Pobierz jako PDF - Stowarzyszenie Inżynierów i Techników Górnictwa

Transkrypt

Pobierz jako PDF - Stowarzyszenie Inżynierów i Techników Górnictwa
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
1
założono 01.10.1903 r.
MIESIĘCZNIK STOWARZYSZENIA INŻYNIERÓW I TECHNIKÓW GÓRNICTWA
Nr 5 (1098) maj 2014
Tom 70 (LXX)
UKD 662.333: 622.332: 620.91
Scenariusze wykorzystania węgla w polskiej energetyce
w świetle polityki klimatycznej Unii Europejskiej
Scenarios of coal utilization in power engineering in Poland in the light
of EU climate policy
dr hab. inż. Lidia Gawlik *)
prof. dr hab. inż. Eugeniusz Mokrzycki*)
Treść: W artkule przedstawiono wykonane analizy dotyczące możliwych kierunków rozwoju polskiego sektora elektroenergetycznego w perspektywie do 2050 roku. Skupiono się na ocenie przyszłego zapotrzebowania na węgiel kamienny i węgiel brunatny.
Będzie ono zależeć od wielu uwarunkowań, wśród których bardzo ważne będą ustalenia Unii Europejskiej dotyczące rozwoju
cen uprawnień do emisji CO2 oraz poziom przyszłych celów w zakresie użytkowania odnawialnych źródeł energii. Pokazano
również jaki wpływ na przyszłe użytkowanie węgla w energetyce będzie miał rozwój technologii CCS oraz ewentualny rozwój
wydobycia gazu z formacji łupkowych w Polsce.
Abstract: This paper presents the analyses of potential directions of development of the Polish power engineering sector up to 2050.
The assessment was aimed at the future demand for hard coal and lignite which should depend on many conditions, such
as the decisions of the EU referring to the level of prices of the titles for CO2 emission and the scope of future objectives of
using the renewable energy sources. Furthermore, the impact of the CCS technology and the potential development of shale
gas exploitation in Poland on the future coal use in power engineering was presented.
Słowa kluczowe:
węgiel kamienny, węgiel brunatny, energetyka, pakiet klimatyczny UE
Key words:
hard coal, lignite, power engineering, EU climate package
1. Wprowadzenie
Jednym z istotnych priorytetów polityki energetycznej
Unii Europejskiej jest ograniczenie emisji dwutlenku węgla
z sektora energetycznego. Dla Polski, której energetyka oparta
jest głównie na węglu kamiennym i węglu brunatnym, zadanie
to nie jest proste, gdyż paliwa stałe charakteryzują się wysokimi wskaźnikami emisyjności. Polska, która posiada znaczące
zasoby węgla kamiennego i brunatnego i intensywnie je użytkuje, charakteryzuje się jednym z najwyższych wskaźników
bezpieczeństwa energetycznego wśród państw unijnych.
*) Instytut Gospodarki Surowcami Mineralnymi i Energią PAN, Kraków
Dalszy rozwój górnictwa węglowego i wykorzystanie tego
surowca w energetyce jest w dłuższej perspektywie zagrożone
ze względu na:
– politykę dekarbonizacji energetyki UE, ujętą w Energy
Roadmap 2050 [2], gdzie zakłada się obniżenie emisji CO2
o 95% w 2050 roku w stosunku do roku bazowego (a więc praktycznie wyeliminowanie węgla jako surowca energetycznego),
– coraz trudniejsze warunki eksploatacji węgla w polskich
kopalniach, co powoduje wzrost kosztów jego pozyskania
i w konsekwencji zagrożenie brakiem konkurencyjności
rodzimego surowca z węglem importowanym, a w dalszej
konsekwencji wybór innych technologii generacji energii
elektrycznej.
2
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Polityka długoterminowej redukcji emisji po 2020 roku
jest w Unii konsekwentnie opracowywana, miedzy innymi w
dokumentach obejmujących zamiary do roku 2030.
Polityka ochrony zmian klimatu Unii wydaje się być
działaniem „za wszelką cenę”, gdyż w świetle szybkiego
rozwoju energetyki węglowej w krajach azjatyckich, przede
wszystkim w Chinach i Indiach [7], wysiłek by ograniczyć
emisje w Europie nie da oczekiwanych wyników w skali świata. Wskazują na to ostatnie długoterminowe prognozy (WEC
2013) jak i najnowsza prognoza średnioterminowa IEA [1].
W tym artykule przedstawiono kilka scenariuszy wykorzystania węgla kamiennego i węgla brunatnego do 2050
roku. Są one podsumowaniem i rozwinięciem niektórych tez
postawionych w pracy, wykonanej przez Instytut Gospodarki
Surowcami Mineralnymi i Energią PAN na zlecenie Górniczej
Izby Przemysłowo-Handlowej [5].
2. Polityka klimatyczna Unii Europejskiej
Pretendując do miana światowego lidera w działaniach na
rzecz ograniczenia zmian klimatu, Unia Europejska nakłada
na kraje członkowskie zobowiązania, których realizacja na
razie jest obowiązującą do roku 2020. Pakiet energetyczno-klimatyczny „3x20” zaakceptowany w grudniu 2008 r.
na unijnym szczycie wprowadził w życie cele na rok 2020
przyjęte w marcu 2007 roku przez Komisję Europejską,
polegające na redukcji o 20% emisji gazów cieplarnianych,
wzrost efektywności energetycznej o 20% oraz 20% udział
odnawialnych źródeł energii w bilansie energetycznym.
Ambicje Unii Europejskiej nie kończą się na tym.
Dalsze, długoterminowe plany dotyczące ochrony klimatu
przedstawiono w Energy Road Map 2050 [2]. Propozycje
Komisji Europejskiej w sprawie celów polityki energetyczno-klimatycznej na 2030 r. są obecnie na etapie roboczych
dyskusji [7]. KE zaproponowała m.in. redukcję emisji CO2
o 40% w stosunku do roku 1990, 27-procentowy udział źródeł
odnawialnych (OZE) w produkcji energii elektrycznej dla całej UE oraz reformę systemu handlu uprawnieniami do emisji
(ETS), zakładającą możliwość ingerowania przez Komisję w
jego mechanizm rynkowy.
Decyzje co do poziomu i kierunków tych zobowiązań nie
są jeszcze znane, a wiele krajów (w tym zwłaszcza Polska),
nie negując szczytnego celu ograniczania emisji gazów
cieplarnianych, broni się przed precyzyjnym wyznaczaniem
sposobów ograniczania tej emisji. Wyznaczenie kilku celów
równocześnie powoduje bowiem, że przestaje być możliwe
opracowanie indywidualnej dla poszczególnych krajów strategii, która brałaby pod uwagę specyficzne cechy poszczególnych gospodarek narodowych.
2014
Jednakże, budując strategię rozwoju krajowego systemu
energii, należy brać pod uwagę ewentualność wprowadzenia przez Unię takich zobowiązań. Dwa elementy polityki
klimatycznej Unii, które będą miały zasadniczy wpływ
na możliwy kierunek rozwoju sektora energii w Polsce
w perspektywie 2050 roku i koszty jakie kraj będzie musiał
ponieść, to wielkość dopuszczalnej emisji CO2 do atmosfery
oraz obligatoryjny poziom energii ze źródeł odnawialnych
w zużyciu finalnym energii elektrycznej.
3. Metodyka badawcza i przyjęte założenia
W analizach zastosowano metody modelowania matematycznego, wykorzystując modele zaimplementowane na platformach komputerowych, dedykowane do analiz systemów
paliwowo-energetycznych [5].
Model wybiera technologie wytwarzania energii elektrycznej tak, aby możliwe było wyprodukowanie wymaganej
ilości energii pokrywającej przewidywane zapotrzebowanie.
Zadaną funkcją celu jest minimalizacja łącznych kosztów
systemowych w całym okresie do 2050 roku, przy zadanych
ograniczeniach.
Technologie energetyczne, które są możliwe do wyboru
to nowoczesne technologie oparte na paliwach kopalnych
(w wersji z CCS i bez CCS), bloki jądrowe oraz technologie
wykorzystujące odnawialne źródła energii.
Dla tych technologii określono, na podstawie szczegółowych badań literaturowych, poziom nakładów inwestycyjnych
niezbędnych do ich wybudowania. Określono również koszty
operacyjne w podziale na koszty stałe i koszty zmienne funkcjonowania nowych jednostek wytwórczych. Uwzględniono
koszty likwidacji. Określono sprawność netto jednostki, czas
życia technologii oraz jej emisyjność.
Oprócz kosztów technologii istotnym elementem są koszty
paliwa zużywanego do produkcji energii elektrycznej i ciepła.
Opracowano prognozy cen wszystkich paliw w perspektywie 2050 roku (tab. 1).
W prognozie tej uwzględniono zróżnicowanie cen dla
węgla brunatnego z nowych i istniejących odkrywek, co jest
związane z kosztami pozyskania tego surowca. Ceny węgla
kamiennego importowanego określono w oparciu o światowe
prognozy cen, zaś w przypadku cen węgla krajowego przyjęto,
że aby mógł być on użytkowany w energetyce musi być tańszy
od węgla importowanego.
W opracowanych scenariuszach rozważano dwa warianty
ewolucji cen uprawnień do emisji CO2 (rys. 1):
– wariant CO2WYS zakłada kształtowanie się tych cen na
poziomach zbliżonych do postulowanych w scenariuszu
Current Policy Initiatives zaprezentowanym w Road Map
2050, gdzie ceny uprawnień do emisji przekroczą 200 PLN za
tonę emitowanego CO2 (licząc w cenach stałych z roku 2011),
Tabela 1. Kształtowanie się cen paliw możliwych do wykorzystania przy produkcji
energii elektrycznej w perspektywie do 2050 r., PLN’2011/GJ
Table 1. Fluctuation of prices of fuel possible to use by electric energy production up
to 2050, PLN’2011/GJ
Paliwo
Paliwo jądrowe
Węgiel brunatny
Węgiel brunatny (nowe odkrywki)
węgiel kamienny (krajowy)
Węgiel kamienny (import)
Biomasa
Gaz ziemny
Biogaz
Źródło: Gawlik [5]
2011
1,94
7,11
12,04
13,49
27,80
28,00
43,00
2020
1,94
6,19
8,10
11,30
11,92
25,00
33,43
43,00
2030
2,10
5,93
7,76
11,08
11,72
25,00
31,91
43,00
2040
2,24
5,77
7,55
11,04
11,70
25,90
30,55
43,00
2050
3,01
5,60
7,32
10,99
11,67
26,80
29,78
43,00
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
– wariant REF – jest wariantem umiarkowanego wzrostu,
który zakłada, że ceny za uprawnienia do emisji będą rosły,
ale wolniej i osiągną 87 PLN w 2050 roku.
Rys. 1. Analizowane warianty kształtowania się cen uprawnień
do emisji CO2
Fig. 1. Analyzed options of fluctuations of prices of the titles for
CO2 emission
Źródło: Gawlik [5]
Rozważano również 3 poziomy wymaganego udziału
energii elektrycznej z odnawialnych źródeł energii w finalnym
zużyciu energii elektrycznej netto (rys. 2):
– wariant BEZ-OZE zakłada, że po osiągnięciu celów
wskaźnikowych przewidzianych w dyrektywie OZE
w 2020 roku, nie zostaną one podniesione, co oznacza,
że dalszy wzrost ich wykorzystania następował będzie na
warunkach wolnej konkurencji z innymi źródłami energii
(bez dedykowanych systemów wsparcia) – cel ogólny tj.
osiągnięcie 19,13% udziału energii elektrycznej z OZE w
zużyciu energii finalnej brutto w 2020 r., który przekłada
się na 23-procentowy udział energii z OZE w zużyciu
energii finalnej netto – pozostanie na tym samym poziomie
do roku 2050;
– wariant REF – zakłada umiarkowany wzrost celów wskaźnikowych, z poziomu 23% dla roku 2020 do 35% w 2050
roku;
– wariant WYSOKI – reprezentuje nacisk UE na wzrost
użytkowania energii odnawialnej. Założono w nim, że cele
wskaźnikowe do 2050 roku ulegną znacznemu wzrostowi,
osiągając 50% udziału energii z OZE w zużyciu finalnym
energii elektrycznej netto.
Rys. 2.Analizowane warianty kształtowania się wymaganego
udziału energii elektrycznej z OZE w finalnym zużyciu
energii elektrycznej netto, %
Fig. 2. Analyzed options of the required portion of electricity
from OZE in the total use of net electric energy, %
Źródło: Gawlik [5]
3
Jednym z istotniejszych założeń było przyjęcie kształtowania się popytu na energię elektryczną. W przedstawionych
w tym artykule scenariuszach przyjęto, że zapotrzebowanie
to wzrośnie z poziomu 122 TWh (netto) w 2011 roku do 204
TWh w 2050 roku.
Struktura paliwowa produkcji energii elektrycznej Polski
to obecnie typowa monokultura węglowa, co wynika zarówno
z uwarunkowań historycznych, jak również z posiadanych
zasobów. Energetyka zawodowa w 2013 r. wyprodukowała
147,4 TWh energii elektrycznej (brutto), z czego 55,2%
pochodziło z elektrowni na węglu kamiennym, a 37,1%
z elektrowni na węglu brunatnym [10]. W ostatnich latach
obserwuje się niewielki spadek udziału kopalnych paliw stałych w produkcji energii elektrycznej, na rzecz zwiększenia
produkcji w elektrowniach wiatrowych [6], która w 2013 roku
stanowiła 3,8% produkcji energetyki zawodowej. Obserwuje
się również trend zwiększania udziału węgla brunatnego jako
paliwa w energetyce, przy spadku zużycia węgla kamiennego.
Są to jednak zmiany, które w sposób zasadniczy nie zmieniają
struktury wytwarzania w Polsce.
Polska energetyka, obecnie zdominowana przez mocno
wyeksploatowane elektrownie węglowe, musi – w najbliższej
perspektywie – podjąć decyzje związane z budową nowych
jednostek produkcyjnych zarówno dla zaspokojenia spodziewanego wzrostu zapotrzebowania na energię elektryczną,
jak również dla zastąpienia wyeksploatowanych już mocy
[3]. Decyzje dotyczące tego jakie to mają być elektrownie
związane są z możliwościami ich finansowania oraz zależą
od kierunków polityki Unii Europejskiej, które będą następnie
transponowane do warunków Polski. Analizy przedstawione
w dalszej części artykułu dotyczą wpływu założonych przez
Unię celów długoterminowych w zakresie OZE oraz decyzji kształtujących poziom cen uprawnień do emisji CO2 na
wykorzystanie węgla kamiennego i brunatnego w polskim
sektorze elektroenergetycznym w perspektywie 2050 roku.
Rozważane są również możliwości szerszego wykorzystania
w energetyce gazu ziemnego, co byłoby możliwe gdyby w
najbliższych latach udostępniono rodzimy gaz ze złóż w
formacjach łupkowych [11].
4. Wpływ poziomu cen uprawnień do emisji CO2 na
wykorzystanie węgla w energetyce do 2050 roku
Wykorzystanie węgla w energetyce wiąże się z emisją
dwutlenku węgla do atmosfery. Dlatego oceny wpływu poziomu cen uprawnień do emisji na przyszłe wykorzystanie
węgla wykonano poprzez porównywanie parami scenariuszy,
w których jedynym różniącym je założeniem był właśnie ten
element.
Pierwszą taką parę stanowią REF i REF-CO2WYS.
Wspólne dla obu scenariuszy założenia są następujące:
1) Istnieje możliwość budowy 3 bloków energetyki jądrowej
– po 1,5 GW każdy w latach 2025, 2030 i 2035, przy czym
model dokona wyboru energetyki jądrowej spośród wielu
innych technologii w oparciu o optymalizację kosztów.
2) Nie przewiduje się rozwoju wydobycia gazu z formacji
łupkowych w Polsce, zatem ceny gazu pozostaną na poziomie wynikającym z prognoz przedstawionych w tabeli
1.
3) Nastąpi umiarkowany wzrost wymagań unijnych dotyczących celów OZE (wariant REF- rys. 2).
4) Technologie CCS będą się rozwijać i osiągną dojrzałość
komercyjną pozwalającą na ich zastosowanie w energetyce
w elektrowniach budowanych po 2030 roku.
Jedyna różnica w przyjętych założeniach polega na wariantowaniu cen uprawnień do emisji CO2:
4
PRZEGLĄD GÓRNICZY
– scenariusz REF zakłada umiarkowany wzrost tych cen
(wariant REF – rys. 1),
– scenariusz REF-CO2WYS zakłada wysoki wzrost tych
cen (wariant CO2WYS – rys. 1).
Drugą parę analizowanych scenariuszy stanowią:
GAZOWY i GAZOWY-CO2WYS, w których założono, że
w Polsce nastąpi rozwój wydobycia gazu z formacji łupkowych, co znajdzie odzwierciedlenie w większej podaży gazu
dla energetyki i niższej jego cenie. Znów jedyną różnicą
między tymi scenariuszami jest poziom cen uprawnień do
emisji CO2:
– scenariusz Gazowy zakłada umiarkowany wzrost tych
cen (wariant REF – rys. 1),
– scenariusz GAZOWY-CO2WYS – zakłada wysoki wzrost
tych cen (wariant CO2WYS – rys. 1).
Pozostałe założenia są identyczne jak w poprzedniej parze
scenariuszy.
Poniżej przedstawiono wyniki uzyskane przez model
optymalizujący rozwój sektora energetycznego w warunkach
minimalizacji zdyskontowanych kosztów systemowych.
Tabela 2 przedstawia wyniki modelowania w zakresie
budowy nowych mocy energetyki w podziale na paliwa.
Dla pokrycia zapotrzebowania na energię elektryczną sektor
energetyki musi wybudować około 62 GW nowych mocy.
We wszystkich scenariuszach następuje znacząca rozbudowa
energetyki w oparciu o odnawialne źródła energii, co wynika z
założonych celów wskaźnikowych w zakresie stosowania OZE.
Przy niskim poziomie cen uprawnień do emisji CO2
i braku rozwoju wydobycia gazu ze złóż łupkowych (scenariusz REF) najefektywniejszym rozwiązaniem dla pokrycia
zapotrzebowania na energię elektryczną jest budowa około 12
GW energetyki opartej na węglu kamiennym, 6,8 GW opartej
na węglu brunatnym i 7,3 GW w oparciu o importowany gaz.
W przypadku gdyby nastąpił rozwój krajowego wydobycia gazu
(scenariusz GAZOWY), optymalnym byłoby wybudowanie
o 0,6 GW więcej elektrowni i elektrociepłowni gazowych.
Tabela 2. Budowa nowych mocy w latach 2015 – 2050 w warunkach analizowanych scenariuszy, GW
Table 2. Implementation of new power stations in 2015-2050
within the analyzed scenarios, GW
Paliwo/
technologia
Węgiel kamienny
Węgiel kamienny
+ CCS
Węgiel brunatny
Węgiel brunatny
+ CCS
Gaz ziemny
Energia jądrowa
Energia wodna
Biomasa
Biogaz
Energia wiatru
Energia słońca
REF
12,0
0,0
Scenariusz
REFGAZOWY
CO2WYS
3,6
11,9
9,8
0,0
GAZOWYCO2WYS
3,6
0,0
6,8
0,0
0,0
6,2
6,8
0,0
0,0
6,4
7,3
0,0
0,3
2,9
1,2
21,8
9,6
3,4
3,0
0,3
3,3
1,3
21,8
9,6
7,9
0,0
0,3
2,9
1,2
21,8
9,6
16,6
0,0
0,2
3,3
1,3
21,9
9,6
2014
– gdy technologia CCS osiągnie dojrzałość komercyjną –
w energetyce opartej na węglu kamiennym technologia ta staje
się rozwiązaniem efektywnym ekonomicznie. Później – od
2045 roku – powstawać powinny również elektrownie IGCC
z technologią CCS na węgiel brunatny.
Gdyby ceny gazu – za sprawą rozwoju wydobycia krajowego – osiągnęły niższe ceny, to w warunkach wysokich cen
uprawnień do emisji CO2 (scenariusz GAZOWY-CO2WYS)
energetyka oparta na gazie byłaby rozwiązaniem optymalnym. Dla pokrycia zapotrzebowania na energię elektryczną
powstałoby 16,6 GW jednostek mocy na to paliwo, a rozwiązanie to byłoby tańsze od budowy energetyki jądrowej. Gaz
wyparłby w znacznym stopniu węgiel kamienny. Energetyka
na węglu brunatnym – dzięki technologii CCS – mogłaby
liczyć na rozwój.
Na rysunkach 3 i 4 przedstawiono zapotrzebowanie na
węgiel kamienny i węgiel brunatny w poszczególnych scenariuszach.
Do roku 2020 zapotrzebowanie na węgiel kamienny
jest identyczne (rys. 3). Zmiana poziomu cen uprawnień do
emisji nie ma wpływu na wykorzystanie węgla brunatnego
do roku 2030 (rys. 4). Różnice są widoczne dopiero w latach
późniejszych.
Rys. 3. Zapotrzebowanie sektora paliwowo-energetycznego na
węgiel kamienny w analizowanych scenariuszach, mln Mg
Fig. 3. Demand for hard coal in the fuel-energy sector within
the analyzed scenarios, mln Mg
Źródło: opracowanie własne na podstawie [5]
Źródło: opracowanie własne na podstawie: [5]
Wysoki wzrost cen uprawnień do emisji CO2, analizowany
w scenariuszu REF-CO2WYS powoduje, że optymalnym
rozwiązaniem staje się budowa dwóch bloków energetyki
jądrowej po 1,5 GW w latach 2030 i 2035, przy ograniczeniu energetyki gazowej. W początkowym okresie analizy
powstaną elektrownie na węgiel kamienny, a od 2030 roku
Rys. 4. Zapotrzebowanie sektora paliwowo-energetycznego na
węgiel brunatny w analizowanych scenariuszach, mln Mg
Fig. 4. Demand for lignite in the fuel-energy sector within the
analyzed scenarios, mln Mg
Źródło: opracowanie własne na podstawie [5]
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
W pierwszej parze scenariuszy (gdy zakłada się brak rozwoju gazu z formacji łupkowych w Polsce), zapotrzebowanie
na węgiel kamienny w latach 2030 i 2035 jest niższe, gdy
przewidywana jest ścieżka wysokiego wzrostu cen uprawnień
do emisji, ale potem (w latach 2040 i 2045), budowane są nowe
elektrownie wyposażone w technologię CCS, wykorzystanie
węgla kamiennego jest wyższe w scenariuszu REF-CO2WYS
niż w scenariuszu REF (przy niższych cenach uprawnień do
emisji).
W scenariuszu GAZOWY – niższe ceny gazu nie powodują dużego przyrostu nowych mocy opartych na gazie
(tylko o 0,6 GW więcej niż w scenariuszu REF), a zatem
tylko w niewielkim stopniu eliminują zapotrzebowanie na
węgiel kamienny i wcale nie redukują zapotrzebowania na
węgiel brunatny. Dopiero wzrost cen uprawnień do emisji
CO2 do poziomu jak w wariancie CO2WYS powoduje, że
przy większej dostępności gazu opłacalna staje się budowa
energetyki opartej na tym paliwie (scenariusz GAZOWYCO2WYS). To powoduje bardzo znaczące ograniczenie
zapotrzebowania na węgiel kamienny – gdyż nowe moce na
węglu kamiennym z technologią CCS są niekonkurencyjne w
stosunku do technologii opartych na gazie. Następują również
ograniczenia w zapotrzebowaniu na węgiel brunatny (choć
tylko w niewielkim stopniu).
