do projektu kotwy, AGH. kier. GiG. rok 4 sem 7, semestr VII, Podziemka, materiaĹ‚y Herezy, Prezentacje

Przykładowe dane projektowe

Ocena jakości górotworu w rejonie komory wraz ze wstępną propozycją obudowy

Dane do projektu:

L.p.	Parametr	Wartość lub opis
1.	Kształt, wymiary i przeznaczenie tunelu (komory).	komora magazynowa o kształcie prostokątnym ze sklepionym stropem, szerokość 7 m, wysokość 7 m
2.	Średnia głębokość, m.	56
3.	Ogólna charakterystyka górotworu w rejonie drążenia tunelu (komory).	górotwór pocięty szeregiem uskoków o niewielkich zrzutach, słabo zwietrzały
4.	Średnia wytrzymałość skał otaczających na ściskanie, MPa.	84
5.	Średnia wytrzymałość skał otaczających na rozciąganie, MPa.	6
6.	RQD, %, średnic rdzenia 55 mm	jak na rysunku
7.	Ilość i średnia odległość sieci nieciągłości.	dwie sieci nieciągłości o średniej odległości 0.3 m
8.	Charakterystyka nieciągłości.	chropowate, nieregularne ścianki szczelin, wypełnienia ilaste o rozwartości poniżej 1 mm
9.	Zawodnienie.	wykroplenia
10.	Orientacja sieci spękań w stosunku do kierunku drążenia tunelu (komory).	rozciągłość prostopadła do dłuższej osi tunelu, drążenie po wzniosie pod kątem 1^o
11.	Sposób drążenia.	MW

Klasyfikacja Deere (RQD)

Klasyfikacja zaproponowana przez Deere et al. (1967) polega na ocenie jakości górotworu na podstawie analizy podzielności rdzenia wiertniczego. Jest to klasyfikacja jednoparametrowa. Wskaźnik podzielności rdzenia wiertniczego RQD (Rock Quality Designation) jest określany jako:

(1)

gdzie:

- suma długości kawałków rdzenia większych od podwojonej średnicy rdzenia (10 cm i dłuższe),

- długość rdzenia.

L_k = 27 [cm]

L = 100 [cm]

RQD = 27

Tabela 1. Wytyczne stosowania obudowy stalowej, kotwi i torkteru dla tuneli o szerokości od 6 do 12m, wg klasyfikacji RQD.

Jakość skały

Metoda drążenia

Obudowa stalowa

Kotwie

Torkret o grubości

Dodatkowa obudowa

Ciężar obudowy

Rozstaw obudowy

Modelowy odstęp kotwi

Dodatkowe wymagania

strop

Ocios

Doskonała

RQD>90

Maszyna urabiająca

Lekka

Rzadko

stosuje się obudowę

Rzadko stosuje się obudowę

Obudowa rozrzedzona

Rzadko stosuje się obudowę

Nie stosuje się

Drążenie MW

Lekka

Rzadko stosuje się obudowę

Obudowa rozrzedzona

Rzadko stosuje się obudowę

Nie stosuje się

Dobra RQD od 75 do 90

Maszyna urabiająca

Lekka

Rzadko, od 1.5m do 1.8m

Rzadko siatka lub stropnice

Lokalnie stosuje się 5-7.5cm

Nie stosuje się

Drążenie MW

Lekka

Od 1.5m do 1.8m

Rzadko siatka lub stropnice

Lokalnie stosuje się 5-7.5 cm

Nie stosuje się

Średnia

RQD od 50 do 75

Maszyna urabiająca

Lekka do średniej

Od 1.5m do 1.8m

Od 1.2m do 1.5m

Jak potrzeba siatka lub stropnice

Od 5cm do 10cm

Nie stosuje się

Kotwie

Drążenie MW

Lekka do średniej

Od 1.2m do 1.5m

0.9m do 1.5m

Jak potrzeba siatka lub stopnice

10cm i więcej

Kotwie

Słaba

RQD od 25 do 50

Maszyna urabiająca

Średnia, kołowa

Od 0.6m do 1.2m

Od 0.9m do 1.5m

Może być trudne zamocowanie kotwi. Wymagana siatka i stropnice

Od 10cm do 15cm

Jak potrzeba kotwie (1.2m do 1.8m centralnie)

