ISSN 0033-216X INŻYNIERÓW STOWARZYSZENIE I TECHNIKÓW GÓRNICTWA
PRZEGLĄD Nr 3 GÓRNICZY 1 założono 01.10.1903 r. MIESIĘCZNIK STOWARZYSZENIA INŻYNIERÓW I TECHNIKÓW GÓRNICTWA Nr 3 (1120) marzec 2016 Tom 72 (LXXII) UKD 622.333: 622.28: 622.333-045.43 Wskaźnik skuteczności projektowania wyrobisk korytarzowych Index of roadway design efficiency Dr hab. inż. Piotr Małkowski* ) dr hab. inż. Zbigniew Niedbalski* ) Prof. dr hab. inż. Tadeusz Majcherczyk* ) Treść: Zaprojektowanie wyrobiska podziemnego oraz jego obudowy, nawet jeżeli jest oparte na wieloletnim doświadczeniu, dość dobrym rozpoznaniu warunków geologicznych i wykorzystaniu odpowiedniej metody obliczeń, zawsze niesie za sobą element niepewności. Nowo projektowane wyrobisko w zasadzie nigdy nie będzie się znajdować w identycznych warunkach geologiczno- -górniczych, jak sąsiednie wyrobiska, w rejonie których warunki te zostały rozpoznane. Jednym z największych problemów na etapie projektowania jest właściwa ocena możliwości utrzymania stateczności wyrobiska. W artykule Autorzy zidentyfikowali i ocenili czynniki naturalne (w tym niezależnie właściwości geomechaniczne), górnicze i techniczne (w tym niezależnie rodzaj obudowy), które w głównej mierze decydują o możliwości utrzymania wyrobiska. Następnie zaproponowali, aby proces projektowania wyrobiska podzielić na dwa etapy: pierwszy, w którym ocenione zostają warunki górniczo-geologiczne panujące wokół wyrobiska, oraz drugi związany z zastosowaną w wyrobisku obudową. Wówczas w pierwszym etapie ocenia się cechy geologiczne i geomechaniczne górotworu, które predysponują dany fragment masywu skalnego do niszczenia, przemieszczeń i odkształceń w aspekcie danej sytuacji górniczej. W drugim etapie ocenia się możliwość utrzymania wyrobiska, wynikającą z dokładności jego wykonania i doboru konstrukcji obudowy i użytych w tym celu materiałów. Opierając się na istniejących metodologiach oraz dotychczas prowadzonych badaniach własnych, Autorzy przedstawili wskaźnik wspomagający proces projektowania wyrobisk podziemnych: wskaźnik skuteczności projektowania wyrobisk korytarzowych Nsp, który ocenia potencjalną możliwość utrzymania wyrobiska w danym rejonie kopalni. Abstract: This paper presents a classification of geological, geomechanical, mining and technical factors (and type of support independently) based on Analytic Hierarchy Process analysis.. These factors determine the roadway stability. To assess the probability and consequences of mine working instability, the authors propose to divide the process of design into two stages. The first stage consists in the assessment of potential difficulties in ensuring roadway stability and rock mass deformation and damage, based on geological, geomechanical and mining data. The second stage evaluates the success of roadway maintenance in a given time period for selected technical solutions (roadway dimensions, support construction, chosen materials and workmanship). Basing on the existing methods of design as well as the authors own research, a new method of hard coal mine roadways stability assessment has been developed. The Roadway Design Efficiency index Nsp was developed to assess the possibility of roadway maintenance in advance of working drivage in local conditions. Słowa kluczowe: obudowa wyrobisk korytarzowych, projektowanie wyrobisk, ocena stateczności wyrobisk Key words: roadway support, roadway design, roadway stability assessment * ) AGH w Krakowie
2 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 1. Wprowadzenie Projektowanie obudowy wyrobisk podziemnych, nawet jeżeli jest oparte na wieloletnim doświadczeniu, dość dobrym rozpoznaniu warunków geologicznych i wykorzystaniu odpowiedniej metody obliczeń, zawsze niesie za sobą element niepewności. Nowo projektowane wyrobisko w zasadzie nigdy nie będzie się znajdować w identycznych warunkach geologiczno-górniczych, jak sąsiednie wyrobiska, w rejonie których warunki te zostały rozpoznane. Stosowane procedury projektowania obudowy powinny ten fakt uwzględniać poprzez analizę określonych czynników, które będą wpływać na potencjalne problemy z możliwością utrzymania stateczności wyrobiska. Niemal każdy proces projektowania obiektu czy konstrukcji zawiera w swoich procedurach [12]: określenie kształtu i wymiarów konstrukcji i jej poszczególnych elementów oraz dobranie odpowiedniego materiału; określenie obciążeń, jakie będą oddziaływały na poszczególne elementy konstrukcji; przyjęcie odpowiednich schematów statycznych w celu jak najlepszego odwzorowania rzeczywistej pracy poszczególnych elementów konstrukcji; obliczenia sił wewnętrznych najczęściej są to siły osiowe i momenty gnące; w niektórych przypadkach obliczane są przemieszczenia, najczęściej w postaci ugięcia; wymiarowanie, które polega na sprawdzeniu, czy siły wewnętrzne w poszczególnych przekrojach elementów konstrukcji nie są większe od nośności tych przekrojów lub też poprzez sprawdzenie warunku wytrzymałościowego; w niektórych przypadkach sprawdza się warunek przemieszczeniowy, a więc czy w przyjętej konstrukcji nie wystąpią nadmierne przemieszczenia wobec dopuszczalnych; sporządzenie dokumentacji technicznej i rysunków. Metodologię projektowania obiektów podziemnych opartą na schematach blokowych zawarto między innymi w pracy [2]. Zaproponowany przez nich schemat obejmuje przebieg bezpośredniego procesu projektowania obiektów podziemnych (rys. 1). Cały proces podzielony jest na siedem etapów począwszy od ogólnej oceny zawierającej sformułowanie celu, poprzez projektowanie wstępne, aż do projektowania końcowego wraz z weryfikacją projektu. Każdy etap projektowania obejmuje wskazówki co do zadań niezbędnych do zrealizowania inwestycji. Nieco odmienne podejście, dedykowane bezpośrednio do projektowania obudowy w wyrobiskach kopalń węgla kamiennego zastosowane zostało w pracy [1]. O ile konieczność rozeznania warunków górniczo-geologicznych jest oczywista i stosowana we wszystkich metodach, to już rozważanie możliwości finansowych i opłacalności realizacji zaprojektowanej obudowy nie zawsze jest brane pod uwagę na etapie projektowania. Podobnie jak uwzględnienie mechanizacji prac i kosztów pracy [10]. W przypadku słabych skał oraz o dużej skłonności do rozwarstwiania, a takimi są w wielu przypadkach skały łupkowe w sąsiedztwie pokładów węgla, najważniejszymi Rys. 1. Schemat blokowy procesu projektowania obiektów podziemnych wg [2] Fig. 1. Flowchart of underground construction design procedure (after [2])
