Modelowanie numeryczne i pomiary dołowe w badaniach stateczności wyrobisk górniczych prowadzonych w Zakładzie Mechaniki Górotworu. of KGHM CUPRUM CBR

Transkrypt

1 CUPRUM Czasopismo Naukowo-Techniczne Górnictwa Rud nr 4 (89) 2018, s Modelowanie numeryczne i pomiary dołowe w badaniach stateczności wyrobisk górniczych prowadzonych w Zakładzie Mechaniki Górotworu KGHM CUPRUM CBR Witold PYTEL KGHM CUPRUM Sp. z o.o. Centrum Badawczo-Rozwojowe, Wrocław w.pytel@cuprum.wroc.pl Streszczenie W artykule scharakteryzowano działalność naukową Zakładu Mechaniki Górotworu KGHM CUPRUM CBR oraz jego najważniejsze osiągnięcia z tym związane na przestrzeni lat Szczególne miejsce w tej działalności odgrywają różnorodne badania, poświęcone w szerokim pojęciu stateczności wyrobisk podziemnych polskich kopalni miedzi. Wspomniane badania prowadzone były zarówno z wykorzystaniem metod teoretyczno-analitycznych i numeryczno-komputerowych, jak i pomiarów dołowych, obejmujących monitoring stanu górotworu w otoczeniu wyrobisk oraz generalnie sejsmikę indukowaną działalnością górniczą. Artykuł zawiera ogólne wprowadzenie do zagadnienia stateczności wyrobisk podziemnych z elementami zagrożenia i sposobami ich kwantyfikacji, a następnie omawia opracowane w Zakładzie i zaproponowane do wykorzystania w praktyce rozwiązania numeryczne. Przedstawiono także unikalne oprzyrządowanie techniczne, służące do monitoringu stanu górotworu, oraz zbudowane w Zakładzie urządzenie laboratoryjne do badania właściwości odkształceniowo-wytrzymałościowych skał w warunkach prawdziwie trójosiowego ściskania. Na koniec przedstawiono także aktualną ofertę badawczą Zakładu i pełny zakres realizowanych badań naukowych. Słowa kluczowe: stateczność kopalń, modelowanie numeryczne, monitoring stanu górotworu Numerical modelling and field measurements in mine workings stability analyses conducted in the Rock Engineering Department of KGHM CUPRUM CBR Abstract Scientific and research activity in Rock Engineering Department of KGHM CUPRUM R&D Center as well as main achievements in this field in the years , have been presented in the article. A particular contribution to that activity has been made by various studies devoted to the broad concept of the stability of excavations in Polish underground copper mines. These research works have been conducted utilizing both analytical-numerical methods and underground measurements including monitoring of rock mass behavior in the vicinity of excavations and in general seismicity induced by mining activities. The article contains a general introduction to the issue of stability of underground workings with sources of risk description and the methods of their quantification and afterwards discusses the numeri-

2 98 cal solutions developed in the Department and then proposed for practical use. Furthermore the unique technical equipment for monitoring the stability-condition of in-situ rock mass is presented. Also, the current research offer of the Department and the full range of conducted scientific research were presented. Key words: mine stability, numerical modelling, monitoring of rock mass behaviour Wprowadzenie Zakład Mechaniki Górotworu w KGHM CUPRUM został wydzielony w roku 2009 z Zakładu Górnictwa tamże, a jego personel liczył początkowo cztery osoby. Dzisiaj zatrudnionych jest w nim ośmiu pracowników, w tym jeden profesor, czterech doktorów i dwóch magistrów, mających otwarte przewody doktorskie. Zakres podstawowej działalności Zakładu Mechaniki Górotworu (NMG) obejmuje: 1. Prowadzenie badań i wykonywanie analiz numerycznych w aspekcie zagrożeń geomechanicznych generowanych w różnych warunkach geologiczno- -górniczych eksploatacji podziemnej. 2. Modelowanie komputerowe pracy górotworu w otoczeniu wyrobisk górniczych i frontów eksploatacyjnych i związane z tym analizy i prognozy numeryczne stanu naprężeń i przemieszczeń w górotworze w aspekcie zagrożenia wstrząsami górotworu, wyrzutami skał i zawałami. 3. Prowadzenie pomiarów oraz analizy dynamicznych oddziaływań drgań sejsmicznych na powierzchnię terenów górniczych i budowle podziemne, opracowywanie prognoz sejsmicznych dla prowadzonej eksploatacji złóż kopalin, a także norm, wytycznych i instrukcji z zakresu pomiarów sejsmicznych. 4. Analizy numeryczne w zakresie stateczności skarp i zboczy oraz podziemnych komór wielkogabarytowych. 5. Analizy teoretyczne oraz badania związane z oceną ryzyka funkcjonowania składowisk odpadów przemysłowych (OUOW). 6. Prowadzenie badań wytrzymałościowych skał poddanych obciążeniom statycznym w prawdziwie 3-osiowym stanie naprężeń ściskających i opracowywanie odpowiednich 3-wymiarowych modeli konstytutywnych odwzorowujących zachowanie wybranych rodzajów skał. 7. Symulacje numeryczne odpalania grup przodków w różnych konfiguracjach dla celów doskonalenia aktywnej profilaktyki tąpaniowej, a także projektowanie oraz analiza efektywności różnych metryk strzałowych na podstawie wyników symulacji numerycznych i poziomu korelacji z wynikami strzelań dołowych. 8. Badania środków strzałowych in situ, w celu sprawdzenia zgodności ich parametrów z deklarowanymi przez producenta. 9. Prowadzenie obserwacji dołowych zachowania się stropu bezpośredniego wraz z określaniem ryzyka pojawienia się niestateczności. 10. Prace rozwojowe w zakresie nowych systemów obudowy wyrobisk podziemnych, ze szczególnym uwzględnieniem systemów podatnych. Artykuł niniejszy przedstawia wybrane osiągnięcia Zakładu w zakresie działalności związanej z zapewnieniem statecznych i bezpiecznych wyrobisk podziemnych w kopalniach rudy miedzi metodami numerycznego i analitycznego modelowania, a także badań dołowych przy wykorzystaniu nowych konstrukcji urządzeń pomiarowych.