Drążenie MW

Średnia do ciężkiej, kołowa

Od 0.2 do 1.2m

Od 0.6m do 1.2m

Jak wyżej

15cm lub więcej

Jak wyżej

Bardzo słaba RQD<25

Maszyna urabiająca

Średnia do ciężkiej, kołowa

0.6m

Od 0.6m do 1.2m

Może być niemożliwe zamocowanie kotwi. Wymagane 100% siatki i stropnice

15cm lub więcej na całym przekroju

Jak potrzeba średnia obudowa stalowa

Drążenie MW

Ciężka, kołowa

0.6m

0.9m

Jak wyżej

Jak potrzeba średnia obudowa stalowa

Bardzo słaba, wypiętrzanie lub wyciskanie skały

Obydwie metody

Bardzo ciężka, kołowa

0.6m

Od 0.6m do 0.9m

Jak wyżej

Jak potrzeba ciężka obudowa stalowa

Klasyfikacja Bieniawskiego

W 1973 r Bieniawski zaproponował klasyfikację, którą nazwał RMR (Rock Mass Rating). W klasyfikacji RMR wskaźnik jakości masywu skalnego oblicza się na podstawie sześciu parametrów:

wytrzymałości na jednoosiowe ściskanie
,
wskaźnika stopnia spękania masywu skalnego RQD,
średniej odległości pomiędzy nieciągłościami,
charakterystyki nieciągłości,
stopnia zawodnienia masywu skalnego,
przestrzennej orientacji nieciągłości w stosunku do kierunku drążenia wyrobiska.

Aby dokonać klasyfikacji danego obszaru masywu skalnego najpierw dzielimy go na rejony, w których występują zbliżone warunki górniczo-geologiczne.

Bieniawski (1993) wskazał zasadnicze cele posługiwania się klasyfikacją RMR:

identyfikacja najistotniejszych czynników mających wpływ na zachowanie się masywu skalnego,
podział analizowanej przestrzeni na regiony zaliczone do odpowiednich klas masywu skalnego,
dostarczenie ilościowej informacji dla celów inżynierskich,
sformułowanie zaleceń projektowych dla drążenia i obudowy wyrobisk,
budowa podstaw „wspólnego języka” pomiędzy inżynierami i geologami,
porównanie jakości masywu skalnego w różnych regionach

System RMR posiada niewątpliwie szereg zalet, do których zaliczyć należy:

nieskomplikowane wyznaczanie parametrów systemu,
wskazanie ilościowych przedziałów wartości parametrów przydatnych dla celów drążenia i projektowania budowli podziemnych jak i skarp,
wykorzystywanie go praktycznie na całym świecie i w związku z nabywanymi doświadczeniami ciągła jego modyfikacja,
stworzenie szeregu związków empirycznych pozwalających na określenie parametrów odkształceniowych i wytrzymałościowych górotworu w funkcji wskaźnika RMR.

W tabeli 2 przedstawiono parametry klasyfikacji Bieniawskiego i przyporządkowane im noty punktowe.

Na podstawie danych w punkcie A i B określamy parametry górotworu. Do parametrów przypisane zostały noty punktowe. Suma tych not określa klasę górotworu. W tym przypadku RMR = 55, oznacza to że, górotwór zaliczany jest do III grupy.

Tabela 2. Klasyfikacja Bieniawskiego -RMR (Bieniawski, 1979)

A. KLASYFIKACJA PARAMETRÓW I WARTOŚCI ZNAMIONOWE

Parametr

Zakres wartości

Wytrzymałość nienaruszonego materiału skalnego

Punktowa wytrzymałość

>10 MPa

4-10 MPa

2-4 MPa

1-2 MPa

Preferuje się wytrzymałość na jednoosiowe ściskanie

Jednoosiowa wytrzymałość na ściskanie

>250 MPa

100-200 MPa

50-100 MPa

25-50 MPa

5-25 MPa

1-5 MPa

<1 MPa

Wartość znamionowa

RQD

90%-100%

75%-90%

50%-75%

25%-50%

<25%

Wartość znamionowa

Odległość nieciągłości

> 2 m.