Przedstawione badania pokazują, że przy wysokich cenach uprawnień do emisji węgiel brunatny będzie miał swoje
miejsce w przyszłej strukturze paliwowej energetyki, jeśli
technologie CCS będą gotowe do komercjalizacji począwszy od 2030 roku. Węgiel kamienny przy wysokich cenach
uprawnień do emisji CO2 będzie miał ograniczoną rolę, jeśli
dostępny będzie gaz z formacji łupkowych.
Kluczowym dla rozwoju górnictwa węglowego okazuje
się być rozwój technologii CCS, który uległ w ostatnich latach zahamowaniu [9]. Dla oceny roli jaką ma do spełnienia
technologia CCS przebadano również scenariusz BEZ-CCS,
w którym jedyną różnicą w stosunku do scenariusza REFCO2WYS było założenie, że technologia CCS nie osiągnie
dojrzałości komercyjnej do 2050 roku – nie będzie więc
dostępna.
Porównanie zapotrzebowania na węgiel kamienny przedstawiono na rys. 5, a na węgiel brunatny na rys. 6.
5
Rys. 6. Zapotrzebowanie na węgiel brunatny przy wysokich
cenach uprawnień do emisji CO2 w warunkach dostępności technologii CCS od 2030 roku (scenariusz REF-CO2WYS) i jej braku (scenariusz BEZ-CCS)
Fig. 6. Demand for lignite by high costs of titles for co2 emission with the accessibility to CCS technology, beginning
2030 (scenario REF-CO2WYS) and without it (scenario
BEZ-CCS)
Źródło: opracowanie własne na podstawie [5]
Poza rozwojem energetyki opartej na odnawialnych
źródłach energii (takich samych jak w scenariuszu REFCO2WYS), w scenariuszu BEZ-CCS model wybiera do
budowy:
– 3,6 GW elektrowni na węglu kamiennym – w pierwszych
latach analizy (identycznie jak w scenariuszu REFCO2WYS),
– 3 GW bloków energetyki jądrowej (tak jak w scenariuszu
REF-CO2WYS),
– 19,4 GW elektrowni na gazie ziemnym (o 16 GW więcej
jak w scenariuszu REF-CO2WYS).
Wybór optymalnych mocy wytwórczych dla energetyki
w scenariuszu BEZ-CCS polega na zastąpieniu technologii
opartych na węglu – technologiami gazowymi. Górnictwo
węgla kamiennego traci jako odbiorcę 9,8 GW nowych
mocy, a górnictwo węgla brunatnego – 6,2 GW w nowych
elektrowniach.
Zapotrzebowanie na węgiel kamienny po 2030 roku
obniża się znacząco, stanowiąc mniej niż połowę zapotrzebowania wykazywanego w scenariuszu REF-CO2WYS.
Zapotrzebowanie na węgiel brunatny obniża się, a w związku
z tym, że nie powstają żadne nowe elektrownie – istniejącym elektrowniom wystarczy węgla z obecnie istniejących
odkrywek. Dla górnictwa węgla kamiennego wysokie ceny
uprawnień do emisji CO2 i brak dostępności technologii CCS
oznacza brak perspektyw rozwoju.
5. Wpływ zmiany celów wskaźnikowych OZE
na wykorzystanie węgla w energetyce do 2050 roku
Rys. 5. Zapotrzebowanie na węgiel kamienny przy wysokich
cenach uprawnień do emisji CO2 w warunkach dostępności technologii CCS od 2030 roku (scenariusz REF-CO2WYS) i jej braku (scenariusz BEZ-CCS)
Fig. 5. Demand for hard coal by high costs of titles for CO2
emission with the accessibility to CCS technology, beginning 2030 (scenario REF-CO2WYS) and without it
(scenario BEZ-CCS)
Źródło: opracowanie własne na podstawie [5]
Ocena wpływu ustalenia przez UE celów wskaźnikowych
w zakresie odnawialnych źródeł energii została zbadana
poprzez porównanie trzech scenariuszy: BEZ-OZE, REFCO2WYS, i BEZ-OZE. We wszystkich tych scenariuszach
założono wysoki wzrost cen uprawnień do emisji CO 2
w perspektywie 2050 roku (rys. 1), dopuszczono możliwość
budowy 3 bloków energetyki jądrowej – po 1,5 GW każdy
w latach 2025, 2030 i 2035 pod warunkiem, że technologia ta
będzie konkurencyjna z innymi. Założono, że nie dojdzie do
6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
komercyjnego wydobycia gazu z łupków oraz, że technologia
CCS będzie dostępna począwszy od 2030 roku.
W scenariuszach tych różnicowano zadane cele wskaźnikowe OZE według wariantów przedstawionych na rys. 2:
– w scenariuszu BEZ-OZE przyjęto, że po osiągnięciu celów
wskaźnikowych w 2020 roku Unia nie będzie nakładała
nowych zobowiązań, a wiec dla Polski do 2050 roku pozostanie jako obowiązujący cel wskaźnikowy w wysokości
23% tego udziału,
– w scenariuszu REF-CO2WYS założono umiarkowany
wzrost celów wskaźnikowych, z poziomu 23% dla 2020
roku do 35% w 2050 roku,
– w scenariuszu OZE przyjęto, że cele wskaźnikowe użytkowania odnawialnych źródeł energii wzrosną do 50%
obligatoryjnego udziału energii z OZE w zużyciu finalnym
energii elektrycznej netto w 2050 roku.
W tabeli 3 oraz na rys. 7 i 8 przedstawiono wyniki optymalizacji tych trzech scenariuszy.
Tabela 3. Budowa nowych mocy w latach 2015 – 2050 w zależności od poziomu wymaganych celów wskaźnikowych
OZE, w GW
Table 3. Implementation of new power stations in 2015-2050
depending on the level of the required indicative
programs OZE, GW
Scenariusz
BEZ-OZE
Paliwo/technologia
Węgiel kamienny
Węgiel kamienny + CCS
Węgiel brunatny IGCC+
CCS
Gaz ziemny
Energia jądrowa
Energia wodna
Biomasa
Biogaz
Energia wiatru
Energia słońca
Scenariusz
OZE
3,6
10,9
6,4
Scenariusz
REFCO2WYS
3,6
9,8
6,2
3,6
3,0
0,1
3,3
1,3
21,0
4,5
3,4
3,0
0,3
3,3
1,3
21,8
9,6
3,4
3,0
0,3
4,0
2,0
25,1
21,5
3,6
7,9
3,1
Źródło: opracowanie własne na podstawie [5]
Wysoki poziom cen uprawnień do emisji oznacza opłacalność budowy dwóch elektrowni jądrowych (razem 3 GW),
bez względu na poziom założonych celów wskaźnikowych
w zakresie OZE.
2014
W miarę wzrostu celów wskaźnikowych OZE model,
optymalizując strukturę produkcji energii elektrycznej, w
coraz większym stopniu eliminuje inwestycje w energetykę
na węglu kamiennym i brunatnym z technologią CCS.
Wymagany poziom energii z OZE wymusza budowę farm
wiatrowych na lądzie i ogniw fotowoltaicznych. W scenariuszu OZE (zakładającym wysoki wzrost celu wskaźnikowego),
dla uzyskania wymaganego udziału energii ze źródeł odnawialnych budowane są również farmy wiatrowe na morzu.
Udział nowych mocy opartych na odnawialnych źródłach
energii w okresie 2015 – 2050 we wszystkich wymaganych
inwestycjach w sektorze energii wynosi:
– w scenariuszu BEZ-OZE (niski wskaźnik) – 52,4%,
– w scenariuszu REF-CO2WYS (referencyjny wskaźnik) –
58,2%,
– w scenariuszu OZE (wysoki wskaźnik) – 71,6%.
Uzyskane udziały energii elektrycznej z OZE w finalnym
zużyciu energii elektrycznej przedstawia tabela 4.
W scenariuszu BEZ-OZE – w którym cele OZE po 2020
roku nie były podnoszone, uzyskane udziały energii elektrycznej z OZE były wyższe od narzuconych celów wskaźnikowych. W scenariuszach REF-CO2WYS i OZE dotyczy
to tylko lat 2025 – 2030.
Jeśli w wyniku optymalizacji struktury za pomocą badań
modelowych występuje nadwyżka udziału ponad obligatoryjny cel, oznacza to, że technologie wybrane przez model
są konkurencyjne w porównaniu do technologii opartych na
paliwach kopalnych. Zatem uzyskane w scenariuszu BEZOZE poziomy udziałów energii z OZE są optymalne.
Na rys. 7 przedstawiono zapotrzebowanie na węgiel
kamienny w trzech analizowanych scenariuszach. W miarę
wzrostu celów wskaźnikowych następuje obniżenie zapotrzebowania na węgiel w energetyce. Wysokie cele w zakresie użytkowania OZE będą miały wpływ na ograniczenie
użytkowania węgla począwszy od 2030 roku, a zwłaszcza
od 2040 roku. Podobną zależność można zaobserwować
w użytkowaniu węgla brunatnego w energetyce (rys. 8), z tym
że efekty są widoczne od 2040 roku.
Wyższe cele wskaźnikowe powodują konieczność budowy
odnawialnej energetyki mimo jej niedojrzałości ekonomicznej
i niekonkurencyjnych kosztów. Wymuszenie zbyt wysokich
celów wskaźnikowych OZE powoduje wzrost niezbędnych
nakładów inwestycyjnych na realizację nowych mocy
z poziomu 446 mld PLN w scenariuszu BEZ-OZE do 463 mld
PLN w scenariuszu REF-CO2WYS i prawie 510 mld PLN w
scenariuszu OZE.
Tabela 4. Uzyskane udziały energii elektrycznej z OZE w finalnym zużyciu energii elektrycznej w poszczególnych
scenariuszach, na tle założonych celów wskaźnikowych na poszczególne lata, %
Table 4. Share of OZE electricity in the total energy use within particular scenarios in the light of the assumed
indicative programs in particular periods
Rok
2015
2020
2025
2030
2035
2040
2045
2050
Scenariusz BEZ-OZE
uzyskany
nadwyżka
cel
udział
OZE
OZE
15
15
0
23
23
0
23
25,81
2,81
23
31,13
8,13
23
30,42
7,42
23
29,14
6,14
23
28,75
5,75
23
31,14
8,14
Źródło: opracowanie własne na podstawie [5]
Scenariusz REF-CO2WYS
nadwyżka
cel
uzyskany
OZE
udział OZE
15
23
25
27
29
31
33
35
15
23
25,81
31,2
30,56
31
33
35
0
0
0,81
4,2
1,56
0
0
0
Scenariusz OZE
cel
OZE
uzyskany
udział OZE
15
23
25
30
35
40
45
50
15
23
25,89
33,62
35,16
40
45
50
nadwyżka
0,89
3,62
0,16
0
0
0
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Rys. 7. Zapotrzebowanie na węgiel kamienny przy różnych wariantach kształtowania się celów wskaźnikowych
w zakresie użytkowania OZE, mln Mg
Fig. 7. Demand for hard coal by assuming various options of
indicative programs within the use of OZE, mln Mg
Źródło: opracowanie własne na podstawie [5]
Rys. 8.Zapotrzebowanie na węgiel brunatny przy różnych wariantach kształtowania się celów wskaźnikowych w zakresie użytkowania OZE, mln Mg
Fig. 8. Demand for lignite by assuming various options of indicative program within the use of OZE, mln Mg
Źródło: opracowanie własne na podstawie [5]
6. Wnioski
Konieczność ochrony klimatu w długiej perspektywie
deklarowana przez Unię Europejską jest niezaprzeczalną
potrzebą dla zapewnienia zrównoważonego rozwoju w skali
światowej. Jednakże należy rozważyć czy przyjęte cele są
najlepszym rozwiązaniem.
Narzucenie wysokiego poziomu cen uprawnień do emisji
CO2 będzie powodowało wzrost kosztów wytwarzania energii
elektrycznej, obniżając tym samym konkurencyjność gospodarki krajowej, a także droższe inwestycyjnie rozwiązania.
Przy niskim poziome cen uprawnień do emisji CO2 (scenariusze REF i GAZOWY) sektor energii będzie w dużym
stopniu wykorzystywał rodzimy węgiel kamienny i brunatny.
W scenariuszach zakładających wysoki wzrost cen uprawnień
(scenariusze REF-CO2WYS i GAZOWY-CO2WYS), wykorzystanie węgla uwarunkowane jest rozwojem technologii
CCS. Opóźnienia w komercjalizacji tej technologii spowodują
brak opłacalności wykorzystania węgla w energetyce (scenariusz BEZ-CCS).
7
Na uwagę zasługuje również fakt, że energetyka jądrowa
staje się rozwiązaniem efektywnym, jeśli nie rozwinie się
wydobycie krajowego gazu z formacji łupkowych. Jeśli dostępny będzie gaz ze źródeł krajowych – energetyka jądrowa
staje się rozwiązaniem nieoptymalnym.
Przedstawione badania scenariuszowe wykazują, że narzucenie wysokich celów w zakresie OZE jest nieracjonalne,
ponieważ:
– powoduje konieczność poniesienia bardzo wysokich
nakładów inwestycyjnych na budowę energetyki odnawialnej,
– powoduje bardzo wysoki wzrost kosztów wytwarzania
energii elektrycznej,
– ogranicza możliwość użytkowania rodzimych zasobów
węgla kamiennego i brunatnego, które, w przypadku
rozwoju technologii CCS, pozwoliłoby na osiągnięcie
dobrego efektu w zakresie redukcji CO2 przy znacząco
niższych nakładach i niższych kosztach wytwarzania
energii elektrycznej,
– pozostawia niepewność co do możliwości wykorzystania w energetyce gazu ziemnego z formacji łupkowych,
w przypadku ich udokumentowania i rozwoju wydobycia,
– po 2025 roku część technologii opartych na odnawialnych
źródłach energii będzie mogła konkurować z innymi technologiami energetycznymi, więc ich udział w produkcji
energii elektrycznej będzie wzrastał, pomimo rezygnacji
z narzucania obligatoryjnych celów.
Obecnie obowiązujący dokument „Polityka energetyczna
Polski do roku 2030” uległ w znacznym stopniu dezaktualizacji
w wyniku wpływu wielu czynników, z których najistotniejsze
są rezultatem długofalowych planów Unii Europejskiej w zakresie funkcjonowania pakietu klimatycznego. Przedstawione
scenariusze pokazują, że nowa polityka energetyczna Polski
stawia przed rządem konieczność podjęcia ważnych decyzji,
które ukierunkują sektor energii na długie lata. Badania powinny zostać wykorzystane podczas jej opracowywania, by
wyważyć kilka elementów zrównoważonego rozwoju, do
których oprócz celów środowiskowych należy dostępność do
energii po rozsądnej cenie oraz bezpieczeństwo energetyczne
państwa i obywateli.
Praca zrealizowana w ramach badań statutowych Instytutu
Gospodarki Surowcami Mineralnymi i Energią Polskiej
Akademii Nauk.
Literatura
1.
2.
3.
4.
5.
Alvares, C. P. 2014. Coal. Medium-Term Market Report 2013.
Market Trends and Projections to 2018. International Energy Agency.
Prezentacja, Katowice, 28.03,2014.
EC 2011. Communication from the Commission to the European
Parliament, the Council, the Economic and Social Committee and
the Committee of the Regions. Energy Roadmap 2050, COM(2011)
885 final. European Commission (EC). [online] http://eur-lex.europa.eu/LexUriServ.do?uri=COM:2011:0885:FIN:FIN:PDF [dostęp:
13.03.2014]
Gawlik, L.: Węgiel kamienny energetyczny. Perspektywy rozwoju w
świetle priorytetów środowiskowych. Polski Komitet Światowej Rady
Energetycznej. Wyd. IGSMiE PAN, Kraków 2011. [online] http://
www.wec-pksre.pl/img_in/publikacje/pdf/wegielkamienny.pdf [dostęp:
14.04.2014]
Gawlik, L.: Gaz ziemny z łupków w Polsce – raport. Polski Komitet
Światowej Rady Energetycznej. Wyd. IGSMiE PAN, Warszawa 2013,
[online] http://www.wec-pksre.pl/img_in/publikacje/pdf/gaz-ziemny-z-lupkow.pdf [dostęp: 14.04.2014]
Gawlik, L. (red.) . Węgiel dla polskiej energetyki w perspektywie 2050
roku – analizy scenariuszowe. Górnicza Izba Przemysłowo-Handlowa.
8
6.
7.
8.
9.
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Wyd. IGSMiE PAN, Katowice 2013, [online] www.giph.com.pl/attachements/article/278/Wegiel_dla_polskiej_energetyki_2050_GIPH_
MINPAN.pdf [dostęp: 13.03.2014]
Grudziński, Z.: Konkurencyjność paliw w wytwarzaniu energii elektrycznej. „Polityka Energetyczna – Energy Policy Journal” 2013. nr 16
(4).
KE 2013. Zielona Księga. Ramy polityki w zakresie klimatu i energii
do roku 2030. Komisja Europejska, Bruksela 27.03.2013.COM(2013)
169 final.
Lorenz, U.: Węgiel energetyczny na świecie – sytuacja w 2012 r.
i perspektywy. „Polityka Energetyczna – Energy Policy Journal”, 2013,
nr 16 (4).
Markewitz, P. i in.: Worldwide innovations in the development of carbon
2014
capture technologies and the utilization of CO2. Energy and Environment
Science, 5, 2011. 7281-7305.
10. PSE, 2014. Miesięczne raporty z funkcjonowania Krajowego
Systemu Elektroenergetycznego i Rynku Bilansującego. Polskie Sieci
Elektroenergetyczne S.A., [online] www.pse.pl [dostęp 19.03.2014].
11. Rychlicki, S., Siemek, J.: Stan aktualny i prognozy wykorzystania gazu
ziemnego do produkcji energii elektrycznej w Polsce. „Gospodarka
Surowcami Mineralnymi – Mineral Resources Management” 2013, nr
29, 1.
12. WEC 2013. World Energy Scenarios. Composing energy futures to
2050. World Energy Council, London. 281 s. [online] http://www.
worldenergy.org/publications/2013/world-energy-scenarios-composingenergy-futures-to-2050/ [dostęp: 10.04.2014]
NACZELNY REDAKTOR
w zeszycie 1-2/2010 Przeglądu Górniczego, zwrócił się do kadr
górniczych z zachętą do publikowania artykułów ukierunkowanych
na wywołanie
POLEMIKI – DYSKUSJI.
Trudnych problemów, które czekają na rzetelną, merytoryczną
wymianę poglądów – jest wiele! Od niej – w znaczącej mierze –
zależy skuteczność praktyki i nauki górniczej w działaniach na rzecz
bezpieczeństwa górniczego oraz postępu technicznego
i ekonomicznej efektywności eksploatacji złóż.
Od naszego wysiłku w poszukiwaniu najlepszych rozwiązań
– zależy przyszłość polskiego górnictwa!!!
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
9
UKD 622.333: 338.516.22: 622.339.13
Metody oceny konkurencyjności paliw
do wytwarzania energii elektrycznej
Methods of assessment of competitiveness of fuels
for the production of electricity
Dr inż. Zbigniew Grudziński*)
Treść: W artykule przedstawiono metodykę określania poziomu konkurencyjnej ceny węgla w stosunku do węgla importowanego
oraz do innych paliw na rynku energii elektrycznej. O poziomie konkurencyjności węgla w stosunku do innych paliw świadczą
także relacje cenowe pomiędzy nimi. Ceny węgla brunatnego są około 40% niższe od cen węgla energetycznego, natomiast gaz
ziemny jest około trzykrotnie droższy od węgla przeznaczonego do wytwarzania energii elektrycznej. W związku z coraz większym importem węgla, ceny w dostawach do dużych odbiorców są stymulowane zmianami cen z rynków międzynarodowych.
W wyniku obliczeń przedstawiono symulacje maksymalnych cen węgla u producenta (loco kopalnia), które są konkurencyjne
(równe cenom węgla z importu) u użytkownika (elektrowni). Biorąc pod uwagę, że w przyszłości głównym konkurentem węgla
przeznaczonego do produkcji energii elektrycznej będzie prawdopodobnie gaz ziemny, omówiono zagadnienie tzw. „parytetu
gazowego”. Otrzymane wyniki pokazują, jakie mogą być maksymalne ceny węgla w stosunku do cen gazu ziemnego, aby cena
energii elektrycznej z tych dwóch paliw była identyczna.
Abstract: This paper presents the methodology of determining the level of competitive price of coal in relation to the import coal and
other fuels on energy markets. The level of competitiveness of coal in relation to other fuels is also determined by their price
relationships. Lignite prices, for instance, are 40% lower than those of energy coal. Alternatively, the natural gas price is
about three times higher than of coal for electricity production. Along with the increasing level of import of coal, the prices
of supplies for the major buyers are stimulated by price changes on the international markets. The performed calculations
allowed to present a simulation of maximum prices of coal from the producer (loco mine) which are competitive for (equal to
import prices) the user (power station). Taking that the natural gas is the future major competitor for energy coal, the paper
discusses the issue of “gas parity”. The obtained results show the possible maximum coal prices in relation to the natural gas
prices to ensure that both of the prices are equal in terms of supplying electricity.
Słowa kluczowe:
ceny maksymalne węgla, konkurencyjność paliw, relacje cen nośników energii, parytet gazowy
Key words:
maximum prices of coal, fuel competitiveness, relations of energy carrier prices, gas parity
1. Wprowadzenie
W Polsce głównymi nośnikami w sektorze wytwarzania
energii elektrycznej jest węgiel kamienny i brunatny. Strukturę
produkcji energii elektrycznej w roku 2012 według nośników
przedstawiono na rys. 1. Z tych dwóch paliw produkuje się
około 83% energii elektrycznej, ale udział ten obniżył się
o 6,1% w stosunku do roku 2005. Udział gazu ziemnego
w produkcji energii elektrycznej jest na poziomie 3,9%
i udział ten wzrósł w niewielkim stopniu o 0,5% w porównaniu
z rokiem 2005. Coraz więcej energii produkowane jest z OZE
(10,4% w 2012 roku), gdzie dominuje zużycie biomasy w procesie współspalania. Także dynamicznie rozwija się produkcja
energii z wiatru (udział 2%). W 2005 roku produkcja wyniosła
zaledwie 0,1 TWh, by w roku 2012 osiągnąć poziom 3,2 TWh.
*) Instytut GSMiE PAN, Kraków
Ta struktura wytwarzania energii elektrycznej w Polsce
zdeterminowana jest wielkością bazy zasobowej i wynikającą z niej infrastrukturą systemu wytwarzania energii.
W celu utrzymania znaczącej roli węgla krajowego w produkcji energii, konieczne będzie sprostanie konkurencji międzynarodowych rynków, nie tylko węgla i energii, ale także innych
paliw, których zwiększający się udział bardzo często będzie
wynikać jedynie z uwarunkowań ekologicznych, będących
efektem prowadzonej określonej polityki klimatycznej w UE.
