Szczegółowy tok obliczeń projektowych.

1. Obliczanie obciążeń obudowy szybu.

Obciążenia należy przeprowadzić zgodnie z PN-G-05016 i zestawić w tabeli.

Kolumny 1-8 należy wypełnić zamieszczając w nich dane wyjściowe do projektu.

Kolumnę 9 należy wypełnić tylko dla warstw zawodnionych (w przypadku warstw niezawodnionych należy postawić kreskę) obliczając wg wzoru:

γ_i^*(n)=(γ_si⁽ⁿ⁾-γ_w) (1-n_si)

w którym:

γ_i^*(n) -charakterystyczna wartość ciężaru objętościowego skały w i-tej warstwie z uwzględnieniem siły wyporu wody,MN/m³,

γ_si⁽ⁿ⁾ -charakterystyczna wartość ciężaru właściwego szkieletu mineralnego skały w i-tej warstwie,MN/m³,

γ_w -ciężar właściwy wody,MN/m³, (γ_w=0,0098 MN/m³),

n_si -porowatość skały w i-tej warstwie.

Kolumny 10 i 11 dotyczą jedynie stropu poziomów wodonośnych o ciśnieniu piezometrycznym: w kolumnie 10 umieszcza się wysokość słupa wody H_w w otworze badawczym ponad strop poziomu wodonośnego , a w kolumnie 11- wartość iloczynu γ_wH_w.

W przypadku poziomu wodonośnego o zwierciadle swobodnym należy przyjąć:H_w=γ_wH_w=0.Wartość H_w należy ustalać , uwzględniając ewentualny spadek ciśnienia wody na skutek drenażu lub uszczelniania górotworu .

W kolumnie 12 należy umieścić wartość iloczynu częściowego γ_ni⁽ⁿ⁾h_i , przy czym γ_ni⁽ⁿ⁾ wg kol. 8,

h_i - wg kol. 5.

Kolumnę 13 należy wypełnić dla warstw zawodnionych, umieszczając w niej wartość iloczynu γ_i^*(n)h_i ,przy czym γ_i^*(n) - wg kol. 9, h_i wg kolumny 5.W przypadku warstw niezawodnionych umieścić kreskę.

W kolumnie 14 należy umieścić sumy iloczynów częściowych γ_ni⁽ⁿ⁾h_i (kol. 12): w górnym wierszu -do stropu warstwy, w dolnym wierszu - do spągu warstwy.

Kolumnę 15 należy wypełnić tylko dla warstw zawodnionych. W przypadku gdy w warstwie znajduje się strop poziomu wodonośnego, w górnym wierszu kolumny należy umieścić liczbę z górnego wiersza kol. 14 (dla tej samej warstwy), pomniejszoną o wartość γ_wH_w (z kol. 11). W przypadku gdy strop poziomu wodonosnego znajduje się powyżej warstwy , w górnym wierszu należy umieścić liczbę z dolnego wiersza kol. 15 dla poprzedniej warstwy. W dolnym wierszu należy umieścić liczbę będącą suma liczby z górnego wiersza i wartości γ_i^*(n)h_i (z kol. 13).

W kolumnie 16 należy wpisać iloraz sumy δ_zγ iloczynów częściowych (kol. 14) w spągu warstwy przez głębokość spągu warstwy (kol. 4).

Kolumny 17 i18 zawierają liczby z arkusza danych.

Wartość obliczeniową efektywnego kąta tarcia wewnętrznego (kol. 19) należy obliczyć wg wzoru:

Φ^'(r)=0,8Φ^'(n)

przy czym Φ^'(n) - wg kol.18. Obliczenia należy prowadzić tylko dla skał zwięzłych.

Wartość współczynnika Poissona (kol.20) należy wpisać wg arkusza danych (w przypadku braku danych - dać kreskę).

Wartość współczynnika n _v (kol. 21)należy obliczać wg wzorów:

dla v = : n _v=1,0

dla v = : n­ _v=

przy czym v - wg kol.20 (w przypadku braku danych dać kreskę).Obliczenia należy prowadzić tylko dla gruntów nieskalistych (skał luźnych).

Wartości charakterystyczne wytrzymałości skały na ściskanie R_cs⁽ⁿ⁾ (kol.22) i rozciąganie R_rs⁽ⁿ⁾ (kol.23) należy wpisać wg arkusza danych, w przypadku braku danych należy umieścić kreskę.

Wartość współczynnika strukturalnego osłabienia skał w górotworze k_k (kol.24) należy przyjmować w zależności od grubości warstwy:

• dla grubości warstwy mniejszej niż 0,8m, k_k=0,3,

• dla grubości warstwy powyżej 0,8do 1,3m, k_k=0,7,

• dla grubości warstwy powyżej 1,3m. k_k=1,0.

W przypadku skał bardzo spękanych (wg PN-86/B-02480) podane wyżej wartości należy zmniejszyć o 50%, w strefach starych zrobów (strefa pełnego zawału) i strefach zaburzeń tektonicznych należy

przyjmować k_k=0.

Wartość współczynnika koncentracji naprężeń w górotworze k_p (kol.28) należy obliczać wg wzoru:

k_p=k_p1 k_p2 k_p3

Wartość współczynnika k_p1 (kol.25) należy przyjmować:

-w przypadku głębienia szybu z użyciem materiałów wybuchowych k_p1=3,0.

-w przypadku urabiania ociosów metodą kombajnową (nie dotyczy szybów wierconych z użyciem płuczki wiertniczej)lub ręczną k­_p1=2,0.

Wartość współczynnika k_p2 (kol.26)należy przyjmować:

-dla przekrojów szybu w odległości mniejszej niż 2D (D-średnica nominalna szybu) od stropu najbliższego wlotu lub w odległości mniejszej niż D od spągu najbliższego wlotu k_p2=1,5.

-dla pozostałych odcinków szybu k_p2=1,0.

Wartość współczynnika k_p3(kol.27) należy przyjmować:

-w przypadku warstw słabych o łącznej grubości h do 1,5 D zalegających między dwoma warstwami położonymi na głębokości mniejszej od krytycznej (H<H_kr) w zależności od stosunku grubości warstw h do średnicy nominalnej szybu D - wg tab.1,

-gdy nie zachodzi ww. przypadek k_p

Wartość współczynnika k_p3

TABELA nr1.

h/D	kp3
do 0,1	0,50
powyżej 0,1 do 0,2	0,55
powyżej 0,2 do 0,3	0,60
powyżej 0,3 do 0,4	0,65
powyżej 0,4 do 0,6	0,70
powyżej 0,6 do 0,8	0,75
powyżej 0,8 do 1,5	0,80

Głębokość krytyczną H_kr (kol.29) należy obliczać wg wzorów:

-dla skał zwięzłych

H_kr=

-dla skał luźnych

H_kr=

w których:

- R_cs⁽ⁿ⁾ -wg kol.22.

- γ_śr⁽ⁿ⁾ -wg kol.16.

- k_k -wg kol.24.

- k_p -wg kol.28.

- c^,(n) -wg kol.17.

- Ф^'(n) -wg kol.18.

^- n_v -wg kol.21.

Wartość współczynnika obciążenia n_w dla ciśnienia wody (kol.30) należy przyjmować:

-w przypadku całkowitego uszczelnienia górotworu i zamknięcia poziomu wodonośnego n_w=0,1.

-w przypadku ujęcia wody lub pełnego drenażu poziomu wodonośnego n_w=0,1-0,2.

-w przypadku stosowania obudowy betonowej w warstwach wodonośnych o współczynniku filtracji nie większym od współczynnika filtracji obudowy n_w=0,2.

-w przypadku niekontrolowanego rozmrażania szybu głębionego z użyciem metody zamrażania

górotworu n_w=1,1.

-w pozostałych przypadkach n_w=1,0.

Wysokość słupa wody h_w (kol.31) należy przyjąć wg arkusza danych, wpisując w wierszu górnym dla stropu warstwy, w wierszu dolnym -dla spągu warstwy. Wysokości słupa wody h_w nie uwzględniają korekty współczynnikiem n_w.

Ciężar właściwy wody γ_w=0,0098 MN/m³ (kol.32).