Nr 3 PRZEGLĄD GÓRNICZY 3 etapami prac przy prowadzeniu robót górniczych powinno być właściwe projektowanie i dopasowywanie konstrukcji obudowy do zmieniającej się sytuacji geologiczno-górniczej na podstawie pomiarów w górotworze [2, 6,11, 14]. Zatem już na etapie projektu powinien być uwzględniany plan działań w przypadku wystąpienia zagrożenia dla utrzymania stateczności konstrukcji. Podczas projektowania wyrobisk występują jednak takie przypadki, w których dotychczas znane metody i posiadane doświadczenie nie są w stanie zagwarantować, że dla danych warunków górniczo-geologicznych zastosowana zostanie obudowa, która skutecznie zabezpieczy wyrobiska korytarzowe. Dotyczy to między innymi wyrobisk projektowanych na dużych głębokościach, czy w rejonie zaburzeń tektonicznych. Aktualnie w Polsce, w kopalniach węgla kamiennego, ale również i innych krajach, wyrobiska znajdujące się poniżej głębokości 1200 m nie należą do rzadkości, a w ciągu najbliższych kilku, kilkunastu lat będzie ich znacznie więcej. Stąd rodzi się potrzeba przyjęcia takiej metodyki projektowania obudowy, która niezależnie od warunków pozwoli na skuteczne utrzymanie funkcjonalności wyrobisk korytarzowych. W artykule przedstawiono identyfikację czynników wpływających na omawiane zagadnienie oraz opracowany na podstawie badań własnych wskaźnik skuteczności projektowania wyrobisk korytarzowych, który może stać się narzędziem pomocnym przy projektowaniu obudowy podporowej wyrobisk korytarzowych w kopalniach węgla kamiennego. 2. Określenie czynników wiodących wpływających na skuteczność projektowania wyrobisk Jednym z najważniejszych elementów projektowania konstrukcji podziemnych, w tym obudowy wyrobisk korytarzowych jest rozpoznanie własności górotworu oraz właściwe uwzględnienie czynników górniczych. Rozpatrywane zagadnienie należy uznać jako wielokryterialne, ze względu na dużą liczbę czynników oraz ich różnorodność, bowiem część określa się jakościowo, a część ilościowo. Jedną z metod, którą wykorzystuje się do usystematyzowania czynników i wskazania wzajemnych zależności jest metoda AHP (Analityc Hierarchy Process). Choć pierwotnie metoda AHP stosowana była głównie jako narzędzie wspomagające proces decyzyjny w sytuacjach problematycznych i niejednoznacznych [13], to w późniejszym okresie czasu różnorodność jej zastosowań była znacznie szersza, wraz z zastosowaniem w zagadnieniach typowo górniczych [3, 4, 10]. Badania z wykorzystaniem metody AHP z udziałem kilkudziesięciu ekspertów przeprowadzono także dla oceny wpływu czynników geologicznych, górniczych oraz technicznych na projektowanie i utrzymanie wyrobisk [7, 8]. W sumie uwzględniono 47 czynników podzielonych na trzy grupy oraz dwie podgrupy. Porównując czynniki główne ze sobą, eksperci uznali, że ich istotność w procesie projektowania i utrzymania wyrobisk w kopalniach węgla kamiennego jest następująca: czynniki naturalne 43,63%, czynniki górnicze 31,66%, czynniki techniczne 24,71%. Z powyższego wynika, że czynniki naturalne w największym stopniu są odpowiedzialne za skuteczność projektowania wyrobisk korytarzowych. Mniejszy wpływ mają warunki górnicze, a więc wykonane wcześniej prace obejmujące wyrobiska korytarzowe i eksploatacyjne. Eksperci wskazują też, że w najmniejszym stopniu skuteczność prac projektowych uzależniona jest od stosowanych, bieżących technologii górniczych. Istotność czynników z drugiego poziomu, charakteryzujących poszczególne grupy czynników głównych, przedstawia się według ekspertów następująco [7] [8]: 1. Czynniki naturalne obecność uskoku na wybiegu wyrobiska 20,62%, aktywność sejsmiczna 17,39%, własności geomechaniczne skał 17,20% (wśród tych własności hierarchia jest następująca: wskaźnik podzielności RQD 21,67%, wytrzymałość na jednoosiowe ściskanie skał stropowych 20,84%, wytrzymałość na rozciąganie warstw stropu 15,26%, wytrzymałość na ściskanie warstw ociosu 13,62%, rozmakalność 13,27%, wytrzymałość na ściskanie warstw spągu 8,22%, ciężar objętościowy 7,12%), drążenie wzdłuż strefy uskokowej 16,92%, obecność cienkich warstw w stropie 9,32%, zawodnienie 7,98%, drążenie w fałdzie 6,06%, nachylenie warstw 4,51%. 2. czynniki górnicze sąsiedztwo wyrobisk eksploatacyjnych 24,30%, oddziaływanie krawędzi eksploatacyjnych 23,52%, sąsiedztwo pozostawionych resztek i filarów 20,83%, sąsiedztwo zrobów 18,13%, głębokość zalegania 7,82%, sąsiedztwo wyrobisk korytarzowych 5,40%. 3. Czynniki techniczne nośność obudowy 24,73%, dokładność wykonania obudowy 14,29%, rodzaj obudowy 13,97%, czas utrzymania wyrobiska 13,57%, wymiary i kształt wyrobiska 12,77%, rodzaj opinki i wykładki 9,28%, drążenie wyrobiska za pomocą MW 5,12%, postęp drążenia przodka wyrobiska 3,16%, drążenie wyrobiska za pomocą kombajnu 3,11%. Rodzaj obudowy znajdujący się w grupie czynników technicznych miał dodatkowo podgrupę, która oceniona została według ekspertów w następującej hierarchii: obudowa podporowa z przykotwioną stropnicą za pomocą podciągów 24,44%, obudowa podporowo-kotwowa z kotwieniem pomiędzy odrzwiami 20,48%, obudowa podporowa z przykotwioną stropnicą 14,62%, obudowa podporowa wzmocniona podciągami na stojakach 12,99%, samodzielna obudowa kotwowa 9,75%, obudowa podporowa wzmocniona podciągami 9,25%, obudowa podporowa podatna 3,12%. Podobna analiza dotycząca przede wszystkim wpływu warunków górniczo-geologicznych na stateczność wyrobiska oraz wybór właściwej obudowy znajduje się w pracy [11]. Podkreślają oni znaczenie parametrów geomechanicznych skał otaczających wyrobisko i możliwą ich zmienność, szczególnie pod wpływem uwarstwienia i wody, które w dużej mierze decydują o lokalnych problemach z utrzymaniem stateczności wyrobiska. Ponieważ cykl istnienia wyrobiska dzieli się na trzy etapy: projektowania, drążenia i eksploatacji, każdy z ww. etapów musi zawierać pewne procesy, które należy zrealizować. Osiągnięcie właściwych efektów w stadium kolejnym, wymaga zachowania wysokiej jakości prac w etapie poprzednim oraz korzystnych warunków górniczo-geologicznych. Dla oceny potencjalnej możliwości skutecznego projektowania i funkcjonowania wyrobiska korytarzowego Autorzy artykułu wyróżnili dwa etapy. Na etapie pierwszym, czyli na etapie