W artykule przedstawiono metodykę określania poziomu
konkurencyjnej ceny węgla w stosunku do węgla importowanego oraz do innych paliw na rynku energii elektrycznej
[5]. W pierwszym etapie obliczeń określono jakie warunki
cenowe musi spełnić węgiel krajowy, by móc konkurować
z węglem importowanym. Jest to więc wyznaczenie takiej
maksymalnej ceny węgla u producenta, którego poziom
w elektrowni (użytkownika – odbiorcy węgla) nie byłby
10
PRZEGLĄD GÓRNICZY
wyższy od cen węgla importowanego z rynków międzynarodowych. W etapie drugim wyznaczono maksymalne ceny
węgla wynikające z konkurencji pomiędzy innymi paliwami
na rynku energii elektrycznej.
Rys. 1.Struktura produkcji energii elektrycznej w 2012 roku
według nośników
Fig. 1. Structure of electricity production in 2012 acc. to the
carriers
Źródło: ARE – Statystyka elektroenergetyki …
2. Porównanie cen głównych nośników energii w Polsce
Poziom konkurencyjności między nośnikami można ocenić porównując ich ceny sprowadzone do porównywalnych
jednostek (przedstawione porównanie nie uwzględnia sprawności przetwarzania poszczególnych paliw). W zestawieniu
w tabeli 1 pokazano ceny wybranych nośników energii w przeliczeniu na zł/GJ w latach 2011-2013. W tabeli pokazano także
relacje cen między poszczególnymi nośnikami w stosunku do
cen węgla kamiennego energetycznego przeznaczonego do
wytwarzania energii elektrycznej. Ceny węgla energetycz-
2014
nego w tym porównaniu równają się 1. Porównanie dobrze
obrazuje jaka jest pozycja cenowa węgla energetycznego
w stosunku do innych nośników energii. Relacje cen pomiędzy nośnikami są stosunkowo stabilne. Z przedstawionego
porównania wynika że:
– najniższe ceny ma węgiel brunatny. Jest tańszy od węgla
kamiennego o około 40%,
– relacje cen pomiędzy węglami kierowanymi do różnych
użytkowników są stabilne. Ceny węgla zużywanego
w gospodarstwach domowych są dwukrotnie wyższe
od cen węgla przeznaczonego do wytwarzania energii
elektrycznej, natomiast węgiel zużywany przez średni
przemysł jest droższy o średnio około 20%,
– ceny gazu ziemnego zużywanego przez elektrociepłownie
cały czas rosną także w relacji do węgla. W 2011 relacja
wyniosła 2,6, by w 2013 roku wzrosnąć do 3,3. Tak więc
ceny gazu są ponad 3-krotnie większe od cen węgla.
Ceny węgla energetycznego w przedstawionym okresie
spadły o 5% w stosunku do roku 2011 i aż o 12% w stosunku
do roku 2012. Spadły także ceny energii elektrycznej w granicach 5- 11% (w zależności od grupy odbiorców).
Ceny węgla brunatnego w tym zestawieniu wzrosły zarówno w porównaniu z rokiem 2011, jak i 2012. Największe
wzrosty cen dotyczyły gazu ziemnego zużywanego przez
elektrociepłownie – 24% w stosunku do roku 2011.
3. Analiza konkurencyjności cenowej węgla krajowego
w stosunku do węgla importowanego
Czynnikiem, który w coraz większym stopniu oddziałuje
na poziom cen na rynku krajowym i na tryb zawierania umów
jest wielkość importu węgla oraz brak barier prawnych i logistycznych w imporcie węgla. Natomiast ceny w imporcie
wynikają wprost z relacji na rynkach międzynarodowych, co
Tabela 1. Porównanie cen wybranych nośników energii na rynku krajowym
Table 1. Comparison of prices of selected types of carriers on domestic market
*Energia WN – wysokie napięcie, SN – średnie napięcie
Źródło: obliczenia własne na podstawie ARE – Europejski Biuletyn …, ARE – Sytuacja techniczno – ekonomiczna
*Energy WN - high voltage, SN - medium voltage
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
powoduje konieczność ciągłej analizy tych cen i znajomości
panujących tam reguł [9, 10].
W ostatnich latach można zaobserwować tendencję
wiązania cen węgla w kontraktach krajowych z cenami międzynarodowymi. W handlu międzynarodowym tendencja ta
staje się obowiązującą regułą, gdyż coraz więcej transakcji
zawieranych jest na rynku natychmiastowym (ceny spot).
Ponadto ceny spot kreują ceny referencyjne, które są często
wykorzystywane jako baza w kontraktach średnio i długoterminowych. Wynikiem tego jest wzrost roli międzynarodowych indeksów cenowych, opracowywanych dla wszystkich
ważniejszych producentów i rynków odbiorców węgla [5, 6].
Na polskim rynku węgla w związku z coraz większym
importem, ceny w dostawach do dużych odbiorców są stymulowane zmianami cen z rynków międzynarodowych. Ceny
w kontraktach są indywidualnie ustalane z każdym odbiorcą.
Ustalenie ceny przez producenta polega na wyznaczeniu
maksymalnej ceny węgla u danego odbiorcy, która byłaby
konkurencyjna (u tego odbiorcy) w stosunku do ceny węgla
z importu. Decydującym czynnikiem poziomu cen jest wiec
– oprócz ceny węgla importowanego – różnica odległości
między kopalnią a elektrownią i elektrownią a granicą Polski.
Mechanizm tak obliczanych cen pokazano w tabeli 2.
W wyniku obliczeń w tabeli 2 przedstawiono symulacje
maksymalnych cen węgla u producenta (loco kopalnia), które
są konkurencyjne (równe cenom węgla z importu) u użytkownika (elektrowni) w stosunku do cen węgla importowanego (w
Polsce w przypadku zawieraniu kontraktu na dostawę węgla
z kopalni do elektrowni, cena jest ustalana w większości
kontraktów na bramie kopalni, gdyż koszty transportu węgla
do elektrowni są na ogół po stronie odbiorcy).
W przedstawionych wynikach o poziomie cen konkurencyjnych u producenta węgla decyduje różnica odległości (renta
geograficzna) między kopalnią i elektrownią oraz elektrownią
i granicą Polski. Jeśli różnica odległości wynosi „0” – oznacza
to, że przykładowa elektrownia znajduje się w odległości
takiej samej od granicy i od krajowego producenta. Wówczas
koszty transportu węgla są identyczne (zakładając, że uda
się wynegocjować identyczne stawki za transport kolejowy
11
na taką samą odległość, ale z różnych kierunków), a cena
konkurencyjna węgla będzie uzależniona tylko od poziomu
cen węgla w imporcie. Jeżeli różnica odległości jest dodatnia
– oznacza to, że elektrownia położona jest bliżej kopalni niż
granicy. Wówczas i kopalnia może zaproponować wyższą
cenę za swój węgiel. W odwrotnej sytuacji – gdy różnica
jest ujemna – cena węgla zaoferowanego przez krajowego
producenta musi być niższa o koszty transportu wynikające
z różnicy odległości. W tabeli wyróżniono wyniki obliczeń
dla ceny węgla importowanego na poziomie 80 USD (poziom
zbliżony do obecnej sytuacji cenowej), których interpretację
graficzną przedstawiono na rys. 2.
W obliczeniach cena węgla importowanego zmienia się
w granicach 70 – 110 USD/tonę. Wielkości przeliczono także
na zł/GJ (kurs przeliczeniowy przyjęto w wysokości 3,2 zł
za 1USD). Zakres zmienności tych cen to: 9 zł/GJ – 14,1 zł/
GJ. Parametry jakościowe węgla importowanego to standard
międzynarodowy: wartość opałowa 25 MJ/kg (6000 kcal/
kg) i zawartość siarki poniżej 1% dla parametrów w stanie
roboczym. W tych cenach węgla importowanego zawierają
się także koszty portowe, które obecnie można szacować w
granicach 4-6 USD/tonę. Tak więc symulowane ceny w zakresie 70 – 110 USD/tonę zawierają wszystkie koszty związane z
importem węgla. Jest to cena w porcie polskim na warunkach
DAP (formuła handlowa - Delivered at Place – dostarczony
do miejsca).
Koszty transportu węgla koleją do użytkowników przyjęto wg taryf PKP Cargo i zastosowano rabat w wysokości
75%. Taką wielkość rabatu w transporcie kolejowym przyjęto w wyniku analizy informacji prasowych, internetowych
w których pojawiała się informacja o zawieranych kontraktach na transport węgla. Znając wielkość kontraktu na dostawę węgla i globalną ceną i porównując to z taryfami PKP
Cargo, można było oszacować wielkość upustów cenowych
w stosunku do publikowanych taryf przewozowych. W roku
2013 wysokość taryfy towarowej za przewóz towarów pozostała na poziomie cen z 2013 roku. Kolej jest najczęstszym
rodzajem transportu wykorzystywanym w imporcie węgla
do Polski [13,14,12,15].
Tabela 2. Cena węgla loco producenta konkurencyjna w dostawie do elektrowni w stosunku do cen węgla importowanego, zł/GJ
Table 2. Coal price of loco producer competitive in the supply to power stations in relation to the prices of import coal, zl/GJ
12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Dla zilustrowania przeprowadzonych obliczeń na rys. 2
sporządzono nomogram, który pokazuje symulację zmian cen
węgla loco kopalnia przy założonych poziomach cen węgla z
importu w zależności od różnicy odległości kopalnia – użytkownik – port.
Na wykresie zaznaczono trzy przypadki (P1, P2 i P3),
określające cenę loco producent przy cenach w imporcie na
poziomie 80 USD/tonę (10,2 zł/GJ). Interpretacja tych przykładów jest następująca:
– przykład P1 – odległość kopalni od elektrowni jest taka
sama jak odległość elektrowni od portu. Wówczas cena
maksymalna węgla w kopalni zapewniająca konkurencyjny poziom jest równa cenie importowej, czyli 10,2 zł/GJ
(80 USD/tonę),
– przykład P2 - odległość kopalni od elektrowni jest większa
od odległości elektrowni od portów: różnica ta wynosi
-200 km. W takim przypadku maksymalna cena węgla w
kopalni zapewniająca konkurencyjny poziom (w stosunku
do węgla importowanego) to 9,3 zł/GJ,
– przykład P3 - odległość kopalni od elektrowni jest mniejsza od odległości elektrowni od portów i wynosi 150 km.
Wówczas maksymalna cena węgla w kopalni (konkurencyjna wobec importu) to poziom 11 zł/GJ.
– Przypadek P3’ obrazuje sytuację innego krajowego
producenta węgla, który dostarcza węgiel do tej samej
elektrowni jak w przypadku P3, ale znajdującego się w
innej odległości od odbiorcy. Wówczas - przy takie samej
cenie węgla z importu - konkurencyjna cena może wynieść
11,3 zł/GJ.
Przedstawiony (w tab. 2 i rys. 2) sposób wyliczenia zakłada, że dostawca krajowy dostarcza węgiel o takiej samej
kaloryczności jak węgiel importowany– i wówczas wystarczy
skorygować różnicę stawek frachtu kolejowego na odległość
„granica – odbiorca” i „kopalnia – odbiorca” (w przeliczeniu
na zł/GJ) – wzór 1. Jeśli jednak kaloryczność węgla krajowego jest inna – to stawkę transportu kolejowego z kopalni do
2014
elektrowni (w zł/tonę) należy podzielić przez tę inną wartość
opałową – wzór 2.
Poniżej przedstawiono wzory, według których przeprowadzono obliczenia
Cwk= (CDDP +(KtEP – KTEK))* WK USD/tonę (1)
Cwk= (CDDP/QI +(KtEP/QI – KTEK/QK))* WK USD/tonę (2)
gdzie:
CWK– cena węgla loco kopalnia (konkurencyjna w stosunku do węgla importowanego),
CDDP– średnia cena węgla importowanego, określana na
granicy kraju
KtEP– koszt transportu odbiorca – granica (elektrownia
– port),
KTEK–koszt transportu odbiorca – kopalnia (elektrownia
– producent),
WK –współczynnik konkurencyjności,
QI –wartość opałowa węgli importowanych (około 25
MJ/kg),
QK –wartość opałowa węgla z kopalni krajowej, MJ/kg.
[5]
Bazą dla przedstawionych obliczeń były ceny węgla
na międzynarodowych rynkach. Przedstawiono procedurę wyznaczania zakresu zmienności cen w imporcie od
najważniejszych eksporterów węgla na rynki europejskie.
Zaproponowano następujący schemat obliczeniowy cen węgla
w dostawach do Europy:
– wybrano pięciu największych dostawców węgla na
rynki europejskie (RPA – port Richards Bay, Kolumbia
– port Bolivar, Rosja – porty bałtyckie, Indonezja – port
Kalimantan i Australia – port Newcastle) i dla węgli z tych
krajów w układzie miesięcznym wyznaczono przedział
minimalnych i maksymalnych cen importowych na rynku
europejskim;
Rys. 2.Symulacja zmian cen węgla (konkurencyjnego) loco kopalnia w dostawach do
elektrowni przy założonych poziomach cen węgla z importu
Fig. 2. Simulation of changes in prices of coal of loco mine (competitive) in the supplies
to power stations by the assumed prices of import coal
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
– ceny węgli w imporcie to w tych obliczeniach ceny na
warunkach CIF. Na ceny te składają się takie elementy
jak: cena węgla FOB w porcie eksportera, koszt frachtu do
portów Europy Zachodniej oraz ubezpieczenie ładunku;
– ceny FOB i frachty do portów ARA zostały obliczone na
podstawie danych tygodniowych uśrednionych do średnich kwartalnych;
– informacje o cenach FOB pochodziły z trzech źródeł
informacji: Platts, Argus, globalCoal. Są to ceny średnie
(średnia arytmetyczna) w zależności od okresu z minimum
dwóch źródeł informacji, przeliczone na węgiel 6000 kJ/
kg NAR (parametry w stanie roboczym);
– frachty morskie to średnie z dwóch źródeł Platts i Argus.
Większość transportu morskiego realizowana jest statkami
typu capesize i panamax, dlatego dla potrzeb tej analizy
opracowano indeks frachtowy dla przewozu węgla z portów producentów na rynek europejski. Frachty te zważono
udziałem 70% statki capesize i 30% statki typu panamax;
[5, 7]
Wyniki obliczeń zademonstrowano na rys. 3. Są to
maksymalne i minimalne ceny węgla eksportowanego (na
poziomie CIF) przez największych producentów na rynki
europejskie (dane miesięczne od początku roku 2010). Zakres
zmian pokazuje z jak dużymi wahaniami cen musi się liczyć
potencjalny importer węgla. Wyliczone ceny pokazano
na tle cen indeksu CIF ARA (ceny w portach AmsterdamRotterdam-Anwerpia) i cen CIF Azja (ceny w imporcie na
rynki azjatyckie). Wskaźnik cen azjatyckich został obliczony
jako średnia z dwóch indeksów opracowywanych dla rynku
japońskiego i koreańskiego – przeliczony na parametry 6000
kJ/kg na podstawie informacji pochodzących z dwóch źródeł
Platts oraz Argus i zważony udziałem 60% Japonia, 40%
Korea, wynikających z wielkości importu węgla przez te kraje.
Natomiast wahania cen w układzie kwartalnym od I kwartału 2012 r. i ich relacje do cen indeksu CIF ARA pokazano
w tabeli 3. Przedstawione dane pokazują jak duży spadek cen
wystąpił na rynku międzynarodowym. Ceny maksymalne od
I kw. 2012 roku spadły z poziomu 131 USD/tonę do poziomu
92 USD/tonę w I kw. 2014 roku. Natomiast ceny minimalne
w imporcie na początku 2014 r. na warunkach CIF to tylko
74 USD/tonę. Obecne tendencje cenowe na rynku międzynarodowym są bardzo niekorzystne dla krajowych producentów
węgla kamiennego.
Rys. 3 Poziom cen (minimalny i maksymalny) głównych eksporterów węgla na rynki europejskie na tle cen indeksów CIF ARA i CIF Azja
Fig. 3. Level of prices (minimum and maximum) of the leading
exporters of coal on the European markets in the light
of CIF ARA and CIF Azja indexes
Źródło: obliczenia własne na podstawie Argus, Platts, Bank Światowy
13
Tabela 3. Porównanie obliczonych cen minimalnych i maksymalnych węgla energetycznego w dostawach do
Europy z średnim indeksem cen CIF ARA, USD/tonę
Table 3. Comparison of the calculated minimum and maximum prices of energy coal in the supplies to Europe
with an average price index of CIF ARA, USD/ton
Rok
2012
2013
2014
Kwartał
Cena węgla w dostawach
do Europy
max.
min. różnica
Indeks cen CIF ARA
cena
% maks.
I
131
98
33
101
30%
% min.
-3%
II
112
88
24
90
25%
-2%
III
102
86
17
91
13%
-6%
IV
102
85
17
89
15%
-4%
I
108
83
25
86
25%
-4%
II
102
78
24
80
27%
-2%
III
95
75
20
76
25%
-2%
IV
102
80
22
84
21%
-5%
I
92
74
18
79
17%
-5%
4. Porównanie kosztów paliwa w elektrowniach na węgiel
kamienny i brunatny
Węgiel kamienny konkuruje z węglem brunatnym poprzez
cenę energii. Obecnie na rynku krajowym jest to konkurencja
bezpośrednia w wyniku wprowadzonych rygorów zmuszających grupy energetyczne do sprzedawania energii poprzez
giełdę. Dlatego relacje cen miedzy tymi paliwami decydują
o popycie na dany surowiec, zwłaszcza w sytuacji lekkiej
nadpodaży mocy wytwórczej na rynku energii elektrycznej
w wyniku spowolnienia gospodarczego i znacznego importu
energii [3]. Poniżej przedstawiono porównanie cen paliw
dostarczanych do tych dwóch typów elektrowni w zł/GJ oraz
zł/MW, oraz kosztów produkcji energii elektrycznej w tych
elektrowniach.
Na rys 4 przedstawiono porównanie cen (w latach 2007
– 2013) paliw dostarczanych do elektrowni na węglu brunatnym (WB) i kamiennym (WK). Ceny te obejmują także
Rys. 4.Porównanie cen energii w elektrowniach z węgla kamiennego i brunatnego na tle cen energii ogółem
Fig. 4. Comparison of prices of energy from hard coal and lignite in the light of the energy total
14
PRZEGLĄD GÓRNICZY
koszty dostaw do elektrowni. Przedstawione wielkości można
scharakteryzować w następujący sposób:
– W 2013 r. ceny WB w dostawie do energetyki kształtowały
się na poziomie 7,5 zł/GJ, a WK 11,7 zł/GJ.
– Od roku 2007 ceny węgla brunatnego wzrosły 39%,
a węgla kamiennego 72%. Ceny węgla brunatnego cały
czas rosną, natomiast ceny węgla kamiennego w ostatnim
okresie spadły. W węglu brunatnym koszty dostawy są
po stronie kopalni, a w przypadku elektrowni na węgiel
kamienny (w większości kontraktów) wchodzą w skład
kosztów elektrowni,
– Ceny WK są w 2013 r. o 56% wyższe od cen WB i wskaźnik ten spadł do wielkości z roku 2010 i od 2007 r. cały
czas rośnie. W 2007 roku wskaźnik ten wynosił tylko 26%.
Koszty paliw (w przeliczeniu na zł/MW) i koszty wytworzenia energii w elektrowniach na węgiel kamienny
i energetyczny przedstawiono na rys. 5 i 6. Różnica pomiędzy jednostkowymi kosztami paliwa z węgla kamiennego
i brunatnego cały czas ma tendencje rosnącą od poziomu 15 zł/
MWh w 2007 roku do 49 zł/MWh w roku 2013. Wpływa to na
jednostkowe koszty ogółem, które wykazują prawie taką samą
tendencję wzrostową. Jest to spowodowane wzrostem kosztów
paliwa. Jednostkowe koszty produkcji energii elektrycznej
ogółem w 2012 roku są już wyższe o 67 zł/MWh od cen na
węglu brunatnym. Koszty produkcji energii elektrycznej przekroczyły ceny spotowe na giełdzie energii. Omawiane zmiany
można scharakteryzować w następujący sposób:
– koszty paliwa w 2013 w elektrowniach dla WB wyniosły
83 zł/MWh, a dla WK 131 zł/MW,
– spread (różnica – WB-WK) osiągnęła poziom 49 zł/MW
(w 2013 r.), gdy w 2007 r. było to tylko 15 zł,
– w 2013 r. produkcja energii z WK jest droższa o 67 zł/
MW, w 2012 roku było to 97zł/MW),
– wzrost kosztów paliwowych od 2007 roku, elektrownie:
WB – 40%, WK – 79%,
– różnice w kosztach paliwowych przekładają się na wyniki
ekonomiczne: wskaźnik rentowności ogółem w elektrowniach na WB – 16% (2013), a w elektrowniach na WK był
ujemny -5.2% (2013),
Rys. 5. Porównanie kosztów zużytego węgla w elektrowniach
na węglu brunatnym i kamiennym w zł/MWh
Fig. 5. Comparison of costs of the utilized coal between hard
coal and lignite, zl/MWh
2014
Stosunkowo niska cena paliwa i koszt produkcji energii
z węgla brunatnego powoduje z jednej strony wzrost wykorzystania zdolności wydobywczej kopalń, z drugiej strony
wpływa na spadek cen na rynku energii przy niekorzystnej
sytuacji popytowej energii elektrycznej. Ta sytuacja ma duży
wpływ na wyniki finansowe w sektorze wytwarzania energii
elektrycznej. Przenosi się to wszystko na producentów węgla
kamiennego, którzy muszą konkurować cenowo ze swoim
produktem, także z węglem importowanym.
5. Ocena konkurencyjności węgla energetycznego z gazem
ziemnym do produkcji energii elektrycznej
W Polsce w najbliższych latach przewiduje się rozwój
energetyki opartej o gaz ziemny. W takim przypadku krajowe
zużycie gazu w skali roku musiałoby wzrosnąć nawet o kilka
miliardów m3 [11]. Problemem kluczowym staje się więc
zagwarantowanie stabilności i ciągłości dostaw dużych ilości
tego paliwa przy konkurencyjnych cenach [5, 17].
Potencjalnie w przyszłości gaz ziemny może być największym konkurentem węgla w energetyce. W perspektywie
najbliższych lat będzie dodatkowa podaż gazu z terminalu
LNG oraz nowych połączeń międzysystemowych [2]. Istnieją
także potencjalne możliwości wydobycia gazu z formacji
łupkowych. W wielu krajach UE, najważniejszym paliwem
do produkcji energii elektrycznej jest gaz ziemny. Ta sytuacja
wynika głównie z uwarunkowań ekologicznych. W Polsce bardzo wysokie ceny gazu ograniczają znacznie wykorzystanie
tego paliwa do produkcji energii elektrycznej (rys. 1). Obecnie
ceny gazu ziemnego w dostawach do elektrociepłowni (tabela
1) ponad trzykrotnie przekraczają ceny węgla energetycznego.
W wyniku obliczeń przedstawiono przy jakich uwarunkowaniach rynkowych węgiel będzie konkurencyjny
w stosunku do gazu. Zaproponowano obliczenia pozwalające
na oszacowanie konkurencyjnej ceny węgla w stosunku do
gazu ziemnego. Celem jest więc wyznaczenie maksymalnej
ceny węgla (parytetu gazowego) równoważnego z cenami
gazu ziemnego zużywanego do produkcji energii elektrycznej.