3 99 1. Stateczność górotworu Pojęcie stateczności górotworu opisuje pewien stan górotworu odnoszący się do wymaganego poziomu bezpieczeństwa, którego wartość jest uzależniona od rodzaju konstrukcji, zgodnie z wymaganiami adresowanymi do warunków pracy i bezpieczeństwa w różnych krajach. Zjawisko zniszczenia górotworu wskutek niestateczności oznacza tutaj brak możliwości utrzymania górotworu w stanie spoczynku. Generalnie, termin stateczność/niestateczność kopalni jest pojęciem względnym, gdyż służy do oceny, czy infrastruktura kopalniana jest jeszcze w stanie równowagi czy też już nie. Opierając się na klasycznej mechanice konstrukcji, stan ten jest rozumiany też jako pewien rodzaj stanu granicznego, który może być z kolei sformułowany liczbowo w obszarze statyki jako układ równań zapewniających konstrukcji brak ruchu w przestrzeni oraz zrównoważenie wszystkich sił zewnętrznych nań działających. Mówiąc dokładnie, stan graniczny jest równoznaczny z sytuacją, gdy najmniejsza zmiana w równowadze sił działających na konstrukcję jest w stanie wywołać gwałtowną emisję energii lub duże zmiany w geometrii konstrukcji. Ponieważ wszystkie rodzaje robót górniczych (np. urabianie złoża, strzelanie) ze swojej natury wprowadzają nieustannie zmiany w stanie obciążenia, osiągnięcie warunków równowagi górotworu wydaje się być podstawowym celem wszelkich ocen numerycznych i analitycznych. W praktyce jednak oczekuje się, że wszystkie konstrukcje inżynierskie, w tym także kopalnie, będą działać w obszarze bezpiecznym pola odkształceń/naprężeń, położonym w wystarczającej odległości od obwiedni, na której może się realizować stan graniczny wyrażony przez odpowiednią teorię (hipotezę) zniszczenia, sformułowaną w trójwymiarowej przestrzeni naprężeń, odkształceń i wytrzymałości. Niestateczność najczęściej przejawia się jako znaczne ciągłe i/lub nieciągłe deformacje górotworu, którym towarzyszą wysokie wartości naprężeń lub gwałtowne rozerwanie materiału (także po wstrząsach sejsmicznych). Wyróżnia się trzy podstawowe mechanizmy zniszczenia skał izotropowych: (a) ścinający, (b) rozciągający oraz (c) łuszczenie/odpryskiwanie, które mogą dominować w rozmaitych lokalizacjach tej samej kopalni. Zazwyczaj niestateczność górotworu jest złożonym i postępującym w czasie procesem. Natura niestateczności jest ściśle uzależniona od lokalnych warunków geologicznych w kopalni. Profilaktyka przeciwdziałająca niestateczności górotworu może być podzielona na dwie kategorie w zależności od rozpatrywanej skali jako: zagadnienie stateczności globalnej (zniszczenie infrastruktury kopalnianej towarzyszące wstrząsom sejsmicznym, masywne i rozległe zawały, wyciskanie skał o dużej skali), zagadnienie stateczności lokalnej (np. zawały w strefie roboczej). Stateczność globalną zapewnia się głównie poprzez właściwe zaprojektowanie kopalni i najkorzystniejszą kolejność wybierania parceli złoża. Lokalną stateczność górotworu zabezpiecza natomiast właściwie dobrana/zaprojektowana obudowa wyrobisk. Spektrum możliwych uszkodzeń i zniszczeń infrastruktury kopalnianej wskutek niestateczności rozciąga się od mniej istotnych zdarzeń do zjawisk typu katastroficznego, w których zniszczeniu ulegają duże fragmenty lub cała kopalnia. Termin mine-quake (dosł. trzęsienie kopalni), które po raz pierwszy został użyty przez Fernandeza i van der Heevera w 1984 r., oddaje właściwie sens nadzwyczaj wielkiej magnitudy zjawiska na dole, a także rozległych zniszczeń na powierzchni. Jednym z najbardziej dramatycznych wydarzeń tego rodzaju było tąpnięcie w kopalni Coal-