4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 projektowania, należy przeanalizować czynniki naturalne, górnicze i technologię drążenia. Pozwolą one na ocenę potencjalnej trudności w utrzymaniu wyrobiska oraz wskażą na najlepszy dla tych warunków rodzaj obudowy. Po wykonaniu wyrobiska, czyli w drugim etapie, należy dokonać analizy czynników technicznych, w tym jakości wykonania i parametrów obudowy, które pozwolą na określenie potencjalnej możliwości utrzymania wyrobiska w określonym czasie. Należy zauważyć, że prowadzenie monitoringu dla oceny skuteczności pracy zastosowanej obudowy w znaczący sposób może przyczynić się do właściwej realizacji drugiego etapu, tj. utrzymania funkcjonalności wyrobiska. Może też wskazać najlepsze metody wzmocnienia istniejącej już obudowy w wyrobisku [9, 11]. 3. Wskaźnik skuteczności projektowania wyrobisk korytarzowych Dla oceny stopnia skuteczności projektowania obudowy wykorzystano wyniki badań metodą AHP [9]. Na podstawie dokonanej przez ekspertów hierarchizacji poszczególnych cech, utworzono algorytm punktowy. Każdemu z zamieszczonych czynników przypisano wartości wraz ze współczynnikiem wpływu na skuteczność projektowania i utrzymania wyrobiska (tablica 1 3). Ze względu na bardzo dużą rolę własności geomechanicznych skał w procesie projektowania i utrzymania wyrobisk, przyjęto te własności jako równorzędne z czynnikami naturalnymi i górniczymi. Suma odpowiednich czynników wynosi 100%. Zmienność każdego z czynników mieści się w zakresie pięciu klas od najwyższej wpływającej pozytywnie na projektowanie (współczynnik wpływu równy 1,0), do najniższej, maksymalnie utrudniającej projektowanie i utrzymanie wyrobiska (współczynnik wpływu równy 0,2). Zakresy zmienności poszczególnych czynników określono na podstawie własnych doświadczeń w projektowaniu obudowy wyrobisk korytarzowych. W tablicach 2 i 3 przedstawiono czynniki geomechaniczne i górnicze z odpowiednimi zakresami zmienności. Wskaźnik rozmakalności r jest wskaźnikiem wpływu wody na skały opracowany przez Główny Instytut Górnictwa w Katowicach [5]. Tablica 1. Zakres zmienności czynników naturalnych N N Table 1. Range of geological factor variation N N Lp. 1 Czynnik obecność uskoku na wybiegu wyrobiska Waga procentowa w p 24,9 2 aktywność sejsmiczna 21 3 4 drążenie wzdłuż strefy uskokowej obecność cienkich warstw w stropie pakiet 6-8 m 20,4 11,3 5 warunki wodne 9,6 6 drążenie w fałdzie 7,3 7 nachylenie warstw 5,5 Zmienność czynnika Współczynnik wpływu w w brak 1 do 2 m 0,8 do 5 m 0,6 do 10 m 0,4 pow. 10 m 0,2 brak 1 do 10E3 J 0,8 do 10E4 J 0,6 do 10E5 J 0,4 pow. 10E5 J 0,2 brak 1 zrzut do 10 m 0,8 zrzut do 20 m 0,6 zrzut do 50 m 0,4 drążenie w strefie uskokowej 0,2 warstwy o grub. pow. 3 m 1 warstwy o grub. pow. 2 m 0,8 warstwy o grub. pow. 0,5 m 0,6 warstwy o grub. pow. 0,2 m 0,4 warstwy o grub. poniżej 0,2 m 0,2 brak poziomów wodonośnych strop nieprzepuszczalny 1 brak poziomów wodonośnych strop przepuszczalny 0,8 poziom wodonośny nad wyrobiskiem strop nieprzepuszczalny o grubości pow. 5 m 0,6 poziom wodonośny nad wyrobiskiem strop nieprzepuszczalny o grubości pon. 5 m 0,4 poziom wodonośny nad wyrobiskiem strop przepuszczalny 0,2 brak 1 skrzydło niecki po rozciągłości 0,8 skrzydło niecki przekątnie do rozciągłości 0,6 prostopadle do rozciągłości 0,4 synklina lub antyklina 0,2 do 5 st. 1 do 10 st. 0,8 do 20 st. 0,6 do 30 st. 0,4 pow. 30 st. 0,2
Nr 3 PRZEGLĄD GÓRNICZY 5 Tablica 2. Zakres zmienności czynników geomechanicznych N Gm Table 2. Range of geomechanical factor variation N Gm Lp. Czynnik Waga procentowa wp Zmienność czynnika Współczynnik wpływu ww pow. 90% 1 1 pow. 75 % 0,8 podzielność skał stropowych 21,7 pow. 50% 0,6 RQD pow. 25% 0,4 0-24% 0,2 2 3 4 wytrzymałość na ściskanie warstw stropu R cst 20,8 wytrzymałość na rozciąganie warstw stropu R rst 15,3 wytrzymałość na ściskanie warstw ociosu R co 13,6 5 rozmakalność 13,3 6 7 wytrzymałość na ściskanie warstw spągu R csp 8,2 ciężar objętościowy skał stropowych 7,1 pow. 80 MPa 1 pow. 60 MPa 0,8 pow. 40 MPa 0,6 pow. 20 MPa 0,4 do 20 MPa 0,2 pow. 8 MPa 1 pow. 6 MPa 0,8 pow. 4 MPa 0,6 pow. 2 MPa 0,4 do 2 MPa 0,2 pow. 40 MPa 1 pow. 30 MPa 0,8 pow. 20 MPa 0,6 pow. 10 MPa 0,4 do 10 MPa 0,2 r=1 1 r 0,8 0,8 r 0,6 0,6 r 0,4 0,4 r 0,2 0,2 pow. 80 MPa 1 pow. 60 MPa 0,8 pow. 40 MPa 0,6 pow. 20 MPa 0,4 do 20 MPa 0,2 do 16 kn/m 3 1 do 20 kn/m 3 0,8 do 26 kn/m 3 0,6 do 30 kn/m 3 0,4 pow. 30 kn/m 3 0,2 Tablica 3. Zakres zmienności czynników górniczych N Gr Table 3. Range of mining factor variation N Gr Waga procentowa Lp. Czynnik w p 1 2 3 sąsiedztwo wyrobisk eksploatacyjnych oddziaływanie krawędzi eksploatacyjnych sąsiedztwo pozostawionych resztek i filarów 24,3 23,5 20,9 4 sąsiedztwo zrobów 18,1 Zmienność czynnika Współczynnik wpływu w w nie 1 tak - h 2 m, odl. pow. 50 m 0,8 tak - h>2 m, odl. pow. 50 m 0,6 tak - h 2 m, odl. do 50 m 0,4 tak - h>2 m, odl. do 50 m 0,2 D>80 m 1 D>60 m 0,8 D>40 m 0,6 D 20 m 0,4 D<20 m 0,2 brak 1 filar ochronny szybu, czysto wybrany pokład 0,8 filar oporowy, powyżej 50 m 0,6 filar oporowy powyżej 25 m 0,4 filar oporowy poniżej 25 m 0,2 nie 1 poniżej czysto wybranego pokładu 0,8 odl. w pokładzie 50-100 m 0,6 odl. w pokładzie 20-50 m 0,4 odl. w pokładzie poniżej 20 m 0,2
