi 100 kN [1, 8].

4. Stosowanie obudów górniczych w świetle rozporządzenia

ministra gospodarki

Wymagania prawne dotyczące obudów górniczych zawarte są w Załączniku nr 3 do

Rozporządzenia Ministra Gospodarki z dnia 28 czerwca 2002 r. w sprawie

bezpie-czeństwa i higieny pracy, prowadzenia ruchu oraz specjalistycznego zabezpieczenia

przeciwpożarowego w podziemnych zakładach górniczych (DzU nr 139, poz. 1169).

W przypadku wyrobisk wykonywanych w zakładach górniczych rud miedzi doboru

O sposobie dodatkowego zabezpieczenia i jego rodzaju decyduje kierownik działu robót górniczych. Dla przykładu, ma to miejsce w przypadku konstruowania wyrobisk

specjalnego przeznaczenia (komora maszyn ciężkich, komora materiałów

wybucho-wych itd.), lokalnych zaburzeń geologicznych, wyrobisk o dużym przekroju

po-przecznym.

Rodzaj obudowy kotwowej dla danego wyrobiska zależy od:

− rodzaju kotew,

− długości kotew,

− schematu (siatki) kotwienia,

− średnicy żerdzi,

− nośności kotew,

− zastosowanej obudowy dodatkowej (uzupełniającej).

W przypadku doboru obudowy kotwowej należy określić klasę skał stropowych,

która w rozporządzeniu podzielona jest na pięć klas:

− klasa I – skały słabe,

− klasa II – skały średnio mocne I,

− klasa III – skały średnio mocne II,

− klasa IV – skały mocne,

− klasa V – skały bardzo mocne.

Klasę stropu wyznacza się na podstawie instrukcji opracowanej przez KGHM

CUPRUM sp. z o.o. – CBR.

5. Metoda klasyfikacji skał stropowych w kopalniach

KGHM Polska Miedź S.A.

Metoda dobierania obudowy górniczej w KGHM Polska Miedź S.A. polega na

okre-śleniu klasy stropu z wykorzystaniem pięciu istotnych parametrów. Każdemu z nich

przypisana jest odpowiednia waga (tabela 1). Po określeniu wartości

poszczegól-nych parametrów klasyfikuje się je w grupach oraz odpowiednio szereguje.

Otrzy-mane wartości sumuje się, a dzięki otrzymanej wartości kwalifikuje strop do

odpo-wiedniej klasy. Otrzymaną wartość po zsumowaniu koryguje się o dwa wskaźniki.

Pierwszy zależy od długości użytych kotew i szerokości otwarcia przestrzeni

wybra-nej, drugi od sposobu kierowania stropem [7].

Jeżeli po skorygowaniu wartości o wymienione wyżej wskaźniki klasa stropu nie

ulegnie zmianie, to dobór obudowy będzie prawidłowy. Jeżeli zaś ulegnie zmianie, to

konieczne jest przekwalifikowanie klasy stropu. W tym wypadku należy zastosować

dłuższe kotwy, zmniejszyć szerokość otwarcia przestrzeni wybranej lub zagęścić

schemat kotwienia.

Dobór klasy stropu opiera się na ocenie pięciu parametrów:

− uławicenia stropu,

− zagęszczenia szczelin zmineralizowanych w stropie wyrobisk,

− zuskokowania,

− zrzutu uskoków,

Tabela 1. Ważność parametrów charakteryzujących skały stropowe przy doborze obudowy kotwowej [7]

Parametr Ważność [%]

Uławicenie stropu 35

Wytrzymałość na rozciąganie 30

Stopień zuskokowania 15

Zagęszczenie zmineralizowanych szczelin w stropie wyrobisk 15

Średni zrzut uskoków 5

6. Obliczenia dla danych pozyskanych z odwiertu

badawczego SP-2

W dalszej części artykułu, do prowadzenia analiz, konieczne będzie przypisanie

nazw poszczególnym warstwom litologicznym. W związku z tym, że opis litologiczny

każdej z nich jest skomplikowany, uproszczono zapis i przedstawiono w tabeli 2.

