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:
γi*(n)=(γsi(n)-γw) (1-nsi)
w którym:
γi*(n) -charakterystyczna wartość ciężaru objętościowego skały w i-tej warstwie z uwzględnieniem siły wyporu wody,MN/m3,
γsi(n) -charakterystyczna wartość ciężaru właściwego szkieletu mineralnego skały w i-tej warstwie,MN/m3,
γw -ciężar właściwy wody,MN/m3, (γw=0,0098 MN/m3),
nsi -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 Hw w otworze badawczym ponad strop poziomu wodonośnego , a w kolumnie 11- wartość iloczynu γwHw.
W przypadku poziomu wodonośnego o zwierciadle swobodnym należy przyjąć:Hw=γwHw=0.Wartość Hw należy ustalać , uwzględniając ewentualny spadek ciśnienia wody na skutek drenażu lub uszczelniania górotworu .
W kolumnie 12 należy umieścić wartość iloczynu częściowego γni(n)hi , przy czym γni(n) wg kol. 8,
hi - wg kol. 5.
Kolumnę 13 należy wypełnić dla warstw zawodnionych, umieszczając w niej wartość iloczynu γi*(n)hi ,przy czym γi*(n) - wg kol. 9, hi wg kolumny 5.W przypadku warstw niezawodnionych umieścić kreskę.
W kolumnie 14 należy umieścić sumy iloczynów częściowych γni(n)hi (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 γwHw (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 γi*(n)hi (z kol. 13).
W kolumnie 16 należy wpisać iloraz sumy δzγ 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 Rcs(n) (kol.22) i rozciąganie Rrs(n) (kol.23) należy wpisać wg arkusza danych, w przypadku braku danych należy umieścić kreskę.
Wartość współczynnika strukturalnego osłabienia skał w górotworze kk (kol.24) należy przyjmować w zależności od grubości warstwy:
dla grubości warstwy mniejszej niż 0,8m, kk=0,3,
dla grubości warstwy powyżej 0,8do 1,3m, kk=0,7,
dla grubości warstwy powyżej 1,3m. kk=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 kk=0.
Wartość współczynnika koncentracji naprężeń w górotworze kp (kol.28) należy obliczać wg wzoru:
kp=kp1 kp2 kp3
Wartość współczynnika kp1 (kol.25) należy przyjmować:
-w przypadku głębienia szybu z użyciem materiałów wybuchowych kp1=3,0.
-w przypadku urabiania ociosów metodą kombajnową (nie dotyczy szybów wierconych z użyciem płuczki wiertniczej)lub ręczną kp1=2,0.
Wartość współczynnika kp2 (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 kp2=1,5.
-dla pozostałych odcinków szybu kp2=1,0.
Wartość współczynnika kp3(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<Hkr) w zależności od stosunku grubości warstw h do średnicy nominalnej szybu D - wg tab.1,
-gdy nie zachodzi ww. przypadek kp
Wartość współczynnika kp3
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 Hkr (kol.29) należy obliczać wg wzorów:
-dla skał zwięzłych
Hkr=
-dla skał luźnych
Hkr=
w których:
- Rcs(n) -wg kol.22.
- γśr(n) -wg kol.16.
- kk -wg kol.24.
- kp -wg kol.28.
- c,(n) -wg kol.17.
- Ф'(n) -wg kol.18.
- nv -wg kol.21.
Wartość współczynnika obciążenia nw dla ciśnienia wody (kol.30) należy przyjmować:
-w przypadku całkowitego uszczelnienia górotworu i zamknięcia poziomu wodonośnego nw=0,1.
-w przypadku ujęcia wody lub pełnego drenażu poziomu wodonośnego nw=0,1-0,2.
-w przypadku stosowania obudowy betonowej w warstwach wodonośnych o współczynniku filtracji nie większym od współczynnika filtracji obudowy nw=0,2.