6 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 cd. Tablica 3. 5 głębokość zalegania 7,8 6 sąsiedztwo wyrobisk korytarzowych 5,4 do 600 m 1 do 800 m 0,8 do 1000 m 0,6 do 1200 m 0,4 pow. 1200 m 0,2 brak 1 odl. pow. 30 m 0,8 odl. pow. 10 m 0,6 odl. poniżej 10 m 0,4 skrzyżowanie z innym wyrobiskiem 0,2 Powyższe dane pozwalają na zaproponowanie parametru charakteryzującego skalę trudności w projektowaniu wyrobiska dla danych warunków górniczo-geologicznych. Parametr ten nazwano wskaźnikiem skuteczności projektowania wyrobisk N sp [9]: (1) gdzie: N N suma punktów dla czynników naturalnych określana z tablicy 1 jako: (2) N Gm suma punktów dla czynników geomechanicznych określana z tablicy 2 jako: (3) N Gr suma punktów dla czynników górniczych określana z tablicy 3 jako: (4) w pi waga procentowa danego czynnika z tabel 1 3; w wi współczynnik wpływu danego czynnika z tabel 1 3. Uwzględniając najbardziej korzystne warunki geologiczno-górnicze, a więc w przypadku, gdy każdy z wymienionych czynników uzyskałby najwyższą wartość współczynnika wpływu, suma punktów wskaźnika skuteczności projektowania N sp wyniesie 300, jednocześnie minimalna wartość wyniesie 60. Przyjęto skalę sześciostopniową, przy czym stopień szósty oznacza brak możliwości zaprojektowania obudowy, która zapewniłaby stateczność wyrobiska przez wymagany dla niego okres czasu (tablica 4). Wskazuje to jednocześnie na konieczność przyjęcia nowej lokalizacji wyrobiska. 4. Podsumowanie Projektowanie podziemnych wyrobisk korytarzowych powinno rozpoczynać się od ustalenia warunków, w jakich będzie ono funkcjonować. W tym celu należy wziąć pod uwagę podane przez Autorów czynniki naturalne, geomechaniczne i górnicze. Jako najważniejsze należy uznać: obecność uskoku na wybiegu wyrobiska i aktywność sejsmiczną, podzielność rdzeni wiertniczych RQD oraz sąsiedztwo wyrobisk eksploatacyjnych lub obecność krawędzi na wybiegu wyrobiska. Identyfikacja innych kluczowych czynników wpływających na efektywność projektowania wyrobisk wydatnie wpływa na ocenę możliwości utrzymania ich stateczności. Może okazać się, że w danym rejonie kopalni zaprojektowanie bezpiecznego wyrobiska, które będzie zachowywać swoją stateczność przez długi okres czasu jest w praktyce niemożliwe. W celu wstępnej oceny warunków, w jakich ma istnieć wyrobisko Autorzy artykułu proponują zastosować wskaźnik skuteczności projektowania wyrobisk. Wskaźnik ten opracowany został specjalnie dla wyrobisk korytarzowych kopalń węgla kamiennego, niemniej może zostać adoptowany do warunków innych kopalń. Ocena ww. warunków pozwala na przypisanie do wyrobiska jednego z sześciu stopni opisujących możliwość jego skutecznego zaprojektowania, co na tym etapie projektowania prac górniczych może skutkować zmianą jego wymiarów, usytuowania względem innych wyrobisk i krawędzi eksploatacyjnych lub nawet całkowitą zmianą jego lokalizacji. Podana w artykule procedura określania wskaźnika skuteczności projektowania wyrobisk może stać się praktycznym inżynierskim narzędziem do określania stateczności nowo projektowanych wyrobisk. Praca zrealizowana w ramach badań statutowych nr w AGH: 11.11.100.277/TM. Literatura 1. Canbulat I.: Roadway roof support design in critical areas at Anglo American Metallurgical Coal s underground operations. 2010 Underground Coal Operators Conference, University of Wollongong & the Australasian Institute of Mining and Metallurgy 2010, s. 50-72. 2. Feng X.T., Hudson J.A.: Rock engineering design. London: CRC Press, Taylor and Francis 2011, s. 468. 3. Guptaa S., Kumarb U.: An analytical hierarchy process (AHP)-guided decision model for underground mining method selection International Tablica 4. Skuteczność projektowania wyrobisk korytarzowych w kopalniach węgla kamiennego Table 4. Efficiency in designing a roadway support in hard coal mines Stopień Opis Wskaźnik N sp punkty I Bardzo sprzyjające warunki geologiczno-górnicze do projektowania 261-300 II Korzystne warunki geologiczno-górnicze do projektowania 221-260 III Średnie warunki geologiczno-górnicze do projektowania 181-220 IV Niekorzystne warunki geologiczno-górnicze do projektowania 141-180 V Bardzo niekorzystne (trudne) warunki projektowania bezpiecznego wyrobiska 101-141 VI Brak możliwości zaprojektowania statecznego wyrobiska 60-100
Nr 3 PRZEGLĄD GÓRNICZY 7 Journal of Mining, Reclamation and Environment, Vol. 26, Issue 4, 2012, s. 324-336, DOI: 10.1080/17480930.2011.622480. 4. Jamshidi M., Ataei M., Sereshki F., Jalali S. M. E.: The Application of AHP Approach to Selection of Optimum Underground Mining Method, Case Study: Jajarm Bauxite Mine (Iran). Archives of Mining Science, vol. 54, issue 1, 2009, s. 103-117. 5. Kidybiński A.: Geotechniczne aspekty adaptacji wyrobisk likwidowanych na podziemne magazyny gazu. Kwartalnik Górnictwo i Środowisko 2004, nr 2, s. 37-63. 6. Majcherczyk T., Małkowski P., Niedbalski Z.: Badania nowych rozwiązań technologicznych w celu rozrzedzania obudowy podporowej w wyrobiskach korytarzowych. Uczelniane Wydawnictwa AGH, Kraków 2008. 7. Majcherczyk T., Małkowski P., Niedbalski Z.: Ocena schematów obudowy i skuteczności projektowania wyrobisk korytarzowych w kopalniach węgla kamiennego. Wydawnictwa AGH, Kraków 2012. 8. Małkowski P., Majcherczyk T., Niedbalski Z.: Multi-criterion analysis of factors affecting maintenance of roadways. AGH Journal of Mining and Geoengineering, vol. 36, no 1, Kraków 2012, s. 243 252. 9. Niedbalski Z.: Prognoza utrzymania funkcjonalności wyrobisk korytarzowych w kopalniach węgla kamiennego. Wydawnictwa AGH, Kraków 2014. 10. Namin F.S., Shahriar K., Bascetin A., Ghodsypour S.H.: Practical applications from decision-making techniques for selection of suitable mining method in Iran. Mineral Resources Management, Vol. 25, Issue 3, 2009, s. 57-77. 11. Protosenya A.G., Trushko V.L.: Forecast of Excavation Stability in Weak Iron Ore in Terms of the Yakovlevsky Deposit. Journal of Mining Science, Vol. 49, No 4, 2013, s. 557 566. 12. Prusek S., Rotkegel M., Skrzyński K.: Proces projektowania obudowy wyrobisk korytarzowych z wykorzystaniem systemu CAD. Górnictwo i Geoinżynieria 2007, R. 31, z. 3/1, s. 485-496. 13. Saaty T.L.: The Analytic Hierarchy Process. McGraw Hill, New York1980, s. 287. 14. Wang T., Fan Q.: Optimization of soft rock engineering with particular reference to coal mining. International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences, vol. 37, 2000, s. 535-542. Zwiększajmy prenumeratę najstarszego czołowego miesięcznika Stowarzyszenia Inżynierów i Techników Górnictwa! Liczba zamawianych egzemplarzy określa zaangażowanie jednostki gospodarczej w procesie podnoszenia kwalifikacji swoich kadr!