Tabela 2. Uproszczone nazewnictwo warstw skalnych

Opis litologiczny Przyjęta nazwa skały

s

tr

o

p

Wapień, ciemnoszary, kryptokrystaliczny, masywny, z siatką spękań, lokalnie liczne żyłki i gniazda kalcytowe, widoczne szwy stylolitowe i drobne kawerny

Wapień V

Wapień, ciemnoszary, kryptokrystaliczny, wkładka masyw-na, silnie zwięzła, nieliczne spękania ukośne, wypełnione kalcytem, pojedyncze szwy stylolitowe

Wapień IV

Wapień, ciemnoszary, kryptokrystaliczny, masywny, z siatką spękań, lokalnie liczne żyłki i gniazda kalcytowe, widoczne szwy stylolitowe i drobne kawerny

Wapień III

Wapień, szary, kryptokrystaliczny, wkładka masywna, silnie zwięzła, nieliczne spękania ukośne, wypełnione kalcytem, pojedyncze szwy stylolitowe

Wapień II

Wapień, ciemnoszary, kryptokrystaliczny, z siatką spękań

wypełnionych kalcytem i substancją ilastą, nieliczne ka-werny Wapień I w y ro b is k o

Interwał wyłączony z badań geomechanicznych, przyjęto parametry warstwy poniższej

Piaskowiec kwarcowy III s p ą g

Piaskowiec kwarcowy, drobnoziarnisty, jasnoszary, różowy i czerwony, masywny, silnie zwięzły, o spoiwie wę glano-wym

Piaskowiec kwarcowy II

Piaskowiec kwarcowy, drobnoziarnisty, z przebarwieniami różowymi i czerwono-brunatnymi, masywny, silnie zwięzły, o spoiwie węglanowo-żelazistym

Na podstawie danych z odwiertu SP-2 (tabela 3) niemożliwe było wykonanie

mo-delu numerycznego. Oprogramowanie RocLab 1.0 umożliwiło wyznaczenie

pozosta-łych parametrów geomechanicznych dla każdej warstwy litologicznej (tabela 4). Jako

dane wejściowe do programu posłużyły:

− wytrzymałość na jednoosiowe ściskanie σci,

− moduł Younga Ei,

− parametr jakości górotworu GSI,

− stała dla nienaruszonej skały mi,

− współczynnik zniszczenia D.

Dla interwału wyłączonego z badań (wyrobisko) przyjęto parametry warstwy leżą

-cej poniżej.

W tabelach 3. i 4. oznaczono: h – miąższość warstw skalnych, Es – moduł sprę

-żystości podłużnej, v – współczynnik Poissona, ρ0 – gęstość objętościowa, Rc –

wy-trzymałość na ściskanie, Rr – wytrzymałość na rozciąganie, Wet – wskaźnik

skłonno-ści do tąpań, ϕpeak – kąt tarcia wewnętrznego, cpeak – współczynnik kohezji, ϕdyl – kąt

dylatancji, ϕresid – rezydualny kąt tarcia wewnętrznego, cresid – rezydualny

współ-czynnik kohezji.

Tabela 3. Średnie ważone parametrów dla warstw litologicznych Nazwa skały ρρρρ0 kg/dm3 Rc MPa Rr MPa Es GPa νννν [-] Wet [-] Wapień V 2,67 74,20 5,36 35,62 0,22 3,41 Wapień IV 2,70 143,53 8,34 57,92 0,25 5,94 Wapień III 2,64 82,41 6,11 40,65 0,23 3,92 Wapień II 2,69 150,90 8,82 64,13 0,25 6,60 Wapień I 2,66 107,95 7,13 50,10 0,24 5,10 Piaskowiec kwarcowy III 2,47 80,19 5,56 22,54 0,20 2,98 Piaskowiec kwarcowy II 2,47 80,19 5,56 22,54 0,20 2,98 Piaskowiec kwarcowy I 2,32 61,99 3,92 17,42 0,18 2,39

Tabela 4. Parametry skał wykorzystywane do modelowania numerycznego w ośrodku sprężysto-plastycznym z osłabieniem, kryterium Coulomba-Mohra