Wartość obciążenia obliczeniowego pochodzącego od ciśnienia wody p^w (kol.32)należy określać wg wzoru:

p^w=n_wγ_wh_w

w którym:

-n_w - wg kol.30

_-γ_w - wg kol.32

-h_w - wg kol.31

przy czym w górnym wierszu należy wpisać wartość dla stropu warstwy, w dolnym -dla spągu warstwy.

W przypadku warstwy niezawodnionej w kolumnach 30-33 należy wpisać kreskę.

Jeżeli w warstwie jest spełniona nierówność:

H<H_kr

przy czym:

H -głębokość warstwy (kol.3i4),m

H_kr -głębokość krytyczna (kol.29),m,

należy przyjąć

p^s=0

i wartość tę wpisać w kol.51, wpisując jednocześnie kreski w kol.34-50.

Wartość współczynnika obciążenia n dla nacisku górotworu (kol.37)należy określać wg wzoru:

n=n₁n₂n₃

Wartość współczynnika n₁ (kol.34) należy przyjmować :

-w przypadku, gdy przekrój szybu znajduje się w odległości mniejszej niż 2D od stropu najbliższego wlotu lub w odległości mniejszej niż D od spągu najbliższego wlotu n₁=1,5.

-w przypadku gdy przekrój szybu znajduje się poza ww. odcinkiem szybu n₁=1,0.

Wartość współczynnika n₂ (kol.35) należy przyjmować:

-dla kąta upadu warstw mniejszego niż 30º n₂=1,0.

-dla kąta upadu warstw nie mniejszego niż 30º n₂=1,25.

Wartość współczynnika n₃(kol.36) należy obliczać wg wzoru:

n₃=

w którym D- średnica nominalna szybu.

W przypadku, gdy przekrój szybu znajduje się w skałach nie należących do gruntów skalistych

wg PN-86/B-02480 lub do gruntów nieskalistych mineralnych drobnoziarnistych spoistych (z wyłączeniem mało spoistych ) wg PN-86/B-02480,należy przyjmować n=n₂ i w kolumnie 34 oraz 36 umieścić kreski. Praktycznie przypadek ten zachodzi w gruntach nasypowych, piaskach, pospółkach itp.

Metodę I (kol.38-40) obliczania obciążenia obliczeniowego od nacisku górotworu stosuje się tylko w skałach o R_cs⁽ⁿ⁾ >0 , znajdujących się poniżej głębokości krytycznej (H>H_kr); w pozostałych przypadkach należy w kolumnach 38-40 wpisać kreski. Wartość pozornego kąta tarcia wewnętrznego φ (kol.38) należy obliczać wg wzoru:

φ=arc tg(

przy czym:

R_cs⁽ⁿ⁾ - wg kol.22

Wartość współczynnika poziomego rozpierania A (kol.39) należy obliczać wg wzoru:

A=tg²(45º-

Wartość obciążenia p₁^s (kol.40) należy obliczać wg wzorów:

-w skałach niezawodnionych

p₁^s=nδ_zγA

-w skałach zawodnionych

p₁^s=nδ^'zγA

przy czym:

n - wg kol.37,

A - wg kol.39,

δ_zγ - wg kol.14

δ^'_zγ - wg kol.15

Obliczenia należy przeprowadzić dla stropu i spągu, wpisując obydwie wartości.

Metodę II(kol.41,42) obliczania obciążenia obliczeniowego od nacisku górotworu można stosować w skałach, w których Φ^'(n) ≥ φ; w pozostałych przypadkach oraz dla skał znajdujących się powyżej głębokości krytycznej

(H<H_kr) należy w kolumnach 41 i 42 wpisać kreski.

Współczynnik poziomego rozpierania A^* należy obliczać wg wzoru:

A^*=tg²(45^º -

przy czym Φ^'(n) - wg kol.18.

Wartość obciążenia p₂^s (kol.42) należy obliczać wg wzoru:

w skałach niezawodnionych

p₂^s=nγ_śr⁽ⁿ⁾(H-H_kr)A*

w skałach zawodnionych

p₂^s=n(δ^'_zγ-γ_śr⁽ⁿ⁾H_kr)A*

przy czym:

n -wg kol.37

γ_śr⁽ⁿ⁾ -wg kol.16

H_kr -wg kol.29

δ^'_zγ -wg kol.15

A* -wg kol.41

H - głębokość (kol.3 i 4)

Obliczenia należy przeprowadzić dla stropu i spągu warstwy, wpisując w kolumnę 42 obydwie wartości.

Metodę III (kol.43-50) obliczania obciążenia obliczeniowego od nacisku górotworu można stosować, gdy spełnione są następujące warunki:

a) w skałach niezawodnionych

odcinek szybu jest położony poniżej głębokości granicznej (H > H_gr),

część profilu górotworu, w którym jest projektowany odcinek szybu, jest zaliczona do I lub II stopnia zagrożenia wodnego,

stosunek wytrzymałości na ściskanie do wytrzymałości na rozciąganie spełnia warunek

R_cs⁽ⁿ⁾

R_cs⁽ⁿ⁾

b) w skałach zawodnionych wymaga się spełnienia warunków jak dla skał niezawodnionych oraz dodatkowo odporności skały na działanie wody A wg skali Skutty lub r=1 wg GIG.

Gdy warstwa górotworu nie spełnia tych warunków (np. gdy R_cs⁽ⁿ⁾=0 lub H<H_kr) w kolumnach 43-50 należy umieścić kreski.

Głębokość graniczną H_gr należy obliczać wg wzoru:

H_gr=H_kr+55tg(45º+

przy czym:

H_kr - wg kol.29,

Φ^'(r) -wg kol.19 .

Kategorię zagrożenia wodnego (kol.44) oraz odporność na działanie wody wg skali Skutty (kol.45)należy wpisać na podstawie arkusza danych .

W kolumnie 46 należy wpisać wartość R_cs⁽ⁿ⁾/R_rs⁽ⁿ⁾.

W przypadku, gdy v ≤ 1/3 obliczamy wartość wrażenia [(1-v)/v(1+v)]² i wpisujemy ją w kol.47, a w kol.48 kreskę.

W przypadku, gdy v ≥ 1/3 obliczamy wartość wyrażenia [2/(1+v)]² i wpisujemy ją w kol.48, a w kol.47 kreskę

Następnie badamy spełnienie nierówności (R_cs⁽ⁿ⁾/R_rs⁽ⁿ⁾ )>[(1-v)/v(1+v)]² dla v ≤ 1/3 i (R_cs⁽ⁿ⁾/R_rs⁽ⁿ⁾) > [2/(1+v)]² dla v ≥ 1/3. W przypadku spełnienia obliczamy wartość p₃^s (kol.49) wg wzoru:

p₃^s= n55γ_śr⁽ⁿ⁾tg(45º-

w którym:

n - wg kol.37,

γ_śr⁽ⁿ⁾ -wg kol.16,

Φ^'(r) - wg kol.19.

W przypadku niespełnienia ww. nierówności w kolumnie 49 umieszczamy kreskę.

W przypadku, gdy głębokość warstwy H ≥ 800m, powiększamy wartość p₃^s (kol.49) o 10% i wpisujemy w kol.50; gdy H < 800m, w kol.50 wpisujemy wartość z kol.49.

W kol.51 wpisujemy najmniejszą wartość z kolumn 40, 42 i 50 -odpowiednio w stropie i spągu warstwy. W przypadku, gdy w kolumnach 40, 42 i 50 występują tylko kreski w kolumnie 51 wpisujemy wartość “0,0000”.

W kol.52 wpisujemy sumę wartości p^w (kol.33) i p^s (kol.51) - odpowiednio w stropie i spągu warstwy.

Kolumny 53 i 54 należy wykorzystać w przypadku, gdy skała występuje w stanie kurzawkowym. Wówczas obciążenie obudowy (kol.54) można obliczyć wg wzoru:

p=γ_nk⁽ⁿ⁾H

w którym:

-γ_nk⁽ⁿ⁾ -charakterystyczna wartość ciężaru objętościowego kurzawki, MN/m³, (γ_nk⁽ⁿ⁾ =0,0127-0,0147 MN/m³),

-H - głębokość m.