Rys. 6.Porównanie kosztów wytworzenia energii elektrycznej
z węgla brunatnego i kamiennego z cenami przedsiębiorstw wytwórczych ogółem w zł/MWh
Fig. 6. Comparison of costs of electricity production from hard
coal and lignite with the prices of manufacturing plants
in total, zl/MWh
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Parytet „gazowy” jest to taka cena węgla energetycznego (wyrażona w zł/GJ loco odbiorca), która daje koszty
wytworzenia energii z węgla na poziomie równym kosztom
wytworzenia energii z gazu (z uwzględnieniem sprawności
spalania, kosztów emisyjnych, kosztów utylizacji odpadów,
itp.). W artykule oparto się na metodyce wyliczenia parytetu
gazowego szczegółowo omówionej w pracy [5].
Obliczenia parytetu gazowego przedstawiono w tabeli 4.
Wyniki pokazują jaki jest poziom konkurencyjnych cen węgla
w przeliczeniu na zł/GJ (obliczenia dla węgla o parametrach
międzynarodowych – 25 MJ/kg, 12% popiołu, 1% siarki).
Przyjęte założenia były następujące:
– rozpatrzono dwie elektrownie na węgiel energetyczny
o sprawności 36 i 45%,
– elektrownia na gaz ziemny miała sprawność 55%,
– ceny uprawnień do emisji CO2 przyjęto na trzech poziomach 5, 15, 30 EUR,
– ceny rynkowe gazu przyjęto w granicach 100 (0,32 zł/
m3) – 550 (1,70 zł/m3) USD/1000 m3,
– przeliczniki walut przejęto na poziomie 1 EUR – 4,2 zł, 1
USD – 3,2 zł.
Pola szare w tabeli 4 to cena 1 GJ węgla wyższa od 11 zł/
GJ (średnia zbliżona do cen węgla w dostawach do energetyki
w 2013 r.). Wyróżnione zakresy wyników pokazują jaka mogłaby być maksymalna cena węgla w elektrowni, aby koszty
produkcji energii elektrycznej z tych porównywanych paliw
były równe. Pola puste to zakres parametrów, dla których
wyliczona cena węgla byłaby ujemna – czyli nawet minimalna
cena węgla nie zapewniałaby konkurencji w stosunku do cen
gazu. W obecnej sytuacji rynkowej (cena węgla ok. 11 zł/
GJ, uprawnienia 5 EUR) w elektrowni o sprawności 36%
konkurencyjna cena gazu byłaby poniżej 250 USD/1000m3.
Wyniki w tabeli 4 pokazują jaka może być maksymalna
cena węgla, aby przy danych cenach gazu, cenach uprawnień
do emisji i określonej sprawności elektrowni, spełniała warunki konkurencyjności w stosunku do gazu ziemnego.
Z przedstawionych rachunków wynika, że przy cenach
uprawnień na poziomie 5 EUR/tonę, cena gazu zapewniająca
minimalną konkurencyjność węgla wynosi 250 USD/1000 m3,
a przy 30 EUR/tonę CO2 cena gazu zapewniająca minimalną
konkurencyjność węgla wynosi 350 USD/1000 m3 (dla elektrowni o sprawności 36%). Natomiast przy obecnych cenach
uprawnień i cenach gazu ziemnego LNG (ceny w granicach
450-500 USD – spodziewane ceny dostaw gazu LNG do
gazoportu w Świnoujściu)) na rynku krajowym poziom
15
parytetu gazowego można szacować w granicach 21-24 zł/
GJ, czyli dwukrotnie więcej niż obecna średnia cena węgla
energetycznego w dostawach do elektrowni.
Na rys. 7 przedstawiono porównanie cen gazu ziemnego
na najważniejszych rynkach międzynarodowych.
– gaz USA – ceny spotowe – Henry Hub,
– gaz UE - ceny spotowe gazu importowanego do Wielkiej
Brytanii łącznie z gazem krajowym,
– gaz LNG – ceny gazu w imporcie do Japonii (największy
importer gazu LNG na świecie – import w ostatnich latach
w granicach 100-120 mld m3).
Jak można zauważyć, ceny gazu na rynku europejskim
są ponaddwukrotnie wyższe od cen na rynku amerykańskim.
Wpływ na tę sytuację ma dynamiczny wzrost wydobycia
gazu ze złóż niekonwencjonalnych przy stosunkowo niskich
kosztach. Za przełomowy w eksploatacji gazu z formacji
łupkowych w Stanach Zjednoczonych uważa się rok 2007 –
od tego czasu datuje się gwałtowny wzrost wydobycia tego
surowca [1]. Dzięki temu ceny gazu kształtują się tam na
poziomie około 100 USD/1000 m3 (okresowe ceny gazu na
rynku amerykańskim w przeliczeniu na GJ są niższe od cen
węgla energetycznego). Na początku roku 2014 ceny gazu
w USA w wyniku ciężkiej zimy wzrosły nawet do poziomu
180 USD/1000m3 (ceny najwyższe od 2010 roku). Najwyżej
w tym zestawieniu są ceny gazu LNG w dostawach do Japonii.
Rys. 7.Porównanie cen gazu na rynku amerykański, europejskim z cenami gazu LNG w dostawach do Japonii
Fig. 7. Comparison of gas prices on American and European markets with the prices of LNG gas in the supplies to Japan
Źródło: opracowanie własne na podstawie Bank Światowy
Tabela 4. Poziom cen węgla kamiennego konkurencyjny w stosunku do cen gazu ziemnego, zł/GJ
Table 4. Price of hard coal competitive withthe prices of natura gas, zl/GJ
Cena gazu
USD/1000m3
100
125
150
175
200
250
300
350
400
450
500
550
zł/m3
0.32
0.40
0.48
0.56
0.64
0.80
0.96
1.12
1.28
1.44
1.60
1.76
Sprawność elektrowni 36%
Sprawność elektrowni 45%
ceny uprawnień do emisji CO2, EUR/tonę
5
15
30
5
15
30
4.0
5.4
6.9
8.3
9.8
12.7
15.6
18.5
21.4
24.3
27.2
30.2
1.6
3.0
4.5
5.9
7.4
10.3
13.2
16.1
19.0
21.9
24.8
27.7
0.8
2.3
3.8
6.7
9.6
12.5
15.4
18.3
21.2
24.1
5.6
7.4
9.3
11.1
12.9
16.5
20.2
23.8
27.4
31.1
34.7
38.3
3.6
5.4
7.2
9.0
10.9
14.5
18.1
21.8
25.4
29.0
32.7
36.3
0.6
2.4
4.2
6.0
7.8
11.5
15.1
18.7
22.4
26.0
29.6
33.3
16
PRZEGLĄD GÓRNICZY
6. Podsumowanie
W Polsce głównymi nośnikami w sektorze wytwarzania
energii elektrycznej jest węgiel kamienny i brunatny. Z tych
dwóch paliw produkuje się około 83% energii elektrycznej,
ale udział ten obniżył się o 6,1% w stosunku do roku 2005.
Z przedstawionych porównań wynika że ceny węgla brunatnego są około 40%% niższe od cen węgla energetycznego,
natomiast gaz ziemny jest około trzykrotnie droższy od węgla
przeznaczonego do wytwarzania energii elektrycznej.
Ceny węgla energetycznego w latach 2011 - 2013 spadły
o 5% w stosunku do roku 2011 i aż 12% w stosunku do roku
2012. Spadły także ceny energii elektrycznej w granicach
5 - 11% (w zależności od grupy odbiorców). Cen węgla brunatnego w tym zestawieniu wzrosły zarówno w porównaniu
z rokiem 2011, jak i 2012. Największe wzrosty cen dotyczyły
gazu ziemnego zużywanego przez elektrociepłownie – 24%
w stosunku do roku 2011.
Także na rynku polskim w związku z coraz większym
importem węgla, ceny w dostawach do dużych odbiorców są
stymulowane zmianami cen z rynków międzynarodowych.
Ceny w kontraktach są indywidualnie ustalane z każdym
odbiorcą.
W wyniku obliczeń przedstawiono symulacje maksymalnych cen węgla u producenta (loco kopalnia), które są
konkurencyjne (równe cenom węgla z importu) u użytkownika (elektrowni) w stosunku do cen węgla importowanego
(w Polsce w przypadku zawieraniu kontraktu na dostawę węgla z kopalni do elektrowni, cena jest ustalana w większości
kontraktów na bramie kopalni, gdyż koszty transportu węgla
do elektrowni są na ogół po stronie odbiorcy).
Bazą dla przedstawionych obliczeń były ceny węgla
na międzynarodowych rynkach. Przedstawiono procedurę
wyznaczania zakresu zmienności cen w imporcie od najważniejszych eksporterów węgla na rynki europejskie. W okresie
od I kw. 2012 roku ceny maksymalne węgla w imporcie do
Europy spadły z poziomu 131 USD/tonę do poziomu 92
USD/tonę w I kw. 2014 roku. Natomiast ceny minimalne
w imporcie na początku 2014 r. na warunkach CIF to tylko 74
USD/tonę. Obecne tendencje cenowe na rynku międzynarodowym są bardzo niekorzystne dla krajowych producentów
węgla kamiennego.
W kolejnych obliczeniach celem było wyznaczenie maksymalnej ceny węgla (parytetu gazowego) równoważnego
z cenami gazu ziemnego zużywanego do produkcji energii
elektrycznej. W obliczeniach wykorzystano metodykę wyznaczania tego parytetu przedstawioną w pracy (Grudziński
2012b). Parytet „gazowy” jest to taka cena węgla energetycznego (wyrażona w zł/GJ loco odbiorca), która daje koszty
wytworzenia energii z węgla na poziomie równym kosztom
wytworzenia energii z gazu.
Wykorzystując zaproponowaną metodykę obliczania parytetu gazowego w kolejnych obliczeniach przeprowadzono
symulacje zmian poziomu parytetu w zależności od zmian cen
gazu ziemnego i zmiennej wartości opałowej węgla. Z obliczeń wynika, że przy cenach uprawnień na poziomie 5 EUR/
tonę, cena gazu zapewniająca minimalną konkurencyjność
węgla wynosi 250 USD/1000 m3, a przy 30 EUR/tonę CO2
cena gazu zapewniająca minimalną konkurencyjność węgla
wynosi 350 USD/1000 m3 (dla elektrowni o sprawności 36%).
Obecnie można szacować, że przy cenach gazu na poziomie
400 USD/1000m3 cena węgla zapeniająca taka samą cene
2014
energii elektrycznej to poziom w granicach 21-24 zł/GJ przy
cenach uprawnień do emisji w granicach 5-30 EUR/1 t CO2.
Literatura
1.
2.
3.
4.
5.
6.
7.
8.
9.
10.
11.
12.
13.
14.
15.
16.
17.
18.
19.
20.
21.
22.
23.
24.
25.
26.
27.
Gawlik L.: Gaz ziemny z łupków w Polsce – raport. Wydawnictwo
IGSMiE PAN, Warszawa 2013.
Janusz P.: Aktualna sytuacja na rynku gazu ziemnego – perspektywy
rozwoju. „Polityka Energetyczna” 2013, t. 16, z. 2.
Grudziński Z.: Konkurencyjność wytwarzania energii elektrycznej
z węgla brunatnego i kamiennego. „Polityka Energetyczna” 2010,
t. 13, z. 2.
Grudziński Z.: Ceny energii elektrycznej w kontekście wdrożenia obligatoryjnego handlu na giełdzie energii. „Polityka Energetyczna” 2011, t. 14,
z. 2, .
Grudziński Z.: Metody oceny konkurencyjności krajowego wegla
kamiennego do produkcji energii elektrycznej. Studia Rozprawy
Monografie Nr 180. Wyd. Instytutu GSMiE PAN, Kraków 2012.
Grudziński Z.: Konkurencyjność paliw w wytwarzaniu energii elektrycznej w Polsce. „Polityka Energetyczna” 2013, t. 16, z. 4.
Kaliski M., Szurlej A., Grudziński Z.: Węgiel i gaz ziemny w produkcji
energii elektrycznej Polski i UE. „Polityka Energetyczna” 2012, t. 15, z. 4.
Kamiński J.: Wpływ kosztów paliwowych oraz cen pozwoleń na emisję CO2 na ceny rynkowe energii elektrycznej: zastosowanie modelu
WILMAR. „Polityka Energetyczna” 2010, t. 13, z. 1.
Lorenz U., Ozga-Blaschke U., Stala-Szlugaj K., Grudziński Z.: Węgiel
kamienny w kraju i na świecie w latach 2005 – 2012. Studia Rozprawy
Monografie Nr 183. Wyd. Instytutu GSMiE PAN, Kraków 2013.
Lorenz U.: Węgiel energetyczny na świecie – sytuacja w 2012 r. i
perspektywy. „Polityka Energetyczna” 2013, t. 16, z. 4.
Rychlicki S., Siemek J.: Stan aktualny i prognozy wykorzystania gazu
ziemnego do produkcji energii elektrycznej w Polsce. „Gospodarka
Surowcami Mineralnymi” 2013, t. 29, z. 1.
Stala-Szlugaj K.: Import węgla do Polski - uwarunkowania logistyczne.
„Polityka Energetyczna” 2013, t. 16, z. 4.
Stala-Szlugaj K.: Import węgla koleją zza wschodniej granicy – uwarunkowania logistyczne. „Przegląd Górniczy” 2010, nr 3-4.
Stala-Szlugaj K., 2012 – Polish imports of steam coal from the east
(CIS) in the year 1990 – 2011. Studia Rozprawy Monografie Nr 179.
Wyd. Instytutu GSMiE PAN, Kraków, 2012.
Stala-Szlugaj K., Klim A., Rosyjski i kazachski węgiel energetyczny na
rynku polskim. „Polityka Energetyczna” t. 15, z. 4.
Szurlej A., Mirowski T., Kamiński J.: Analiza zmian struktury wytwarzania energii elektrycznej w kontekście założeń polityki energetycznej.
„Rynek Energii” 2013, nr 1 (104).
Szurlej A., Kamiński J, Suwała W.: Liberalizacja rynku gazu ziemnego
w Polsce – wybrane zagadnienia. „Rynek Energii” 2014, nr 2 (111).
ARE – Europejski Biuletyn Cenowy Nośników Energii (miesięcznik),
numery z lat 2008 – 2013.
ARE – Informacja statystyczna o energii elektrycznej (miesięcznik),
numery z lat 2008 – 2013.
ARE – Statystyka elektroenergetyki polskiej (rocznik), numery z lat
2007 – 2013.
ARE – Sytuacja techniczno – ekonomiczna sektora elektroenergetycznego (kwartalnik), numery z lat 2007 – 2013.
ARE – Sytuacja w elektroenergetyce (kwartalnik), numery z lat 2005 – 2011.
Argus Coal Daily International. Wyd Argus Media Ltd.
Coal Information 2013 – with 2012 data. Wyd. IEA Paryż 2013, 626 s.
Bank Światowy - Global Commodity Markets (www.worldbank.org).
Platts – CTI – Coal Trader International. Wyd. Platts - McGraw Hill
Financial, England.
Platts – ICR Coal Statistics Monthly. Wyd. Platts - McGraw Hill
Financial, England.
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
17
UKD 622.333: 622.339.13: 622.339.722
Węgiel energetyczny na świecie – sytuacja
w 2013 roku i perspektywy
Energy coal in the world – state on 2013 and prognoses
dr inż. Urszula Lorenz*)
Treść: W roku 2013 ceny węgla energetycznego w handlu międzynarodowym utrzymywały się na niskim poziomie, głównie z powodu
nadpodaży tego surowca. Globalna nadpodaż będzie się prawdopodobnie utrzymywać jeszcze w 2014, a nawet w 2015 roku
– pomimo prognozowanego wzrostu zużycia węgla na świecie. Można się więc spodziewać, że ceny pozostaną niskie także
w przyszłym roku. W artykule przedstawiono przewidywany rozwój rynków międzynarodowych węgla energetycznego, wynikający z prognozowanego zapotrzebowania ze strony głównych importerów i planów rozwoju produkcji w krajach głównych
eksporterów. Przedstawiono również przegląd ostatnio opublikowanych prognoz cen węgla.
Abstract: In 2013 the prices of energy coal in the international trade were at a low level mainly due to its oversupply. Despite the
anticipated growth in the global use of coal, the oversupply will probably be present in 2014 and 2015. It is then possible
that the prices will still be low in the following year. This paper presents the predicted development of international markets
of energy coal deriving from the anticipated demand of major importers and the plans of production development in the
countries of major exporters. Finally, a review of recently published prognoses of coal prices was presented.
Słowa kluczowe:
węgiel energetyczny, rynki międzynarodowe, prognozy cen
Key words:
energy coal, international markets, prognoses of prices
1. Wprowadzenie
Rok 2013 był okresem niskich cen na międzynarodowych
rynkach spot węgla energetycznego – najniższych od 2009
r. Historycznie najwyższe ceny były w 2008 roku, kiedy na
świecie nastąpiła kulminacja cen na rynkach praktycznie
wszystkich surowców, które następnie – wskutek globalnego
kryzysu gospodarczego – doznały kilkudziesięcioprocentowych spadków.
W pierwszej połowie 2013 roku na międzynarodowych
rynkach spot węgla energetycznego panowała wyraźnie spadkowa tendencja cen. Głównym jej powodem była utrzymująca
się zdecydowana nadpodaż węgla na świecie – rozwijanie
produkcji, zwłaszcza przez wiodących światowych eksporterów, przy równoczesnym umiarkowanym lub niskim zapotrzebowaniu użytkowników tego surowca. Trend spadkowy
zaczął się powoli odwracać pod koniec trzeciego kwartału,
a czwarty kwartał przyniósł pewne wzrosty cen, aczkolwiek
nie wszyscy eksporterzy odnotowali je w równym stopniu. W
dostawie na rynki importerów wyższe ceny wynikały wówczas także ze wzrostów stawek frachtowych w transporcie
morskim. Mimo tych wzrostów ceny na koniec roku 2013 na
wszystkich rynkach wciąż były niższe, niż na jego początku.
*) Instytut GSMiE PAN, Kraków
Należy odnotować, że rok 2013 – oceniany z perspektywy
kilkuletniej – był okresem relatywnie stabilnych cen: różnice
między najwyższymi i najniższymi wartościami średnich
miesięcznych cen na poszczególnych rynkach wynosiły tylko
kilkanaście USD/tonę, podczas gdy w poprzednich latach bywało to 20 – 40 dolarów, a w szczególnym roku 2008 – nawet
ponad 100 USD/tonę.
Na mapce, zamieszczonej na rys. 1, naniesiono informacje o średnich rocznych cenach węgla energetycznego
na głównych rynkach tego surowca w latach 2011–2013,
a także stosowne wielkości eksportu i importu węgla w handlu międzynarodowym. Dane o cenach odnoszą się do rynku
spot, który dla większości uczestników rynków węglowych
stanowi źródło uzupełniających zakupów paliwa (w stosunku
do dostaw zapewnionych w kontraktach).
W podziale geograficznym wyróżnia się najczęściej rynek
Atlantyku (do którego zalicza się rynek europejski) oraz rynek
Pacyfiku (określający rynek azjatycki). Fizyczne odległości
pomiędzy regionami produkcji i zbytu węgla w dużym stopniu
warunkują kierunek dostaw na dany rynek (ze względu na
koszty transportu).
Na rynku europejskim głównymi dostawcami węgla energetycznego są Rosja, Kolumbia i RPA oraz (ostatnio) USA,
a najważniejszym odbiorcą – kraje Unii Europejskiej. Na
rynku azjatyckim głównymi odbiorcami są obecnie Chiny,
Japonia, Indie i Korea Płd., a głównymi eksporterami na ten
rynek są Australia i Indonezja, a także RPA i Rosja.
18
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Chiny, Stany Zjednoczone i Indie są największymi producentami i konsumentami węgla energetycznego na świecie.
Czołówkę światowych eksporterów tego surowca stanowią:
Indonezja, Australia, Rosja, Kolumbia, RPA oraz USA.
Wiodącymi importerami są: Chiny, Unia Europejska (UE 27),
Japonia, Indie i Korea Południowa [10].
W artykule przedstawiono w syntetycznym ujęciu informacje o sytuacji na międzynarodowych rynkach węgla
energetycznego w 2013 roku oraz o przewidywanym rozwoju
tych rynków w ujęciu głównych importerów i eksporterów.
Zaprezentowano także kilka najnowszych prognoz cen węgla
energetycznego.
2. Rok 2013 i perspektywa krótkoterminowa
Ogólną sytuację cenową na międzynarodowych rynkach
węgla energetycznego – na przykładzie najważniejszych
wskaźników cen – ilustruje wykres na rysunku 2. Przedstawia
on kształtowanie się trzech głównych wskaźników spot w
latach 2012 i 2013 oraz w I kwartale 2014 roku. Wskaźniki
(indeksy) cen wyrażają ceny rynkowe odniesione do standaryzowanej jakości. Dla węgla energetycznego za taki wzorzec
jakościowy uważa się najczęściej węgiel o kaloryczności 25
MJ/kg (6000 kcal/kg) i zawartości siarki poniżej 1%. Należy
jednakże odnotować, że w ostatnich 2–3 latach nastąpił
dynamiczny rozwój indeksów dla węgli o niższej wartości
opałowej (funkcjonują one na rynku azjatyckim).
2014
Indeksy cen są powszechnie stosowane w handlu węglem
energetycznym na świecie. Ceny producentów/eksporterów,
podawane są na warunkach FOB (free-on-board) – port
w kraju eksportera, natomiast ceny na rynku odbiorców/importerów podawane są na warunkach CIF (cost-insurance-freight)
lub CFR (cost-and-freight) w porcie dostarczenia ładunku.
Wskaźnik CIF ARA odzwierciedla warunki cenowe
w imporcie morskim węgla do portów Europy Zachodniej
(Amsterdam – Rotterdam – Antwerpia). Dwa pozostałe
wskaźniki obrazują ceny w eksporcie z Australii i RPA. FOB
Newcastle jest podstawowym indeksem dla rynków Azji
i Pacyfiku, natomiast indeks FOB RB (Richards Bay) jest tradycyjnym miernikiem cen dla rynku europejskiego, ale istotnym także dla rynku azjatyckiego (szczególnie indyjskiego).
Z wykresów rys. 2 – wynika, że nadzieje producentów
i eksporterów węgla energetycznego na świecie na trwałe odwrócenie spadkowej tendencji cen nie trwały długo. Choć – jak
wspomniano – pod koniec 2013 roku ceny w handlu światowym
nieco wzrosły, lecz pierwszy kwartał 2014 roku przyniósł dalsze
spadki cen. W marcu średnie ceny na wszystkich pokazanych
tu rynkach kształtowały się na poziomie około 75 USD/tonę,
podczas gdy na początku 2013 roku były o około 10 dolarów
wyższe, a na początku 2012 r. przekraczały 100 USD/tonę.