Nazwa skały h [m] Es [MPa] νννν [-] ϕϕϕϕpeak [°°°°] cpeak [MPa] ϕϕϕϕdyl [°°°°] ϕϕϕϕresid [°°°°] cresid [MPa] s tr o p Wapień V 53,50 26 102,8 0,22 36,31 5,276 2,00 34,49 1,055 Wapień IV 3,10 50 989,8 0,25 39,00 13,091 2,00 37,05 2,618 Wapień III 3,90 29 788,9 0,23 36,31 5,860 2,00 34,49 1,172 Wapień II 5,50 56 456,7 0,25 39,00 13,764 2,00 37,05 2,753 Wapień I 7,00 40 899,1 0,24 37,69 8,612 2,00 35,81 1,722 w y ro b is k o Piaskowiec kwarcowy III 4,00 16 517,6 0,20 42,00 6,512 2,00 39,90 1,302 s p ą g Piaskowiec kwarcowy II 6,30 16 517,6 0,20 42,00 6,512 2,00 39,90 1,302 Piaskowiec kwarcowy I 66,70 12 765,7 0,18 42,00 5,034 2,00 39,90 1,007 Po wyznaczeniu wszystkich potrzebnych parametrów geomechanicznych skał

należało przejść do obliczenia naprężeń pionowych i poziomych powstających

w górotworze wskutek zalegającego nadkładu. Aby przyjąć jak najmniej korzystne

warunki i jednocześnie zapewnić jak największy zapas bezpieczeństwa,

wykorzy-stano do obliczeń wzór Bulina. We wzorze wartość pionowej składowej σz jest

zwiększona do 20% w stosunku do wartości naprężenia grawitacyjnego σzgraw [2].

(

)

z

σ

σ

=

1

,

0

÷

1

,

2

⋅

gdzie:

σz – naprężenie pionowe dla obszarów geostatycznych, [MPa],

σz graw – naprężenie pionowe pochodzące od sił grawitacyjnych, [MPa].

H

graw

z

=

0

,

027

⋅

σ

gdzie:

σz graw – naprężenie pionowe; [MPa],

H– głębokość wyrobiska; [m].

MPa

=

0

,

027

⋅

443

,

0

=

11

,

961

σ

MPa

=

1

,

2

⋅

11

,

961

=

14

,

35

σ

Średnia wartość normalnego naprężenia poziomego σBx,y również rośnie wraz

z głębokością H i wyrażana jest wzorem:

H

y

Bx,

=

2

,

50

+

0

,

013

⋅

σ

gdzie:

σBx,y – naprężenie poziome dla obszarów geostatycznych; [MPa],

H– głębokość wyrobiska; [m].

MPa

y

Bx,

=

2

,

50

+

0

,

013

⋅

443

,

0

=

8

,

26

σ

Do modelowania numerycznego przyjęto, że wartość pionowej składowej naprę

-żenia wynosi 14,35 MPa, a poziomej składowej naprężenia wynosi 8,26 MPa.

7. Projekt obudowy

Na potrzeby modelowania przyjęto obudowę kotwową wyrobiska korytarzowego dla

III klasy stropu. Dla tego przypadku Załącznik nr 3 do Rozporządzenia Ministra

Go-spodarki z dnia 28 czerwca 2002 r. stanowi, że:

− w wyrobiskach o szerokości do 7 m dla III klasy stropu podstawowym

sche-matem kotwienia jest rozstaw kotew 1,5 m × 1,5 m,

− ociosy wyrobiska powinny być odchylone na zewnątrz o kąt co najmniej 10°,

− w wyrobisku o wysokości powyżej 3,5 m kotwieniu podlegają ociosy; długość

stosowanych kotew powinna wynosić co najmniej 1,6 m,

− w ociosach dolny rząd kotew powinien znajdować się w odległości około

1,8 m od spągu.

Uwzględniając treści załącznika dobrano obudowę (rys. 1).

Rys. 1. Projekt obudowy kotwowej dla wyrobiska korytarzowego wraz z ponumerowanymi kotwami

8. Weryfikacja przyjętej obudowy z wykorzystaniem metody elementów

skończonych

Do wykonania obudowy w środowisku modelowym zostały użyte kotwy wklejane

typu RM-18 o podwyższonej nośności i długości 1,8 m. Dane techniczne tego typu

kotwy przedstawiono w tabeli 5.