W kol.55 należy umieszczać uwagi uzasadniające przyjęcie określonych wartości współczynników, np. strefa podszybia (uzasadnienie przyjęcia k_p2=n₁=1,5), zastosowanie drenażu górotworu poza obudową (uzasadnienie przyjęcia n_w=0,2).

Projekt głębienia szybu metodą zwykłą

Szyb o średnicy nominalnej

D = 6,5 [m]

Nr Warstwy	Rodzaj skały	Grub. Warstwy hi [m]	Cięż. właść. szkiel. miner. γsi^(n) [MN/m^3]	Cięż. objętośc. skały γni^(n) [MN/m^3]	Poro- watość skały ni	Kąt tarcia wewn. Φ^'(n) [...˚]	Wytrzym. na ścisk. Rcs^(n) [MPa]	Kąt upadu [...˚]
1	Piaski różnoziarniste	20,80	0,0265	0,0200	40,80	35,80		10,80
2	Ił pylasty niezawodniony	10,80	0,0270	0,0170	50,80	20,80		32,80
3	Piaski różnoziarniste zawodnione	20,80	0,0265	0,0200	40,80	35,80		32,80
4	Ił pylasty zawodniony z laminami pyłu	100,80	0,0270	0,0170	50,80	20,80		32,80
5	Piaskowiec średnioziarnisty zawodniony	100,80	0,0265	0,0250	10,80		28,00	35,80
6	Mułkowiec	50,80	—	0,0250			38,00	35,80
7	Węgiel	1,00	—	0,0130		24,00	10,80	35,80
8	Piaskowiec drobnoziarnisty niezawodniony	100,80	—	0,0250			48,00	35,80

W profilu warstw zalegają dwa poziomy wodonośne :

o wodach swobodnych od głębokości 10,80m do spągu pierwszej warstwy,

o wodach naporowych w warstwie trzeciej, czwartej i piątej o zwierciadle ustalonym na głębokości 25m.

Projektowana technologia głębienia:

w warstwach nadkładowych - z zastosowaniem metody zamrażania górotworu i obudowy wodo szczelnej,

w warstwach karbońskich - metodą zwykłą z zastosowaniem obudowy betonowej

Przewidywany dopływ wody do szybu w warstwach karbońskich:

-q=0,14 [m³/min].

W szybie przewiduje się wlot do podszybia na głębokości od 366,80m (strop wlotu ) do374,30m(spąg wlotu).

Zbrojenie będzie mocowane do obudowy przy użyciu kotwienia

Lp.	Skała	Głębokość [ m ]		Grubość warstwy hi [m]	Ciężar wła- ściwy szkieletu min. skały γsi^(n) [MN/m^3]	Porowatość ni	Naturalny ciężar objętościowy skały γni^(n) [MN/m^3]	Ciężar objętościowy z uwzgl. siły wyporu wody γi^*(n) [MN/m^3]	Ciśnienie piezometryczne w stropie poziomu wodonośnego
													Hw [m]	γw Hw [MPa]
			od			do
1	2	3	4	5	6	7	8	9	10	11
1a	Piaski różnoziarniste niezawodnione	0,0	10,8	10,80	0,0265	0,4080	0,0200	—	—	—
1b	Piaski różnoziarniste zawodnione	10,8	20,8	10,00	0,0265	0,4080	0,0200	0,0099	0,00	0,0000
2	Ił pylasty niezawodniony	20,8	31,6	10,8	0,0270	0,5080	0,0170	—	—	—
3	Piaski różnoziarniste zawodnione	31,6	52,4	20,8	0,0265	0,4080	0,0200	0,0099	6,60	0,0647
4	Ił pylasty z laminami Pyłu zawodnionego	52,4	153,2	100,8	0,0270	0,5080	0,0170	0,0085	—	—
5	Piaskowiec średnioziarnisty zawodniony	153,2	254,0	100,8	0,0265	10,80	0,0250	0,0149	—	—
6	Mułkowiec	254,0	304,8	50,8	—	—	0,0250	—	—	—
7	Węgiel	304,8	305,8	1,0	—	—	0,0130	—	—	—
8a	Piaskowiec średnioziarnisty niezawodniony	305,8	353,8	48,0	—	­­­­­­­­­­­—	0,0250	—	—	—
8b	Piaskowiec średnioziarnisty niezawodniony	353,8	380,8	27,0	—	—	0,0250	—	—	—
8c	Piaskowiec średnioziarnisty niezawodniony	380,8	406,6	25,8	—	—	0,0250	—	—	—

Obliczenie obciążenia obudowy szybowej wg PN-G-05016

Iloczyn częściowy		Suma iloczynów częściowych		Średni ciężar objętościowy skał nadległych γśr^(n) [MN/m^3]	Wartość charakterystyczna efektywnej spójności skały c^'(n) [Mpa]	Wartość charakterystyczna efektywnego kąta tarcia wewnętrznego skały Φ^'(n) [...^o]	Wartość obliczeniowa efektywnego kąt tarcia wewnętrznego skały Φ^'(r) [...^o]
γni^(n)hi [MPa]	γi^*(n)hi [MPa]	δzγ [MPa]	δ^'zγ [MPa]
12	13	14	15	16	17	18	19
0,2160	—	0,000 0,216	—	0,0200	0,00	35,80	28,60
0,2000	0,0989	0,216 0,416	0,2160 0,3149	0,0200	0,00	35,80	28,60
0,1836	—	0,416 0,600	—	0,0190	0,05	20,80	16,60
0,4160	0,2056	0,600 1,016	0,5349 0,7406	0,0194	0,00	35,80	28,60
1,7136	0,8530	1,016 2,729	0,7406 1,5936	0,0178	0,03	20.80	16,60
2,5200	1,5016	2,729 5,249	1,5936 3,0951	0,0207	—	—	—
1,2700	—	5,249 6,519	—	0,0214	—	—	—
0,0130	—	6,519 6,532	—	0,0214	—	24,00	19,20
1,2000	—	6,532 7,732	—	0,0219	10,0	—	—
0,6750	—	7,732 8,407	—	0,0221	10,0	—	—
0,6450	—	8,407 9,052	—	0,0223	10,0	—	—

Współcz nik Poissina skały V	nv	Wytrzma łość cha- rakt.skał na ściska- nie Rcs^(n) [MPa]	Wytrzyma łość cha- rakt.skały na rozcią- ganie Rrs^(n) [MPa]	Współcz. strukt osłab.skały w góro- tworze kk	Współczynnik koncentracji naprężeń w górotworze				Głębokość krytyczna Hkr [m]	Obciążenie obliczeniowe pochodzące od ciśnienia wody p^w
											kp1	kp2	kp3	kp=kp1kp2kp3		współcz. obciąż.dla ciśn. wody nw	Wysokość słupa wody Hw [m]	ciężar wła ściwy wody γw [MN/m^3]	obciążenie oblicz. p^w=nwγwhw [MPa]
20	21	22	23	24	25	26	27	28	29	30	31	32	33
0,25	1,0000	—	—	1,00	3,00	1,00	1,00	3,00	0,00	—	—	—	—
0,25	1,0000	—	—	1,00	3,00	1,00	1,00	3,00	0,00	1,00	0,00 10,00	0,0098	0,0000 0,0980
0,37	0,8514	—	—	1,00	3,00	1,00	1,00	3,00	6,30	—	—	—	—
0,25	1,0000	—	—	1,00	3,00	1,00	1,00	3,00	0,00	1,00	6,60 27,40	0,0098	0,0647 0,2685
0,37	0,8514	—	—	1,00	3,00	1,00	1,00	3,00	4,00	1,00	27,40 128.20	0,0098	0,2685 1,2564
—	—	28,00	—	1,00	3,00	1,00	1,00	3,00	451,60	0,20	128,20 229,00	0,0098	0,2513 0,4488
—	—	38,00	—	1,00	3,00	1,00	1,00	3,00	592,20	—	—	—	—
—	—	10,80	—	0,70	3,00	1,00	0,55	1,65	214,5	—	—	—	—
0,20	—	48,00	3,00	1,00	3,00	1,00	1,00	3,00	732,10	—	—	—	—
0,20	—	48,00	3,00	1,00	3,00	1,50	1,00	4,50	483,10	—	—	—	—
0,20	—	48,00	3,00	1,00	3,00	1,00	1,00	3,00	718,70	—	—	—	—