8 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 UKD 622.333: 622.28: 622.528.48: 622.624.042 Przejawy ciśnienia eksploatacyjnego w chodnikach przyścianowych zlokalizowanych na głębokości około 1000 m badania dołowe Signs of exploitation pressure in gateroads located at the depth of ca. 1000 m - underground investigation dr inż. Zbigniew Lubosik* ) dr inż. Andrzej Walentek* ) Treść: Eksploatacja pokładów węgla kamiennego prowadzona jest w większości krajów europejskich na głębokościach dochodzących, a nawet przekraczających 1000 m. Wzrost głębokości powoduje określone utrudnienia w utrzymaniu stateczności wyrobisk górniczych. W artykule przedstawiono wybrane wyniki badań dołowych przeprowadzonych w czterech chodnikach przyścianowych znajdujących się w zasięgu oddziaływania ciśnienia eksploatacyjnego ścian zawałowych zlokalizowanych na głębokości około 1000 m. Badania dołowe swym zakresem obejmowały: ocenę wytrzymałości skał otaczających chodniki przyścianowe, określenie zasięgu strefy spękań wokół wyrobisk, pomiar konwergencji pionowej i poziomej chodników przyścianowych, pomiar rozwarstwienia skał stropowych, pomiar obciążenia obudowy łukowej wyrobiska oraz pomiar obciążenia obudowy kotwowej. Abstract: In most of the European countries, underground hard coal mining is carried out at depths reaching and even exceeding 1000 m. The increase in depth causes specific difficulties in maintaining the stability of workings. This paper presents selected results of underground tests carried out in four gateroads within the range of impact of exploitation pressure of longwall cavings located at the depth of ca. 1000 m. The measurements included: assessment of strength of rocks surrounding the gateroads, determination of the range of the fractured zone around workings, measurement of vertical and horizontal convergence of the gateroads, measurement of roof rocks strata displacement, measurement of load exerted on a standing support and measurement of load on rock bolt support. Słowa kluczowe: wyrobisko korytarzowe, strefa spękań, pomiary dołowe, obciążenie Key words: dog heading, fracture zone, underground measurements, load 1. Wstęp Podziemna eksploatacja pokładów węgla kamiennego prowadzona jest w większości krajów europejskich na głębokościach przekraczających 700 m. W Niemczech, w roku 2008, średnia głębokość eksploatacji wynosiła 1100 m, a ściany prowadzone były na głębokościach sięgających 1500 m [1]. Według danych z roku 2006, średnia głębokość, na której zlokalizowane były wyrobiska w kopalniach Wielkiej Brytanii, wyniosła około 850 m [2]. W polskich i czeskich kopalniach, w roku 2010, średnia głębokość eksploatacji wynosiła odpowiednio ok. 700 m i 900 m [7]. W tych krajach coraz częściej prowadzi się również wydobycie z pokładów zlokalizowanych * ) Główny Instytut Górnictwa w Katowicach na głębokościach większych od 1000 m. Wzrost głębokości powoduje określone utrudnienia w utrzymaniu stateczności wyrobisk górniczych. Przy głębokościach powyżej 1000 m obudowa poddawana jest znacznym obciążeniom, w tym również dynamicznym, które są rezultatem wstrząsów górotworu. Występowanie pogorszonych warunków utrzymania wyrobisk górniczych zlokalizowanych na znacznych głębokościach w kopalniach europejskich było przyczyną rozpoczęcia prac badawczych nad optymalnym typem obudowy. Prace te rozpoczęto w ramach projektu pt. Zaawansowane systemy obudowy górniczej dla poprawy kontroli górotworu w warunkach dużych naprężeń o akronimie AMSSTED. Projekt ten jest dofinansowany przez Europejski Fundusz Badawczy Węgla i Stali (ang. RFCS). W realizacji projektu biorą udział partnerzy z: Polski, Hiszpanii, Niemiec, Wielkiej
Nr 3 PRZEGLĄD GÓRNICZY 9 Brytanii, Francji i Czech. Ze strony polskiej badania w projekcie AMSSTED wykonywane są przez Główny Instytut Górnictwa (GIG) oraz Jastrzębską Spółkę Węglową (JSW), w której w wielu przypadkach prowadzi się eksploatację na głębokościach powyżej 1000 m. Ważnym etapem w realizacji projektu AMSSTED są badania dołowe, które realizowano w chodnikach przyścianowych. Badania te obejmowały: ocenę wytrzymałości skał otaczających wyrobisko, określenie zasięgu strefy spękań wokół wyrobiska, pomiar konwergencji pionowej i poziomej wyrobiska, pomiar rozwarstwienia skał stropowych, pomiar obciążenia obudowy łukowej wyrobiska, pomiar obciążenia obudowy kotwowej. W artykule przedstawiono wybrane wyniki badań dołowych wraz z ich analizą. Wyniki badań będą wykorzystywane w dalszych etapach realizacji projektu AMSSTED, czego rezultatem będzie opracowanie systemu obudowy dla wyrobisk zlokalizowanych na znacznych głębokościach. 2. Opis warunków geologiczno-górniczych w rejonie prowadzonych badań Zaprezentowane w artykule wyniki badań dołowych dotyczą czterech chodników przyścianowych, zlokalizowanych w czterech różnych kopalniach węgla kamiennego. Na potrzeby artykułu chodniki te oznaczono jako: chodnik A, chodnik B, chodnik C oraz chodnik D. Wszystkie badane chodniki stanowiły wyrobiska przyścianowe ścian prowadzonych z zawałem stropu, na wysokość od 1,6 do 3,4 m. Długość ścian wahała się w przedziale od 130 do 250 m, a nachylenie pokładów, w których prowadzono eksploatację wynosiło od 3 do 15. Chodniki były zlokalizowane na głębokości od 880 do 1090 m. Ważnym parametrem, decydującym o deformacji górotworu wokół chodników oraz wartości obciążenia obudowy, jest wytrzymałość na jednoosiowe ściskanie skał znajdujących się w otoczeniu danego wyrobiska. W analizowanych przypadkach średnie wartości wytrzymałości R c, uzyskane na podstawie badań penetrometrycznych kształtowały się odpowiednio: dla węgla od 9,3 do 22,1 MPa, dla skał stropowych od 26,8 do 49,6 MPa, a dla skał spągowych od 8,5 do 28,1 MPa. Wybrane wielkości opisujące warunki geologiczno-górnicze w rejonie prowadzonych badań przedstawiono w tablicy 1. Wszystkie wyrobiska znajdowały się w otoczeniu typowych dla Górnośląskiego Zagłębia Węglowego skał, takich jak: łupki ilaste, łupki piaszczyste oraz piaskowce. Na rysunku 1 zestawiono profile geologiczne przedstawiające układ poszczególnych warstw skalnych w otoczeniu każdego z badanych chodników przyścianowych. Tablica 1. Podstawowe dane geologiczno-górnicze charakteryzujące obszary, w których przeprowadzono badań dołowe Table 1. Basic geological, mining and technical data characteristic for the areas where underground investigations were carried out Nazwa chodnika Głębokość, m Wysokość ściany m Długość ściany m Nachylenie pokładu ( o ) Średnie wytrzymałość na ściskanie R c, MPa Strop pokładu Węgiel pokładu Spąg pokładu Chodnik A 960 3,4 130 9,0 46,6 10,0 28,1 Chodnik B 1090 1,6-2,5 210 3,0 29,6 16,9 11,3 Chodnik C 960 2,0 250 7,0 49,6 9,3 23,6 Chodnik D 880 1,7 205 15,0 26,8 22,1 8,5 Rys. 1. Profile geologiczne skał otaczających badane chodniki przyścianowe: a) chodnik A; b) chodnik B; c) chodnik C; d) chodnik D Fig. 1. Geological profiles of rocks surrounding longwall gateroads subject to investigation: a) gateroad A; b) gateroad B; c) gateroad C; d) gateroad D