4 100 brook 21 stycznia 1960 r., które spowodowało 435 ofiar śmiertelnych i które było najpoważniejszą katastrofą w historii górnictwa w RPA. Zawalenie kopalni na powierzchni około 3 km 2 było spowodowane zniszczeniem około 900 filarów międzykomorowych Ocena stateczności wyrobisk w kopalniach podziemnych na podstawie modelowania numerycznego górotworu W celu określenia potencjału niestateczności w Zakładzie Mechaniki Górotworu KGHM CUPRUM wykorzystuje się rozmaite analityczne/numeryczne metody oparte generalnie na mechanice skał. Tak prowadzone analizy zapewniają uzyskanie dostatecznie dużej bazy danych, aby móc wybrać ze zbioru alternatywnych rozwiązań to podejście, które jest najbardziej korzystne z punktu widzenia zapewnienia stateczności górotworu, przy jednoczesnym utrzymaniu funkcjonalności obiektu i jego ekonomicznej efektywności. Traktując wybrane podejście jako podstawę do budowy modelu numerycznego kopalni, można stwierdzić, czy proponowane rozwiązanie zapewnia ogólną stateczność kopalni lub też nie może jej zapewnić. Niestety nie mamy jednej uniwersalnej metody, którą jako standard można by wykorzystywać do szacowania stateczności górotworu w każdych okolicznościach definiowanych przez lokalną geologię, rodzaj złoża i jego geometrię, rodzaj kopaliny, system eksploatacji (w tym też obudowy), skalę produkcji, głębokość eksploatacji, obecność wody itd., a także przez obowiązujące przepisy i wskazówki, podpowiadane przez doświadczenie. Ze względu na wyjątkową złożoność struktury górotworu i skomplikowaną geometrię istniejących wyrobisk można stwierdzić, że ani uzyskanie dokładnych szacunków o obciążeniach i parametrach mechanicznych górotworu, ani o ich wzajemnym oddziaływaniu do dzisiaj jest bardzo rzadko możliwe w praktyce. Dlatego też inżynier w kopalni zazwyczaj musi się zmierzyć z sytuacją, gdy spośród wielu możliwych rozwiązań musi wybrać wariant optymalny w danych warunkach, bazując przede wszystkim na własnym doświadczeniu i na proponowanym przez analizy numeryczne wachlarzu technicznie dopuszczalnych rozwiązań. W wielu praktycznych przypadkach rozwiązania takie proponowane do zastosowania w kopalniach były opracowane przez pracowników Zakładu Mechaniki Górotworu KGHM CUPRUM. Z uwagi na to, że termin górotwór, odnosząc się wszystkich możliwych struktur i morfologii skał, może być zbudowany zarówno przez skały zwięzłe o wysokiej wytrzymałości, jak i ze skał zwietrzałych, w skrajnych przypadkach z gruntów, o bardzo niskiej wytrzymałości, analiza stateczności wyrobisk górniczych sprowadza się do analizy ryzyka towarzyszącego wielu różnym mechanizmom niestateczności. Obecnie ze względu na rodzaj i stan górotworu charakterystycznego dla warunków LGOM, do analizy stateczności kopalń rudy miedzi w Zakładzie Mechaniki Górotworu wykorzystuje się następujące sposoby modelowania: 1. Modelowanie górotworu jako ciało ciągłe (continuum) metodami elementów skończonych i brzegowych oraz metodą różnic skończonych, przy założeniu, że nie może ono zostać rozerwane, co także znaczy, że nie może zostać podzielone na odrębne fragment przez działające obciążenie. Wyjątkiem pod tym względem są wbudowane w model nieciągłości (np. uskoki) w formie wewnętrznego brzegu lub powierzchniowych elementów kontaktowych, z przypisaną im sztywnością i wytrzymałością. Ryzyko pojawienia się niestateczności w modelowanym górotworze jest szacowane za pomocą rozmaitych wskaźników, takich jak