0.6 - 2 m

200 - 600 mm

60 - 200 mm

< 60 mm

Wartość znamionowa

Charakterystyka nieciągłości

Bardzo chropowate powierzchnie.

Brak ciągłości.

Brak odstępów.

Niezwietrzałe ściany skał.

Wygładzone chropowate powierzchnie.

Odstępy < 1 mm.

Wygładzone, zwietrzałe ściany

Wygładzone chropowate powierzchnie.

Odstępy < 1 mm.

Silnie zwietrzałe ściany

Wypolerowane powierzchnie dla materiału wypełniającego

<5 mm grubości

Odstęp 1-5mm.

Ciągłe

Miękki materiał wypełniający > 5 mm grubości

Odstęp > 5 mm

Ciągłe

Wartość znamionowa

Zawodnienie

Dopływ na 10 m tunelu (l/m)

Brak

< 10

10 -25

25 - 125

> 125

Generalne warunki

Sucho

Wilgotno

Mokro

Wykroplenia

Wypływ

Wartość znamionowa

B. USTALENIE DOPASOWANIA DLA ORIENTACJI NIECIĄGŁOŚCI (patrz F)

Rozciągłość i orientacja upadu

Bardzo korzystny

Korzystny

Średni

Niekorzystny

Bardzo niekorzystny

Wartość znamionowa

Tunele i kopalnie

-2

-5

-10

-12

Fundamenty

-2

-7

-15

-25

Skarpy

-5

-25

-50

-60

C. Całkowita wartość znamionowa determinuje klasę górotworu

Wartość znamionowa

100 - 81

80 - 61

60 - 41)

40 - 21

< 21

Numer grupy

III

Ocena

Bardzo dobry górotwór

Dobry górotwór

Średni górotwór

Słaby górotwór

Bardzo słaby górotwór

D. Charakterystyka górotworu i sposób drążenia tunelu

Numer grupy

III

Przeciętny czas utrzymania

statecznego, niepodpartego zabioru

10lat dla 15m rozpiętości

6 miesięcy dla 8m rozpiętości

1 tydzień dla 5 m rozpiętości

10 godzin dla 2.5 m rozpiętości

30 minut dla 1 m rozpiętości

Kohezja (MPa)

> 0.4

0.3 - 0.4

0.2 - 0.3

0.1 - 0.2

< 0.1

Kąt tarcia wewnętrznego (deg)

> 45

35 - 45

25 - 35

15 - 25

< 15

F. Efekt drążenia przy uwzględnieniu upadu i rozciągłości w stosunku do orientacji osi tunelu

Rozciągłość prostopadła do osi tunelu

Rozciągłość równoległa do osi tunelu

Drążenie z upadem - upad 45-90^o

Drążenie z upadem - upad 20-45^o

Upad 45-90^o

Bardzo korzystne

Korzystne

Bardzo korzystne

Średnia

Drążenie pod upad - upad 45-90^o

Drążenie pod upad - upad 20-45^o

Upad 0-20⁰ - niezależnie od rozciągłości

Średnie

Niekorzystne

Średni

Klasyfikacja Bartona, Liena i Lunde (Q)

Klasyfikacja Q została opracowana przez Bartona, Liena i Lunde w roku 1974. Przy jej tworzeniu wykorzystali oni wiele doświadczeń z drążenia wyrobisk górniczych i tuneli. Zasadniczym celem tej klasyfikacji było scharakteryzowanie górotworu przy pomocy jednej wartości wskaźnika jakości Q. Określa się go ze wzoru:

(2)

gdzie:

RQD - procentowy wskaźnik stopnia spękania masywu skalnego,

J_n - liczba systemów spękań,

J_r - liczba określająca chropowatość powierzchni spękań,

J_a - liczba określająca przeobrażenie płaszczyzn nieciągłości,

J_w- współczynnik dopływu wody,

SRF - współczynnik stanu naprężeń.