10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 Tablica 2. Podstawowe parametry odrzwi obudowy wraz z dodatkowym wzmocnieniem stosowanym w badanych chodnikach przyścianowych Table 2. Basic parameters of set along with additional reinforcements applied in the gateroads subject to investigation. Nazwa chodnika Chodnik A Chodnik B Chodnik C Chodnik D Typ obudowy Gatunek stali ŁP10/V32 S480W ŁP10/V32 34GJ ŁP12/V32 S480W ŁP10/V29 S480W Wysokość/ Szerokość mm 3800 5500 3800 5500 4225 6100 3800 5500 Przekrój poprzeczny m 2 Rozstaw odrzwi m 17,7 0,75 17,7 0,75 21,9 0,75 17,7 1,00 Dodatkowe wzmocnienie odrzwi obudowy chodników przyścianowych stojaki stalowe cierne budowane w osi wyrobiska w odległości 10-20 m przed frontem ściany stojaki stalowe cierne budowane w osi wyrobiska w odległości 10-20 m przed frontem ściany stropnica stalowa wykonana z kształtownika V29 przykatwiana do stropu kotwą strunową o długości 6,0 m, co pole raz z prawej a raz z lewej strony w odległości 0,8 m od osi wyrobiska, stojaki stalowe cierne budowane w osi wyrobiska w odległości 10-20 m przed frontem ściany stropnica stalowa wykonana z kształtownika V29 przykatwiana do stropu kotwą strunową o długości 6,0 m, co pole raz z prawej a raz z lewej strony w odległości 0,8 m od osi wyrobiska, stojaki stalowe cierne budowane w osi wyrobiska w odległości 10-20 m przed frontem ściany Obudowę chodników przyścianowych stanowiły odrzwia łukowo-podatne ŁP wykonane z kształtownika V29 i V32 ze stali zwykłej lub o podwyższonych parametrach wytrzymałościowych. Dla poprawy stabilności odrzwi kopalnie stosowały odpowiednie wzmocnienie obudowy w postaci stojaków stalowych oraz kotwi strunowych (tablica 2). 3. Metodyka prowadzonych badania i wyniki pomiarów dołowych Pomiary deformacji górotworu wokół chodników przyścianowych oraz obciążenia stosowanych w nich obudów były prowadzone w specjalnie przygotowanych do tego celu bazach Rys. 2. Schemat i lokalizacja bazy pomiarowej w chodniku przyścianowym: 1) otwór o długości 10,0 m do badań penetrometrycznych oraz endoskopowych; 2) otwór o długości 3,0 m do badań penetrometrycznych oraz endoskopowych; 3) otwór o długości 5,0 m do badań penetrometrycznych oraz endoskopowych; 4) otwór o długości 10,0 m do badań endoskopowych; 5) kotew oprzyrządowana o długości 2,4 m; 6) rozwarstwieniomierz trójpoziomowy (10,0 m, 5,0 m oraz 2,0 m); 7) dynamometr hydrauliczny; 8) punkty odniesienia do pomiaru konwergencji pionowej i poziomej chodnika Fig 2. Diagram and location of measurement station in gateroad: 1) 10.0 m long borehole for penetrometer and borehole camera; 2) 3.0 m long borehole for penetrometer and borehole camera; 3) 5.0 m long borehole for penetrometer and borehole camera; 4) 10.0 m long borehole for borehole camera; 5) 2.4 m instrumented rockbolt; 6) three-position manual-reading telltale (10.0 m, 5.0 m and 2.0 m); 7) hydraulic dynamometer; 8) reference points to measure horizontal and vertical convergence of gateroads
Nr 3 PRZEGLĄD GÓRNICZY 11 pomiarowych. Bazy te były zakładane w odległości od 150 do 250 m przed frontem ściany. Schemat bazy pomiarowej oraz jej lokalizację przedstawiono na rysunku 2. W pierwszej kolejności w każdym z chodników wykonywano trzy otwory wiertnicze w stropie, spągu i ociosie wyrobiska o średnicy 95 mm i długościach: 10,0 m, 5,0 m i 3,0 m (rys. 2 - pozycja 1, 2 i 3) w celu przeprowadzenia badań penetrometrycznych. Na podstawie uzyskanych wyników badań określono wytrzymałość na ściskanie i rozciąganie skał występujących w otoczeniu wyrobisk przyścianowych będących przedmiotem badań. Po zakończeniu badań penetrometrycznych do otworów tych wprowadzano kamerę endoskopową w celu oceny spękań w górotworze otaczającym chodniki przyścianowe [6, 8]. Dla dokładnej oceny przebiegu (kształtu) tej strefy w stropie wyrobiska wykonano dodatkowe dwa otwory o średnicy 75 mm i długości około 10 m, odchylone w stosunku do osi wyrobiska pod kątem około 35 (rys. 2 4). Zakładano, że badania spękań górotworu będą prowadzone we wszystkich otworach wiertniczych, jednak z przyczyn technicznych nie zawsze było to możliwe. Wynikało to między innymi z faktu zalania wodą niektórych otworów spągowych lub w przypadku otworów ociosowych, utraty ich drożności. Pierwsze pomiary były realizowane w odległości około 250 m przed frontem eksploatacji, następne zaś w miarę zbliżania się frontu ściany. Kolejnym badanym parametrem w analizowanych wyrobiskach był pomiar obciążenia obudowy ŁP. W tym celu do badań wykorzystano cztery dynamometry hydrauliczne, które podłożone zostały pod łuki ociosowe dwóch sąsiednich odrzwi obudowy ŁP (rys. 2 - pozycja 7). Na jedne odrzwia przypadały dwa dynamometry hydrauliczne o zakresie pomiarowym od 0 do 600 kn każdy. W ten sposób możliwy był pomiar sił reakcji powstałych w wyniku obciążenia działającego ze strony górotworu na obudowę, zarówno po stronie ociosu ścianowego, jak i przeciwległego. Dla ułatwienia zbierania danych pomiarowych, we wszystkich bazach przyjęto ten sam układ oznaczenia dynamometrów. Na ociosie przyległym do ściany znajdowały się dynamometry o numerach 1 i 3 (rys. 4), natomiast na ociosie przeciwległym o numerach 2 i 4 (rys. 4). Podczas badań dołowych, w każdej bazie pomiarowej w pułapie chodników przyścianowych zastosowano także, dwie oprzyrządowane kotwie stalowe (rys. 2 - pozycja 5) o długości 2,4 m i średnicy 22 mm. Kotew oprzyrządowana jest przyrządem przeznaczonym do pomiaru sił osiowych w kotwi, powstałych w wyniku oddziaływania górotworu. Kotew tego typu zbudowana jest w oparciu o standardową kotew stalową o nośności 180 kn, na której naklejone zostały czujniki tensometryczne. Typowa konstrukcja wyposażona jest w 9 par tensometrów naklejonych przeciwlegle do siebie w równych odległościach, w rowkach wykonanych na całej długości kotwi [4, 9]. Tensometry przyklejane są do kotwi za pomocą specjalnych klejów, a do zabezpieczenia ich przed wilgocią całość powlekana jest masą akrylową. Wszystkie tensometry połączone są