5 101 np. prędkości przyrostu plastycznego odkształcenia, wartości współczynnika lub zapasu bezpieczeństwa. 2. Modelowanie górotworu jako ciała nieciągłego (discontinuum) metodą elementów odrębnych, która to metoda zakłada, że górotwór jest zbudowany z dokładnie zdefiniowanego przestrzennie układu odrębnych elementów (bloków skalnych, cząstek, odspojonych fragmentów), które na siebie oddziałując, mogą się wzajemnie odseparować (pojawienie się pęknięcia lub szczeliny). 3. Modelowanie górotworu jako obiektu hybrydowego, co oznacza, że w bezpośrednim otoczeniu modelowanego wyrobiska wykorzystuje się metodę elementów odrębnych, natomiast obszary znajdujące się w większej odległości, są modelowane metodami continuum. Takie podejście w większości przypadków istotnie zwiększa efektywność prowadzonych obliczeń. Ze względu na charakterystyczną dla obszaru LGOM stratoidalną budowę nadkładu i samego złoża rudy miedzi, a także z uwagi na to, że górotwór tworzą generalnie skały dobrej jakości o umiarkowanym stopniu spękania, w Zakładzie Mechaniki Górotworu najczęściej wykorzystuje się sposób modelowania właściwy dla continuum z wbudowanymi dużymi nieciągłościami, jeśli takowe zostałyby zidentyfikowane. Poniżej przedstawiono trzy niepublikowane przykłady tego rodzaju działalności. We wszystkich z nich zadania geomechaniczne rozwiązano i obliczenia oraz wizualizację wyników przeprowadzono za pomocą pakietu NEi/NASTRAN, wykorzystującego przestrzennie sformułowaną metodę elementów skończonych [4, 1]. Zazwyczaj przyjmuje się tutaj, że filary międzykomorowe pracują pod obciążeniem jak ciało sprężysto-plastyczne z osłabieniem. Sposób określania nośności krytycznej i pokrytycznej filarów znaleźć można w literaturze przedmiotu [5] Analiza numeryczna zagrożeń geomechanicznych towarzyszących eksploatacji złoża rudy miedzi za pomocą kombajnu ścianowego [4] Do analizy dotyczącej geomechanicznych aspektów eksploatacji złoża rudy miedzi przy użyciu kombajnu ścianowego, na obszarze pola G-41 w O/ZG Polkowice- -Sieroszowice, wykorzystano przestrzenny model obliczeniowy, oparty na zasadzie płytowej budowy górotworu (rys. 1), w którym nadkład stanowi układ jednorodnych płyt skalnych, będących odbiciem rzeczywistych wydzieleń geologicznych. Rozpatrzono sześć wymienionych niżej zróżnicowanych sytuacji górniczych, obejmujących obszar eksploatowanego złoża (Oddział Doświadczalny): Model 1.1.A furta ubierki 1,2 m, ugięcie stropu, kaszty drewniane lub Tek- Pak, Model 1.1.B furta ubierki 1,2 m, podsadzka zestalana, Model 1.2.A furta ubierki 2,0 m, ugięcie stropu, kaszty drewniane lub Tek- Pak (rys. 2), Model 1.2.B furta ubierki 2,0 m, podsadzka zestalana, Model 1.3.A system komorowo-filarowy o wysokości furty eksploatacyjnej 2,0 m, ugięcie stropu, kaszty drewniane lub Tek-Pak, Model 1.3.B system komorowo-filarowy o wysokości furty eksploatacyjnej 2,0 m, podsadzka zestalana, dla zróżnicowanych sposobów kierowania stropem.

6 102 Wybrane wyniki obliczeń pokazano na rys. 3, gdzie zamieszczono warstwice wartości zapasu bezpieczeństwa (wartość ujemna informuje tu o zagrożeniu niestatecznością) sformułowanego dla skał stropowych wg kryterium Coulomba-Mohra (największych naprężeń ścinających): F A 1 3 cm cm (1) gdzie: A = (1+sin )/(1-sin ), cm wytrzymałość na ściskanie skał stropowych w warunkach in situ, 1, 3 naprężenia główne. Z rys. 3 można wnioskować, że właściwie na całej długości wyrobiska pilotowego istniały warunki geomechaniczne, sprzyjające zaistnieniu masywnego zawału stropu. Tego rodzaju zjawisko rzeczywiście miało miejsce kilka miesięcy po wykonaniu niniejszej analizy (rys. 4). Rys. 1. Ogólna struktura zastosowanego modelu obliczeniowego Rys. 2. Geometria wybierania złoża w polu doświadczalnym O/ZG Polkowice- -Sieroszowice (po lewej), widok modelu 1.2.A jako struktura zbudowana z elementów skończonych (po prawej)

7 103 Rys. 3. Przewidywane obszary niestateczności w stropie bezpośrednim na głębokości 0,55 i 2,7 m model 1.2.A: furta ubierki 2,0 m, system z ugięciem stropu, w strefie likwidacji kaszty drewniane lub Tek-Pak Rys. 4. Masywny zawał stropu o znacznej głębokości w rejonie frontu oddziału pilotowego

8 104 Rys. 5. Wartości zapasu bezpieczeństwa F cm wzdłuż osi zabierki na wysokości 1,7 m w dolomicie III PD, furta 2,0 m modele: 1.2.A, 1.2.B, 1.3.A i 1.3.B Na rys. 7 przedstawiono wykresy wartości zapasu bezpieczeństwa wzdłuż linii położonej w osi zabierki na wysokości 1,7 m powyżej powierzchni stropu bezpośredniego dla czterech modeli warunków górniczych: modele: 1.2.A (ściana), 1.2.B (ściana + podsadzka), 1.3.A (komorowo-filarowy) i 1.3.B (komorowo-filarowy + podsadzka). Z przebiegu tych wykresów można wnioskować, co następuje: 1. Najbardziej niebezpiecznym sposobem eksploatacji w rozpatrywanych warunkach jest system ścianowy z kasztami drewnianymi lub podporami Tek-Pak, umieszczonymi w strefie likwidacji (linia czarna na rys. 5), ponieważ w tym przypadku już w odległości około 10 m od frontu eksploatacji dochodzi do zmiany znaku zapasu bezpieczeństwa na ujemny. 2. System komorowo-filarowy z kasztami drewnianymi lub podporami Tek-Pak umieszczonymi w strefie likwidacji (linia czerwona na rys. 5) jest systemem, w którym bezpieczeństwo jest zagwarantowane tylko w strefie roboczej na całej szerokości otwarcia frontu (około 50 m). Poza nią, w całej strefie likwidacji, należy się liczyć z możliwością pojawienia się zawału stropu. 3. Zastosowanie podsadzki w obydwu wyżej wymienionych modelach (linie szara i niebieska na rys. 5) zdecydowanie zwiększa bezpieczeństwo całego układu.