Analizując postać równania (2) można zauważyć, że klasyfikacja Q zależy tylko od trzech parametrów.

Pierwszy parametr (RQD/J_n) reprezentuje strukturę masywu skalnego i jest miarą rozmiaru bloku lub kształtu bloku sformowanego przez obecność różnych sieci spękań. W masywie skalnym liczba systemów spękań J_n może wzrastać ze wzrostem wymiarów wyrobiska podziemnego (tunelu), bowiem mogą być napotykane dodatkowe sieci spękań. Stąd też, to nie jest rozsądne używanie wartości Q otrzymywanych z małych chodników do oceny ciśnienia na obudowę w dużych tunelach lub komorach. Lepsze przybliżenie można otrzymać określając J_n z obserwacji rdzeni wiertniczych lub kamer wprowadzanych do otworów wiertniczych.

Drugi parametr (J_r/J_a) reprezentuje szorstkość i tarcie na ściankach spękania lub materiału wypełniającego. Należy zaznaczyć, że wartość (J_r/J_a) przyjmowana jest dla krytycznej sieci spękań tj. sieci spękań, której położenie jest najbardziej niekorzystne z punktu widzenia stateczności bloków skalnych utworzonych przez spękania wokół wykonywanego wyrobiska podziemnego (głównie dotyczy to tzw. skalnych bloków kluczowych).

Trzeci parametr (J_w /SRF) jest określony empirycznie i opisuje warunki występowania aktywnych naprężeń. Współczynnik stanu naprężeń SRF jest mierzony jako:

ciśnienie od osłabionej strefy w przypadku drążenia przez strefę ścinania i skałę z wkładkami gliniastymi,
naprężenie w zwięzłych skałach,
ciśnienie zaciskania w plastycznych słabo zwięzłych skałach.

Współczynnik dopływu wody jest określany poprzez pomierzenie ciśnienia wody. Woda ma niekorzystny wpływ na wytrzymałość ścinania spękania a jest to spowodowane zmniejszeniem efektywnych naprężeń normalnych. Woda w dodatku, powoduje zmiękczenie i możliwość wymycia w przypadku gliniastego wypełnienia spękania.

Opis parametrów i przyporządkowane im odpowiednich wartości punktów dla klasyfikacji Q zamieszczono w tabelach od 3 do 8.

Tabela 3 Podzielność rdzenia wiertniczego (Barton i inni, 1974)

Oznaczenie podzielności rdzenia wiertniczego	Wartość RQD
A. Bardzo słaba	0 - 25
B. Słaba	25 - 50
C. Średnia	50 - 75
D. Dobra	75 - 90
E. Doskonała	90 - 100

Uwaga do tabeli 3 - RQD wystarczy podawać z dokładnością do 5 np. 85 zamiast 83.

Tabela 4 Liczba systemów spękań (Barton i inni, 1974)

Wskaźnik liczby systemów spękań	Wartość J_n
A. Ciągły, brak lub niewiele spękań	0.5 - 1.0
B. Jeden układ spękań	2
C. Jeden układ spękań i sporadycznie inne	3
D. Dwa układy spękań	4
E. Dwa układy spękań i sporadycznie inne	6
F. Trzy układy spękań	9
G. Trzy układy spękań i sporadycznie inne	12
H. Cztery lub więcej układów spękań, losowy rozkład, wyodrębnione bloki skalne	15
I. Rozdrobniona skała, gruz	20

Uwaga do tabeli 4 - przy obliczaniu skrzyżowań wartość
należy powiększyć trzykrotnie, natomiast przy portalach
należy powiększyć dwukrotnie,

Tabela 5 Ocena chropowatości szczelin (Barton i inni, 1974)