Głównym powodem utrzymywania się tendencji spadkowej cen węgla na świecie jest wciąż rosnąca produkcja
oraz podaż węgla w eksporcie, podczas gdy wzrost popytu
– zwłaszcza w gospodarkach wschodzących – jest słabszy
niż oczekiwano. Co prawda niskie ceny rynkowe zmusiły nie-
Rys. 1.Średnie ceny spot i obroty na głównych rynkach węgla energetycznego na świecie w latach 2011 – 2013
Fig. 1. Average spot prices and turnover on the leading markets of energy coal in the world in 2011-2013
Źródło: opracowanie własne (dane o cenach: Argus, Platts, globalCOAL; dane o imporcie i eksporcie: Coal Information 2013, BREE 2013 i 2014; rok 2013
– dane wstępne wg BREE 2014)
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
19
Dane te potwierdzają rosnącą rangę Azji w imporcie węgla
przy relatywnie stabilnym poziomie importu do Europy oraz
do innych regionów świata. Udział Chin w imporcie do Azji
utrzymuje się (wg prognozy BREE) na poziomie ok. 34%
w całym pokazanym okresie. W kolejnych latach natomiast
będzie zwiększał się udział Indii (z niecałych 18% w 2013
r. do prawie 23% w 2019), a udział Japonii będzie malał
(z ok. 19% do 15%).
Na rynku europejskim import do krajów UE27 w 2013
roku stanowił prawie 79%.
Rys. 2.Porównanie najważniejszych wskaźników cen węgla
energetycznego
Fig. 2. Comparison of crucial indexes of energy coal prices
Źródło: opracowanie własne (dane Argus, Platts, globalCOAL)
których producentów o najwyższych kosztach do zamknięcia
(lub wstrzymania) produkcji, lecz inni w tym czasie zwiększyli
wydobycie w celu zmniejszenia kosztów jednostkowych (co
pozwoliło im na utrzymanie rentowności).
Oczekuje się, że globalna nadpodaż utrzymywać się będzie
w 2014, a także w 2015 roku. Mimo iż prognozowany jest
wzrost zużycia węgla na świecie, należy się spodziewać, że
ta dodatkowa podaż w dalszym ciągu będzie wywierać presję na ceny, które prawdopodobnie pozostaną niskie także w
przyszłym roku. Od 2016 roku równowaga na rynku powinna
się poprawić, gdyż zapotrzebowanie na węgiel importowany
będzie rosło, natomiast wzrost podaży powinien być wolniejszy, ponieważ presja cenowa (niskie ceny w poprzednich
latach) zmusi mniej konkurencyjne kopalnie do zamknięcia.
3.1.1. Unia Europejska
Unia jako całość (UE27, a nawet jeszcze jako UE15)
przez wiele lat pozostawała największym importerem węgla
energetycznego na świecie i dopiero w 2012 roku wyprzedziły
ją Chiny. Przy dość niechętnym stosunku dużej części krajów
unijnych do użytkowania węgla, import węgla energetycznego
raczej nie będzie się zwiększał – BREE przewiduje utrzymanie
dość stałego poziomi rzędu 165 mln ton na rok, z ewentualnym lekkim spadkiem w ciągu najbliższego roku lub dwóch.
Wzrośnie natomiast import do innych krajów europejskich
(z ok. 45 do ok. 62 mln ton). Na rys. 4 porównano strukturę
importu węgla energetycznego – według krajów – w roku
2013 i przewidywaną na rok 2019. Struktura ta nie zmienia
się w sposób wyraźny, aczkolwiek zauważalny jest spadek
udziału Japonii i wzrost udziału Indii. Udział Chin – choć
w wartościach względnych będzie nieco mniejszy – wciąż
będzie bardzo znaczący, a w wartościach bezwzględnych
wzrośnie z ok. 250 do ok. 290 mln ton (tj. o ponad 15%).
3. Rozwój rynków węgla w perspektywie średnioterminowej
3.1. Importerzy węgla
Rys. 3 przedstawia prognozowany rozwój importu węgla
na rynek azjatycki i europejski w perspektywie do 2019
roku (BREE 2014). W górnej części wykresu podano dane
o przewidywanym poziomie światowego handlu węglem
energetycznym, a wykres słupkowy obrazuje roczne zmiany
w tym handlu.
Rys. 3.Rozwój importu węgla energetycznego
Fig. 3. Development of energy coal import
Źródło: opracowanie własne na podstawie BREE 2014 i 2013
Rys. 4.Porównanie struktury importu węgla energetycznego według krajów w latach 2013 i 2019
Fig. 4. Comparison of the structure of energy coal import, acc. to countries in 2013 and 2019
Źródło: opracowanie własne na podstawie BREE 2014
20
PRZEGLĄD GÓRNICZY
3.1.2. Chiny
Największym na świecie producentem, konsumentem
i importerem węgla kamiennego są Chiny. Rozwój chińskiego
rynku węgla będzie miał w związku z tym istotny wpływ na
światowe rynki węgla. W 2013 r. import węgla energetycznego do Chin wzrósł o 15% do około 250 mln ton. Import
ten zintensyfikował się znacznie pod koniec roku (wzmożone
sezonowe zakupy przed sezonem zimowym oraz okresem
świątecznym chińskiego Nowego Roku) – tym bardziej, że
ceny w imporcie były stosunkowo niskie.
W Chinach coraz większą uwagę zwraca się na zagadnienia
ochrony środowiska. Obawy wzbudza zwłaszcza ogromne
zanieczyszczenie powietrza w największych chińskich metropoliach, jak Pekin, Tianjin i sąsiadującej z nimi prowincji
Hebei (rejon Zatoki Bohai, Morze Żółte). We wrześniu 2013
r. chiński rząd przedstawił program zapobiegania i kontroli
zanieczyszczeń powietrza na lata 2013-17. Większość środków
zawartych w tym programie bezpośrednio dotyczy wykorzystania węgla, w tym zmniejszenie udziału węgla w bilansie
energetycznym (do poziomu poniżej 65% w 2017 roku).
Wprowadzony ma być zakaz budowy nowych elektrowni
węglowych w najbardziej zanieczyszczonych metropoliach,
a także w obszarach leżących w deltach rzek Jangcy oraz
Perłowej (nad Morzem Południowo-Chińskim, gdzie leży m.in.
Hongkong). Władze zwracają także coraz większą uwagę na
dywersyfikację źródeł energii w kierunku zwiększenia udziału
gazu oraz energii wiatrowej, słonecznej, wodnej i jądrowej.
W połowie 2013 roku pojawiły się doniesienia o planach ograniczenia importu do Chin węgla o niższej jakości.
Szczegóły dotyczące tych ograniczeń nie zostały co prawda
jak dotąd potwierdzone, lecz mogą one dotyczyć zarówno
wartości opałowej, zawartości siarki, jak i popiołu. Jeśli te
plany zostaną uchwalone, to najbardziej dotkną one importu
z Indonezji, gdyż stąd pochodzi blisko połowa węgla energetycznego importowanego do Chin. Skala redukcji importu
z Indonezji będzie zależeć od ostatecznych wymagań jakościowych dla importowanego węgla. Powstałe w wyniku tego
braki w podaży węgla w Chinach zostaną prawdopodobnie
zastąpione produkcją krajową.
Wzrost importu węgla energetycznego do Chin – przynajmniej w perspektywie średnioterminowej – wydaje się nieunikniony. Rosną bowiem koszty produkcji węgla w starszych
regionach górniczych, a duże odległości do regionów konsumpcji wiążą się z wysokimi kosztami transportu. W takich
przypadkach importowany węgiel pozostanie konkurencyjny.
3.1.3. Japonia
W 2013 roku Japonia zaimportowała około 137 mln ton
węgla energetycznego (o 4% więcej niż w 2012 r.). Pod koniec
2013 r. zamknięto ostatnią czynną elektrownię jądrową. W
konsekwencji moc wytwórcza japońskiej energetyki cieplnej opiera się teraz na źródłach spalających produkty ropy
naftowej, węgiel i gaz ziemny, które muszą zastąpić utracone
zdolności wytwórcze energetyki jądrowej. Energetyka węglowa Japonii operuje już na poziomach bliskich mocy zainstalowanej, przyczyniając się do większego wykorzystania węgla
i tym samym importu węgla.
Pod koniec lutego 2014 r. Japonia opublikowała projekt
nowego planu energetycznego, pierwszego takiego dokumentu
po katastrofie w Fukushimie (BREE 2014). Wskazano w nim,
że najbardziej racjonalnymi źródłami energii dla Japonii są:
energia jądrowa, źródła odnawialne i paliwa kopalne. Jednak
istniejące reaktory jądrowe – zanim będą mogły w przyszłości
wznowić pracę – będą musiały przejść rygorystyczny proces
kontroli według zestawu nowych wymogów bezpieczeństwa.
Będzie to jednak proces powolny, a termin jego zakończenia
niepewny.
2014
W ciągu najbliższych kilku lat przewiduje się pewien
spadek importu węgla, gdyż będą zamykane najstarsze elektrownie węglowe o najwyższych kosztach. Spadek ten może
być wyraźniejszy, gdyby doszło do ponownego uruchomienia
elektrowni jądrowych, a równocześnie wzrost pozyskania
energii ze źródeł odnawialnych byłby szybszy.
3.1.4. Indie
Indie są trzecim w świecie producentem i konsumentem
węgla energetycznego, natomiast w imporcie tego surowca
zajmują obecnie czwartą pozycję. W 2013 r. import węgla
energetycznego do Indii wzrósł o ok. 6% (do ok. 130 mln ton)
i był bardziej umiarkowany w porównaniu do lat poprzednich.
Powodem był niższy wzrost gospodarczy i dalsze osłabienie
wartości indyjskiej rupii, przyczyniające się do wzrostu kosztów importu węgla.
Przewiduje się znaczny wzrost zapotrzebowania na energię
elektryczną w Indiach – ze względu na postępującą elektryfikację i rozwój gospodarczy kraju. Energetyka węglowa
jest głównym elementem planów rozbudowy nowych mocy
wytwórczych. Indyjskie ministerstwo energetyki przewiduje
uruchomienie 47 GW nowych mocy węglowych najpóźniej do
2017 r., a dalszych 66 GW do 2022 roku. Dzięki temu łączna
moc elektrowni węglowych w Indiach wzrośnie do 247 GW.
Nie przewiduje się wzrostu krajowej produkcji węgla
w skali pozwalającej na zaspokojenie zapotrzebowania
w Indiach – z powodu trudności w uzyskiwaniu dostępu do
terenów i wymaganych pozwoleń środowiskowych, niezbędnych dla rozwoju kopalń oraz infrastruktury transportowej.
Skutkiem tego Indie staną się jeszcze bardziej zależne od
importu węgla. Część tego węgla będzie pochodzić z aktywów zagranicznych, w których firmy indyjskie mają znaczące
udziały, szczególnie w Australii (w basenie Galilee) oraz
w RPA.
Większość importowanego węgla jest w Indiach odbierana w stosunkowo małych portach. W ciągu najbliższych 3-4
lat planowane jest zwiększenie możliwości obsługi węgla w
imporcie o 58 mln ton rocznie.
3.1.5. Korea Południowa
Kolejnym istotnym w skali świata importerem węgla
energetycznego jest Korea Południowa, która w 2013 r.
zaimportowała około 96 mln ton węgla energetycznego,
nieco więcej niż w 2012 roku. W założeniach nowej polityki
energetycznej przewiduje się znacznie mniejszą rolę energetyki jądrowej, przy równoczesnym wzroście udziału gazu
i energii odnawialnej w krajowym bilansie energii. Mimo tego
węgiel prawdopodobnie pozostanie ważnym elementem miksu
energetycznego – ze względu na konieczność zapewnienia
niezawodności systemu wytwarzania energii elektrycznej.
Tempo wzrostu zapotrzebowania na węgiel importowany
będzie jednak mniejsze, gdyż popyt na energię elektryczną
będzie rósł umiarkowanie. W celu zmniejszenia wykorzystania
węgla, od połowy 2014 r. ma zostać nałożony podatek na import węgla, natomiast podatek od LNG zostanie zmniejszony.
Choć spowoduje to wzrost kosztów importu węgla, to jest
mało prawdopodobne, aby w krótkim okresie nastąpił spadek
wolumenu importu, gdyż węgiel będzie nadal niezbędny dla
zaspokojenia popytu na energię elektryczną.
3.2. Eksporterzy węgla
Wzrost światowego zapotrzebowania na węgiel z importu
zostanie zaspokojony przede wszystkim przez większy eksport
z krajów głównych eksporterów, takich Indonezja, Australia
i Kolumbia. Istotnymi eksporterami pozostaną także Rosja
i RPA, a eksport z USA będzie tracił na znaczeniu. Będzie
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
natomiast rosnąć liczba innych mniejszych dostawców, w tym
także z krajów afrykańskich.
Perspektywy rozwoju eksportu – według krajów – przedstawia rys. 5, a rys. 6 porównuje strukturę eksportu według
krajów w 2013 i 2019 roku.
Rys. 5. Rozwój eksportu węgla energetycznego
Fig. 5. Development of energy coal export
Źródło: opracowanie własne na podstawie BREE 2014 i 2013
3.2.1. Indonezja
Od 2006 roku Indonezja jest największym eksporterem
węgla energetycznego na świecie. Eksport ten zwiększał się w
ostatnich latach o kilkadziesiąt milionów ton rocznie, osiągając w 2013 r. ok. 410 milionów ton (o 8%, czyli ponad 30 mln
ton więcej niż w 2012 r.). Indonezyjscy producenci zwiększali
wydobycie pomimo niższych cen na światowych rynkach,
kierując się raczej kryterium obniżki kosztów jednostkowych i
utrzymaniem rentowności. Należy też zauważyć, że to właśnie
nadmiar węgla z Indonezji w znacznym stopniu przyczynił się
do spadku cen na rynkach międzynarodowych.
Indonezja eksportuje ponad 85% swej produkcji węgla. Rząd indonezyjski wskazuje na potrzebę ograniczenia
produkcji węgla w celu ochrony jego zasobów i stabilizacji
wydobycia na poziomie umożliwiającym zmniejszenie presji
na ceny. Cel produkcji węgla w 2014 roku określono na około
400 mln ton, a w 2015 r. wzrost nie powinien przekroczyć 5%.
Te ograniczenia obejmują przede wszystkim duże firmy górnicze, pod groźbą sankcji urzędowych za naruszenie ustalonych
kwot produkcyjnych. Jednakże, aby skutecznie kontrolować
poziom produkcji w kraju, rząd indonezyjski będzie musiał
również zastosować jakieś środki dyscyplinujące mniejszych
producentów oraz firmy prowadzące bezprawną działalność
górniczą (nielegalne wydobycie). Szacuje się, że w Indonezji
przedsiębiorstwa o niezarejestrowanej działalności produkują
rocznie nawet 74 mln ton węgla.
Jednocześnie rząd promuje szybki wzrost krajowego
zużycia węgla, zachęcając do rozwoju energetyki węglowej
oraz innych sposobów jego wykorzystania (jak zgazowanie
czy upłynnianie). Producenci węgla w Indonezji już od kilku
lat mają obowiązek zarezerwowania części produkcji na potrzeby rynku krajowego (tzw. Domestic Market Obligation).
Jeśli zatem zużycie węgla w kraju będzie rosnąć – Indonezja
będzie dysponować mniejszą ilością węgla na eksport. Dla
części importerów może to być kłopotliwa sytuacja, albowiem
wiele nowych elektrowni węglowych w Azji zostało zaprojektowanych do spalania węgla o niższej kaloryczności, gdyż w
zamierzeniu miały być one zasilane surowcem importowanym
z Indonezji.
Jeśli Chiny wprowadzą w życie swe plany ograniczenia
importu węgla o niskiej jakości, to najbardziej ucierpi na
tym eksport z Indonezji, gdyż z tego głównie kraju pochodzi
sprzedawany na międzynarodowych rynkach węgiel niskokaloryczny.
3.2.2. Australia
jest czwartym na świecie producentem węgla kamiennego
i drugim jego największym eksporterem, posiada też czwarte
co do wielkości zasoby węgla [3]. Przez ponad 25 lat Australia
była największym eksporterem węgla kamiennego. Ten prymat utraciła w 2011 roku na rzecz Indonezji (eksportującej
praktycznie tylko węgiel energetyczny), utrzymała natomiast
pozycję lidera (od 1990 r.) w eksporcie węgla koksowego [11].
Eksport węgla energetycznego z Australii w 2013 r.
wyniósł ok. 188 mln ton i był o 10% wyższy w porównaniu
z rokiem poprzednim. Tak wysoki wzrost był możliwy dzięki
uruchomieniu produkcji w nowych projektach, rozwijanych
w ostatnich latach. Po stronie popytu natomiast do tego wzrostu przyczyniło się wciąż silne zapotrzebowanie na węgiel
w Azji, a zwłaszcza w Chinach, które pod koniec 2013 roku
zintensyfikowały import (głównie z powodu niskich cen węgla na rynkach spot). Utrzymująca się przez większość 2013
roku tendencja spadkowa cen zwiększyła presję finansową na
australijskich producentów o najwyższych kosztach. Wielu
z nich ma ograniczone pole manewru ze względu na specyficzne warunki długoterminowych kontraktów, zawartych
Rys. 6.Porównanie struktury eksportu węgla energetycznego według krajów w latach 2013 i 2019
Fig. 6. Comparison of the structure of energy coal export, acc. to countries in 2013 and 2019
Źródło: opracowanie własne na podstawie BREE 2014
21
22
PRZEGLĄD GÓRNICZY
z dostawcami usług infrastrukturalnych (umowy typu take-or-pay). Dla nich bardziej opłacalne jest zwiększanie produkcji
(nawet przy niskich cenach sprzedaży węgla), a nie zamykanie
kopalń.
W następnych latach należy oczekiwać dalszego wzrostu
eksportu australijskiego węgla energetycznego, gdyż będzie
się pojawiać wydobycie z kolejnych rozwijanych projektów.
Choć niskie obecnie ceny rynkowe węgla wpływają na spowolnienie inwestycji w nowe projekty węglowe w Australii, to
przynajmniej część z rozpoczętych dużych projektów będzie
zapewne kontynuowana.
Największym odbiorcą australijskiego węgla energetycznego w eksporcie jest Japonia, a na drugą pozycję wysunęły
się ostatnio Chiny, do których Australia sprzedaje węgiel
o nieco niższej wartości opałowej i o wyższej zawartości
popiołu (ponad 20%). Jeśli zatem Chiny obejmą zakazem
importu węgiel o podwyższonej zawartości popiołu, wówczas
może to mieć pewien wpływ na wielkość importu z Australii.
Jednak bardziej prawdopodobne jest, że zakaz ten będzie
się odnosić do węgli o niskiej kaloryczności i/lub wysokiej
zawartości siarki. W takim przypadku będzie to w znikomym
stopniu dotyczyć węgla eksportowanego z Australii.
3.2.3. Rosja
Rosja jest siódmym w świecie producentem węgla energetycznego, a szóstym – węgla kamiennego, posiada też
drugie co do wielkości zasoby węgla. W eksporcie węgla
energetycznego plasuje się na trzeciej pozycji w świecie, a w
dostawach do krajów UE – na pierwszej. Możliwości eksportu
rosyjskiego węgla są oceniane obecnie na około 110 mln ton
rocznie – z lekką tendencją spadkową w najbliższych latach
do około 98–100 mln ton (np. BREE), natomiast rosyjskie
źródła przewidują wzrost tego eksportu do około 125 mln ton
w 2030 roku. Węgiel wydobywany jest w 20 zagłębiach, lecz
podstawowe znaczenie ma tylko siedem (w tym największe
– Kuźnieckie). Około 70% produkcji pochodzi z dziesięciu
dużych koncernów (jak SUEK, KRU, czy SDS) [15].
Dzięki swemu usytuowaniu geograficznemu i położeniu
złóż węgla Rosja ma możliwość eksportu węgla zarówno na
rynki europejskie, jak i azjatyckie. Rozległość kraju powoduje
jednak, że odległości transportowe z zagłębi węglowych do
portów eksportowych są bardzo duże: około 4–4,5 tys. km do
portów położonych nad Bałtykiem i około 5,5–6,5 tys. km do
portów dalekowschodnich [10]. Duże odległości oraz niedostatek rozwoju infrastruktury transportowej stanowią barierę
w rozwoju eksportu i wpływają na koszty węgla w eksporcie.
3.2.4. Kolumbia
Czwartym w świecie eksporterem węgla energetycznego
obecnie jest Kolumbia. W 2013 roku eksport zmniejszył się
o ok. 7% – do około 76 mln ton z powodu spadku produkcji
wskutek serii strajków górników i kolejarzy oraz zakłóceń
w eksporcie z powodu naruszenia przepisów ochrony środowiska. Można tu wspomnieć czasowe wstrzymanie licencji
eksportowej dla firmy Drummond – drugiego co do wielkości
eksportera (za awaryjne zrzucenie węgla do morza z barki,
transportującej węgiel z nabrzeża na statek), czy nałożone
ograniczenia dla transportu węgla na linii kolejowej Fenoco
(obsługującej około 85% całego eksportu węgla) – w celu
zmniejszenia hałasu, uciążliwego dla blisko położonych
osiedli mieszkaniowych.
Od początku 2014 roku w Kolumbii wymagane jest stosowanie zamkniętych systemów transportowych przy załadowaniu węgla na statek – aby uniknąć szkód dla środowiska
związanych z powszechnym dotąd wykorzystywaniem barek
transportowych. Niektórzy eksporterzy nie dotrzymali tego
2014
terminu – w tym Drummond, który dostał zakaz eksportu do
czasu zainstalowania stosownych urządzeń w swych terminalach eksportowych. Ocenia się, że wskutek tego eksport
węgla z Kolumbii był niższy o 7 mln ton węgla w pierwszym
kwartale 2014 roku.
W perspektywie średnioterminowej oczekuje się, że
Kolumbia – dzięki rozwojowi nowych kopalń oraz infrastruktury – będzie mogła zwiększać eksport w tempie 8%
rocznie, osiągając ok. 117 mln ton w 2019 roku. Tradycyjne
kierunki eksportu węgla kolumbijskiego to Stany Zjednoczone
i Europa. Biorąc jednak pod uwagę słabe zapotrzebowanie
tych rynków, większość węgla z nowych inwestycji zostanie
skierowana na rynek Azji i Pacyfiku.
3.2.5. Republika Południowej Afryki
Węgiel odgrywa ważną rolę w tej największej gospodarce
na kontynencie afrykańskim. Wytwarzanie energii elektrycznej pochodzi w większości z elektrowni węglowych, które
zużywają ponad połowę całkowitej produkcji węgla. Prawie
30% węgla jest eksportowane, a resztę zużywa wysoko rozwinięty przemysł wytwarzania paliw syntetycznych z węgla.
RPA dysponuje jednym z największych na świecie portów
węglowych (Richards Bay Coal Terminal, RBCT), a jego
dogodne położenie sprawia, że – w zależności od koniunktury
– kraj może eksportować węgiel zarówno na rynek europejski,
jak i azjatycki.
Zdolności przeładunkowe terminalu RBCT już kilka lat
temu zostały powiększone do 91 mln ton węgla rocznie.