Obciążenie obliczeniowe pochodzące od nacisku górotworu p^'
Współczynnik obciążenia				Metoda I			Metoda II ( Φ^'(n) ≥ φ )		Metoda III
n1	n2	n3	n=n1n2n3	Pozorny kąt tarcia wewn. φ	Wsp.pozio. rozpierania A	p1^s=nδzγA p1^s=nδ^'zγA [MPa]	Wsp.pozi. rozpierania A^*	p2^s=nγśr^(n)(H-Hkr)A^* p2^s=n(δ^'zγ-γśr^(n)Hkr)A^*	Głębokość graniczna Hgr [m]	Kat.zagroż wodnego	Odporność na działanie wody wg skali Skutty
34	35	36	37	38	39	40	41	42	43	44	45
—	1,00	—	1,000	—	—	—	0,2619	0,0000 0,05656	—	—	—
—	1,00	—	1,000	—	—	—	0,2619	0,0566 0,08245	—	—	—
1,0	1,25	0,979	1,223	—	—	—	0,4759	0,1607 0,27996	—	—	—
—	1,25	0,979	1,250	—	—	—	0,2619	0,1751 0,24241	—	—	—
1,0	1,25	0,979	1,223	—	—	—	0,4759	0,3897 0,88631	—	—	—
—	—	—	—	—	—	—	—	—	—	—	—
—	—	—	—	—	—	—	—	—	—	—	—
1,0	1,25	0,979	1,223	47,20	0,1536	1,2247 1,2272	—	—	—	—	—
—	—	—	—	—	—	—	—	—	—	—	—
—	—	—		—	—	—	—	—	—	—	—
—	—	—	—	—	—	—	—	—	—	—	—

Obciążenie obliczeniowe pochodzące od nacisku górotworu p^'						Obciążenie obliczeniowe całkowite p=p^s+p^w [MPa]	Obciążenie ze strony kurzawki		Uwagi
Metoda III
Rcs^(n)/Rrs^(n)	[(1-v)/v(1+v)]^2	[2/(1+v)]^2	p3^s=n55γśr^(n)tg^2[45^o-(Φ^'(r)/2)] [MPa]	Obciążenie powiększone (dla H ≥ 800m) 1,1p3^s [MPa]	p^s [MPa]			γnk^(n)		p=γnk^(n)H
46	47	48	49	50	51	52	53	54	55
—	—	—	—	—	0,0000 0,0566	0,0000 0,0566	—	—
—	—	—	—	—	0,0566 0,0825	0,0566 0,1805	—	—
—	—	—	—	—	0,1607 0,2800	0,1607 0,2800	—	—
—	—	—	—	—	0,1751 0,2424	0,2398 0,5109	—	—
—	—	—	—	—	0,3897 0,8863	0,6582 2,1427	—	—
—	—	—	—	—	0,0000 0,0000	0,2513 0,4488	—	—	drenaż górotw.
—	—	—	—	—	0,0000 0,0000	0,0000 0,0000	—	—
—	—	—	—	—	1,2247 1,2272	1,2247 1,2272	—	—
—	—	—	—	—	0,0000 0,0000	0,0000 0,0000	—	—
—	—	—	—	—	0,0000 0,0000	0,0000 0,0000	—	—	pod- szybie
—	—	—	—	—	0,0000 0,0000	0,0000 0,0000	—	—

2.Wymiarowanie obudowy szybu.

W oparciu o analizę wyników obliczeń oraz wykresu obciążeń obudowy szybu trzeba wyodrębnić w profilu szybu odcinki, dla których należy obliczyć grubość obudowy.

1. odcinek 0,00-52,40m - o obciążeniach nie przekraczających wartości 0,5109 MPa,

2. odcinek 52,40-153,20m - o obciążeniach nie przekraczających wartości 2,1427 MPa,

3. odcinek 153,20-254,00m - o obciążeniach nie przekraczających wartości 0,4488 MPa,

4. odcinek 254,00-304,80m - bez obciążeń,

5. odcinek 304,80-305,80m - o obciążeniach nie przekraczających wartości 1,2272 MPa,

6. odcinek 305,80-406,60m - bez obciążeń.

W wyróżnionych odcinkach należy przeprowadzić obliczenia grubości obudowy szybu wg

PN-G-05015.

Przy doborze konstrukcji obudowy należy uwzględniać następujące czynniki:

• przeznaczenie, żywotność i warunki pracy projektowanego wyrobiska,

• wymagania dotyczące wodoszczelności obudowy,

• warunki hydrogeologiczne górotworu (własności fizykochemiczne skał, wielkość dopływu i chemizm wód itp.)

• wielkość występujących ciśnień,

• metodę głębienia,

• technologię wykonywania robót.

W zawodnionych skałach luźnych projektuje się najczęściej obudowę dwuwarstwową

(rozdzielną) złożoną z następujących elementów konstrukcyjnych:

• obudowa wstępna z betonu klasy B15, B20 lub B25,

• hydroizolacja z folii PE lub PCW o grubości 2 mm łączona przy użyciu zgrzewania,

• obudowa ostateczna z betonu klasy B15, B20, B25, B30 lub B35,

Grubość obudowy ostatecznej oblicza się wg wzoru:

d_b=

w którym:

d_b- grubość obudowy ostatecznej betonowej, m,

a₀- promień szybu w świetle obudowy ostatecznej, m,

R_bb- wytrzymałość obliczeniowa betonu niezbrojonego na ściskanie, MPa,

m- współczynnik korekcyjny wg PN-G-05015,

p^w- obciążenie obliczeniowe pochodzące od ciśnienia wody, MPa.

Wartość wytrzymałości obliczeniowej betonu na ściskanie R_bb należy przyjąć wg PN-84/B-03264.

Szyb w tych warunkach głębi się zwykle z użyciem metody zamrażania górotworu, w związku z tym minimalna grubość obudowy nie powinna być mniejsza niż:

• 50 cm przy temperaturze ociosów poniżej - 15⁰C,

• 40 cm przy temperaturze ociosów zawartej w granicach od - 10⁰C do - 15⁰C,

• 35 cm przy temperaturze ociosów zawartej w granicach od - 5⁰C do -9⁰C.

Grubość obudowy ostatecznej, wchodzącej w skład obudowy dwuwarstwowej, powinna być jednakowa dla całej kolumny tej obudowy z uwagi na możliwość stosowania jednego deskowania.

Grubość obudowy wstępnej oblicza się wg wzoru:

d_w=

w którym:

d_w- grubość obudowy wstępnej z betonu, m,

a_w- promień szybu w świetle obudowy wstępnej, m,

p^s- obciążenie obliczeniowe pochodzące od nacisku skał, MPa,

m- współczynnik korekcyjny wg PN-G-05015,

R_bb- wytrzymałość obliczeniowa betonu niezbrojonego na ściskanie, MPa,

Wartość współczynnika korekcyjnego należy przyjmować:

- dla skał kurzawkowych m=0,95,

- dla skał zawodnionych m=1,00.

W skałach zwięzłych projektuje się najczęściej obudowę betonową pojedynczą z betonu klasy B15, B20 lub B25; w skałach zawodnionych projektuje się drenaż górotworu (lub cementację wyprzedzającą).

Grubość obudowy pojedynczej należy obliczać wg wzoru:

d_b=

w którym:

d_b- grubość obudowy betonowej pojedynczej, m,

a₀- promień szybu w świetle obudowy, m,

R_bb- wytrzymałość obliczeniowa betonu niezbrojonego na ściskanie, MPa,

p- obciążenie obliczeniowe obudowy szybu, MPa,

m- współczynnik korekcyjny.