9 105 Rys. 6. Rozpatrywane warianty rozmieszczenia sztucznych podpór TechPak w strefie likwidacji pola doświadczalnego Wybrane wyniki obliczeń wskazują także na niewielką wrażliwość skał stropu bezpośredniego z punktu widzenia potencjału w zakresie niestateczności typu ścinającego, na podparcie stropu w strefie likwidacji kasztami drewnianymi i podporami typu TechPak. Oznacza to, że w zakresie zastosowań praktycznych, podpory takie słabo przeciwdziałają rozwarstwieniu poziomemu warstw stropu bezpośredniego na skutek nadmiernych naprężeń ścinających. Również tego rodzaju podparcie nie zabezpiecza tychże warstw przed ich wzajemnym odspojeniem na skutek rozerwania w powierzchniach kontaktu poszczególnych ławic. Generalnie stwierdzono, że wprowadzenie zmechanizowanego sposobu eksploatacji w regonie GG-P na głębokości około 1200 m i powyżej, tj. w rejonie działania wzmożonych ciśnień górotworu, wiąże się dużymi trudnościami z utrzymaniem stropu, zwłaszcza w przypadku stosowania technologii z jego zawałem lub wykorzystującej lżejsze elementy jego podparcia, jak np. kaszty i podpory sztuczne typu Tek-Pak.

10 106 Reasumując stwierdzono, że dla warunków geologiczno-górniczych Oddziału Doświadczalnego (G-41 O/ZG Polkowice-Sieroszowice ), wyliczone rozkłady wartości zapasów bezpieczeństwa wskazują na realne zagrożenie zawałami w przypadku wybierania złoża kombajnem ścianowym, bez wypełniania przestrzeni wybranej podsadzką charakteryzującą się wysoką efektywnością Określenie optymalnych gabarytów komór solnych drążonych w oddziale G-55 O/ZG Polkowice-Sieroszowice [7] Wychodząc naprzeciw popytowi na podziemną przestrzeń magazynową, którą można by wykorzystać do składowania różnego rodzaju trudnych do neutralizacji odpadów przemysłowych, a także biorąc pod uwagę zaleganie w obszarze górniczym O/ZG Polkowice-Sieroszowice utworów solnych o znacznej miąższości, przedstawiono poniżej wstępną analizę geomechaniczną, umożliwiającą ich bezpieczne wykorzystania do budowy podziemnego obiektu unieszkodliwiania odpadów przemysłowych. Do analizy dotyczącej geomechanicznych aspektów wybierania złoża soli w oddziale G-55 O/ZG Polkowice-Sieroszowice wykorzystano przestrzenny model obliczeniowy, oparty na zasadzie płytowej budowy górotworu, w którym nadkład stanowi układ jednorodnych płyt skalnych, będących odbiciem rzeczywistych wydzieleń geologicznych (rys. 1). Jednocześnie model numeryczny górotworu jest ściśle związany z istniejącymi już wyrobiskami/komorami solnymi w sposób pokazany na rys. 7. W ramach analizy zamodelowano dziewięć podstawowych sytuacji górniczych na głębokości 917 m p.p.t. w masywie solnym, różniących się geometrią wyrobisk w następujący sposób: a) 32 komory solne o szerokości 18 m, rozdzielone filarami międzykomorowymi alternatywnie o wymiarach: 17 x 65 x 5 m, 17 x m i 17 x 65 x 15 m, b) 32 komory solne o szerokości 14 m, rozdzielone filarami międzykomorowymi alternatywnie o wymiarach: 21 x 65 x 5 m, 21 x 65 x 10 m i 21 x 65 x 15 m, c) 32 komory solne o szerokości 10 m, rozdzielone filarami międzykomorowymi alternatywnie o wymiarach: 25 x 65 x 5 m, 25 x 65 x 10 m oraz 21 x 65 x 15 m. Dla wszystkich rozpatrywanych układów, odległość między środkami filarów międzykomorowych przyjęto jako wartość niezmienną w wysokości d = 35 m. Widok modelu numerycznego został przedstawiony na rys. 7.

11 107 Rys. 7. Rejon komór przeznaczonych do lokowania soli (po lewej), ogólny widok modelu obliczeniowego reprezentującego strefę górotworu, otaczającą komory solne w trójwymiarowym stanie naprężenia/odkształcenia (po prawej) Mając określone parametry wytrzymałościowe masywu solnego oraz dysponując obliczonymi wartościami naprężeń w górotworze, wyznaczono zapasy bezpieczeństwa dla utworów solnych wg kryterium Hoeka-Browna (rys. 8): (2) gdzie: m i stała Hoeka, ci wartość laboratoryjna doraźnej wytrzymałości soli na ściskanie, w którym ściskanie ma znak ujemny. Należy podkreślić, że warunek bezpieczeństwa wymaga, aby zapasy bezpieczeństwa w górotworze miały wartość dodatnią. Rys. 8. Przykład rozkładu zapasów bezpieczeństwa F hb w rozpatrywanym obszarze rozciętym na filary 17 x 65 x 15 m

12 108 Tabela 1. Zapasy bezpieczeństwa F hb oraz współczynniki bezpieczeństwa F f dla najbardziej w polu obciążonych filarów solnych o alternatywnych wymiarach Wysokość komory solnej (m) Wymiar filaru (m) 1 (MPa) 3 (MPa) F hb p (MPa) F f Szerokość komór W = 18 m 5 17x65x5-15,03-53,00 18,09 86,17 1, x65x10-4,96-51,09 1,58 52,98 1, x65x15 3,87-49,58-14,52 37,12 0,75 Szerokość komór W = 14 m 5 21x65x5-13,13-43,22 24,48 91,48 2, x65x10-4,18-42,04 9,13 53,25 1, x65x15 3,23-41,13-4,72 37,09 0,90 Szerokość komór W = 10 m 5 25x65x5-12,18-37,33 28,67 98,03 2, x65x10-3,63-35,70 14,41 53,53 1, x65x15 2,77-35,12 2,23 37,06 1,06 Współczynniki bezpieczeństwa F f (tabela 1) obliczane były jako stosunek nośności filara p i wartości pionowego obciążenia 3.