Możliwości eksportu węgla pozostały jednak ograniczone
przez przepustowość linii kolejowych. Planowane inwestycje w tym obszarze mają doprowadzić do zwiększenia
zdolności transportowych do około 150 mln ton w ciągu
najbliższych pięciu lat. To jednak prawdopodobnie nie będzie
mieć znaczącego wpływu na wielkość eksportu, albowiem –
w związku z rozwojem kraju i potrzebami energetycznymi –
w najbliższych latach przewidziana jest budowa kilku dużych
elektrowni węglowych, a to będzie ograniczać ilość węgla
dostępnego na eksport.
3.2.6. Stany Zjednoczone
eksportowały znaczące ilości węgla energetycznego
(rzędu 40 mln ton/rok) na przełomie lat 80. i 90. XX w.
W połowie pierwszej dekady obecnego stulecia eksport ten
zmniejszył się do 18–19 mln ton (z czego do Europy trafiało
zaledwie 2 mln ton, prawie trzy czwarte do Kanady) – przy
równocześnie wysokiej produkcji krajowej, wysokim zużyciu
i imporcie. Po 2005 roku szybko zmniejszało się zużycie węgla,
a w ślad za tym także produkcja i import. Do tych spadków bez
wątpienia przyczynił się tzw. boom łupkowy. Szybki wzrost
produkcji krajowego gazu spowodował zmiany w bilansie
paliw w amerykańskim sektorze energetycznym. Gaz zaczął
wypierać węgiel w wytwarzaniu energii elektrycznej, co
z kolei spowodowało znaczny wzrost eksportu węgla z USA,
szczególnie do Europy [10].
Stany Zjednoczone – choć nie są sygnatariuszem Protokołu
Kioto – wdrażają wiele regulacji w ramach krajowego
programu działań na rzecz klimatu (Climate Action Plan).
Przykładem może być przepis wprowadzający limit emisji
CO2 z nowych elektrowni węglowych o mocy powyżej 25
MW, który w praktyce nie pozwala na budowę nowych
jednostek węglowych bez zastosowania technologii redukcji
emisji. Tego rodzaju technologie (jak CCS) nie osiągnęły
jeszcze dojrzałości komercyjnej i są obecnie uważane za
nieopłacalne. Ponadto od 2015 roku nowe elektrownie będą
musiały spełniać wymagania zaostrzonych norm emisji rtęci
i innych substancji toksycznych do powietrza.
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Te działania spowodują w krótkim terminie zdecydowane
zmniejszenie zużycia węgla w krajowym systemie elektroenergetycznym. Zwłaszcza, że ok. 17% amerykańskich elektrowni węglowych ma więcej niż 50 lat, a kolejne 24% – ponad
40 lat. Stare jednostki będą stopniowo zamykane, a w świetle
nowych norm środowiskowych jest mało prawdopodobne,
aby miały być zastąpione nowymi jednostkami węglowymi.
Ponadto elektrownie te muszą konkurować kosztowo z relatywnie niskimi cenami gazu.
Przewidywane niższe zużycie krajowe mogłoby sugerować, że więcej węgla będzie dostępne na eksport. Jednak
niskie ceny węgla energetycznego na międzynarodowych
rynkach, a także spodziewany spadek popytu na kluczowych
rynkach oraz ograniczenia infrastrukturalne w eksporcie
z USA spowodują raczej spadek eksportu. BREE szacuje ten
spadek na 10% średniorocznie – do 24 milionów ton w 2019 r.
W Europie, będącej największym rynkiem eksportowym
węgla amerykańskiego, spodziewane jest raczej zmniejszenie
zużycia węgla w energetyce. W Azji natomiast przewiduje
się utrzymanie wysokiego zużycia węgla i popytu na węgiel
z importu. Eksporterzy amerykańscy będą jednak musieli walczyć o uzyskanie dostępu do tego rynku, co będzie trudne bez
znaczących inwestycji w infrastrukturę (m.in. porty eksportowe na zachodnim wybrzeżu), a te inwestycje są w obecnych
warunkach (niskie ceny węgla) oceniane jako nieopłacalne.
4. Prognozy cen węgla
W tabeli 1 zestawiono kilka istotnych prognoz cen węgla,
jakie ukazały się w ostatnich miesiącach (od listopada 2013
23
do marca 2014 r.). Są to prognozy: Międzynarodowej Agencji
Energii (IEA), zawarte w głównym opracowaniu prognostycznym tej instytucji pt. World Energy Outlook (WEO),
Banku Światowego (World Bank, WB), Międzynarodowego
Funduszy Walutowego (International Monetary Fund, IMF)
i australijskiego rządowego Biura ds. Gospodarki Zasobami
i Energią (Bureau of Resources and Energy Economics,
BREE). Dla każdej z tych prognoz pokazano również ceny
prognozowane we wcześniejszym opracowaniu danej instytucji. Ceny wyrażone są w wartościach nominalnych (w USD/
tonę). Tabelę uzupełniają informacje o średnich cenach węgla
na rynkach spot (FOB Newcastle i CIF ARA).
Prognoza IEA WEO sięga roku 2035 i odnosi się do cen
węgla importowanego do krajów OECD (o jakości standardowej w handlu międzynarodowym, czyli około 25 MJ/kg
w stanie roboczym). Prognozy IEA WEO sporządzane są
w trzech scenariuszach. Głównym scenariuszem jest scenariusz Nowe Polityki (NP), w którym przyjmuje się rozwój
rynków energii w oparciu o istniejące polityki rządów oraz
wdrożenie nowych sygnalizowanych zobowiązań – nawet jeśli
nie zostały one poparte konkretnymi działaniami. Scenariusz
Bieżących Polityk (BP) obejmuje tylko działania już podjęte,
a scenariusz 450 zakłada wdrożenie różnych środków
i działań, które znacząco poprawiłyby prawdopodobieństwo
ograniczenia koncentracji CO2 w atmosferze na poziomie
450 ppm (co dawałoby szansę na powstrzymanie globalnego
wzrostu temperatury do 2 stopni ponad poziom z okresu
przedindustrialnego). W prognozach według tych scenariuszy
zawsze ceny węgla (i innych paliw) są najwyższe w scenariuszu Bieżące Polityki, a najniższe – w scenariuszu 450 (co jest
konsekwencją przewidywanego zapotrzebowania na surowce
Tabela 1. Porównanie prognoz cen węgla energetycznego, w USD/tonę (wartości nominalne)
Table 1. Comparison of prognoses of energy coal prices, USD/ton (nominal values)
2020
2025
2030
Scenariusz Nowe Polityki
118,8
137,4
155,4
175,6
–
127
146
165
WEO 3013
99
Scenariusz 450
–
121
128
129
Bank Światowy – Prognoza cen węgla australijskiego w eksporcie (FOB Newcastle)
Prognoza z lipca 2013
121,4
96,4
90
90
90
94,9
100
–
Prognoza ze stycznia 2014
121,4
96,4
85
88
90
94,9
100
–
Lata
2011
2012
2013
IEA WEO – prognoza cen węgla w imporcie do OECD
WEO 2012
123,4
Prognoza z lipca 2013
Prognoza z marca 2014
2014
2015
IMF – Prognoza cen węgla australijskiego w eksporcie (FOB Newcastle)
103,2
95
92
90
90*
103,2
90,3
84
73,8
73,8*
2035
198,5
186
← *cena w 2018 r.
← *cena w 2019 r.
BREE – Prognoza cen kontraktowych węgla australijskiego w eksporcie Japonii (FOB Newcastle, – kontrakty JFY)
Prognoza z września 2013
130
115
95
88
84
96*
← *cena w 2018 r.
Prognoza z marca 2014
130
115
95
81
78
98*
← *cena w 2019 r.
FOB Newcastle
CIF ARA
USD/tonę
USD/GJ
zł/GJ
USD/tonę
USD/GJ
zł/GJ
2011
121,3
4,8
14,3
121,6
4,8
14,3
Średnie rzeczywiste ceny na rynkach spot
2012
2013
2014**
95,6
84,6
78,1
3,8
3,4
3,1
12,4
10,6
9,5
92,5
81,7
78,6
3,7
3,3
3,1
12,0
10,3
9,6
** średnia za I kw. 2014 r.
Źródło: opracowanie własne na podstawie (Lorenz 2013, WEO 2013, Bank Światowy, IMF, BREE, Argus, Platts)
127
–
–
24
PRZEGLĄD GÓRNICZY
energetyczne). W tabeli 1 zamieszczono porównanie ścieżek
cenowych dla węgla w scenariuszu podstawowym (Nowe
Polityki) w prognozach WEO 2012 i 2013 oraz dodatkowo –
w scenariuszu 450 (WEO 2013).
Bank Światowy (WB) sporządza swoje długoterminowe
prognozy cen dla kilkudziesięciu surowców i produktów – od
surowców energetycznych, mineralnych i metali po produkty
rolne (World Bank – Commodity Prices ...). Prognoza cen
węgla sięga do 2025 roku i odnosi się do węgla australijskiego
w eksporcie (na bazie FOB Newcastle, węgiel 6000 kcal/kg).
W tabeli 1 pokazano ceny z ostatniej prognozy WB ze stycznia
2014 oraz z lipca 2013.
Podobnie jak Bank Światowy – również IMF sporządza
dość regularnie własne prognozy cen różnych surowców,
produktów i towarów w handlu międzynarodowym. Prognoza
cen węgla IMF też odnosi się do cen węgla australijskiego
w eksporcie (na bazie FOB Newcastle) na najbliższe 5 lat.
Także czwarta z pokazanych prognoz – BREE – dotyczy
węgla australijskiego (FOB Newcastle). Jednak – w porównaniu do innych – jest ona dość specyficzna, albowiem odnosi
się do węgla eksportowanego z Australii do Japonii w ramach
dostaw objętych kontraktem rocznym na tzw. japoński rok finansowy/podatkowy (JFY Japan Financial/Fiscal Year), który
trwa od kwietnia do marca roku następnego. Australia kieruje
do Japonii ponad 40% swego eksportu węgla energetycznego,
z czego ok. 40% jest dostarczane w ramach głównej grupy
kontraktów na JFY.
Z analizy przytoczonych danych narzucają się następujące
spostrzeżenia:
– w nowszych opracowaniach (tej samej instytucji) prognozowane ceny są niższe,
– krótkoterminowo (bieżący rok i następny) należy się
liczyć z utrzymaniem niskich cen lub nawet ich dalszym
spadkiem,
– w prognozach na bardziej odległe lata (2020) rozbieżność
w ocenie poziomu cen jest duża.
Dla zobrazowania tych rozbieżności, ceny z ostatnich
prognoz przedstawiono na rys. 7 – w przeliczeniu na USD/
GJ. Czarne punkty obrazują poziom średnich rzeczywistych
cen spot FOB Newcastle w trzech latach (rok 2014 – I kw.).
Obserwacje wieloletnich relacji wzajemnych cen węgla na
różnych rynkach wskazują, że ceny węgla na różnych rynkach
są ze sobą dość wyraźnie skorelowane. Można zatem przypuszczać, że ceny w imporcie do Europy będą się zachowywać
– co do tendencji – podobnie do cen w eksporcie z Australii
[14]. Należy się więc liczyć z relatywnie niskimi cenami
węgla na rynku europejskim w ciągu dwóch najbliższych lat.
5. Podsumowanie
W gospodarkach rozwiniętych na świecie obserwuje się
coraz wyraźniejszą skłonność rządów – związaną z obawami
o wpływ wykorzystywania węgla na środowisko – do zmiany
strategii energetycznych i tzw. miksu paliwowego. W krajach
wysoko uprzemysłowionych, gdzie rozmiar sektora usług
jest zazwyczaj większy w porównaniu z sektorem produkcji,
wzrost zużycia energii będzie stosunkowo powolny. W związku z tym kraje te kładą większy nacisk na jakość środowiska
oraz przyspieszenie zamiany węgla na inne mniej uwęglone
paliwa.
Kraje rozwijające się (tzw. gospodarki wschodzące) mają
ograniczone – a często żadne – możliwości wdrażania polityki
ograniczenia emisji dwutlenku węgla. Tam raczej spodziewany jest wzrost zużycia węgla w związku z rozwojem gospodarczym i wzrostem zapotrzebowania na energię, służącą
poprawie standardu życia obywateli. Względna obfitość, niski
koszt i szerokie rozpowszechnienie geograficzne zasobów
węgla oraz niezawodność technologii węglowych w dalszym
ciągu będzie wspierać jego stosowanie w tych gospodarkach.
Biorąc pod uwagę, że większość prognozowanego wzrostu
zapotrzebowania na energię w świecie będzie pochodzić z gospodarek wschodzących, oczekuje się, że węgiel nadal będzie
zajmować poczesne miejsce w bilansie energetycznym świata.
W skali globalnej dużą presję na ceny węgla wywierać
będzie sytuacja w dwóch krajach, odgrywających czołową
rolę w imporcie i eksporcie. W Chinach – działania nakierowane na zmniejszenie wykorzystania węgla mogą wymusić
(częściowe) odejście od węgla w szybszym tempie niż się
obecnie przewiduje. W takim przypadku wzrost chińskiego
importu będzie niższy, wywierając presję na obniżkę cen.
Po stronie podaży węgla w eksporcie – jeśli plany Indonezji
w celu zahamowania wzrostu produkcji okażą się nieskuteczne, wtedy eksport będzie rósł w szybszym tempie, a to będzie
ograniczać możliwość wzrostu cen.
Niekorzystna dla producentów/eksporterów węgla sytuacja cenowa na rynkach międzynarodowych będzie też
oddziaływać na krajowy rynek węgla. Bezpośrednim wpływem może być zwiększony import po cenach niższych od
cen oferowanych przez krajowych producentów. Pośrednio
natomiast niskie ceny w handlu międzynarodowym rzutują
na oczekiwania kupujących co do poziomu cen lub dalszej
ich obniżki.
Literatura
1.
2.
Rys. 7. Porównanie prognozowanych cen w przeliczeniu na
USD/GJ
Fig. 7. Comparison of the predicted prices in terms of USD/GJ
2014
Argus Coal Daily International. Wyd. Argus Media Group Ltd
Bank Światowy – Commodity Prices and Price Forecast (updates released: July 8, 2013 and January 30, 2014) (www.worldbank.org)
3. BP Statistical review of world energy. June 2013 (www.bp.com)
4. BREE 2013 – Resources and energy quarterly. December quarter 2013
(www.bree.gov.au)
5. BREE 2014 – Resources and energy quarterly. March quarter 2014
(www.bree.gov.au)
6. Coal Information 2013 – with 2012 data. Wyd. IEA, Paryż 2013.
7. Gawlik L. (red.), (współautorzy: Grudziński Z., Lorenz U., OzgaBlaschke U., Stala-Szlugaj K. i inni): Węgiel dla polskiej energetyki
w perspektywie 2050 roku – analizy scenariuszowe. Wyd. Instytutu
GSMiE PAN, Kraków 2013.
8. IEA – WEO 2013 - World Energy Outlook 2013. Wyd. IEA, Paryż 2013.
9. IMF – Commodity Price Forecast: Medium Term Commodity Price
Baseline, March 4, 2014 (www.imf.org).
10. Lorenz U.: Węgiel energetyczny na świecie – sytuacja w 2012 r.
i perspektywy. „Polityka Energetyczna” 2013, t. 16, z. 4.
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
10. Lorenz U., Ozga-Blaschke U., Stala-Szlugaj K., Grudziński Z.: Węgiel
kamienny w kraju i na świecie w latach 2005 – 2012. Studia Rozprawy
Monografie Nr 183. Wydawnictwo Instytutu GSMiE PAN, Kraków
2013.
11. Ozga-Blaschke U.: Ceny węgla koksowego na rynku międzynarodowym
– sytuacja bieżąca i prognozy. „Polityka Energetyczna” 2013 tom 16,
z. 4.
25
12. Platts – CTI - Coal Trader International. Wyd. Platts - McGraw Hill
Financial, England
13. Platts – ICR Coal Statistics Monthly. Wyd. Platts - McGraw Hill
Financial, England
15. Stala-Szlugaj K.: Nowe inwestycje w rosyjskim górnictwie węgla kamiennego. „Gospodarka Surowcami Mineralnymi – Mineral Resources
Management” 2013, t. 29, z. 3.
26
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
UKD 622.333: 338.516.22: 622.339.13
Węgiel koksowy w świecie – sytuacja
w 2013 roku i perspektywy
Coke coal in the world - state on 2013 and perspectives
Dr inż. Urszula Ozga-Blaschke*)
Treść: Rynek węgla koksowego charakteryzuje się dużą wrażliwością na zmiany otoczenia gospodarczego oraz cykle koniunkturalne
w branży stalowej, będącej głównym użytkownikiem koksu, a więc i węgla koksowego. W artykule przedstawiono syntetyczne
informacje o sytuacji na światowym rynku stali w roku 2013 oraz prognozy dotyczące rozwoju zapotrzebowania na wyroby
stalowe w nadchodzących latach. Na tym tle przedstawiono ocenę sytuacji na międzynarodowym rynku węgla koksowego,
informacje o wielkości handlu oraz zmianach cen w roku 2013. Zaprezentowano również projekcję rozwoju popytu i podaży
przez głównych importerów i eksporterów węgla koksowego w pięcioletniej perspektywie oraz prognozy średnich rocznych
cen kontraktowych w tym okresie.
Abstract: The coke coal market is very vulnerable to the changes of economic situation and business cycles in the steel industry, which
is the major user of coke and consequently the coke coal. This paper presents a summary on the situation on the global steel
industry market in 2013 as well as the prognoses of increase in demand for steel products n the forthcoming years. Thus, the
situation on the global coke coal market was presented, information on trade size analyzed and changes in prices in 2013
assessed. The author also presents the prognosis of demand and supply development created by major importers and exporters
of coke coal in a five-years forecast as well as the prognosis of the average yearly contract prices in this period.
Słowa kluczowe:
węgiel koksowy, ceny, kontrakty, rynek międzynarodowy, rynek spot
Key words:
coke coal, prices, contracts, global market, spot market
1. Wprowadzenie
Kryzys w gospodarce światowej w ostatnich latach, obejmujący nie tylko kraje rozwinięte, ale również rynki wschodzące, istotnie wpłynął na koniunkturę na rynku stali i na
kondycję rynków surowców związanych z branżą hutniczą [3].
Obniżenie popytu i sprzedaży oraz spadki cen na rynku stali, wymusiły na światowych koncernach hutniczych
działania w kierunku ograniczenia produkcji wyrobów
stalowych, w efekcie w roku 2013 wzrost produkcji stali
surowej w skali globalnej (w wysokości 3,5%) był zasługą
głównie krajów azjatyckich, natomiast w innych regionach
świata, jak w Europie, krajach CIS, Ameryce Płn. i Ameryce
Płd. zanotowano spadki (rys.1). W skali globalnej średni
wskaźnik wykorzystania zdolności produkcyjnych w latach
2012–213 utrzymywał się poniżej 80% (odpowiednio do
76,2% i 78,1%) [18].
Chiny od lat nieustannie zwiększają produkcję i swój
udział w rynku – obecnie odpowiadają za 48,5% światowej
produkcji stali surowej. W 2013 roku produkcja w Chinach
wzrosła o 7,5%, osiągając wielkość 779 mln ton. W porównaniu do poprzedniej dekady zarysowało się jednak wyraźne
spowolnienie tempa wzrostu, zarówno produkcji, jak i zużycia
wyrobów stalowych.
*) Instytut GSMiE PAN Kraków
W skali globalnej udział stali produkowanej na bazie surówki wielkopiecowej kształtuje się na poziomie około 70%.
Dynamika wzrostu surówki żelaza wytwarzanej w procesie
wielkopiecowym generuje zapotrzebowanie na koks i na
węgiel metalurgiczny.
Według wstępnych danych World Steel Association
w roku 2013 produkcja ta wzrosła o 4,7%, osiągając poziom
1,165 mld ton, przy czym 77% przypadało na kraje azjatyckie. Rozwój produkcji w tym regionie, a głównie w Chinach,
gdzie prawie 90% stali wytwarzane jest w procesie konwertorowo-tlenowym, odgrywa kluczową rolę w kształtowaniu
koniunktury na rynkach surowców hutniczych [18].
2. Sytuacja na rynku węgla koksowego
Rynek węgla koksowego charakteryzuje się dużą wrażliwością na zmiany otoczenia gospodarczego oraz cykle
koniunkturalne w branży stalowej, będącej głównym użytkownikiem koksu i węgla koksowego. Historycznie, na
międzynarodowym rynku węgla koksowego następowały
naprzemiennie okresy wzmożonego popytu, co prowadziło do
wzrostu cen oraz okresy nadwyżki podaży – co skutkowało
spadkiem cen [1, 2].
W ostatniej dekadzie wzmożony globalny popyt na węgiel
i jego wysokie ceny rynkowe skłoniły koncerny górnicze do
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
27
Rys. 1.Zmiany produkcji stali surowej w regionach świata w latach 2011–2013 oraz udziały poszczególnych krajów (największych producentów stali) w produkcji w roku 2013
Fig. 1. Changes in global production of crude steel in 2011-2013 and participation of particular countries (major steel producers) in the total production in 2013
Źródło: opracowanie własne na podstawie danych: [18]
uruchomienia licznych inwestycji w rozwój mocy produkcyjnych, zarówno w istniejących i nowych kopalniach jak
i w niezagospodarowanych dotychczas złożach na świecie
(np. w Mongolii, Mozambiku, Indonezji, na dalekim wschodzie Rosji) [1]. Ponadto Australia odbudowała produkcję
po powodziach, które zalały kopalnie na przełomie lat 2010
i 2011 i sukcesywnie zwiększała wydobycie. Lider na rynku
węgla koksowego – koncern BHP Billiton zanotował 28 procentowy wzrost produkcji węgla metalurgicznego – z około
54 mln ton w roku 2012 do 69 mln ton w 2013 roku. Drugi
największy eksporter węgla koksowego typu hard, kanadyjski
koncern Teck, zwiększył produkcję o 4% do 25,6 mln ton [5].
Wzrost podaży węgla na rynek był znacznie większy niż
tempo wzrostu popytu, co doprowadziło do pojawienia się
nadpodaży i stworzyło presję na spadek cen węgli w handlu
międzynarodowym.
Dostawy węgla w ramach umów długoterminowych
z tradycyjnymi klientami z Japonii, Korei Płd. Indii czy
z Europy nie były w stanie wchłonąć dodatkowych ilości
węgla, stąd też eksporterzy zwiększyli sprzedaż na rynku spot,
gdzie głównymi odbiorcami są kontrahenci z Chin. Udział
sprzedaży na rynku spot w eksporcie największych koncernów
w roku 2013 kształtował się na poziomie: Peabody Energy
(33%), BHP Billiton (30%), Glencore Xstrata (29%), Vale
(29%), Anglo American (18%). Teck Resources zwiększył
udział sprzedaży w transakcjach natychmiastowych do ponad
40% (w porównaniu do 30% w roku 2012 i 15-20% w latach
wcześniejszych) [5, 6].
Zjawisko to stanowi istotną zmianę w międzynarodowym
handlu węglem koksowym, gdyż przez wiele lat sprzedaż
opierała się głównie na kontraktach wieloletnich z cenami
ustalanymi na okres roczny (na tzw. rok finansowy FY –
Financial Year). Tylko niewielki tonaż był przedmiotem
handlu na rynku spot (zakupy uzupełniające) [2, 4].