Wartość współczynnika korekcyjnego należy przyjmować:

- w skałach zawodnionych m=1,00

- w skałach niezawodnionych sypkich, mało spoistych i spoistych

m=1,00 dla kąta upadu warstw α ≤ 30º,

m=1,10 dla kąta upadu warstw α > 30º,

- w skałach niezawodnionych zwięzłych

m=1,10 dla kąta upadu warstw α ≤ 30º,

m=1,15 dla kąta upadu warstw α > 30º.

Obliczoną grubość obudowy betonowej należy zaokrąglić w górę do 5cm. Grubość obudowy betonowej w docinkach szybu głębionych metodą zwykłą nie powinna być mniejsza od 25cm; w przypadku, gdy zbrojenie ma być mocowane do obudowy z zastosowaniem kotwienia, minimalna grubość obudowy betonowej wynosi 30cm. Maksymalna grubość obudowy betonowej pojedynczej wynosi 100cm. Zmianę grubości obudowy należy wykonać stopniowo na długości równej co najmniej 5-krotnej różnicy grubości obudowy.

Dla odcinka „a” grubość obudowy ostatecznej wyniosła d_b=0,10m dla odcinka ,,b” grubość obudowy ostatecznej wyniosła d_b=0,45m . Ostatecznie przyjęto że grubość obudowy ostatecznej wykonanej z betonu klasy B25 na obu odcinkach ,,a” i ,,b” wyniosła d_b=0,45m.

przy:

a_o- 3,25m

m- 1

p^w- dla odcinka ,,a” - 0,2685MPa

p^w- dla odcinka ,,b” - 1,2564MPa

R_bb=R_b/γ_b

R_b- 11,6MPa

γ_b- 1,15

Dla odcinka ,,a” grubość obudowy wstępnej wykonanej z betonu klasy B15 wyniosła d_w=0,20m.

Dla odcinka ,,b” grubość obudowy wstępnej wykonanej z betonu klasy B15wyniosła d_w=0,60m

dla:

a_w= a_o+d_b= 3,70m

m= 1

p^s- dla odcinka ,,a” = 0,2424MPa

p^s- dla odcinka ,,b” = 0,8863MPa

R_bb=R_b/γ_b

R_b=7,1MPa

γ_b=1,15

Dla reszty odcinków szybu zaprojektowano obudowę pojedynczą.

Dla odcinka ,,e” grubość obudowy pojedynczej z betonu klasy B25 wyniosła d_b=0,50m.

Dla odcinka ,,c” grubość obudowy pojedynczej z betonu klasy B25 wyniosła d_b=o,15m.

Dla wszystkich odcinków oprócz odcinka ,,e” przyjęto, że grubość obudowy pojedynczej wykonanej z betonu klasy B25 wyniosła d_b=0,30m

przy:

a_o= 3,25m,

m- dla odcinka ,,c” =1,

m- dla odcinka ,,e” =1,15,

p- dla odcinka ,,c” =0,4488MPa,

p- dla odcinka ,,e” =1,2272MPa,

R_bb=R_b/γ_b

R_b=11,6MPa,

γ_b=1,15.

3 Obliczanie stopy szybowej.

Stopy szybowe, zgodnie z PN-G-05015 nie są wymagane w górotworze zwięzłym (f ≥ 3) związanym z obudową, z wyjątkiem przypadków uzasadnionych technologią robót.

W praktyce stopy szybowe stosuje się:

• w przypadku użycia obudowy wielowarstwowej (rozdzielnej) - stopa wówczas przenosi ciężar obudowy ostatecznej oddzielonej od obudowy wstępnej warstwą folii hydroizolacyjnej;

• nad podszybiami (stopa odciąża obudowę wlotu podszybia);

• w rząpiu szybowym (gdy szyb ma być w przyszłości pogłębiany).

Obliczenia należy przeprowadzić wg PN-G-05015, przeliczając kolejno:

- obciążenie obliczeniowe stopy szybowej

Q_s=γ_fγ_mh_md_m

- szerokość stopy szybowej

b=(Q_s/q_f^(r))cos²β

- wysokość stopy szybowej (betonowej)

h_o=

Wysokość stopy szybowej należy sprawdzić na ścinanie wg wzoru:

h_o ≥ Q_s/2R_bbz

przy:

Q_s- obciążenie obliczeniowe stopy szybowej, MN/m,

γ_f- współczynnik obciążenia wgPN-82/B-02001,

γ_m- ciężar objętościowy muru obudowy wg PN-82/B-02001, MN/m³,

h_m- wysokość odcinka obudowy nie związanego z górotworem i spoczywającego na stopie, m,

d_m- grubość obudowy, m,

β- kąt nachylenia dolnej podstawy stopy do poziomu,

b- szerokość stopy szybowej, m,

h_o- wysokość stopy szybowej, m,

R_bbz- wytrzymał0ść oliczeniowa betonu niezbrojonego na rozciąganie wg PN-84/B-03264, MPa,

q_f^(r)- obliczeniowe obciążenie jednostkowe podłoża stopy szybowej wg PN-G-05015, MPa,

Wartość kąta β należy przyjmować:

• w skałach zwięzłych β ≤ 30º,

• w skałach spoistych, mało spoistych i sypkich niezawodnionych β ≤ 20º,

• w skałach spoistych, mało spoistych i sypkich zawodnionych β ≤ 10º.

Wartość q_f^(r) wynosi:

• w piaskowcach: 2,0; 1,0; 0,8; 0,6MPa (odpowiednio dla piaskowców litych, mało spękanych, średnio spękanych i bardzo spękanych),

• w piaskach gliniastych, pyłach, glinach i iłach: 0,35; 0,35 - 0,25; 0,52 - 0,15; 0,15 - 0,08MPa, (odpowiednio dla skał o konsystencji zwartej, półzwartej, twardoplastycznej i plastycznej).

Z obliczeń obciążenie obliczeniowe stopy szybowej wyniosło Q_s=1778,337MN/m.

Szerokość stopy szybowej wyniosła b=1,46m przyjęto, że b=1,50m.

Wysokość stopy szybowej wyniosła h_o=0,85m, lecz po sprawdzeniu na ścinanie przyjęto h_o=1,30m

dla:

γ_f= 1,1,

γ_m= 23MN/m³,

h_m= 156,2m,

d_m= 0,45m,

β= 25º,

q_f^(r)= 1,

R_bbz= R_bz/γ_b,

R_bz= 0,82MPa,

γ_b= 1,15.

4 Obliczanie parametrów robót strzałowych w warstwie piaskowca

4.1 Dobór materiału wybuchowego i zapalników elektrycznych

Zgodnie z rozporządzeniem MPiH z 19.10. 94 w polach metanowych przy głębieniu szybów i

szybików oraz wykonywaniu nadsięwłomów można stosować następujące środki strzałowe:

1. w wyrobiskach kamiennych:

a) MW metanowe specjalne, metanowe, metanowe - nitroglicerynowe ładunki MW bez ograniczenia, ZE dowolne,

b) MW węglowe i skalne, ZE dowolne przy zachowaniu następujących warunków:

• maksymalna dopuszczalna zawartość metanu 0,5%, a przy stosowaniu zapalarek elektrycznych z blokadą metanometryczną - do 1%,

• należy stosować przewierty o długości co najmniej 4m - w przypadku nawiercenia pokładu węgla stosowanie MW węglowych lub skalnych jest zabronione,

• stanowisko odpalania oraz miejsce schronienia załogi powinno się znajdować w odległości co najmniej 100m od przodku (we wnęce, schronie lub za załamaniem)

2. w wyrobiskach kamienno - węglowych (tj. o udziale węgla w powierzchni przodku

mniejszym od 20%)

a) MW metanowe specjalne i metanowe amonowo-saletrzane - ładunki MW bez ograniczenia,

ZE metanowe,

b) MW metanowe nitroglicerynowe:

w kamieniu:

• ładunki MW bez ograniczenia,

• ZE metanowe,

w węglu:

• tylko w przodkach i otworach strzałowych mokrych,

ładunki MW bez ograniczenia,

• ZE metanowe,

c) MW węglowe i skalne - tylko w kamieniu: ładunki MW bez ograniczenia, ZE dowolne przy

zachowaniu następujących warunków:

- maksymalna dopuszczalna zawartość metanu - 0,5%, a przy stosowaniu zapalarek elektrycznych z

blokadą metanometryczną - do 1%,

- stanowisko dopalania powinno się znajdować w odległości co najmniej 100m od

przodku (we wnęce, schronie lub za załamaniem),

- otwory strzałowe w przodku mogą być wiercone tylko w kamieniu, równoczesne strzelanie w

w kamieniu (MW skalnymi lub węglowymi) oraz w węglu (MW metanowymi) jest zabronione;

3. w wyrobiskach węglowo - kamiennych (tj. o udziale węgla w powierzchni przodku

większym od 20%) i węglowych:

1. MW metanowe specjalne i metanowe amonowo-saletrzane - ładunki MW bez ograniczenia,

ZE dowolne,

2. MW metanowe nitroglicerynowe - tylko w przodkach i otworach mokrych - ładunki MW

bez ograniczenia i ZE metanowe.