Wskaźnik chropowatości szczelin	Wartość J_r
kontakt ścianek szczeliny kontakt ścianek szczeliny przed 10cm ścięciem
A. Nieciągła szczelina	4
B. Szorstka i nieregularna, pofałdowana	3
C. Wygładzone, pofałdowanie	2
D. Wypolerowane, pofałdowanie	1.5
E. Szorstkie lub nieregularne, płaskie	1.5
F. Wygładzone, płaskie	1.0
G. Wypolerowane, płaskie	0.5
c) gdy występuje ścięcie brak kontaktu pomiędzy ściankami szczeliny
H. Strefy kontaktu z mineralną zbitą gliną z wystarczającym zabezpieczeniem kontaktu ścianki	1.0
I. Piaski, żwiry, lub strefy zniszczonego materiału z wystarczającym zabezpieczeniem kontaktu ścianki	1.0

Uwaga do tabeli 5 - dolicza się 1.0m, jeżeli średnia odległość zasadniczych sieci spękań jest większa niż 3m,
= 0.5 dla wygładzonych płaskich spękań zbliżonych kształtem do linii korzystnie zorientowanych.

Powyższy opis od B do G odpowiada nieciągłościom małej i średniej skali.

W razie niejasności proszę podeprzeć się wizualną oceną rdzenia przedstawionego w danych.

Tabela 6 Ocena zwietrzenia ścianek szczelin (Barton i inni, 1974)

Wskaźnik zwietrzenia ścianek szczelin		Wartość J_a
a) kontakt ścianek szczeliny
A. Niezwietrzałe (zdrowa), twarde, nie osłabione, nieprzepuszczalny materiał wypełniający		0.75
B. Niezmienione ścianki szczelin, płaszczyzny tylko poplamione	25-35	1.0
C. Drobne zmiany na ściankach szczelin, nie osłabione mineralną powłoką, piaskowe cząstki, rozdrobnione skały	25-30	2.0
D. Piaskowo-gliniaste lub iłowe - mułowe powłoki ścianek szczelin, małe wtrącenia gliny (nie zmiękczone)	20-25	3.0
E. Osłabione, małe tarcie czastek gliny, kaolinitów, miki. Także chloryty, talk, gips i grafit. Małe ilości pęczniejącej gliny. (Nieciągłości powłokowe, 1-2 mm lub lessowe)	8-16	4.0
b) kontakt pomiędzy ściankami szczeliny przed 10cm ścięciem
F. Cząstki piaskowe, wolna glina, rozdrobniona skała	25-30	4.0
G. Silnie skonsolidowany, nie osłabiona glina wypełniająca (ciągły <5mm zbity)	16-24	6.0
H. Średnio lub mało skonsolidowany, osłabione wypełnienia gliniaste (ciągłe <5mm zbite)	12-16	8.0
J. Pęczniejąca wypełniająca glina, montmorillonit, (ciągłe <5mm zbita). Wielkość J_a zależy od procentowego zaangażowania cząstek pęczniejącej gliny i dostępu do wody	6-12	8.0-12.0
c) Gdy wystąpiło ścinanie nie ma kontaktu pomiędzy ściankami szczeliny
K. Strefy lub warstwy zniszczenia lub skruszenia (patrz G, H i J dla warunków gliny )	6-24	8.0-12.0
L. Strefy lub warstwy mułowo - iłowe lub piaskowo - glinowe, małe frakcje gliny, nie zmiękczone		5.0
M. Zbita ciągła strefa lub warstwa gliny (patrz G, H i J dla warunków gliny)	6-24	13.0-20.0

Uwaga do tabeli 6 Wartości
są obliczane jako orientacyjne.

Tabela 7 Ocena zawodnienia (Barton i inni, 1974)

Wskaźnik zawodnienia	Przybliżone ciśnienie wody, MPa	Wartość Jw
A. Suche wyrobisko o dopływie mniejszym <5 l/m. Lokalnie	<0.1	1.0
B. Średni dopływ pod ciśnieniem, czasami z wypłukiwaniem wypełnienia szczelin	0.1-0.25	0.66
C. Duży dopływ pod dużym ciśnieniem z kompletnym wypełnieniem szczelin	0.25-1.0	0.5
D. Duży dopływ pod dużym ciśnieniem	0.25-1.0	0.33
E. Wyjątkowo silny wypływ z nagłym wyrzutem wody, zanikający w czasie	>1.0	0.2 - 0.1
F. Wyjątkowo silny wypływ wody pod ciśnieniem	>1.0	0.1 - 0.05

Uwaga do tabeli 7 Wskaźniki zawodnienia od C do F są zgrubnie oszacowane.