za pomocą przewodów z szeregowym złączem typu RS-232 DB25 umieszczonym na końcu kotwi. Złącze to umożliwia transmisje danych pochodzących z tensometrów do przenośnego czytnika lub zdalnego systemu monitoringu. W przypadku niniejszych badań do odczytu kotwi zastosowano STRAIN-GAUGE METER &LOGGER TYPE SM02. Pomiary wykonywane były kilkukrotnie wraz z zbliżającym się czołem ściany. Dla rozszerzenia pomiarów dołowych związanych z oceną jakości skał zalegających w pułapie chodników przyścianowych, w każdej bazie pomiarowej zainstalowano rozwarstwieniomierze trójpoziomowe typu Telltale (rys. 2 - pozycja 6) [3]. Kotwiczki stabilizujące linki pomiarowe zabudowano w skałach stropowych na trzech wysokościach: 2,0 m, 5,0 m oraz 10,0 m. Takie rozmieszczenie kotwiczek pozwala określić w jakiej odległości od pułapu chodnika dochodzi do największych rozwarstwień stropu podczas zbliżającego się frontu ściany. Wyniki te nie mówią nam jednak o ilości powstałych spękań, a jednie o sumarycznym ich rozwarstwieniu, stąd też stanowią one znakomite uzupełnienie stosowanych badań endoskopowych. W chodnikach prowadzono również pomiary zmian wysokości oraz szerokości wyrobisk (rys. 2 - pozycja 8). Celem tych badań było określenie wpływu zbliżającego się frontu ściany na wielkość deformacji wyrobisk przyścianowych zlokalizowanych na dużej głębokości. Zgodnie z stosowaną w GIG metodyką badań [6], zainstalowano pomiędzy odrzwiami obudowy ŁP w stropie, spągu oraz ociosach chodnika repery pomiarowe (kotwie o długości 0,5 m). Repery te podczas pomiarów stanowiły stałe punkty odniesienia, co pozwalało na monitorowanie gabarytów wyrobiska zawsze w tej samej płaszczyźnie. Odległości pomiędzy poszczególnymi reperami (strop-spąg, ocios-ocios) mierzone były za pomocą przenośnych dalmierzy laserowych. Wszystkie opisane badania w chodnikach przyścianowych odbywały się cyklicznie w przyjętych odstępach czasowych, uzależnionych od dobowego postępu frontu ścian. Pełne cykle pomiarowe w poszczególnych chodnikach przeprowadzono w następujących odległościach przed frontem ścian: 220 m, 184 m, 90 m, 53 m i 12 m chodnik A, 148 m, 100 m, 48 m i 17 m chodnik B, 200 m, 150 m, 45 m i 17 m chodnik C, 154 m, 96 m, 30 m i 10 m chodnik D. Rezultaty przeprowadonych badań dołowych w analizowanych chodnikach przyścianowych przedstawiono w postaci wykresów obrazujących: zmianę wysokości i szerokości chodnika (rys. 3), obciążenie odrzwi obudowy ŁP (rys. 4), rozkład sił osiowych w kotwi oprzyrządowanej (rys. 5), wartości rozwarstwienia skał stropowych (rys. 6). Ponadto, na rysunku 7 przedstawiono wyniki badań endoskopowych, na podstawie których określono zasięg strefy spękań górotworu wokół chodników przyścianowych. Również w tym przypadku ze względu na obszerność sposobu prezentacji wyników, w artykule przedstawiono jedynie rezultaty badań dla stanu początkowego, wykonane podczas pierwszego pomiaru dołowego w odległości około 154-250 m przed frontem ściany, oraz stanu końcowego w odległości około 12-17 m przed czołem ściany. 4. Analiza wyników badań dołowych Zaprezentowane w artykule rezultaty badań dołowych (rys. 3-7), świadczą o zróżnicowaniu wielkości deformacji górotworu i obciążeniu obudowy w czterech chodnikach przyścianowych zlokalizowanych na głębokości około 1000 m. Wpływ na to mają między innymi: rodzaj oraz układ warstw skalnych otaczających wyrobiska, parametry wytrzymałościowe skał, wielkość przekroju poprzecznego chodników, rodzaj stosowanej w chodnikach obudowy, wysokości prowadzenia ściany i jej dobowego postępu. Pierwsze różnice widoczne są w wynikach pomiarów konwergencji pionowej i poziomej w poszczególnych chodnikach (rys. 3). Wpływ zbliżającego się frontu ściany spowodował, że wartość konwergencji pionowej w chodniku A wynosiła 253 mm, w chodniku B około 783 mm, natomiast w chodnikach C i D, po uwzględnieniu wykonanej przybierki spągu wartości konwergencji pionowej wynosiły odpowiednio 732 mm oraz 2154 mm. W przypadku konwergencji poziomej
12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 Rys. 3. Wyniki pomiarów zmian wysokości i szerokości chodników przyścianowych w zależnosci od odlełgości frontu ściany: a) chodnik A; b) chodnik B; c) chodnik C; d) chodnik D Fig. 3. Results of measurements of changes in height and width of gateroads depending on the distance of the longwall face: a) gateroad A; b) gateroad B; c) gateroad C; d) gateroad D Rys. 4. Wyniki pomiarów obciążenia odrzwi obudowy chodników przyścianowych w zależnosci od odlełgości frontu ściany: a) chodnik A; b) chodnik B; c) chodnik C; d) chodnik D Fig. 4. Results of measurements of load exerted on the set of LP support of gateroads depending on the distance of the longwall face: a) gateroad A; b) gateroad B; c) gateroad C; d) gateroad D
Nr 3 PRZEGLĄD GÓRNICZY 13 Rys. 5. Wyniki pomiarów sił osiowych w kotwiach oprzyrządowanych w zależnosci od odlełgości frontu ściany: a) chodnik A; b) chodnik B; c) chodnik C; d) chodnik D Fig. 5. Results of measurements of axial force in instrumented rockbolts for gateroads depending on the distance of the longwall face: a) gateroad A; b) gateroad B; c) gateroad C; d) gateroad D Rys. 6. Wyniki pomiarów rozwarstwienia skał zalegających w pułapie chodników w zależnosci od odlełgości frontu ściany: a) chodnik A; b) chodnik B; c) chodnik C; d) chodnik D Fig. 6. Results of measurements of deformation profile of the roof strata in gateroads depending on the distance of the longwall face: a) gateroad A; b) gateroad B; c) gateroad C; d) gateroad D
14 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 Rys. 7. Wyniki pomiarów zasięgu strefy spękań skał wokół chodników przyścianowych a), b) chodnik A; c), d) chodnik B; e), f) chodnik C; g), h) chodnik D Fig. 7. Results of measurements of range of fracture zone of rocks surrounding the gateroads: a), b) gateroad A; c), d) gateroad B; e), f) gateroad C, g), h) gateroad D