Zgodnie z § 143 Rozporządzenia MPiH z 14.04.97 przy głębieniu szybów (szybików), w razie przechodzenia przez pokład węgla o grubości powyżej 10cm stosowanie środków strzałowych skalnych jest zabronione.

Stosowane przykładowo materiały wybuchowe:

• skalny amonowo-saletrzany AS 54H,

• skalny nitroglicerynowy DS 10 G5H,

• węglowy amonowo-saletrzany KW 1H,

• metanowy amonowo-saletrzany MP 3H,

• metanowy nitroglicerynowy BP 1H,

• metanowy specjalny MS 1H.

Stosowane przykładowo zapalniki elektryczne zwłoczne milisekundowe:

• skalny o bezp. natężeniu prądu 0,20A GZES 0,2 AM25,

• węglowy o bezp. natężeniu prądu 0,20A GZEW 0,2 AM25,

• metanowy o bezp. natężeniu prądu 0,20A GZEM 0,45 AM25.

4.2 Jednostkowe zużycie materiału wybuchowego

Jednostkowe zużycie materiału wybuchowego należy określić wg wzoru Mindeliego:

q=q₁eldφ₁

i wg wzoru Laresa:

q=f₁sv(e/Δ)d₁

w których:

q - jednostkowe zużycie MW, kg/m³ (w caliźnie),

q₁ - właściwe zużycie MW do urabiania 1m³ skały w zależności od właściwości fizykochemicznych skał, określane wzorami:

• dla skał o współczynniku zwięzłości f≤5

q₁=

• dla skał o współczynniku zwięzłości f>5

q₁=

e - wskaźnik mocy (bryzantyczności) MW,

l - współczynnik zależny od długości otworu,

d - współczynnik zależny od średnicy ładunku,

φ₁ - współczynnik zależny od gęstości załadowania otworu,

f₁ - wskaźnik wytrzymałości skały równy

f₁=f/20

f - współczynnik zwięzłości wg Protodiakonowa,

s - wskaźnik struktury skał,

v - wskaźnik odsłonięcia skał zależnie od liczby obnażonych powierzchni,

Δ - wskaźnik gęstości załadowania otworu,

d₁ - wskaźnik jakości przybitki.

Do wstępnych obliczeń należy przyjąć długość otworów 4,0m, średnicę otworów 42mm (średnica ładunku 36mm).

Obliczone jednostkowe zużycie MW (w caliźnie) wyniosło q=1,78kg/m³ przy:

d₁=1,

Δ=0,9,

s=1,

v=2,

e=1,

f=16,

f₁=0,8,

q₁=2,51.

1. Liczba otworów strzałowych i ich rozmieszczenie

Liczbę otworów strzałowych należy określić wg wzoru Pokrowskiego:

N=(1,25qS)/(aδd_n²k)

i wg wzoru Mindeliego:

N=(qS)/ρ

przy czym:

N - liczba otworów strzałowych w przodku głębionego szybu, szt.,

S - powierzchnia przekroju szybu w wyłomie, m²,

q - jednostkowe zużycie MW, kg/m³,

a - współczynnik zapełnienia otworu MW,

δ - gęstość załadowania otworu MW, kg/m³,

d_n - średnica ładunku, mm,

k - współczynnik zagęszczenia MW w procesie inicjacji,

ρ - gęstość MW na 1m otworu, kg/m,

ρ=aδ(Пd_n²)/4

k = 1,2 dla dynamitów,

k = 1,0 dla amonitów.

Obliczoną liczbę otworów należy skorygować w oparciu o następujące zasady rozmieszczania otworów strzałowych. W środku szybu umieszcza się otwór centralny (pius) o długości równej 2/3 długości pozostałych otworów. Liczbę otworów włomowych przyjmuje się wg tabeli 2.

TABELA nr 2

	Średnica nabojów, mm	Współczynnik zwięzłości wg Protodiakonowa
			f = 1,5 — 6		f = 7 — 20
			Średnica szybu, m
		do 7	> 7		do 7	> 7
Średnica koła otworów włomowych, m	32 —36	1,6 — 2,,0	1,8 — 2,2		1,6 — 2,0	1,8 — 2,0
	45	1,8 — 2,2	2,0 — 2,6		1,8 — 2,2	2,0 — 2,6
Liczba otworów włomowych, szt	32 — 36	5 — 6	6 — 7		7 — 8	8 — 10
	45	4 — 5	5 — 6		5 — 6	6—7

Obecnie stosuje się przede wszystkim włomy proste (ze względu na mniejszy wyrzut urobku). W pobliżu ociosów szybu umieszcza się okrąg otworów wyrównawczych (ociosowych) o średnicy mniejszej od średnicy szybu w wyłomie o 0,6m (w skałach o f = 2 - 8 ) lub 0,3m (w skałach

o f = 9 - 20 ). Odległość otworów wyrównawczych wynosi 0,9 - 1,2m (w skałach o f = 2 - 5) lub

0,7 - 0,9m (w skałach o f = 6 - 20).

Pozostałe otwory strzałowe należy rozmieścić na 2 - 4 współśrodkowych okręgach z zachowaniem następujących zasad:

1. odległość między okręgami w przybliżeniu jednakowa i mniejsza od odległości między otworami w okręgu o ok. 0,1m,

2. odległość między otworami nie powinna być większa od 0,8 - 0,9m (w przypadku użycia nabojów o średnicy 32mm) i nie większa od 1 - 1,2m (w przypadku użycia nabojów o średnicy 45mm),

3. odległości między otworami w różnych okręgach powinny być w przybliżeniu równe.

Obliczona liczba otworów strzałowych wyniosła N =67 szt.

przy:

S =39,6m,

a = 08,

d_n =0,036m,

k = 1,2,

q = 1,78kg/m³,

δ =1312,22kg/m³,

ρ = 1,068kg/m.

3. Długość otworów strzałowych

Długość otworów strzałowych należy ustalić ze wzoru na:

1. czas wiercenia (wzór Pokrowskiego)

l_wierc=(t_wiercn_wiertv_w)/N

2. czas ładowania urobku (wzór Pokrowskiego)

l_ład=(t_ładPn_ładφ_ł)/(Sηk_o)

przy czym:

t_wierc - przyjęty czas wiercenia otworów, h,

n_wiert - liczba jednocześnie pracujących wiertarek w przodku,

v_w - prędkość wiercenia jedną wiertarką, m/h,

N - liczba otworów strzałowych,

t_ład - czas mechanicznego ładowania w cyklu, h,

P - wydajność ładowarki, m³/h,

φ_ł - współczynnik wykorzystania czasu pracy ładowarki w przodku,

n_ład - liczba ładowarek,

S - powierzchnia przekroju szybu w wyłomie, m²,

k_o - współczynnik rozluźniania skały,

η - współczynnik wykorzystania otworu.

Do obliczeń można przyjmować:

t_wierc= 4 h,

t_ład=7 h

(przy cyklu czterozmianowym po 6 godzin na zmianę),

n_wiert = 5 - 6, a przy zastosowaniu brygady wiertniczej 10 - 12,

v_w = 15 - 20cm/min = 9 - 12m/h(w piaskowcach),

φ_ł = 0,7 - 0,85,

k_o = 2,0 - 2,2.