13 109 Analiza wyników obliczeń zebranych w tabeli 1 i rys. 9 wykazała, że najkorzystniejszą wartość współczynnika wybrania złoża, przy ustalonej wartości współczynnika bezpieczeństwa dla najbardziej obciążonych filarów F f = 1,3, uzyskuje się dla komór o szerokości 14 m i filarów 21 x 65 x 9,7 m oraz dla komór o szerokości 18 m i filarów 17 x 65 x 7,6 m. Zaostrzając warunki bezpieczeństwa do F f = 1,5, układ komór o szerokości 14 m z filarami 21 x 65 x 8,5 m jest najbardziej odpowiedni z punktu widzenia ekonomicznego. Taka geometria rozcinki masywu solnego ostatecznie jest zaleca. 3 Współczynnik bezpieczeństwa Fr 2,5 2 1,5 1 0, Wysokość komór (m) B = 17 m B = 21 m B = 25 m Rys. 9. Wpływ wymiarów wyrobisk solnych na bezpieczeństwo filarów międzykomorowych Zjawisko wpływu czasu na wytrzymałość soli kamiennej w masywie ma pierwszorzędne znaczenie w przypadku oceny trwałości konstrukcji z materiału solnego, takich jak filary, części zbiorników itp., których użytkowanie może trwać wiele dziesiątków lat. Bazując na obserwacjach rzeczywistych obiektów w masywie solnym, dla soli kamiennej zazwyczaj przyjmuje się redukcję wytrzymałości, związaną z upływem czasu od 50% do 30% wartości wytrzymałości doraźnej. Pomimo tak nieprecyzyjnej oceny spadku wytrzymałości w czasie, porównano go ze spadkiem obciążenia filarów, związanym ze zjawiskiem relaksacji naprężeń, które dla ciała Maxwella przyjmuje następującą postać analityczną: E exp( 1 o t) (3) Dla wartości parametrów reologicznych soli kamiennej uzyskanych w wyniku analizy odwrotnej wykorzystującej pomiary zaciskania Komory Nr 1 w oddziale G-55: E 1 = 3414 MPa, 1 = 1, MPa dni, równanie (3) wskazuje, że spadek (relaksacja) pionowego obciążenia w rozpatrywanych filarach solnych wyniesie po roku około 50,3%, co w zupełności zrekompensuje 1

14 110 ewentualny spadek w tym okresie czasu wytrzymałości masywu solnego. W przypadku bardziej rozległych wyeksploatowanych obszarów, konkluzja powyższa nie musi być prawdziwa. Z przeprowadzonej analizy numerycznej wynika, że dla przyjętych założeń, parametrem determinującym poziom bezpieczeństwa układu jest relacja pomiędzy nośnością filarów i działającym na nie obciążeniem, wyrażona poprzez współczynnik bezpieczeństwa. Dla wykonanego i projektowanego zakresu robót w rozpatrywanym rejonie rekomenduje się geometrię (szerokość i wysokość drążonych wyrobisk), określoną współczynnikiem bezpieczeństwa F f = 1,5 (rys. 9), dla którego np. układ komór o szerokości 14 m z filarami 21 x 65 x 8,5 m jest najbardziej odpowiedni z punktu widzenia ekonomicznego. W przypadku wystąpienia niejednorodności w stropach wyrobisk solnych zaleca się indywidualna analizę bezpieczeństwa układu, niewykluczającą zastosowania obudowy. Przedstawione w pracy wyniki analizy numerycznej (określenie geometrii wyrobisk) można wykorzystywać przy wymiarowaniu wyrobisk rozpoznawczych w złożu soli w rejonach o zbliżonych warunkach geologiczno-górniczych. Analizowany w opracowaniu zespół komór przeznaczonych do lokowania soli (rys. 7) może stanowić element wyjściowy dla układów powtarzalnych. Planowanie układów powtarzalnych wymagać będzie wyznaczenia stref calizn pomiędzy elementami (zespołami komór), przy uwzględnieniu lokalnych uwarunkowań geologiczno-górniczych Model analityczny pracy górotworu w otoczeniu wyrobisk górniczych i w aspekcie zagrożenia wyrzutami skał i właściwego doboru obudowy kotwowej [2] Poniżej przedstawiono opracowaną w Zakładzie Mechaniki Górotworu, oryginalną metodę oceny potencjału zaistnienia zjawiska wyrzutu skał w wyrobiskach podziemnych, wykorzystującą metodę równowagi granicznej. Angażując wyjątkowo szeroki zbiór parametrów charakteryzujących warunki geologiczno-górnicze (rys. 10), sformułowano ogólną zależność w postaci wskaźnika stateczności ociosów wyrobiska, a więc także warunki graniczne rozstrzygające o stopniu zagrożenia wyrzutami skał. Wykazano, że zależy on od względnego oporu sił tarcia wewnętrznego i względnego oporu sił spójności charakterystycznych dla górotworu i od względnego oporu sił mobilizowanych w żerdziach obudowy kotwowej (rys. 11), jeśli takowe zastosowano. Rozwiązanie ogólne problemu przedstawiono w postaci zbioru wykresów (rys. 12), pozwalających przede wszystkim: scharakteryzować geometrię wyrzucanego bloku skalnego, obliczyć wspomniane wyżej potencjały oporów, obliczyć niezrównoważoną przez górotwór siłę wyrzucającą blok skalny lub inaczej, wymaganą w danym przypadku nośność obudowy kotwowej. Przedstawiona analiza zagadnienia pozwoliła także rozstrzygnąć, czy w określonym przypadku możliwe jest: zastosowanie sztywnej obudowy kotwowej (kotwy wklejane lub rozprężne) czy też należy wykorzystać potencjał tkwiący w podatnej obudowie kotwowej. W przypadku konieczności zastosowania obudowy podatnej, opracowane całkowe (tu nieprzytoczone) równanie ruchu odspojonego bloku skalnego pozwala obliczyć jego prędkość i zasięg, w zależności od charakterystyki technicznej zastosowanej obudowy.