Tabela 5. Dane techniczne kotwy typu RM-18 [8]

Średnica żerdzi dr = 18,2 mm

Gwint M20

Długość gwintu 150 lub 80 mm

Długośćżerdzi od 1270 do 8070 mm

Moment niszczący kołek ø3 80÷120 Nm Moment niszczący kołek ø6 „SPIROL” – (lekki) 40÷60 Nm Moment niszczący kołek ø6 „SPIROL” – (średni) 90÷120 Nm Moment niszczący kołek ø6 „SPIROL” – (ciężki) 140÷160 Nm Tuleja łącząca żerdź:

Średnica tulei ø 25 mm

Gwint M20

Długość tulei 55 mm

Nośność kotwy wymagana przez przepisy 120 kN Nośność kotwy rzeczywista 170 kN

Do wykonania symulacji numerycznych zastosowano program Phase2, który

ba-zuje na metodzie elementów skończonych. Program ten był już wykorzystywany do

modelowania stateczności wyrobisk górniczych w warunkach kopalń LGOM [3, 4].

Zbudowano dwuwymiarowy model o rozmiarach 150 m × 150 m z siatką trójkątną,

mającą węzły na wierzchołkach. Jako środek układu współrzędnych (0; 0) przyjęto

sam środek wykonanego wyrobiska. Dodatkowo, dla uzyskania dokładniejszych

wyników, siatkę zagęszczono w obszarze 80 m × 80 m. Wykonane zagęszczenie

widoczne jest na rys. 2. Widać je jako ciemniejszy kwadrat w centrum modelu.

Za-sięg skrajnych warstw skał (wapień V i piaskowiec kwarcowy I) został wydłużony do

górnej i dolnej granicy modelu ze względu na brak danych o ich miąższości czy

Rys. 2. Model numeryczny wykonany do analizy

Rys. 3. Powiększony model numeryczny wykonany do analizy wraz z nazwami warstw skalnych

Rys. 4. Rozkład naprężeń σ1 wokół wyrobiska

Rys. 6. Deformacje skał wokół wyrobiska

Aby zapewnić większy zapas bezpieczeństwa dla przeprowadzanej analizy

zało-żono, że wytrzymałość skał na rozciąganie wynosi Rr = 0 MPa. Spowoduje to

w środowisku modelowym zniszczenie skał wszędzie, gdzie tylko pojawi się

najmniej-sze naprężenie rozciągające. Możliwa będzie ocena stanu obudowy dla największej,

możliwej strefy uplastycznionej – widać jej zasięg na rys. 7.

Rys. 7. Rozmiar strefy naprężeń rozciągających wokół wyrobiska (strefa uplastyczniona, zakładając Rr = 0 MPa)

W stropie najmniej korzystne warunki występowały w kotwach nr 1 oraz 5. Wykresy

sił, które na nie działają, zostały przedstawione na rys. 8.

Rys. 8. Siły działające na całej długości kotew nr 1 i 5 w stropie

Na kotwy ociosowe, porównując do stropowych, działają większe siły. Najbardziej

niekorzystna sytuacja panuje w kotwie nr 9. Pod wpływem działających na nią sił

uplastyczniła się, jednak nie straciła swojej nośności i nie uległa zerwaniu. Wszystkie

Podsumowanie i wnioski

W artykule poruszono zagadnienia związane z zaburzeniami tektonicznymi wystę

pu-jącymi w miejscu wykonania odwiertu badawczego SP-2. Są to strefy spękań i

nie-ciągłości, które mają znaczny wpływ na właściwości mechaniczne skał. Należy je

uwzględnić przy projektowaniu obudowy wyrobiska. Poza parametrami skał wpływ

na dobór obudowy mają wymagania prawne zawarte w Załączniku nr 3 do

Rozpo-rządzenia Ministra Gospodarki z dnia 28 czerwca 2002 r. oraz rodzaje dostępnych

kotew stosowanych obecnie w przemyśle wydobywczym.

Po spełnieniu wymagań prawnych oraz zaprojektowaniu obudowy kotwowej,

ma-jącej zapewnić stateczność w strefie zaburzeń tektonicznych, należało ją

zweryfiko-wać w środowisku modelowym Phase2. Jednak konieczne było wcześniejsze

pozy-skanie większej ilości parametrów skał znajdujących się w sąsiedztwie wyrobiska.

Posłużył do tego program RocLab 1.0.