Tabela 8 Ocena stanu naprężenia masywu skalnego w otoczeniu wyrobisk (Barton i inni, 1974 oraz Grimstad i Barton, 1993)

Wskaźnik odprężenia masywu skalnego				SRF
a. Strefy osłabienia w krzyżujących się wyrobiskach, które mogą spowodować rozluźnienie się stref osłabienia podczas drążenia tuneli i wyrobisk podziemnych

A. Wiele występujących stref osłabienia na kontakcie gliny lub chemicznie zniszczonej skały, bardzo rozluźnione otoczenie skały (każda głębokość)				10.0
B. Pojedyncza strefa osłabienia na kontakcie gliny lub chemicznie zniszczonej skały (głębokość drążenia < 50 m)				5.0
C. Pojedyncza strefa osłabienia na kontakcie gliny lub chemicznie zniszczonej skały (głębokość drążenia > 50 m)				2.5
D. Wiele stref osłabienia w skale zwięzłej (wolna glina), wolne otoczenie skały (każda głębokość)				7.5
E. Pojedyncza strefa osłabienia w skale zwięzłej (wolna glina), wolne otoczenie skały (głębokość drążenia <50m)				5.0
F. Pojedyncza strefa osłabienia w skale zwięzłej (wolna glina), wolne otoczenie skały (głębokość drążenia >50m)				2.5
G. Wolne, otwarte, długie szczeliny albo w kształcie kostki cukru				5.0
b. Duże koncentracje naprężeń w masywie skalnym, zwięzłym
			SRF - wartości używane do 1993r	SRF - wartości po 1993r
H. Niewielkie koncentracje naprężeń, w pobliżu otwartych spękań	> 200	<0.01	2.5	2.5
I. Średnie koncentracje naprężeń, korzystne warunki naprężeń	200 - 10	0.01-0.3	1.0	1.0
K. Duże koncentracje naprężeń	10 - 5	0.3-0.4	0.5 - 2.0	0.5 - 2.0
L. Umiarkowane odspajanie się płytowe skały po >1godz.	5 - 3	0.5 - 0.65	5 - 9	5 - 50
M. Odspajanie się płytowe skał i zagrożenie tąpaniami po kilku min.	3-2	0.65-1.0	9 - 15	50 - 200
N. Silne zagrożenie tąpaniami i natychmiastowe deformacje	<2	>1	15 - 20	200 - 400
c. Masyw skalny skłonny do plastycznego płynięcia,
O. Skłonny do plastycznego płynięcia,				5 - 10
P. Silnie skłonny do plastycznego płynięcia,				10 - 20
c. Masyw skalny pęczniejący, aktywnie chemicznie pęczniejący pod wpływem wody
P. Łagodnie pęczniejący				5 - 10
R. Silnie pęczniejący				10 - 15

Uwagi do tabeli 8:

a) Wartość SRF zmniejsza się o 25-50% , jeżeli strefa ścinania ma wpływ ma wykonywane wyrobisko,

lecz go nie przecina.