-w przypadku niekontrolowanego rozmrażania szybu głębionego z użyciem metody zamrażania
górotworu nw=1,1.
-w pozostałych przypadkach nw=1,0.
Wysokość słupa wody hw (kol.31) należy przyjąć wg arkusza danych, wpisując w wierszu górnym dla stropu warstwy, w wierszu dolnym -dla spągu warstwy. Wysokości słupa wody hw nie uwzględniają korekty współczynnikiem nw.
Ciężar właściwy wody γw=0,0098 MN/m3 (kol.32).
Wartość obciążenia obliczeniowego pochodzącego od ciśnienia wody pw (kol.32)należy określać wg wzoru:
pw=nwγwhw
w którym:
-nw - wg kol.30
-γw - wg kol.32
-hw - 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<Hkr
przy czym:
H -głębokość warstwy (kol.3i4),m
Hkr -głębokość krytyczna (kol.29),m,
należy przyjąć
ps=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 Rcs(n) >0 , znajdujących się poniżej głębokości krytycznej (H>Hkr); 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:
Rcs(n) - wg kol.22
Wartość współczynnika poziomego rozpierania A (kol.39) należy obliczać wg wzoru:
A=tg2(45º-
Wartość obciążenia p1s (kol.40) należy obliczać wg wzorów:
-w skałach niezawodnionych
p1s=nδzγA
-w skałach zawodnionych
p1s=nδ'zγA
przy czym:
n - wg kol.37,
A - wg kol.39,
δzγ - 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<Hkr) należy w kolumnach 41 i 42 wpisać kreski.
Współczynnik poziomego rozpierania A* należy obliczać wg wzoru:
A*=tg2(45º -
przy czym Φ'(n) - wg kol.18.
Wartość obciążenia p2s (kol.42) należy obliczać wg wzoru:
w skałach niezawodnionych
p2s=nγśr(n)(H-Hkr)A*
w skałach zawodnionych
p2s=n(δ'zγ-γśr(n)Hkr)A*
przy czym:
n -wg kol.37
γśr(n) -wg kol.16
Hkr -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 > Hgr),
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
Rcs(n)
Rcs(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 Rcs(n)=0 lub H<Hkr) w kolumnach 43-50 należy umieścić kreski.
Głębokość graniczną Hgr należy obliczać wg wzoru:
Hgr=Hkr+55tg(45º+
przy czym:
Hkr - 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 Rcs(n)/Rrs(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 (Rcs(n)/Rrs(n) )>[(1-v)/v(1+v)]2 dla v ≤ 1/3 i (Rcs(n)/Rrs(n)) > [2/(1+v)]2 dla v ≥ 1/3. W przypadku spełnienia obliczamy wartość p3s (kol.49) wg wzoru:
p3s= n55γśr(n)tg(45º-
w którym:
n - wg kol.37,
γśr(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 p3s (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 pw (kol.33) i ps (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=γnk(n)H
w którym:
-γnk(n) -charakterystyczna wartość ciężaru objętościowego kurzawki, MN/m3, (γnk(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 kp2=n1=1,5), zastosowanie drenażu górotworu poza obudową (uzasadnienie przyjęcia nw=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/m3] |
Cięż. objętośc. skały γni(n)
[MN/m3]
|
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/m3] |
Porowatość
ni |
Naturalny ciężar objętościowy skały
γni(n)
[MN/m3] |
Ciężar objętościowy z uwzgl. siły wyporu wody
γi*(n)
[MN/m3] |
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/m3] |
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 pw |
||||||
|
|
|
|
|
kp1 |
kp2 |
kp3 |
kp=kp1kp2kp3 |
|
współcz. obciąż.dla ciśn. wody nw
|
Wysokość słupa wody Hw
[m] |
ciężar wła ściwy wody γw [MN/m3] |
obciążenie oblicz.