Wykonany model (przedstawiony na rys. 2-3) poddano analizie. Otrzymano z niej

rozkład naprężeń σ1 i σ3, wielkość deformacji, rozmiar strefy uplastycznionej oraz siły

działające na kotwy. Do wykonania obudowy wykorzystano kotwy RM-18, a projekt

obudowy przedstawiono na rys. 1.

W przypadku naprężeń głównych σ1 (rys. 4) największe naprężenia występują

w ociosach wyrobiska w odległości 1,25 m i wynoszą około 31,5 MPa. Największe

naprężenia σ3 (rys. 5) o wartości ponad 8,8 MPa zaczynają występować ponad 6 m

nad wyrobiskiem oraz ponad 2 m obok niego. Największe deformacje występują

w spągu (rys. 6) i wynoszą około 7 mm; maksymalne deformacje w stropie i

ocio-sach wynoszą około 2 mm. Analiza modelowa przedstawiona na rys. 7 bardzo

do-kładnie ukazuje, że kotwy sięgają swym zasięgiem poza strefę plastyczną, co jest

zjawiskiem pożądanym podczas jej weryfikacji.

Największe siły działają na kotwy umieszczone w ociosach (rys. 9) oraz na kotwy

zlokalizowane przy narożach stropu (rys. 8). Wszystkie kotwy zapewniają

statecz-ność wyrobiska, jednak najmniej korzystna sytuacja panuje w kotwie ociosowej nr 9.

Pod wpływem działających na nią sił uplastyczniła się, jednak nie straciła swojej

nośności i nie uległa zerwaniu. Gdyby jednak chcieć zapobiec takiemu zjawisku,

zaleca się wykorzystanie kotew o większej nośności w ociosach i/lub zagęszczenie

siatki kotwienia do 1 m × 1 m.

Bibliografia

[1] Butra J., Kicki J. i in., 2003, Ewolucja technologii eksploatacji złóż rud miedzi w polskich kopalniach, Biblioteka Szkoły Eksploatacji Podziemnej, Kraków.

[2] Kidybiński A., 1982, Podstawy mechaniki kopalnianej, Wydawnictwo Śląsk, Katowice. [3] Pawelus D., 2013, Ocena stateczności wyrobisk korytarzowych w rejonie szybu R-XI

z wykorzystaniem sprężysto-plastycznego modelu górotworu i kryterium Coulomba-Mohra, Czasopismo Naukowo-Techniczne Górnictwa Rud Cuprum, nr 4(69), s. 21-40. [4] Pawelus D., Zombroń M., 2009, Ocena stateczności wyrobisk korytarzowych T,W-269

i N-1,2,3 w O/ZG Rudna z wykorzystaniem kryterium Coulomba-Mohra, Materiały I Mię -dzynarodowego Kongresu Górnictwa Rud Miedzi: Perspektywy i wyzwania (ISBN 978-83-929275-0-1), Wydawnictwo KGHM CUPRUM sp. z o.o. Centrum Badawczo-Rozwojowe, Wrocław, s. 284-295.

[5] Walaszczyk J., Barnat A., Hachaj S., 2002, Identyfikacja prędkości i przyspieszenia w dynamicznych modelach górotworu, XXV Zimowa Szkoła Mechaniki Górotworu Zako-pane, Wydawnictwo KGBiG AGH, Kraków.

[6] Praca zbiorowa, 1996, Monografia KGHM Polska Miedź S.A., Wyd. KGHM CUPRUM Sp. z o.o. Centrum Badawczo-Rozwojowe we Wrocławiu, Lubin.

[7] Instrukcja wyznaczania parametrów geomechanicznych skał stropowych pod kątem określania klas stropu w kopalniach rud miedzi w LGOM przy doborze obudowy kotwo-wej, Wyd. KGHM CUPRUM sp. z o.o. Centrum Badawczo-Rozwojowe, Wrocław 2002. [8] http://www.arnall.com.pl/, maj 2014.

[9] Załącznik nr 3 do Rozporządzenia Ministra Gospodarki z dnia 28 czerwca 2002 r. w sprawie bezpieczeństwa i higieny pracy, prowadzenia ruchu oraz specjalistycznego zabezpieczenia przeciwpożarowego w podziemnych zakładach górniczych (DzU nr 139, poz. 1169).