Dla silnie anizotropowego pola naprężeń (jeżeli takie pomierzono): gdy
zmniejsza się wartości
i
odpowiednio do 0.8
i 0.8
, gdy
zmniejsza się wartości
i
odpowiednio do 0.6
i 0.6
(gdzie:
- odpowiednio wytrzymałość na jednoosiowe ściskanie, wytrzymałość na jednoosiowe rozciąganie, większe naprężenie główne, mniejsze naprężenie główne)
W przypadku, gdy strop wyrobiska podziemnego znajduje się na głębokości mniejszej od jego szerokości proponuje się zwiększyć SRF z wartości 2.5 do 5.0 (patrz H).
Po roku 1974r w klasyfikacji Q niektóre wartości współczynnika stanu naprężeń SRF zostały zmienione przez Grimstada i Bartona (1993). Nowe wartości SRF zamieszczono w tabeli 8.17 obok używanych do roku 1993. Ta korekta jest wynikiem doświadczeń z ponad 1000 przypadków gdzie zakładano obudowę wykorzystując klasyfikację Q. Okazało się bowiem, że mocny masyw skalny, przy wysokich naprężeniach potrzebuje dalece bardziej obudowy niż to było zalecane przez klasyfikację Q z SRF w „starej” ocenie. W oryginalnej klasyfikacji z 1974r ten problem był opisany w uzupełniającym zapisie instrukcji jako obudowa stosowana w warunkach stref zagrożenia tąpaniami lub odspojeniami skał. Głównie obudowa zamknięta kotwiowa oraz stalowa podporowa. Ostatnie doświadczenia z tunelami wykonanymi w mocnych skałach przy wysokich naprężeniach sugerują mniej kotwienia, lecz szerokie stosowanie torkretu wzmocnionego włóknami stalowymi (SFRS), który był nieznany w 1974r. Unowocześniona klasyfikacja Q pokazuje, że w wielu ekstremalnych przypadkach wysokich naprężeń i mocnego masywu skalnego (niespękanego) maksymalna wartość SRF może być zwiększona z 20 do 400 aby dać wartość Q która jest skorelowana z nowoczesną obudową.

Wartość wskaźnika Q może się zmieniać od 0.001 do 1000. W zależności od twej wartości dzieli się masyw skalny na 9 klas (tabela 9). Klasyfikacja ta jest szczególnie zalecana dla tuneli i komór z łukowym stropem.

Z danych określiliśmy parametry górotworu i noty im przypisane dla rozpatrywanego przypadku

Q=1,32

W tabeli 9 odczytujemy - klasa masywu skalnego „słaby”. Z klasyfikacji tej nie możemy przyjąć siatki kotwienia. W takim przypadku należy porównać kalsyfikację Q i klasyfikacją RMR (punkt 4)

Tabela 9 Klasy masywu skalnego w zależności od wskaźnika Q

Q	Jakość górotworu
400 - 1000	Skrajnie dobry
100 - 400	Wyjątkowo dobry
40 - 100	Bardzo dobry
10 - 40	Dobry
4 - 10	Średni
1 - 4	Słaby
0.1 - 1.0	Bardzo słaby
0.01 - 0.1	Wyjątkowo słaby
0.001 - 0.001	Skrajnie słaby

Korelacje pomiędzy klasyfikacją RMR Bieniawskiego a klasyfikacją Bartona

Klasyfikacja Q jest bardzo często stosowana na całym świecie, wymiennie z klasyfikacją RMR, dla określania jakości górotworu. Dla ułatwienia komunikacji pomiędzy tymi klasyfikacjami powstało szereg korelacji pomiędzy nimi. Niektóre z nich zebrano w tabeli 8.21.

Tabela 8.21. Korelacje pomiędzy klasyfikacjami Q i RMR.

Równanie	Odnośnik
	Bieniawski (1987)
	Rutlege i Preston (1978)


	Kaiser i Gale (1985)
	Al-Harthi (1993)
	Turgul (1998)


RMR = 50 +15 Q	Barton (1995)

Korelacje pomiędzy klasyfikacjami nie obowiązują dla pełnego zakresu wartości Q i RMR lecz tylko dla pewnego ograniczonego przedziału. Najczęściej stosuje się zaznaczone korelacje Bieniawskiego, Bartona, chociaż one również dają znaczny rozrzut w wynikach. Dla przykładu przyjmując wartość Q=0.001 (najniższa wartość Q) z wzoru Bieniawskiego (tab.8.21) otrzymuje się wartość błędną ujemną wartość RMR=−18.2, natomiast z wzoru Bartona RMR =5.

Dla klasyfikacji RMR i po obliczeniu korelacji pomiędzy klasyfikacjami Q i RMR (RMR_kor.) (Bieniawski, Barton) należy dobrać schemat kotwienia (materiały dodatkowe od prowadzącego zajęcia) w zależności od przeznaczenia wyrobiska dla RMR i RMR_kor..