15 111 Najważniejszym osiągnięciem, jest wykazanie, że w przypadku, gdy z różnych względów sztywna obudowa kotwowa nie jest w stanie zabezpieczyć ociosów przed wyrzutami, obudowa podatna może powodzeniem ograniczyć lub nawet wyeliminować to zagrożenie, dopuszczając do kontrolowanych przemieszczeń odspojonych bloków skalnych. pz z A B H W z(x) px C x(x) kotwa B/2 d x pz Rys. 10. Schemat obciążeń ociosu dla przypadku wyrobiska wydrążonego w spękanym górotworze Rys. 11. Najbardziej niekorzystny schemat wyrzutu skał z ociosu wyrobiska

16 B=7 m, p x =5 MPa, p z =20 MPa, f d =35 o, Pk (MN) ,0 2,5 3,0 3,5 4,0 4,5 5,0 5,5 6,0 H (m) c=2 MPa c=4 MPa c=6 MPa c=8 MPa c=10 MPa c=12 MPa c=14 MP Rys. 12. Wartość niezrównoważonej siły P k, którą należy skompensować odpowiednią obudową kotwową ( N i cos i ), obliczonej dla szczególnego przypadku geometrii wyrobiska, jego obciążenia i wytrzymałości skał otaczających Przykład obliczeniowy: Dane wejściowe: niezrównoważona siła wypychająca blok skalny: P k = 3,0 MN, jednostkowe opory tarcia kotwy o ściankę otworu wiertniczego: T i = 0,14 MN/m, długość kotew w nienaruszonym górotworze: l = 1,7 m, ilość kotew podatnych: n = 1, parametr zanikania przyśpieszenia ruchu odspojonego bloku: t o = 0,1 s obliczona masa odspojonego bloku skalnego: m s = 0,02 MNs 2 /m. Rozwiązując całkowe równanie ruchu odspojonego bloku skalnego w wyżej scharakteryzowanych warunkach, wyznaczono jego prędkość i przemieszczenie w funkcji czasu. Przedstawione na rys. 13 wyniki świadczą o braku możliwości utrzymania pełnej kontroli nad przemieszczeniami odspojonego bloku skalnego, gdyż, jak widać, 1 kotwa podatna zabudowana na 1 m bieżącym ociosu wyrobiska tylko częściowo może absobować energię kinetyczną poruszającego się bloku skalnego, redukując jego prędkość od wartości 6,15 m/s do 2,3 m/s po około 0,4 s.

17 113 Rys. 13. Prędkość odspojonego bloku: v bez obudowy, v act prędkość z uwzględnieniem sił tarcia kotew o ścianki otworu, S act przemieszczenie bloku, w funkcji czasu (gęstość kotwienia: 1,0 kotwy na 1 mb. ociosu wyrobiska) Rys. 14. Prędkość odspojonego bloku: v bez obudowy, v act prędkość z uwzględnieniem sił tarcia kotew o ścianki otworu, S act przemieszczenie bloku, w funkcji czasu (gęstość kotwienia: 1,11 kotwy na 1 mb. ociosu wyrobiska) Już nieznaczne zagęszczenie gęstości zabudowy kotew do około 1 kotwa typu Split Set na 0,9 mb. pozwala uzyskać zatrzymanie ruchu po około 0,33 s (rys. 14) w odległości około 1,2 m od pierwotnego położenia wyrzuconej bryły. Nietrudno zauważyć, że zastosowanie w tym przypadku kotew sztywnych jest nieopłacalne ekonomicznie, gdyż wymagałby to użycia 30 kotew o nośności 100 kn na metr bieżący wyrobiska.