Wydajności stosowanych w kraju ładowarek wynoszą (w m³ skały rozluźnionej):

Gryf - 1P — 22m³/h,

Skała — 40m³/h,

KS - 2u/40 — 60 - 80m³/h,

KS - 1m — 100 - 120m³/h,

2KS - 2u/40 — 100 - 130m³/h.

Przyjęta długość otworów strzałowych wynosi l_s=3,9m. Przy l_wierc=4,3m oraz l_ład=5,3m.

Dla:

N = 67,

P = 60m³/h,

t_wierc = 4h,

n_wiert=6

v_w= 12m/h,

t_ład= 7h,

φ_ł= 0,8,

n_ład=1,

η = 0,8,

k_o= 2,0,

S = 39,6m².

4.5 Zużycie materiałów wybuchowych na zabiór

Zużycie MW na zabiór należy określać wg wzoru:

A_MW = qSl_sη

w którym:

A_MW - zużycie MW na zabiór, kg,

q - jednostkowe zużycie MW, = 1,78kg/m³,

l_s - długość otworów strzałowych, =3,9m,

η - współczynnik wykorzystania otworu, =0,8,

S - pole przekroju szybu w wyłomie, =39,6m².

Zużycie materiałów wybuchowych na zabiór wyniosło A_MW=220kg.

5 Postęp na cykl

Postęp na cykl należy określać wg wzoru:

l_o= ηl_s

w którym:

l_o - postęp na cykl, m,

l_s - długość otworów strzałowych, = 3,9m,

η - współczynnik wykorzystania otworu = 0,8.

Postęp na cykl wyniósł l_o=3,12m.

6 Postęp miesięczny

Postęp miesięczny należy obliczać wg wzorów:

1. przy 7 dniach pracy w tygodniu — l_m=30l_o=93,60m,

2. przy 6 dniach pracy w tygodniu — l_m=26l_o=81,12m,

3. przy 5 dniach pracy w tygodniu — l_m=22l_o=68,64m.

7 Dobór urządzenia wyciągowego

Pojemność kubła należy obliczać wg wzoru:

V_k=(ηl_sSk_ot_c)/(t_wk_wφ_c)

w którym:

V_k - pojemność kubła, m³,

η - współczynnik wykorzystania otworów strzałowych,

l_s - długość otworów strzałowych, m,

S - powierzchnia przekroju szybu w wyłomie, m²,

k_o - współczynnik rozluźniania skały,

k_w - współczynnik wypełnienia kubła,

φ_c - współczynnik wykorzystania urządzenia wyciągowego,

t_c - czas jednego cyklu wyciągu, h,

t_w - czas wyciągania urobku, h.

Czas wyciągania urobku należy przyjąć równy czasowi ładowania urobku.

Czas jednego cyklu wyciągu należy obliczać wgwzorów:

1. dla wyciągu jednokubłowego (jednokońcowego)

t_c=t₁+(H - 2S_d)/v_k+2S_d/v_s+t₂+t₃+t_j

2. dla wyciągu dwukubłowego (dwukońcowego)

t_c=t₁+ (H - 2S_d)/v_k+2S_d/v_s+t₃+t₄

w których:

t₁ - czas zaciągania, oczyszczania i uspokojenia kubła,

t₂ - czas załadowania kubła,

t₃ - czas opróżniania kubła na wysypie,

t₄ - czas postoju kubła nad przodkiem szybu,

H - głębokość szybu,

S_d - droga dojazdowa (przed pomostem wiszącym i przed pomostem na zrębie szybu)

v_k - prędkość jazdy w górę lub w dół,

v_s - prędkość jazdy na drodze dojazdowej,

t_j - czas jazdy jałowej, obliczany wg wzoru:

t_j=(H - 2S_d)/v_k+2S_d/v_s

Pojemność kubła należy obliczać dla obydwóch rodzajów wyciągów. Aktualnie projektuje się

następujące rodzaje kubłów urobkowwtch:

• o pojemności 2m³ i średnicy 1,436m , stosowane zwykle w szybach o średnicy 5 - 5,5m,

• o pojemności 3m³ i średnicy 1,7m, stosowane zwykle w szybach o średnicy 5,5 - 6,5m,

• o pojemności 4 i 5m³oraz średnicy 1,9m, stosowane zwykle w szybach o średnicy 6,5m i większej.

W przypadku doboru wyciągu dwukubłowego zalecanym rozwiązaniem są dwie maszyny

wyciągowe jednobębnowe sprzężone wałem elektrycznym.

Przy wyciągu jednokubłowym:

t_j = 238,325s,

t_c= 621,65s,

V_k = 8,5m³.

Przy wyciągu dwukubłowtm:

t_c= 338,325s,

V_k = 4,6m³,

dla:

S =39,6m,

S_d = 50m,

H = 406,6m,

l_s = 3,9m,

η = 0,8,

k_o = 2,0,

k_w =0,9,

φ_c = 0,8,

t_w = 7h,

t₁ = 25s,

t₂ = 90s,

t₃ = 30s,

t₄ = 45s,

v_k = 8m/s,

v_s = 0,5m/s.

Przyjęto wyciąg dwukubłowy o pojemności kubła V_k = 5m³ i dwie maszyny wyciągowe jednobębnowe sprzężone wałem elektrycznym.

• Przewietrzanie szybu w czasie głębienia

1. Obliczanie niezbędnej ilości powietrza

Niezbędną ilość powietrza potrzebną w czasie głębienia szybu należy obliczać ze względu na:

a) rozrzedzenie gazów postrzałowych (wzór Woronina)

Q_p1 =

b) minimalną szybkość powietrza w szybie

Q_p2 = v_minS

Przy czym:

Q_p1 - niezbędny wydatek powietrza ze względu na rozrzedzenie gazów postrzałowych, m³/s,

Q_p2 - niezbędny wydatek powietrza ze względu na minimalną szybkość powietrza w szybie, m³/s,

S - przekrój poprzeczny szybu w wyłomie, m²,

H - głębokość szybu, m,

t - czas przewietrzania przodku po strzelaniu, min,

p₁ - współczynnik ucieczek powietrza,

k₁ - współczynnik zmniejszający objętość gazów postrzałowych w zależności od zawodnienia szybu,

v_min - minimalna szybkość powietrza w szybie , m/s.

Wartość współczynnika ucieczek powietrza należy obliczać wg wzoru Woronina:

p₁=

w którym:

k_l - współczynnik właściwej nieszczelności stykowego połączenia rur wentylacyjnych,

d_l - średnica rur wentylacyjnych, m,

m_l - długość rury wentylacyjnej, m,

R - opór aerodynamiczny lutniociągu, Ns²/m⁸,

Wartość oporu aerodynamicznego lutniociągu należy obliczyć wg wzoru:

R = 6,5[(α_pl_l)/d_l⁵]

w którym:

l_l - długość lutniociągu, m,

d_l - średnica rury wentylacyjnej, m,

α_p - współczynnik oporu aerodynamicznego, Ns²/m^4.

Wartość współczynnika oporu aerodynamicznego lutni blaszanych wynosi:

• dla lutni o średnicy 800mm α_p = 28,4∙10^-4Ns²/m⁴,

• dla lutni o średnicy 1000mm α_p = 24,5∙10^-4Ns²/m⁴.

Należy projektować lutnie blaszane kołnierzowe wg PN-67/G-43022.

Niezbędna ilość powietrza potrzebna w czasie głębienia szybu ze względu na rozrzedzenie gazów postrzałowych wyniosła Q_p1 =2,92m³/s, a ze względu na minimalną prędkość powietrza

w szybie Q_p2 =5,94m³/s.

przy:

S = 39,6m²,

H = 406,6m,

R = 21,2Ns²/m⁸,

t = 15min,

p₁ = 1,32,

k₁ = 0,3,

v_min = 0,15m/s,

d_l = 0,8m,

l_l = 381,4m,

m_l = 2,5m,

α_p = 28,4∙10^-4Ns²/m⁴.

1. Obliczanie wydajności wentylatora

Wydajność wentylatora należy obliczać ze wzoru:

Q_w = Q_pp_l

przy czym:

Q_w - wydajność wentylatora, m³/s,

Q_p - niezbędny wydatek powietrza, m³/s,

p_l - współczynnik ucieczek powietrza.