Nr 3 PRZEGLĄD GÓRNICZY 15 wartości te wynosiły odpowiednio: 250 mm, 464 mm, 271 mm oraz 2126 mm. Badania dołowe wykazały, że decydujący udział w pionowej konwergencji chodników przyścianowych miało zjawisko wypiętrzenia skał spągowych. Stwierdzono, że wypiętrzanie skał spągowych w tych chodnikach, w trakcie prowadzonych badań stanowiło od 70 do 90% całkowitej wartości konwergencji pionowej. Fakt ten potwierdzają między innymi zarejestrowane wskazania rozwarstwieniomierzy trójpoziomowych Telltale (rys. 6). Maksymalne wartości rozwarstwień w dziesięciometrowych pakietach skał stropowych wynosiły od 27 do 74 mm. Bardzo istotne dla oceny wielkości przekroju poprzecznego chodnika w rejonie czoła ściany jest odniesienie wartości pierwszego pomiaru (wykonanego w trakcie zakładania bazy pomiarowej) do początkowych wymiarów chodnika, czyli w chwili jego drążenia (tablica 2). W przypadku chodnika A początkowa różnica wysokości wyrobiska wynosiła 262 mm, w chodniku B niespełna 10 mm, chodniku C wartości te dochodziły do 1265 mm, natomiast w chodniku D 246 mm Różnice zaobserwowano również w szerokościach chodników, które wynosiły odpowiednio: 250 mm, 5,0 mm, 779 mm oraz 1074 mm. Wyniki te wskazują, że połowa całkowitej konwergencji pionowej w chodnikach A i C nastąpiła jeszcze przed wpływem eksploatacji ścianowej. Na podstawie powyższych wyników pomiarów deformacji chodników przyścianowych, dla każdego z nich obliczono minimalną wartość pola przekroju porzecznego w rejonie skrzyżowania ściany z chodnikiem. Ma to istotne znaczenie przy projektowaniu przewietrzania całego rejonu ściany, zwłaszcza w przypadku prowadzenia eksploatacji w pokładach o dużym zagrożeniu metanowym. Obliczono, że w chodniku A minimalny przekrój poprzeczny wynosił 14,2 m 2 (zmniejszenie o 20%), w chodniku B 13,3 m 2 (zmniejszenie o 25%), natomiast w chodnikach C oraz D po uwzględnieniu przybierki spągu odpowiednio 14,3 m 2 (zmniejszenie o 35%) oraz 4,4 m 2 (zmniejszenie o 75%). W przypadku gdyby w chodnikach C i D nie wykonano przybierki spągu, wówczas pola przekroju wynosiłyby odpowiednio 8,4 m 2 (zmniejszenie o 62%) oraz 2,8 m 2 (zmniejszenie o 84%). Sytuacja ta mogłaby spowodować istotne utrudnienia w prawidłowym przewietrzaniu całego rejonu ściany. Analiza wyników pomiarów obciążenia obudowy ŁP przeprowadzonych za pomocą dynamometrów hydraulicznych, wskazuje, że pierwsze wpływy ciśnienia eksploatacyjnego zauważalne są już w odległości około 200 m przed frontem ściany (rys. 4 a c). Od tej odległości następuje systematyczny wzrost obciążenia. Całkowite maksymalne obciążenie pojedynczych odrzwi ŁP, budowanych w rozstawie 0,75 m wynosiło dla: chodnika A 244 kn, chodnika B 160 kn, chodnika C 470 kn oraz chodnika D 270 kn. Wartości te nie przekraczały dopuszczalnych maksymalnych nośności odrzwi zastosowanych w tych chodnikach, które wynosiły 460 kn/m dla obudowy ŁP10 oraz 520 kn/m dla obudowy ŁP12. Ponadto, na podstawie zmierzonych wartości obciążenia odrzwi, można stwierdzić, że w każdym z badanych chodników przyścianowych obudowa obciążana była w sposób asymetryczny. Generalnie większe wartości obciążenia występowały po stronie ociosu ścianowego, a niższe na ociosie przeciwległym. W wyrobiskach badano również obciążenia oprzyrządowanych kotwi stalowych wyposażonych w tensometry. Na rysunku 5 przedstawiono wyniki pomiarów rozkładu sił osiowych na długości kotwi w zależności od położenia frontu ściany. W trzech przypadkach maksymalne wartości sił osiowych przekroczyły dopuszczalną, podaną przez producenta, nośność kotwi oprzyrządowanej równą 180 kn. Wartości te w chodnikach A, B, C wynosiły odpowiednio: 240 kn, 248 kn oraz 200 kn. W przypadku chodnika D wartość siły osiowej była minimalnie niższa od dopuszczalnej nośności i wynosiła 177 kn. Wszystkie zarejestrowane wartości obciążenia w kotwiach stanowiły siły rozciągające. Badania wykazały, że największe zmiany odkształceń zarejestrowały tensometry położone na długościach kotwi pomiędzy 1,2 a 1,8 m. Ponadto, istotny przyrost wartości sił osiowych w kotwiach odnotowano, gdy front ściany znajdował się w odległości około 50 m. Wpływ na uzyskanie tak dużych sił osiowych w kotwiach miało zjawisko powstawania spękań i szczelin w skałach stropowych (rys. 7) oraz ich rozwarstwienie w wyniku oddziaływania zbliżającego się frontu ściany (rys. 6). To właśnie na wysokości do 2,4 m nad chodnikiem we wszystkich przypadkach występowały największe przyrosty liczby spękań skał stropowych oraz zmiany wartości rozwarstwienia. Dla przykładu w chodniku B podczas zakładania bazy pomiarowej w pierwszym pomiarze do wysokości 2,4 m stwierdzono 5 spękań, natomiast w odległości 17 m przed frontem ściany liczba spękań wzrosła do 17 (rys. 7d). Wartość rozwarstwienia tego pakietu skał wynosiła 21 mm (rys. 6b). Zestawiając ze sobą wyniki badań endoskopowych oraz rozwarstwień skał stropowych, zauważono że największe sumaryczne rozwarstwienia skał do wysokości 10 m uzyskano przy najmniejszej liczbie spękań w chodniku A (rys. 6a, 7b), natomiast najmniejsze rozwarstwienia w chodniku D (rys. 6d, 7h). Świadczy to, że spękania nad chodnikiem A, w przeciwieństwie do spękań powstałych nad chodnikiem D, miały tendencje do dużego rozwierania się. Wyniki badań endoskopowych (rys. 7) w tych wyrobiskach wykazały, że wpływ eksploatacji ścianowej na dużych głębokościach nie powodował znacznego wzrostu zasięgu strefy spękań, a jedynie wzrost liczby spękań i ich sumarycznego rozwarstwienia. W trzech chodnikach nie zarejestrowano zmian w zakresie maksymalnych zasięgów strefy spękań skał stropowych pomiędzy pierwszym a ostatnim pomiarem i wynosiły one odpowiednio: 1,7 m, 9,4 m oraz 8,6 m. Jedynie nad chodnikiem D zasięg strefy spękań skał zalegających w pułapie wyrobiska zwiększył się z 5,2 do 9,4 m. We wszystkich przypadkach zaobserwowano wzrost liczby spękań skał zalegających nad wyrobiskami: chodnik A z 5 do 7, chodnik B z 10 do 32, chodnik C z 11 do 30 oraz chodnik D z 7 do 15. Taka sytuacja ma istotne znaczenie, zwłaszcza w przypadku stosowania obudowy kotwowej. 5. Podsumowanie Kraje europejskie coraz częściej prowadzą podziemną eksploatację pokładów węgla kamiennego na głębokościach większych od 1000 m. Taka sytuacja powoduje, że w wyrobiskach górniczych często występują znaczne wartości konwergencji pionowej oraz poziomej, spowodowane oddziaływaniem na obudowę znacznych obciążeń. Artykuł przedstawia wyniki pomiarów dołowych w zakresie deformacji górotworu i obciążenia obudowy czterech chodników przyścianowych zlokalizowanych na dużych głębokościach, wynoszących około 1000 m. Wyniki wskazują na wpływ oddziaływania ciśnienia eksploatacyjnego na wartość konwergencji wyrobiska, liczbę spękań górotworu oraz obciążenia obudowy łukowej i kotwowej stosowanej w chodnikach przyścianowych. Badania te wykazały, że w przypadku chodników przyścianowych zlokalizowanych na głębokości około 1000 m obserwuje się znaczne ruchy skał spągowych oraz skał zalegających w ociosach wyrobiska, zwłaszcza w przypadku skał o niskich parametrach wytrzymałościowych. Wpływ ciśnienia eksploatacyjnego zaczynał uwidaczniać się w tych