Dynamika zmian cen węgla koksowego w ostatnich
latach i duże zróżnicowanie między cenami kontraktowymi
(obowiązującymi przez okres 12 miesięcy) a cenami na rynku
spot spowodowały, że od II kwartału 2010 r. wprowadzono na
rynku kontraktowanie z cenami (benchmarkami) ustalanymi
na okres jednego kwartału [2]. Początkowo niektórzy eksporterzy stosowali system mieszany (część tonażu kontraktowano
nadal w cenach rocznych), jednak teraz normą jest ustalanie
w kontraktach cen kwartalnych lub coraz częściej miesięcznych (gdyż są lepiej dostosowane do warunków rynku spot).
Według danych Clarkson Research Services [6, 11] w roku
2013 międzynarodowy handel węglem koksowym drogą morską wzrósł o 13% do prawie 270 mln ton (po wcześniejszym
spadku o 5% w roku 2011 i odbudowie o 6% w roku 2012).
Duża dostępność dobrej jakości węgla australijskiego
i jego coraz niższe ceny oraz ograniczenie dostaw drogą lądową
węgla z Mongolii do Chin (z 19,1 mln ton w roku 2012 do 15,4
mln ton w roku 2013) spowodowały ponad 70-procentowy
wzrost chińskiego importu węgla koksowego drogą morską
– do prawie 60 mln ton. Australijskie dostawy do Chin węgli
koksowych typu hard wzrosły dwukrotnie (osiągając 40-procentowy udział w imporcie chińskim). Również Kanada zwiększyła eksport do Chin o prawie 53% – do 11 mln ton [9, 11].
Chiny, będąc największym światowym producentem węgli koksowych, zyskały również pozycję lidera w imporcie
tego surowca (wg danych BREE całkowity import węgla metalurgicznego do Chin, łącznie z węglem semi-soft z Australii
i węglem z Mongolii, szacowany jest na ponad 90 mln ton
[8]).
Handlowcy z uwagą obserwują dynamikę zmian podaży
i popytu na rynku chińskim, gdyż znajduje to przełożenie
na kształtowanie się trendów cenowych węgla rynku spot.
Producenci stali w Chinach mają zaplecze w postaci węgla
krajowego, natomiast producenci w innych krajach azjatyckich, jak też w Europie i Ameryce Płd. są bardziej uzależnieni
od dostaw z importu, a tym samym mają słabszą pozycję
w negocjacjach. Gdy ceny węgla chińskiego są konkurencyjne w porównaniu z cenami na rynku międzynarodowym,
odbiorcy rezygnują z importu na korzyść zakupów węgla na
rynku krajowym. Przy wyższych cenach węgla krajowego
zwiększają zakupy tańszego i lepszego jakościowo węgla
importowanego.
Ponad 80-procentowy udział Chin w azjatyckim rynku spot
powoduje, że ceny węgla na bazie CFR Chiny stały się ważnymi wskaźnikami dla monitorowania tendencji rynkowych
i do negocjowania poziomu benchmarków kwartalnych [4, 9] .
Wykres na rys. 3 pokazuje korelację między przebiegiem
zmian cen na rynku spot i cenami kontraktowymi (benchmar-
28
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
Rys. 2.Udział głównych importerów i eksporterów w handlu węglem koksowym drogą morską w roku 2013
Fig. 2. Participation of major importers and exporters in the trade of coke coal by sea transport in 2013
Źródło: opracowanie własne na podstawie danych: [9, 11,16]
kami kwartalnymi) w latach 2011-2013 i w I kw. 2014 r., na
przykładzie cen australijskiego węgla koksowego typu hard
premium (na bazie FOB Australia oraz CFR porty chińskie).
W drugiej połowie 2011 roku na rynku węgli metalurgicznych (hard, semi-soft, PCI) rozpoczął się okres dużych
spadków cen, umocnił się trend zniżkowy utrzymujący się
nadal w roku bieżącym.
W analizowanym przedziale czasowym trzykrotnie
nastąpiły krótkotrwałe okresy wzrostu cen na rynku spot,
spowodowane zdarzeniami losowymi, co skutkowało kilkuprocentowymi wzrostami benmarchków kwartalnych (w III
kwartale 2012 r. oraz w II i IV kwartale 2013 r.) [4].
Wzrost cen węgli w maju i w czerwcu 2012 r. wynikał
z obaw odbiorców o dostępność węgli hard premium z australijskich kopalń koncernu BHP ze względu na akcje strajkowe
i przedłużające się negocjacje ze związkami zawodowymi –
w efekcie benchmark na III kw. 2012 r. wzrósł o 7% do 225
USD/tonę.
Od początku 2013 roku można było zauważyć powolny
wzrost cen na rynku spot, do około 170 USD/tonę w połowie
lutego. Było to wynikiem większej aktywności w zakupach
odbiorców z Chin, którzy uzupełniali zapasy przed nadchodzącym okresem świąt (chiński Nowy Rok). Równocześnie
na początku roku nastąpiło ograniczenie podaży węgla koksowego – z Australii (pora deszczowa), z Rosji i Mongolii
(kłopoty z transportem i produkcją ze względu na pogodę),
w Chinach (ograniczenie produkcji w wyniku zwiększenia
wymagań bezpieczeństwa po incydentach w kopalniach),
w Kanadzie (utrudnienia w ekspedycji po kolizji transportowej
w terminalu Westshore). Wzrosły również ceny krajowego
węgla koksowego w Chinach. Ceny na rynku spot przewyższyły poziom benchmarku ustalonego na I kw. 2013 r., co
znalazło przełożenie na poziom benchmarku na II kwartał
2013 r. (wzrost o 4% do 172 USD/tonę).
Jednak już od kwietnia znaczna poprawa podaży ze
strony tradycyjnych eksporterów, jak i pojawienie się więk-
Rys. 3.Porównanie cen kontraktowych i cen na rynku spot węgla koksowego typu hard premium oraz zmiany benchmarków (kwartał/kwartału) w okresie I kw. 2011–II kw. 2014
Fig. 3. Comparison of contract prices and spot market prices of coke coal, hard premium type and changes of benchmarks (quarter) in the period of 1st quarter 2011 – 2nd quarter 2014
Źródło: opracowanie własne na podstawie danych: [9]
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
szych ilości węgla z nowych inwestycji (m.in. w Mongolii,
Mozambiku, Indonezji) doprowadziło do nadpodaży. Efektem
był utrzymujący się spadek cen, które w połowie lipca 2013
r. osiągnęły najniższy od kilku lat poziom około 130 USD/
tonę FOB (przy uzgodnionym benchmarku na III kw. 2013
wysokości 145 USD/tonę). Ponownie zwiększona aktywność
odbiorców z Chin na rynku spot, związana z uzupełnianiem
zapasów węgli koksowych przed nadchodzącym sezonem
zimowym, spowodowała wzrost cen, (w połowie września
wynosiły około 150 USD/t) i ustalenie benchmarku na IV kw.
na poziomie 152 USD/tonę.
W roku 2013 wyraźnie ukształtowała się zależność między
poziomem kwartalnych benchmarków a średnimi cenami FOB
węgla w imporcie do Chin w okresie prowadzenia negocjacji
– ceny benchmarków były o około 10 USD/tonę wyższe od
średnich cen miesięcznych [5].
Mimo nadziei producentów węgla na poprawę sytuacji
rynkowej, początek 2014 roku przyniósł kontynuację trendu spadkowego – niskie ceny na rynku spot w ostatnich
miesiącach 2013 r. wyznaczyły benchmark na I kw. 2014 r.
w wysokości 143 USD/tonę. Dalszy spadek cen – do poniżej
110 USD/tonę FOB w połowie marca br. spowodował, że
benchmark na II kw. 2014 ustalony został, w negocjacjach
między koncernem Anglo American i japońskimi odbiorcami, w wysokości 120 USD/t FOB Australia [9]. Jest to
najniższy poziom ceny kontraktowej od marca 2008 roku,
gdy benchmark roczny na FY’2007/2008 wynosił 98 USD/
tonę. W porównaniu do II kw. 2011 r. ceny kontraktowe węgli
koksowych hard premium obniżyły się o 210 USD/tonę (tj.
o prawie 64%).
Zmiany cen na rynku międzynarodowym węgli metalurgicznych analizuje się zazwyczaj na przykładzie ceny kontraktowej (benchmarku) australijskiego węgla koksowego hard
premium na bazie FOB porty producenta. Pozostałe gatunki
węgli koksowych w grupie hard wyceniane są niżej, a różnica (tzw. spread) waha się w granicach od kilku procent dla
węgli o niskiej zawartości części lotnych (LV) do ponad 10%
dla węgli o średniej zawartości części lotnych (MV). Węgle
semi-soft w zależności od sytuacji rynkowej wyceniane są na
poziomie 65-75% cen węgli hard premium. W latach 2011-12
ceny węgli semi-soft w większości kontraktów ustalano na
okres 6 miesięcy, natomiast od II kw. 2013 r. wprowadzono
system kwartalny. Benchmark dla węgli semi-soft na II kw.
2014 r. uzgodniono w wysokości 90 USD/tonę (jest to najniższa wartość od 2009 r., gdy cena wynosiła 80 USD/t).
Relacje cen między różnymi typami węgli koksowych
ilustruje wykres na rys. 4, na przykładzie indeksów cenowych
dla węgli australijskich oraz węgli amerykańskich na rynku
spot w okresie I kw. 2013 r. – I kw. 2014 r.
Tak niski poziom cen węgli metalurgicznych na rynku
powoduje, że część węgla sprzedawana jest poniżej kosztów
produkcji, a koncerny notują straty na działalności górniczej.
W Australii, będącej największym eksporterem węgli koksowych, wielu producentów znalazło się poniżej lub na progu
rentowności [12]. W jeszcze gorszej sytuacji są producenci
w USA, gdzie węgiel koksowy wydobywany jest głownie
w Appalachach w kopalniach o wysokich kosztach. W ocenie
banku HSBC sprzedaż około jednej czwartej amerykańskich
węgli koksowych LV i około połowy węgli HV przynosi straty.
Sytuacja rynkowa wymusiła na koncernach górniczych
działania obniżające koszty i zwiększające efektywność produkcji, poprzez cięcia miejsc pracy, ograniczenie podwyżek
płac, renegocjacje umów z kooperantami, zamykanie kopalń
o wysokich kosztach produkcji, opóźnianie realizacji lub
zaniechanie nowych projektów.
3. Perspektywy rynku węgla koksowego
Prognozy dotyczące rozwoju rynku węgla koksowego
powiązane są głównie z przewidywanym globalnym zapotrzebowaniem na stal. Światowe zapotrzebowanie będzie
nadal wzrastało choć z mniejszą dynamiką w porównaniu
z minioną dekadą.
Prognoza australijskiej agencji rządowej BREE (z marca
2014 r.) [8] zakłada, że globalne zużycie stali w roku 2014
wzrośnie o 2,7%, a w dalszej perspektywie do roku 2019
średnie tempo wzrostu będzie na poziomie 1,9% rocznie.
Wsparciem prognozy jest przewidywany rozwój inwestycji
w środki trwałe i infrastrukturę na rynkach wschodzących,
zwłaszcza w Azji. Zużycie stali w najbardziej rozwiniętych
gospodarkach będzie również wzrastać, choć w umiarkowanym tempie.
Znacznie niższe (w porównaniu do lat poprzednich) tempo
wzrostu prognozowane jest w Chinach – 3% w latach 2014
i 2015 i 1,8% rocznie w perspektywie roku 2019. Zakładane
Rys. 4.Zmiany indeksów cenowych węgli metalurgicznych na bazie FOB Australia i FOB USA East Coast na rynku spot
w okresie I kw. 2013 r. – I kw. 2014 r.
Fig. 4. Changes of price indexes of metallurgic coal on the basis of FOB Australia and FOB USA East Coast on the spot
market in 1st quarter 2013 – 2nd quarter 2014
Źródło: opracowanie własne na podstawie danych:[9]
29
30
PRZEGLĄD GÓRNICZY
wskaźniki odnoszą się jednak do solidnej bazy, którą jest zużycie w roku 2013 (729 mln ton), co daje znaczne dodatkowe
ilości w każdym roku.
Kolejnym rynkiem klasyfikowanym jako wzrostowy są
Indie. Wysiłki rządu na rzecz poprawy jakości i zakresu infrastruktury (drogi, mosty, koleje, budownictwo, i inne) oraz
stopniowy wzrost dochodów per capita, przekładający się
na konsumpcję dóbr trwałego użytku, będą wsparciem dla
wzrostu produkcji i zużycia stali w średnim tempie około 5%
rocznie w okresie do 2019 r.
Prognoza BREE zakłada, że w roku 2014 światowa
produkcja stali surowej osiągnie poziom 1,64 mld ton, a w
kolejnych latach będzie rosła w średnim tempie 1,8% rocznie
– do 1,79 mld ton w roku 2019. Nadal około 70% stali surowej będzie produkowane w oparciu o proces wielkopiecowy,
a przewidywany wzrost produkcji surówki żelaza będzie w
80% zasługą krajów azjatyckich.
Dla rynków surowców hutniczych (rudy żelaza, koksu,
węgla koksowego) sytuacja sektora stalowego w Chinach,
które odpowiadają za prawie połowę światowej produkcji
stali surowej, jest ważnym wskaźnikiem dla prognozowania
przyszłych tendencji, zwłaszcza że kraj ten jest największym
światowym importerem rudy żelaza, a obecnie również węgla
metalurgicznego.
Strategicznym celem chińskiego hutnictwa jest rozwiązanie problemu nadprodukcji. Rząd chiński zapowiada
przyspieszenie rozwoju przez wprowadzenie modernizacji w
tradycyjnych gałęziach przemysłu. Sektor stalowy w Chinach
musi dostosować się do wolniejszego wzrostu gospodarczego (w zakresie 7-8% w odniesieniu do najbliższych dwóch
dekad). Planowane jest zamykanie mocy produkcyjnych w
przestarzałych, mało wydajnych hutach, które nie spełniają
wymogów ochrony środowiska naturalnego. Rząd centralny
potwierdził swoje zobowiązanie usunięcia 80 mln ton mocy
produkcyjnych stali do 2017 roku, z tego 60 mln ton w prowincji Hebei (odpowiedzialnej za 25% rocznej produkcji stali
w Chinach). Równocześnie jednak z redukcją mocy produkcyjnych w tradycyjnych dotychczas regionach, planowane jest
oddawanie nowoczesnych hut wewnątrz kraju i w zachodnich
prowincjach zgodnie z planami ekonomicznego rozwoju,
industrializacji i urbanizacji tych regionów [15].
Prognoza BREE dotycząca segmentu węglowego obejmuje całość węgli zużywanych w hutnictwie – określanych
jako węgle metalurgiczne (do grupy tej zaliczane są węgle
koksowe typu hard i semi-soft oraz węgle PCI LV stosowane
w technologii wdmuchu pyłu węglowego do wielkich pieców).
W roku 2013 wzrost światowego handlu węglem metalurgicznym oszacowano na 8%, przy czym za dodatkową podaż
odpowiadała głównie Australia (25 mln ton), a największym
źródłem dodatkowego popytu były Chiny (22 mln ton).
W roku 2014 zakładany jest wzrost rynku o 2,2% do 321
mln ton, a przez pozostałą część okresu objętego prognozą
przyjęto średnie roczne tempo wzrostu na poziomie 1,3% – do
343 mln ton w 2019 r. (tab.1).
Eksport węgla z Australii będzie wzrastał w latach 20152019 w średnim tempie 2,2%/rok w wyniku napływu węgla z
nowych projektów, np. koncernu BHP BMA – Caval Ridge (8
mln ton/rok) i Dunia (4,5 mln ton/rok), czy Anglo American –
Grosvenor (5 mln ton/rok). Podaż węgla z Kanady wzrośnie
o około 2 mln ton, z Rosji pozostanie prawie na tym samym
poziomie 15 mln ton. Przewidywany jest natomiast spadek
eksportu węgla z USA – z 59 mln ton w roku 2013 do około
47 mln ton w roku 2019. Niskie ceny węgli koksowych w
ostatnich kilkunastu miesiącach i wysokie koszty wydobycia skłaniają producentów amerykańskich do ograniczenia
zarówno produkcji, jak i podaży na rynek międzynarodowy.
Konkurencja węgla australijskiego na rynku azjatyckim spo-
2014
woduje nakierunkowanie eksportu węgla z USA na odbiorców
europejskich.
Udział Australii w światowym handlu węglem koksowym
wzrośnie z 54% w roku 2013 do około 57% w roku 2019,
natomiast udział USA spadnie z 19% do 14%.
W latach 2014-2019 import węgla metalurgicznego przez
Chiny będzie rósł w prognozowanym średnim tempie 2,3% do
poziomu 113 mln ton w roku 2019. Bardzo dobra jakość i niższe koszty importowanego surowca w porównaniu z węglem
krajowym będą czynnikami wpływającymi na utrzymanie
wysokiego importu, mimo planowanego rozwoju krajowego
wydobycia.
Prognoza zakłada, że średnioroczny wzrost importu węgla
do Indii, Brazylii i krajów UE będzie się utrzymywał w latach
2014–2019 na poziomie (odpowiednio): 1,2%, 2,4% i 1,7%.
Tablica 1. Prognoza rozwoju światowego handlu węglem metalurgicznym, mln ton
Table 1. Prognosis of development of the international trade
of metallurgic coal, mln tons
Rok
Światowy handel
Australia
USA
Kanada
Rosja
Chiny*
Japonia
Korea Płd.
Indie
UE (28)
Brazylia
2013
2014
314
321
główni eksporterzy
170
174
59
57
34
34
15
16
główni importerzy
93
101
54
55
33
32
37
37
40
40
13
14
343
Zmiana
2019/2013
%
↑ 9,2
194
47
36
15
↑ 14,1
↓ 20,3
↑ 5,9
bz
113
52
33
40
44
15
↑ 13,1
↓ 3,7
bz
↑ 8,1
↑ 10,0
↑ 15,4
2019
*import łącznie z węglem semi-soft z Australii
Źródło: [8]
4. Prognozy cen
Sytuacja na rynku węgli metalurgicznych w ostatnich
miesiącach powoduje, że w prognozach publikowanych przez
wiodące ośrodki badawcze i banki inwestycyjne wprowadzane
są korekty obniżające poziom średnich rocznych cen kontraktowych na najbliższe lata.
Australijska agencja ABARE w raporcie z marca 2014 r.
obniżyła prognozę dla średniej ceny kontraktowej węgla
koksowego hard premium w roku 2014 do 127,5 USD/tonę
(w porównaniu do 149,8 USD/tonę z raportu z grudnia 2013
r. [7]). W roku 2015 stopniowa likwidacja nadpodaży w wyniku poprawy popytu i wycofaniu się z rynku producentów
o wysokich kosztach produkcji, spowoduje odbicie ceny do
poziomu 137,3 USD/t. W perspektywie roku 2019 średnia
nominalna cena wzrośnie do 157,8 USD/t [8].
Bank inwestycyjny Goldman Sachs [19] skorygował w
marcu br. projekcję cen na lata 2014-2016 do poziomu: 141
USD/t, 152 USD/t i 157 USD/t, którą uważa za bardziej
realistyczną w porównaniu z wcześniejszą prognozą (156,
164 i 169 USD/t).
Macquarie Bank obniżył wcześniejszą prognozę na rok
2014 o 8% – do 147 USD/t i o 13% na rok 2015 – do 156 USD/
tonę [12]. Również Morgan Stanley wprowadził korektę w
dół przewidywanych cen: o 12% na rok 2014 – do 131 USD/t
i 4% na rok 2015 – do 165 USD/t [13].
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Wykres na rys. 5 pokazuje zmiany rocznych cen kontraktowych w latach 2010-2013 oraz projekcję cen na lata 20142019 na podstawie przedstawionych prognoz.
W najbliższych dwóch latach średnie ceny kontraktowe
węgli koksowych hard premium prognozowane są na niższym
poziomie w porównaniu ze średnią ceną z roku 2013, która
wyniosła 159 USD/t. Powolna odbudowa cen nastąpi w nadchodzących latach, po ustąpieniu nadpodaży i ustabilizowaniu
równowagi rynkowej [17].
31
Umocniła się pozycja Chin, które jako największy importer węgla stały się głównym rozgrywającym w ustawianiu
poziomu cen w handlu międzynarodowym. W opinii wielu
analityków wkrótce wskaźnik CFR Chiny będzie określał
ceny światowe, podobnie jak ma to miejsce w przypadku
handlu rudą żelaza.
Według najnowszych prognoz World Steel Association
[14] globalne zapotrzebowanie na stal będzie się nadal odbudowywać, ale wzrost zostanie ustabilizowany na niskim
poziomie. Równowaga na rynku węgla koksowego będzie
więc zależała od zrównoważenia podaży z umiarkowanym
tempem wzrostu popytu. Pozwoli to na odbudowanie cen,
jednak na znacznie niższym poziomie w porównaniu z latami
ubiegłymi.
Literatura
1.
2.
3.
4.
Rys. 5. Prognozy cen węgla koksowego hard premium (z marca
2014 r.)
Fig. 5. Prognoses of prices of hard premium coke coal (march
2014)
Źródło: opracowanie własne na podstawie:[8, 9, 12, 13, 19]
5.
6.
7.
5. Podsumowanie
8.
W handlu węglem koksowym od połowy 2011 roku
umocnił się trend spadkowy cen, który utrzymuje się również
w roku bieżącym. Wynegocjowany poziom cen kontraktowych na II kw. 2014 r. jest obecnie najniższy od 6 lat (od marca
2008 r.). Tak drastyczny spadek cen spowodował, że znaczna
część węgla sprzedawana w handlu międzynarodowym jest
poniżej kosztów produkcji [12]. Głównym powodem zaistniałej sytuacji jest nadpodaż węgla na rynku – przy mniejszym
niż zakładano wzroście popytu eksporterzy zwiększyli podaż.
Kopalnie australijskie odbudowały zdolności produkcyjne, pojawił się węgiel z nowych inwestycji, które zostały
uruchomione w okresie dużego zapotrzebowania na węgiel
i wysokich jego cen.
Obecna sytuacja rynkowa zmusiła koncerny górnicze do
drastycznego cięcia kosztów w programach oszczędnościowych. Doszło do zamykania nierentownych (w dzisiejszych
warunkach) kopalń, likwidacji miejsc pracy oraz rezygnacji
lub wstrzymania inwestycji w nowe projekty [3, 4].
9.
10.
11.
12.
13.
14.
15.
16.
17.
18.
19.
Lorenz U., Ozga-Blaschke U., Stala-Szlugaj K., Grudziński Z.: Węgiel
kamienny w kraju i na świecie w latach 2005 – 2012. Studia Rozprawy
Monografie nr 183. Wydawnictwo Instytutu GSMiE PAN, Kraków 2013.
Ozga-Blaschke U.: Ewolucja cen węgla koksowego na rynku międzynarodowym. „Przegląd Górniczy” 2011, nr 7-8.
Ozga-Blaschke U.: Rozwój rynku węgli koksowych na tle sytuacji
gospodarczej na świecie. „Polityka Energetyczna” 2012, t. 15, z. 4.
Ozga-Blaschke U.: Ceny węgla koksowego na runku międzynarodowym
– sytuacja bieżąca i prognozy. „Polityka Energetyczna” 2013, t. 16, z. 4.