Dla rozpatrywanego przypadku

RMR_kor = 46 - Bieniawski

RMR_kor = 65 - Barton

Według obliczonych RMR_kor sprawdzamy w tabeli 2 nr grupy określający klasę górotworu:

RMR_kor = 46 - Bieniawski - „ górotwór średni”

RMR_kor = 65 - Barton „górotwór dobry”

Schemat kotwienia wg RQD - siatka kotwienia 0,8x0,8 m, konieczność stosowania siatki i stropnic.

Schemat kotwienia wg RMR i RMR_kor - należy określić przeznaczenia wyrobiska i z poniższych tabel dobrać siatkę kotwienia

Obudowa kotwowa dla wyrobisk eksploatacyjnych

Należy zwrócić uwagę na klasę stropu, w powyższych tabelach V klasa jest to górotwór bardzo dobry, a w klasyfikacji RMR górotwór bardzo dobry to I klasa.

Dla RMR - górotwór średni przyjmujemy (wyrobisko specjalnego przeznaczenia) siatkę kotwienia 1,5x1,5 m.

RMR_kor = 46 - Bieniawski - skały średnio mocne I przyjmujemy (wyrobisko specjalnego przeznaczenia) siatkę kotwienia 1,0x1,0 m.

RMR_kor = 65 - Barton - skały średnio mocne II przyjmujemy (wyrobisko specjalnego przeznaczenia) siatkę kotwienia 1,5x1,5 m.

Sprawdzenie doboru kotwi

Wyznaczenie siatki kotwienia oraz długości kotwi

Obliczenie strzałki sklepienia ciśnień h₀ w stropie wyrobiska:

h₀= a_w /(2tgφ) [m]

a_w - szerokość wyrobiska w wyłomie [m]

φ - kąt tarcia wewnętrznego skał stropowych (z RMR)

Długość kotwi L₁ uzależniona jest od wysokości strefy spękań w stropie wyrobiska (sklepienia ciśnień) h₀

L₁ = 1,5 h₀ [m]

Gęstość kotwienia A_k

A_k = 3N_k/(2n L₁γ_śr) [m²]

N_k - nośność kotwi 120 [kN]

n - współczynnik bezpieczeństwa (2-5)

γ_śr - średni ciężar objętościowy skał nadległych 24 [kN/m³]

Rozmieszczenie kotwi w rzędach i szeregach w rozstawie a:

A = √A_k [m]

Wyznaczenie siatki kotwienia oraz długości kotwi wg. Protodiakonowa

l_k = 1,5 h₁ [m]

h₁ = a₁/f [m]

f = a/(2tg γ_śr)

l_k - długość kotwi [m]

h₁ - wysokośc strefy odprężonej w stropie [m]

a₁ - szerokość sklepienia [m]

a - szerokość wyrobiska [m]

f - współczynnik Protodiakonowa

a₁= a+h tg (45-( φ/2))

h - wysokość wyrobiska

Ciśnienie wywierane na strop wyrobiska Q_s, Q

Q_s = (a² γ_śr )/ 3tg φ [kN/mb]

Q = 2/3 γ_śr f[kN/m²]

Wyznaczenie ilości kotwi na mb wyrobiska

n_k= Q_s / N_k [sztuk/mb] - uwzględnić również współczynnik „n”

Wyznaczenie siatki kotwienia oraz długości kotwi wg. Sałstowicza

l_k = 1,5 h₁ [m]

h₁ = (a - h/2) Rr [m]

Rr - wytrzymałość na rozciąganie [MPa]

Ciśnienie wywierane na strop wyrobiska Q_s, Q

Q_s = Q a [kN/mb]

Q = (2/3 γ_śr) (a - (h/2)) f[kN/m²]

Wyznaczenie ilości kotwi na mb wyrobiska

n_k= N_k Q_s [sztuk/mb] - uwzględnić również współczynnik „n”

Wyznaczenie siatki kotwienia wg. Bieniawskiego

Q = ((100 - RMR)/100) a γ_śr [kN/m²]

Q_s = Q [kN/mb]

Wyznaczenie ilości kotwi na mb wyrobiska

n_k= Q_s / N_k [sztuk/mb] - uwzględnić również współczynnik „n”

Wyszukiwarka