Wydajność wentylatora należy obliczać dla Q_p=Q_p1oraz dla Q_p=Q_p2.

Ze względu na rozrzedzenie gazów postrzałowych wydajność wentylatora wyniosła Q_w=3,86m³/s

dla:

Q_p=Q_p1=2,92m³/s,

p₁=132.

Ze względu na minimalną prędkość powietrza w szybie wydajność wentylatora wyniosła Q_w=7,84m³/s,

dla:

p₁=1,32

Q_p=Q_p2=5,94m³/s.

2. Obliczanie spiętrzenia wentylatora

Spiętrzenie wentylatora należy obliczać wg wzoru:

h_p={(Rp₁Q_p²)+[ ∑ε(v_p²/2)ρ]}1,1

przy czym:

h_p - spiętrzenie wentylatora, Pa,

p₁ - współczynnik ucieczek powietrza,

ρ- gęstość powietrza, kg/m³,

v_p - prędkość przepływu lutniociągu, m/s,

Q_p - wydatek powietrza wypływającego lutniociągiem, m³/s,

R - opór aerodynamiczny lutniociągu, Ns²/m⁸,

ε - współczynnik lokalnego spadku naporu na skutek zwężenia lub krzywizny rur.

Wartość współczynnika ε można przyjmować:

• dla kolana ε = 0,14,

• dla zmiany przekroju ε = 0,07,

• dla wejścia powietrza do wentylatora ε = 0,60.

Prędkość przepływu lutniociągu należy obliczyć dla wydatku będącego średnią geometryczną wydatków.

Spiętrzenie wentylatora ze względu na rozrzedzenie gazów postrzałowych wyniosło h_p=292,63Pa,

przy:

Q_p=Q_p1=2,92m³/s,

R =21,2Ns²/m⁸,

v_p=7,36m/s

ρ =1,25kg/m³,

∑ε =0,81.

A ze względu na minimalną szybkość powietrza w szybie spiętrzenie wentylatora wyniosło h_p=1112,02Pa,

dla:

Q_p=Q_p2=5,94m³/s,

R=21,2Ns²/m⁸_,

∑ε =0,81,

ρ=1,25kg/m³,

v_p=6,82m/s,

p₁=1,32.

1. Dobór wentylatora i sposobu przewietrzania

Przy doborze wentylatora należy rozważyć możliwość równoległej pracy dwóch wentylatorów po wykonaniu robót strzałowych i pracy jednego wentylatora w pozostałym okresie cyklu. Projektuje się zwykle wentylację tłoczącą, przy czym maksymalna odległość lutniociągu od przodku,

zgodnie z §257 Rozporządzenia MPiH wynosi:

l_max= =25,2m

przy czym:

S - powierzchnia przekroju szybu w wyłomie, m² ( S = 39,6m² )

W przypadku, gdy odległość pomostu wiszącego od dna szybu jest mniejsza od l_max, koniec lutniociągu powinien znajdować się pomiędzy przodkiem a pomostem.

• Odwadnianie szybu w czasie głębienia

1. Wydajność pomp

Zgodnie z dotychczasową praktyką projektową wydajność pomp w czasie głębienia szybu powinna wynosić:

Q= (4/3)q_w

przy czym:

Q - wydajność pomp w czasie głębienia szybu, m³/min,

q - dopływ wody do szybu, m³/min (q=0,14m³/min).

Zgodnie z § 78 Rozporządzenia MPiH powinny być zainstalowane co najmniej dwie pompy podłączone do jednego rurociągu tłocznego.

Wydajność pomp powinna wynosić co najmniej Q=0,19m³/min.

2. Dobór pomp i schematu odwadniania

Do odwadniania przodku szybu projektuje się najczęściej dwie pompy (w tym jedna rezerwowa) przeponowe OP-80 (typu Pleiger) o wydajności Q = 0,3 - 0,4m³/min i wysokości tłoczenia 45m, tłoczące wodę do zbiornika znajdującego się w najbliższej komorze przelewowej.

Następnie woda jest tłoczona pompami stacjonarnymi np. typu OS - 100A/5 o wysokości podnoszenia 145m i wydajności 81m³/h = 1,35m³/min, zabudowanymi w komorach przelewowych (po dwie pompy w komorze). Średnicę rurociągu tłocznego przyjmuje się równą 100 - 150mm.

• Tarcza szybu w czasie głębienia

Minimalne odstępy w tarczy szybu wynoszą zgodnie z § 596 Rozporządzenia MPiH

1. między kubłami a obudową lub innymi elementami wyposażenia szybu:

250mm (przy głębokości do 500m)

400mm (przy głębokości powyżej 500m)

2. między poruszającymi się elementami użądzeń wyciągowych (na całej głębokości szybu) 250+1/4Hmm, przy czym H oznacza głębokość szybu w m, a odległość ta nie może być mniejsza od 300mm;

3. w miejscu przejazdu kubła przez pomosty: wysypowy, roboczy, ochronny, wiszący i ramę napinającą - odległość, o której mowa w pkt. a) może być zmniejszona:

• do 100mm przy ograniczeniu prędkości jazdy do 1m/s,

• do 50mm przy zastosowaniu w miejscach przewężonych blach odbojowo-ślizgowych i ograniczeniu prędkości do 0,5m/s.

11 Opis technologii głębienia w warstwie piaskowca i podstawowe wskaźniki techniczne

Szyb o średnicy nominalnej 6,5m projektuje się głębić metodą zwykłą

sposobem równoczesno-szeregowym.

W skład cyklu głębienia wejdą następujące czynności i operacje.

1. wiercenie otworów strzałowych o średnicy 42mm o długości 3,9m przy użyciu ręcznych wiertarek typu WUP-27 i PR-30S. Otwory w liczbie 66 szt. będą rozmieszczane na 4 okręgach plus jeden otwór centralny (pius).

2. Roboty strzałowe przy użyciu dynamitu skalnego 10G5H i zapalników elektrycznych zwłocznych skalnych milisekundowych GZES 0,2AM25. Przewiduje się zużycie MW 220 kg na zabiór.

3. Ładowanie urobku przy użyciu ładowarki KS - 2u/40. Wyciąganie urobku przy użyciu wyciągu dwukubłowego z kubłami o pojemności 5m³ i dwoma maszynami wyciągowymi jednobębnowymi. Ładowanie urobku prowadzone będzie w dwóch fazach:

• przed opuszczeniem deskowania przstawnego,

• po wykonaniu odcinka obudowy i przed wierceniem otworów strzałowych.

4. Wykonanie obudowy betonowej przy użyciu deskowania przestawnego o wysokości 3m.

Szyb w czasie głębienia będzie przewietrzany przy użyciu lutniociągu tłoczącego o średnicy 800mm i dwóch wentylatorów lutniowych WLE-800A, pracujących równolegle po wykonaniu robót strzałowych a w pozostałym okresie cyklu przewiduje się pracę jednego wentylatora. Odległość luti od przodku nie może przekroczyć 25,2m.

Odwadnianie szybu w czasie głębienia będzie stopniowe: woda z przodku szybu będzie podnoszona przy użyciu pompy przeponowej OP-80 (typu Pleiger) do zbiornika najbliższej komory przelewowej.

Przewiduje się wykonanie dwóch komór przelewowych na głębokości 135,8 i 265,8m, każda do pomieszczenia dwóch pomp stacjonarnych typu OS-100A/5

Obłożenie dołu (na 4 zmiany)	Prac. dołowi	6x4	24 prac.
Obłożenie powierzchni (na 3 zmiany)	Obsługa klap	1x3	3 prac
	Transport	2x3	6 prac
	Maszyn. wyciągowi	2x3	6 prac
	Elektrycy	2x3	6 prac
	Ślusarze i spawacze	4x3	12 prac
	Sygnaliści	2x3	6 prac
	Dozór	2x3+1	7 prac
		RAZEM	70 prac

Postęp na cykl 3,12m.

Przewidywany postęp miesięczny (w zależności od liczby dni roboczych w tygodniu)

około 68,64-93,60m/m-c

---