pw=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 |
p1s=nδzγA p1s=nδ'zγA
[MPa] |
Wsp.pozi. rozpierania
A* |
p2s=nγśr(n)(H-Hkr)A* p2s=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=ps+pw
[MPa] |
Obciążenie ze strony kurzawki |
Uwagi
|
||||||
Metoda III |
|
|
|
||||||
Rcs(n)/Rrs(n)
|
[(1-v)/v(1+v)]2 |
[2/(1+v)]2 |
p3s=n55γśr(n)tg2[45o-(Φ'(r)/2)]
[MPa] |
Obciążenie powiększone (dla H ≥ 800m) 1,1p3s
[MPa] |
ps
[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.
odcinek 0,00-52,40m - o obciążeniach nie przekraczających wartości 0,5109 MPa,
odcinek 52,40-153,20m - o obciążeniach nie przekraczających wartości 2,1427 MPa,
odcinek 153,20-254,00m - o obciążeniach nie przekraczających wartości 0,4488 MPa,
odcinek 254,00-304,80m - bez obciążeń,
odcinek 304,80-305,80m - o obciążeniach nie przekraczających wartości 1,2272 MPa,
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:
db=
w którym:
db- grubość obudowy ostatecznej betonowej, m,
a0- promień szybu w świetle obudowy ostatecznej, m,
Rbb- wytrzymałość obliczeniowa betonu niezbrojonego na ściskanie, MPa,
m- współczynnik korekcyjny wg PN-G-05015,
pw- obciążenie obliczeniowe pochodzące od ciśnienia wody, MPa.
Wartość wytrzymałości obliczeniowej betonu na ściskanie Rbb 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:
dw=
w którym:
dw- grubość obudowy wstępnej z betonu, m,
aw- promień szybu w świetle obudowy wstępnej, m,
ps- obciążenie obliczeniowe pochodzące od nacisku skał, MPa,
m- współczynnik korekcyjny wg PN-G-05015,
Rbb- 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:
db=
w którym:
db- grubość obudowy betonowej pojedynczej, m,
a0- promień szybu w świetle obudowy, m,
Rbb- 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 db=0,10m dla odcinka ,,b” grubość obudowy ostatecznej wyniosła db=0,45m . Ostatecznie przyjęto że grubość obudowy ostatecznej wykonanej z betonu klasy B25 na obu odcinkach ,,a” i ,,b” wyniosła db=0,45m.
przy:
ao- 3,25m
m- 1
pw- dla odcinka ,,a” - 0,2685MPa
pw- dla odcinka ,,b” - 1,2564MPa
Rbb=Rb/γb
Rb- 11,6MPa
γb- 1,15
Dla odcinka ,,a” grubość obudowy wstępnej wykonanej z betonu klasy B15 wyniosła dw=0,20m.
Dla odcinka ,,b” grubość obudowy wstępnej wykonanej z betonu klasy B15wyniosła dw=0,60m
dla:
aw= ao+db= 3,70m
m= 1
ps- dla odcinka ,,a” = 0,2424MPa
ps- dla odcinka ,,b” = 0,8863MPa
Rbb=Rb/γb
Rb=7,1MPa
γb=1,15
Dla reszty odcinków szybu zaprojektowano obudowę pojedynczą.
Dla odcinka ,,e” grubość obudowy pojedynczej z betonu klasy B25 wyniosła db=0,50m.
Dla odcinka ,,c” grubość obudowy pojedynczej z betonu klasy B25 wyniosła db=o,15m.