18 Sposób ciągłego monitorowania on-line stanu stropów komór funkcyjnych W kategorii profilaktyki geomechanicznej mieszczą się wszelkie działania, których zadaniem jest podparcie mas skalnych otaczających wyrobiska, w tym także stosowanie różnego rodzaju systemów ich obudowy. Przyjęty rodzaj obudowy musi spełniać pewne ściśle określone warunki, pozwalające rozstrzygnąć, czy jest on efektywny z punktu widzenia możliwości spełniania oczekiwanych zadań. W niniejszej pracy przedstawiono system akwizycji danych pomiarowych, opracowany dla celów określenia zachowania się stropu bezpośredniego [8], wraz z przykładowymi wynikami obserwacji dołowych. System ten, bazujący na wysoce zaawansowanych technologicznie narzędziach pomiarowych w postaci kotew oprzyrządowanych tensometrami foliowymi, pozwala zbadać trójwymiarowy proces odkształcania się warstw stropowych w bliskiej odległości od linii frontu eksploatacyjnego. Kotew oprzyrządowana, służąca do monitorowania parametrów pracy ośrodka skalnego (najczęściej stropów wyrobisk) w swojej zasadzie działania wykorzystuje znaną i stosowaną od bardzo wielu lat technikę tensometrii oporowej, opierającej się na związku zmiany oporności drutu metalowego wraz ze zmianą jego długości. Rys. 15 przedstawia schemat systemu pomiarowego, który składa się z 20 punktów pomiarowych, rozmieszczonych na całej długości kotwy, ukrytych w czterech bruzdach (po 5 w każdej bruździe), wykonanych wzdłuż osi kotwy. Pojedynczy punkt pomiarowy zbudowany jest z pełnego mostka tensometrycznego, w skład którego wchodzą cztery tensometry o oporze 12 omów każdy. Widok oprzyrządowanej kotwy wklejanej przedstawia rys B4 B1 P1 P2 P3 P4 P5 B3 B2 Rys. 15. Schemat ułożenia tensometrów wzdłuż żerdzi kotwy oprzyrządowanej Rys. 16. Schemat systemu pomiarowego oparty na kotwie wklejanej [6] oraz połączenie tensometrów na kotwie

19 115 Rys. 17. Przykłady pomierzonych wartości naprężeń ścinających yz i rozciągających σ z kotwę oprzyrządowaną Przeprowadzone badania dołowe potwierdziły unikalne zalety opracowanego systemu monitoringu, pozwalające w szczególności analizować automatycznie, w trójwymiarowej przestrzeni obciążenia i deformacji, stan (skłonność do zawałów) stropów komór funkcyjnych i innych ważnych obiektów infrastruktury kopalnianej. Dokonuje się tego na podstawie odległości punktu, którego lokalizację określają elementy tensora chwilowego stanu naprężenia w żerdzi kotwy, od powierzchni granicznej, wyrażonej poprzez odpowiednią hipotezę wytrzymałościową dla stali sformułowaną w przestrzeni naprężeń głównych. W dorobku Zakładu Mechaniki Górotworu w zakresie monitorowaniu zagrożeń w aspekcie utrzymania stateczności przez wyrobiska podziemne, można wymienić również inklinometryczną metodę pomiarową [3], polegającą na rejestracji zmian nachylenia czujnika inklinometrycznego, sztywno przymocowanego do końcówki kotwy (rys. 18) wystającej z otworu wiertniczego. Gradient przyrostu kątów tego nachylenia w czasie służy tutaj do oceny poziomu stateczności. Rys. 18. Widok czujnika inklinometrycznego (po lewej); strop wyrobiska oprzyrządowany inklinometrami

20 116 Bibliografia [1] Butra J., Pytel W., Mine workings design in regional pillar mining conditions a case study from a Polish copper mine. 5th International Seminar on Deep and High Stress Mining, October 2010, Santiago, Chile, s [2] Fabiańczyk E., Mechanizm pracy kotew podatnych poddanych obciążeniom dynamicznym, Rozprawa doktorska (niepublikowana). [3] Grzebyk W., Stolecki L., 2014, Pomiary inklinometryczne jako narzędzie monitoringu deformacji górotworu, Zeszyty Naukowe Instytutu Gospodarki Surowcami Mineralnymi i Energetycznymi PAN. [4] Lasocki S., Orlecka-Sikora B., Mutke G., Pytel W., Rudziński Ł., Markowski P., Piasecki P., A catastrofic event in Rudna copper-ore mine in Poland on 29 November, 2016: what, how and why. RaSiM9, 9 th International Symposium on Rockbursts and Seismicity in Mines, Santiago Chile, s [5] Pytel W., Rock mass mine workings interaction model for Polish copper mine conditions. Int. J. Rock. Mech. & Min. Sci., vol. 40/4, s [6] Pytel W., Analiza numeryczna zagrożeń geomechanicznych towarzyszących eksploatacji złoża rudy miedzi za pomocą kombajnu ścianowego, Praca badawcza wykonana dla KGHM CUPRUM (niepublikowana), s. 72. [7] Pytel W., Hanzel S., Sadecki Z., 2006, Określenie optymalnych gabarytów wyrobisk komorowych drążonych w oddziale G-55, Praca badawcza wykonana dla KGHM CU- PRUM CBR (niepublikowana), s. 27. [8] Pytel W., Mertuszka P., Fabiańczyk E., Fuławka K., System obserwacji stropu bezpośredniego oparty na wklejanej kotwie oprzyrządowanej, Wiadomości Górnicze, 12, s