Dla wszystkich odcinków oprócz odcinka ,,e” przyjęto, że grubość obudowy pojedynczej wykonanej z betonu klasy B25 wyniosła db=0,30m
przy:
ao= 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,
Rbb=Rb/γb
Rb=11,6MPa,
γb=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
Qs=γfγmhmdm
- szerokość stopy szybowej
b=(Qs/qf(r))cos2β
- wysokość stopy szybowej (betonowej)
ho=
Wysokość stopy szybowej należy sprawdzić na ścinanie wg wzoru:
ho ≥ Qs/2Rbbz
przy:
Qs- obciążenie obliczeniowe stopy szybowej, MN/m,
γf- współczynnik obciążenia wgPN-82/B-02001,
γm- ciężar objętościowy muru obudowy wg PN-82/B-02001, MN/m3,
hm- wysokość odcinka obudowy nie związanego z górotworem i spoczywającego na stopie, m,
dm- grubość obudowy, m,
β- kąt nachylenia dolnej podstawy stopy do poziomu,
b- szerokość stopy szybowej, m,
ho- wysokość stopy szybowej, m,
Rbbz- wytrzymał0ść oliczeniowa betonu niezbrojonego na rozciąganie wg PN-84/B-03264, MPa,
qf(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 qf(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 Qs=1778,337MN/m.
Szerokość stopy szybowej wyniosła b=1,46m przyjęto, że b=1,50m.
Wysokość stopy szybowej wyniosła ho=0,85m, lecz po sprawdzeniu na ścinanie przyjęto ho=1,30m
dla:
γf= 1,1,
γm= 23MN/m3,
hm= 156,2m,
dm= 0,45m,
β= 25º,
qf(r)= 1,
Rbbz= Rbz/γb,
Rbz= 0,82MPa,
γb= 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:
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)
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;
w wyrobiskach węglowo - kamiennych (tj. o udziale węgla w powierzchni przodku
większym od 20%) i węglowych:
MW metanowe specjalne i metanowe amonowo-saletrzane - ładunki MW bez ograniczenia,
ZE dowolne,
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.
Liczba otworów strzałowych i ich rozmieszczenie
Liczbę otworów strzałowych należy określić wg wzoru Pokrowskiego:
N=(1,25qS)/(aδdn2k)
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,
dn - średnica ładunku, mm,
k - współczynnik zagęszczenia MW w procesie inicjacji,
ρ - gęstość MW na 1m otworu, kg/m,
ρ=aδ(Пdn2)/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:
odległość między okręgami w przybliżeniu jednakowa i mniejsza od odległości między otworami w okręgu o ok. 0,1m,
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),
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,
dn =0,036m,
k = 1,2,
q = 1,78kg/m3,
δ =1312,22kg/m3,
ρ = 1,068kg/m.
Długość otworów strzałowych
Długość otworów strzałowych należy ustalić ze wzoru na:
czas wiercenia (wzór Pokrowskiego)
lwierc=(twiercnwiertvw)/N
czas ładowania urobku (wzór Pokrowskiego)
lład=(tładPnładφł)/(Sηko)
przy czym:
twierc - przyjęty czas wiercenia otworów, h,
nwiert - liczba jednocześnie pracujących wiertarek w przodku,
vw - prędkość wiercenia jedną wiertarką, m/h,
N - liczba otworów strzałowych,
tład - czas mechanicznego ładowania w cyklu, h,
P - wydajność ładowarki, m3/h,
φł - współczynnik wykorzystania czasu pracy ładowarki w przodku,
nład - liczba ładowarek,
S - powierzchnia przekroju szybu w wyłomie, m2,
ko - współczynnik rozluźniania skały,
η - współczynnik wykorzystania otworu.
Do obliczeń można przyjmować:
twierc= 4 h,
tład=7 h
(przy cyklu czterozmianowym po 6 godzin na zmianę),
nwiert = 5 - 6, a przy zastosowaniu brygady wiertniczej 10 - 12,
vw = 15 - 20cm/min = 9 - 12m/h(w piaskowcach),
φł = 0,7 - 0,85,
ko = 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 ls=3,9m. Przy lwierc=4,3m oraz lład=5,3m.
Dla:
N = 67,
P = 60m3/h,
twierc = 4h,
nwiert=6
vw= 12m/h,
tład= 7h,
φł= 0,8,
nład=1,
η = 0,8,
ko= 2,0,
S = 39,6m2.
4.5 Zużycie materiałów wybuchowych na zabiór
Zużycie MW na zabiór należy określać wg wzoru:
AMW = qSlsη
w którym:
AMW - zużycie MW na zabiór, kg,
q - jednostkowe zużycie MW, = 1,78kg/m3,
ls - 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 AMW=220kg.
5 Postęp na cykl
Postęp na cykl należy określać wg wzoru:
lo= ηls
w którym:
lo - postęp na cykl, m,
ls - długość otworów strzałowych, = 3,9m,
η - współczynnik wykorzystania otworu = 0,8.
Postęp na cykl wyniósł lo=3,12m.
6 Postęp miesięczny
Postęp miesięczny należy obliczać wg wzorów:
przy 7 dniach pracy w tygodniu — lm=30lo=93,60m,
przy 6 dniach pracy w tygodniu — lm=26lo=81,12m,
przy 5 dniach pracy w tygodniu — lm=22lo=68,64m.
7 Dobór urządzenia wyciągowego
Pojemność kubła należy obliczać wg wzoru:
Vk=(ηlsSkotc)/(twkwφc)
w którym:
Vk - pojemność kubła, m3,
η - współczynnik wykorzystania otworów strzałowych,
ls - długość otworów strzałowych, m,
S - powierzchnia przekroju szybu w wyłomie, m2,
ko - współczynnik rozluźniania skały,
kw - współczynnik wypełnienia kubła,
φc - współczynnik wykorzystania urządzenia wyciągowego,
tc - czas jednego cyklu wyciągu, h,
tw - czas wyciągania urobku, h.
Czas wyciągania urobku należy przyjąć równy czasowi ładowania urobku.
Czas jednego cyklu wyciągu należy obliczać wgwzorów:
dla wyciągu jednokubłowego (jednokońcowego)
tc=t1+(H - 2Sd)/vk+2Sd/vs+t2+t3+tj
dla wyciągu dwukubłowego (dwukońcowego)
tc=t1+ (H - 2Sd)/vk+2Sd/vs+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,
Sd - droga dojazdowa (przed pomostem wiszącym i przed pomostem na zrębie szybu)
vk - prędkość jazdy w górę lub w dół,
vs - prędkość jazdy na drodze dojazdowej,
tj - czas jazdy jałowej, obliczany wg wzoru:
tj=(H - 2Sd)/vk+2Sd/vs
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:
tj = 238,325s,
tc= 621,65s,
Vk = 8,5m3.
Przy wyciągu dwukubłowtm:
tc= 338,325s,
Vk = 4,6m3,
dla:
S =39,6m,
Sd = 50m,
H = 406,6m,
ls = 3,9m,
η = 0,8,
ko = 2,0,
kw =0,9,
φc = 0,8,
tw = 7h,
t1 = 25s,
t2 = 90s,
t3 = 30s,
t4 = 45s,
vk = 8m/s,
vs = 0,5m/s.
Przyjęto wyciąg dwukubłowy o pojemności kubła Vk = 5m3 i dwie maszyny wyciągowe jednobębnowe sprzężone wałem elektrycznym.
Przewietrzanie szybu w czasie głębienia
Obliczanie niezbędnej ilości powietrza
Niezbędną ilość powietrza potrzebną w czasie głębienia szybu należy obliczać ze względu na:
a) rozrzedzenie gazów postrzałowych (wzór Woronina)
Qp1 =
b) minimalną szybkość powietrza w szybie
Qp2 = vminS
Przy czym:
Qp1 - niezbędny wydatek powietrza ze względu na rozrzedzenie gazów postrzałowych, m3/s,
Qp2 - 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,
vmin - minimalna szybkość powietrza w szybie , m/s.
Wartość współczynnika ucieczek powietrza należy obliczać wg wzoru Woronina:
p1=
w którym:
kl - współczynnik właściwej nieszczelności stykowego połączenia rur wentylacyjnych,
dl - średnica rur wentylacyjnych, m,
ml - długość rury wentylacyjnej, m,
R - opór aerodynamiczny lutniociągu, Ns2/m8,
Wartość oporu aerodynamicznego lutniociągu należy obliczyć wg wzoru:
R = 6,5[(αpll)/dl5]
w którym:
ll - długość lutniociągu, m,
dl - średnica rury wentylacyjnej, m,
αp - współczynnik oporu aerodynamicznego, Ns2/m4.
Wartość współczynnika oporu aerodynamicznego lutni blaszanych wynosi:
dla lutni o średnicy 800mm αp = 28,4∙10-4Ns2/m4,
dla lutni o średnicy 1000mm αp = 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 Qp1 =2,92m3/s, a ze względu na minimalną prędkość powietrza
w szybie Qp2 =5,94m3/s.
przy:
S = 39,6m2,
H = 406,6m,
R = 21,2Ns2/m8,
t = 15min,
p1 = 1,32,
k1 = 0,3,
vmin = 0,15m/s,
dl = 0,8m,
ll = 381,4m,
ml = 2,5m,
αp = 28,4∙10-4Ns2/m4.
Obliczanie wydajności wentylatora
Wydajność wentylatora należy obliczać ze wzoru:
Qw = Qppl
przy czym:
Qw - wydajność wentylatora, m3/s,
Qp - niezbędny wydatek powietrza, m3/s,
pl - współczynnik ucieczek powietrza.
Wydajność wentylatora należy obliczać dla Qp=Qp1oraz dla Qp=Qp2.
Ze względu na rozrzedzenie gazów postrzałowych wydajność wentylatora wyniosła Qw=3,86m3/s
dla:
Qp=Qp1=2,92m3/s,
p1=132.
Ze względu na minimalną prędkość powietrza w szybie wydajność wentylatora wyniosła Qw=7,84m3/s,
dla:
p1=1,32
Qp=Qp2=5,94m3/s.
Obliczanie spiętrzenia wentylatora
Spiętrzenie wentylatora należy obliczać wg wzoru:
hp={(Rp1Qp2)+[ ∑ε(vp2/2)ρ]}1,1
przy czym:
hp - spiętrzenie wentylatora, Pa,
p1 - współczynnik ucieczek powietrza,
ρ- gęstość powietrza, kg/m3,
vp - prędkość przepływu lutniociągu, m/s,
Qp - 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 hp=292,63Pa,
przy:
Qp=Qp1=2,92m3/s,
R =21,2Ns2/m8,
vp=7,36m/s
ρ =1,25kg/m3,
∑ε =0,81.
A ze względu na minimalną szybkość powietrza w szybie spiętrzenie wentylatora wyniosło hp=1112,02Pa,
dla:
Qp=Qp2=5,94m3/s,
R=21,2Ns2/m8,
∑ε =0,81,
ρ=1,25kg/m3,
vp=6,82m/s,
p1=1,32.
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:
lmax= =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 lmax, koniec lutniociągu powinien znajdować się pomiędzy przodkiem a pomostem.
Odwadnianie szybu w czasie głębienia
Wydajność pomp
Zgodnie z dotychczasową praktyką projektową wydajność pomp w czasie głębienia szybu powinna wynosić:
Q= (4/3)qw
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.
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
między kubłami a obudową lub innymi elementami wyposażenia szybu:
250mm (przy głębokości do 500m)
400mm (przy głębokości powyżej 500m)
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;
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.
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).
Roboty strzałowe przy użyciu dynamitu skalnego 10G5H i zapalników elektrycznych zwłocznych skalnych milisekundowych GZES 0,2AM25. Przewiduje się zużycie MW 220 kg na zabiór.
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.
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
|
|