Analysis: Rise in China demand pushes metallurgical coal market
toward spot pricing. Singapore Platts, 19 February 2014 (www.platts.
com/latest-news/).
Australia responsible for 74 percent of increase in China’s coking coal
imports (http://maritimeintel.com).
BREE 2013 – Resources and energy quarterly. December quarter 2013
(www.bree.gov.au).
BREE 2014 - Resources and energy quarterly. March quarter 2014
(www.bree.gov.au).
CTI – Coal Trader International. Wyd. Platts. – McGraw Hill Financial,
England.
ICR Coal Statistics Monthly. Wyd. Platts – McGraw Hill Financial,
England.
J.P.Morgan Bulk Shipping, Asia Pacific Equity Research, 19 March
2014 (www.jpmorganmarkets.com).
Falling price to force more coalmine closures. By Matt Chambers, 3
February 2014 (www.theaustralian.com.au).
Morgan Stanley Says Coal Exporters Making Loss as Estimates Cut.
By Ben Sharples, April 8, 2014 (www.bloomberg.com/news).
Short Range Outlook by region 2014-2015 (www.worldsteel.org).
Steel Raw Materials Monthly, Issue 12/ February 2014, Issue 13/March
2014. Platts McGraw Hill Financial (www.platts.com).
US Energy Information Administration, Quarterly Coal Report OctoberDecember 2013 (www.eia.gov).
http://metalexpertresearch.com
www.worldsteel.org
www. zacks.com
32
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
UKD 622.333: 339.562: 656.6: 656.2: 338.5
Import węgla kamiennego do Polski
Import of hard coal to Poland
dr. inż. Katarzyna Stala-Szlugaj*)
Treść: Artykuł przestawia analizę importu węgla do Polski. Przedstawiono w nim jego krótką historię w latach 1960–2013. Omówiono
główne kierunki dostaw węgla na rynek krajowy, jak również drogi jego transportu. W przypadku importu kolejowego przedstawiono geograficzną strukturę kolejowych dostaw węgla według przejść granicznych, a importu morskiego – możliwości
importowe portów morskich. Porównano również oferty cenowe węgla (sortymenty: miałowe oraz grube) skierowane do
odbiorców indywidualnych w latach 2009–2013.
Abstract: This paper presents the analysis of import of hard coal to Poland along with its background in the period of 1960-2013. The
main directions of coal supplies to the domestic market were described and the means of transport presented. The paper
shows a geographic structure of railroad supplies in case of railroad import, according to frontier posts, and the capabilities
of sea harbours in case of sea import. The price offers of coal (dust and thick) directed to individual buyers were compared
taking the period 2009-2013.
Słowa kluczowe:
import, węgiel kamienny, przejścia kolejowe, porty, ceny
Key words:
import, hard coal, railroad passages, harbours, prices
1. Wprowadzenie
Stałym elementem polskiego rynku węgla jest od kilku lat
węgiel pochodzący z importu. Wydawało się, że występująca
w latach 2012–2013 duża nadpodaż rodzimego surowca (stan
zwałów w kopalniach sięgnął na koniec roku odpowiednio: 8
i 7 mln ton) przyczyni się do zmniejszenia importu węgla do
Polski, lecz tak się nie stało, a import węgla nadal przekraczał
10 mln ton (rys. 1).
Rys. 1.Produkcja, eksport oraz import węgla kamiennego do
Polski, lata 1960–2012
Fig. 1. Production, export and import of hard coal to Poland in
1960-2012
Źródło: opracowanie własne na podst. [17]
Source: own elaboration, on the basis of [17]
*) Instytut GSMiE PAN Kraków
W swej długoletniej historii Polska znajdowała się
w czołówce światowych eksporterów węgla kamiennego.
Na przykład w latach 1966–1978 udział Polski w międzynarodowym rynku węgla średnio wynosił aż 19% (rys. 2).
W ostatnich latach nasz eksport plasuje się na miejscu 9–10
w skali globalnej (z udziałem na poziomie 1–2%).
Rys. 2.Udział Polski w światowej produkcji, eksporcie oraz imporcie węgla kamiennego, lata 1960–2012
Fig. 2. Poland participation in the total of global production,
export and import of hard coal in1960-2012
Źródło: opracowanie własne na podst. [17]
Source: own elaboration, on the basis of [17]
Ze względu na niemalejący udział w krajowym rynku
węgla surowca z importu, celem artykułu jest prześledzenie:
wielkości dostaw, kierunków sprowadzania węgla, dróg
importu oraz jego cen w ofertach skierowanych do głównej
grupy jego odbiorców.
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2. Krótka historia importu węgla do Polski
Import węgla kamiennego do Polski należy rozważać
w dwóch przedziałach czasowych: przed i po przestąpieniu
do Unii Europejskiej (UE).
Przed przystąpieniem Polski do UE import węgla kamiennego był niewielki. Do roku 1995 (wg danych [17])
import najczęściej wynosił niewiele ponad 1 mln ton (rys.
1). Sprowadzano wówczas tylko węgiel koksowy, który
wykorzystywano do produkcji koksu. Wzrost importu węgla w latach 1996–1998 (z 2 do 4 mln ton) był związany
z przekształceniami gospodarczymi i politycznymi w kraju.
W latach 90. XX w. rozpoczęto proces restrukturyzacji górnictwa węgla kamiennego (np. [1, 16]), przeprowadzano na
szeroką skalę prywatyzację przedsiębiorstw państwowych.
W wyniku przekształceń własnościowych część elektrowni
i elektrociepłowni weszła w skład koncernów zagranicznych,
a te miały indywidualną koncepcję m.in. dotyczącą zakupu
paliwa. Pojawił się wówczas „duży” jak na tamte czasy (rzędu 2 mln ton) import węgla energetycznego z samej tylko
Federacji Rosyjskiej. Dlatego w celu zabezpieczenia krajowego rynku węgla przed nadmiernym importem powołano
wiele aktów prawnych (np. [27, 28, 29, 31, 32]). Dodatkowo
podjęto decyzję o wprowadzeniu kontyngentów na przywóz
węgla z Federacji Rosyjskiej (np. [19, 20, 22]) oraz Republiki
Czeskiej (np. [21, 23, 24]). Skutkiem tego w latach 1999–2003
utrzymano import węgla na poziomie tylko 2–3 mln ton.
W tamtych latach import węgla do Polski był obciążony cłem
i podatkiem granicznym.
W 2004 r. wraz z wejściem Polski w skład krajów członkowskich Unii Europejskiej akty zabezpieczające Polskę
przed wzmożonym importem węgla straciły swą moc prawną
[30], a ochrona przed nim przeniosła się na cały rynek unijny.
Polskie górnictwo przechodziło kolejne etapy restrukturyzacji
mające na celu przystosowanie go do uzyskania ekonomicznej
efektywności. Podejmowane kolejne programy naprawcze
przy jednoczesnych brakach wystarczających inwestycji
w roboty udostępniające, doprowadziły do sytuacji, w której
na polskim rynku zaczęło brakować rodzimego surowca.
W latach 2006–2007 następuje wzrost zużycia węgla w energetyce zawodowej. Jednakże niedoszacowanie potrzeb sektora
energetycznego (brak zawarcia z górnictwem odpowiednich
kontraktów na dostawy na rok 2007) skutkuje zagrożeniem
niedoboru węgla energetycznego [6, 7]. Kosztem kontraktów
eksportowych oraz zmniejszeniem dostaw węgla dla odbiorców pozaumownych górnictwo wywiązało się ze swych
zobowiązań, jednak wśród krajowych odbiorców pozostało
wrażenie „niepewności” dostaw od rodzimych producentów.
W rezultacie – zarówno duzi, jak i indywidualni odbiorcy
węgla – rozpoczęli poszukiwania tego surowca wśród zagranicznych dostawców. Powyższą sytuację wykorzystali
drobni importerzy węgla, którzy znaleźli źródło zaopatrzenia
zwłaszcza na rynku wschodnim. Dodatkowo – na opłacalność
importu węgla do Polski wpływała słaba pozycja dolara
amerykańskiego względem większości walut narodowych.
Konsekwencją wzmożonego importu węgla kamiennego
jest to, że 2008 r. Polska po raz pierwszy w historii stała się
importerem netto. W stosunku do roku 2007 import wzrósł
o 75% (rys. 3), a w porównaniu z rokiem wejścia Polski do
UE – aż o 331% (rys. 4). W sumie w 2008 r. sprowadzono
10,3 mln ton węgla kamiennego, a import przewyższył jego
eksport o 2,0 mln ton. (rys. 5).
Spadek importu w roku 2009 i 2012 wiązał się ze zmniejszonym popytem na węgiel wywołanym światowymi kryzysami gospodarczymi.
W latach 2004–2013 średnio aż 78% sprowadzonego do
Polski węgla stanowił węgiel energetyczny (rys.6). Pod wzglę-
33
dem wolumenu – największy import węgla energetycznego
wystąpił w roku 2011 (sprowadzono wówczas aż 12,7 mln
ton), a węgla koksowego – w roku 2008 (3,5 mln ton).
Rys. 3.Dynamika zmian importu węgla kamiennego do Polski
w stosunku rok do roku
Fig. 3. Dynamics of changes of hard coal import to Poland on a
year-on-year basis
Źródło: opracowanie własne na podst. rozproszonych danych [34]
Source: own elaboration, on the basis of disseminated data [34]
Rys. 4. Dynamika zmian importu węgla kamiennego do Polski
w stosunku do roku bazowego 2004
Fig. 4. Dynamics of changes in hard coal import to Poland in
relation to the base year 2004
Źródło: opracowanie własne na podst. rozproszonych danych [34]
Source: own elaboration, on the basis of disseminated data [34]
Rys. 5.Porównanie importu i eksportu węgla kamiennego
do Polski, lata 2004–2013
Fig. 5. Comparison of import and export to Poland in 2004-2013
Źródło: opracowanie własne na podst. rozproszonych danych [34]
Source: own elaboration, on the basis of disseminated data [34]
34
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Rys. 6. Import węgla kamiennego do Polski z wyszczególnieniem węgla energetycznego i koksowego, lata 2004–2013
Fig. 6. Import of hard coal to Poland including energy coal and
coke coal in 2004-2013
Źródło: opracowanie własne na podst. rozproszonych danych [34]
Source: own elaboration, on the basis of disseminated data [34]
3. Kierunki oraz drogi importu węgla do Polski
Czołowym dostawcą węgla kamiennego do Polski jest
przede wszystkim Federacja Rosyjska oraz Republika Czeska
i USA. W latach 2004–2013 z tych państw pochodziło średnio (odpowiednio:) 59%, 18% i 13% importu węgla (rys. 7).
2014
Wśród pozostałych eksporterów węgla na nasz rynek należy
wymienić Ukrainę (3%) oraz Kazachstan i Kolumbię (po 2%).
Sprowadzanie węgla do Polski odbywa się dwoma drogami: lądową i morską (rys. 8). Bliskie sąsiedztwo głównych
eksporterów węgla powoduje, że udział drogi lądowej jest
znaczący i średnio w latach 2004–2013 wyniósł aż 77%. Tą
drogą węgiel sprowadzany jest przede wszystkim z państw
WNP (Rosja, Ukraina, Kazachstan) oraz z Republiki Czeskiej.
Z kierunków wschodnich węgiel przywożony jest do
Polski przez przejścia graniczące z:
– Rosją – Braniewo,
– Litwą – Skandawa,
– Białorusią – Kuźnica Białostocka, Siemianówka, Terespol
wraz z terminalem w Małaszewiczach,
– Ukrainą – Hrubieszów, Dorohusk i Medyka.
Spośród tych przejść węgiel przekracza granicę głównie w Kuźnicy oraz Terespolu (łącznie z terminalem
w Małaszewiczach). Szacuje się, że przez te przejścia przywozi się do Polski prawie połowę importowanego surowca
(rys. 9). Atrakcyjność tych przejść spowodowana jest tym, że
koleje białoruskie oferują niższe stawki tranzytowe i dlatego
tranzyt węgla przez Ukrainę nie cieszy się popularnością
[15]. Kolejnym istotnym przejściem kolejowym, przez które
wwożone jest około 19% importowanego węgla jest Braniewo
(woj. warmińsko-mazurskie).
Natomiast przy realizowaniu importu z Republiki Czeskiej
– drugiego ważnego dostawcy węgla (patrz rys. 7) – przekraczanie granicy odbywa się głównie na przejściach w Cieszynie (ok.
11%), Chałupkach (ok. 7%) i Zebrzydowicach ( ok. 4%) (rys. 9).
Rys. 7. Główne kierunki importu węgla kamiennego do Polski, lata 2004–2013
a) w ujęciu rocznym, b) średnio w latach 2004–2014
Fig. 7. Main directions of hard coal import to Poland in 2004-2013
a) on a year-on-year basis b) on average in 2004-2014
Źródło: opracowanie własne na podst. rozproszonych danych [34] oraz [33]
Rys. 8. Drogi importu węgla kamiennego do Polski, lata 2004–2013
a) w ujęciu rocznym, b) średnio w latach 2004–2014
Fig. 8. Means of transport of hard coal import to Poland in 2004-2013
a) on a year-on-year basis b) on average in 2004-2014
Źródło: opracowanie własne na podst. danych rozproszonych danych [33]
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
W celu zwiększenia atrakcyjności, na niektórych przejściach granicznych prowadzone są prace modernizacyjne
(np. w Braniewie, Siemianówce). Przepustowość przejścia
w Terespolu zwiększy się dzięki modernizacji mostu kolejowego na 212 km linii kolejowej nr 2 Warszawa-Terespol,
a w przypadku terminalu w Małaszewiczach – przewidziana
jest modernizacja linii kolejowej nr 450 (Kobylany–Wólka–
Kobylany w stacji Małaszewicze) [14].
W przypadku importu węgla z kierunków wschodnich
występuje konieczność przeładunku węgla z wagonów szerokotorowych (1520 mm) na normalnotorowe (1435 mm).
Dlatego w pobliżu przejść granicznych powstało wiele terminali przeładunkowych, które – poza przeładunkiem (np.
w relacji wagon/wagon, wagon/plac, wagon/samochód)
oferują również obsługę celną, a także usługi składowania,
magazynowania, mieszania, sortowania oraz sprzedaży węgla.
W latach 2004–2013 import drogą morską wyniósł przeciętnie 23% (patrz: rys. 8), który realizowano głównie przez
porty morskie: Świnoujście, Gdynia, Szczecin i Gdańsk.
W analizowanym okresie czasu ponad połowę importu
morskiego przyjęto w porcie Świnoujście, a 21% – w porcie
Gdynia (rys. 10).
Porty morskie dysponują dużym potencjałem importowym, który łącznie szacowany jest na ok. 13–15 mln ton/rok.
Największe możliwości obecnie posiadają porty położone nad
Zatoką Gdańską. Łącznie szacowane są one na ok. 7–8 mln
ton/rok, a w przypadku portów z woj. zachodnio-pomorskiego
– na ok. ok. 5–7 mln ton/rok. Położony w gdańskim porcie
Terminal importowy (Port Zewnętrzny) może przyjmować
masowce typu Baltmax (110–130 DWT). Parametry tych
masowców dostosowane są do żeglugi przez Cieśniny Duńskie
(zanurzenie – do 15m, długość – 240–260m). Terminal ten
obsługiwany jest przez Przedsiębiorstwo PrzeładunkowoSkładowe Port Północny Sp. z o.o. (członka belgijskiej grupy
Sea-Invest) [36].
W przypadku portów z zachodniej części polskiego wybrzeża morza Bałtyckiego, to kluczowym jest port morski
w Świnoujściu. Pod względem importu węgla dysponuje
on rocznymi możliwościami przeładunkowymi rzędu 4–6
mln ton. W porcie mogą być obecnie obsługiwane masowce
o długości do 270 m i zanurzeniu do 13,2 m [35]. Niestety
przebiegający po dnie Bałtyku Gazociąg Północny zablokował możliwości rozwojowe portu. W efekcie będzie on mógł
w przyszłości przyjmować statki o maksymalnym zanurzeniu
dochodzącym do 13,5m.
Rys. 9. Struktura importu węgla według przejść granicznych
Fig. 9. Structure of coal import according to frontier posts
Źródło: opracowanie własne
Source: own elaboration
35
Rys. 10. Struktura importu węgla kamiennego (i koksu) w latach 2004–2013
Fig. 10. Structure of coal (and coke) import in 2004-2013
Źródło: opracowanie własne na podst. [18]
Source: own elaboration, on the basis of [18]
4. Ceny węgla z importu
Węgiel pochodzący z importu znajduje swych odbiorców
w szerokiej grupie użytkowników: od energetyki zawodowej, przez ciepłownie i koksownie po grupę odbiorców
indywidualnych. I ta ostatnia jest głównym użytkownikiem
zaimportowanego węgla, zakupując około połowę sprowadzonego węgla.
Odbiorcy indywidualni zaopatrują się w węgiel na składach opałowych, na których obok krajowego – oferowany
jest również węgiel z importu. Porównanie cen miałów oraz
sortymentów grubych przeliczone na zł/GJ (netto, bez podatku
akcyzowego) prezentuje rys. 11. Do porównania wzięto oferty
cenowe pochodzące z IV kwartałów lat 2009–2013.
Prawie we wszystkich analizowanych latach mniejsze
zróżnicowanie cen występowało w przypadku ofert węgla
z importu. Zwłaszcza jest to widoczne w ofertach miałów,
w których różnica między minimalną a maksymalną ceną
najczęściej wynosiła 3–4 zł/GJ (poza latami 2011–2012).
Dodatkowo – maksymalne ceny miałów z importu w całym analizowanym okresie były niższe od oferty krajowej
o 10–26%.
Oferty cenowe sortymentów grubych pochodzenia krajowego występowały na zbliżonym poziomie cenowym,
a ceny węgla z importu – wykazywały większą zmienność.
W porównywanych IV kwartałach lat 2011–2013 ceny węgla z importu, jak i producentów krajowych oferowane były
w porównywalnych zakresach rzędy 18–26 zł/GJ (rys. 11).
Przebieg zmienności przeciętnej wartości opałowej węgla
kamiennego importowanego w latach 2005–2013 w rozbiciu
na węgiel energetyczny i koksowy prezentuje rys. 12. Do
roku 2007 wartość opałowa węgla energetycznego wynosiła
przeciętnie 26MJ/kg, a od 2008 – ok. 24 MJ/kg. Natomiast
importowane węgle koksowe cechują się stabilnymi parametrami jakościowymi, które determinuje rynek koksowniczy
i metalurgiczny [9]. Najczęściej sprowadzane są niskofosforowe węgle z Republiki Czeskiej.
Oferowany na składach opałowych węgiel energetyczny
z importu (zwłaszcza sprowadzany z kierunków wschodnich)
posiada niskie zawartości popiołu (5–10%) i siarki (najczęściej: 0,3–0,6%). Poza wartością opałową parametry te
w istotny sposób wpływają na emisyjność węgla [np. 5,
12, 13, 3] i w efekcie – na koszty środowiskowe [np. 2, 3].
36
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
Rys. 11. Porównanie cen (netto, bez podatku akcyzowego) węgla krajowego oraz z importu oferowanego
na składach opałowych w IV kwartale poszczególnych lat 2009–2013
a) miały, b) sortymenty grube
Fig. 11. Comparison of excise duty-free net prices of domestic coal and import coal offered in fuel warehouses in the 4th quarter of particular years in 2009-2013
a) dusts b) thick assortment
Źródło: opracowanie własne ma podst. danych składów opałowych
* po trzech kwartałach 2013
*after three quarters of 2013
Rys. 12. Import węgla – zmienność wartości opałowej w latach 2005–2013 (po trzech kwartałach)
a) węgiel kamienny, b) węgiel energetyczny i węgiel koksowy
Fig. 12. Coal import – fluctuation of caloric value in 2005-2013 (after three quarters)
a) hard coal, b) energy coal and coke coal
Źródło: opracowanie własne na podst. [26]
W trakcie spalania węgla do atmosfery lub też do produktów
spalania przechodzą również inne szkodliwe pierwiastki, jak
np. arsen, selen czy też rtęć [np. 8, 4, 10].
Od roku 2016 – w związku z wprowadzeniem zaostrzonych standardów emisyjnych [25] – wzrośnie zapotrzebowanie na węgle niskosiarkowe oraz niskopopiołowe, a sytuację
tę mogą wykorzystać importerzy węgla zwłaszcza z krajów
WNP.
5. Podsumowanie
Od wielu lat na polskim rynku obecny jest węgiel
pochodzący z importu. Do roku wejścia Polski do Unii
Europejskiej import węgla utrzymywał się na stabilnym
poziomie, a jego wielkość kontrolowały wprowadzone
odpowiednie akty prawne oraz kontyngenty na przywóz
węgla z Federacji Rosyjskiej i z Republiki Czeskiej. Od
momentu wejścia w skład krajów członkowski UE – powyższe regulacje prawne straciły moc prawną, a ochrona przed
importem przeniosła się na cały rynek unijny. Dlatego od
roku 2004 obserwowany jest stały wzrost importu węgla,
a od 2008 r. (Polska po raz pierwszy w historii stała się
importerem netto) – utrzymuje się on już powyżej 10 mln
ton/rok. Wiodącymi eksporterami węgla kamiennego na
rynek Polski jest Federacja Rosyjska oraz Republika Czeska
i USA, których udział w imporcie ogółem w latach 2004–
2013 wyniósł średnio: 59%, 18% i 13%.
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Przeciętnie ponad ¾ węgla sprowadzano do Polski koleją,
a pozostałą część transportem morskim. Węgiel wwożony jest
głównie przez przejścia graniczne w Kuźnicy Białostockiej,
Terespolu i Braniewie. Jednakże konieczność przeładowywania węgla z wagonów szerokotorowych na normalnotorowe
powoduje, że wokół przejść kolejowych na granicy wschodniej powstało szereg terminali przeładunkowych, z których
węgiel dystrybuowany jest w głąb kraju.
W przypadku importu morskiego węgiel rozładowywany
jest w portach morskich: Świnoujście, Gdynia, Szczecin
i Gdańsk. Łączne możliwości przeładunkowe węgla w portach
w relacji importowej szacowane są 13–15 mln ton/rok.
W sytuacji dużej nadpodaży krajowego surowca w latach
2012–2013 spodziewano się, że import węgla zostanie spowolniony, jednakże nadal utrzymał się na wysokim poziomie
ponad 10 mln ton. Jednymi z istotnych elementów, które
wpływają na atrakcyjność węgla z importu jest jego cena oraz
parametry jakościowe.
Główną grupą odbiorców węgla z importu są odbiorcy
indywidualni (ok. 50%), którzy zakupiony węgiel zużywają
głównie do produkcji ciepła oraz ciepłej wody użytkowej.
Dlatego w artykule porównano oferty cenowe węgla, zarówno
krajowego, jak i importowanego, sprzedawanego na składach
opałowych. Analizie poddano ceny węgla w sortymencie miałowym oraz grubym, dotyczące IV kwartałów z lat 2009–2013.
W przypadku miałów atrakcyjniejsze były oferty cenowe węgla z importu, a sortymentów grubych – niezależnie od kraju
pochodzenia oferowane były w porównywalnych zakresach
(18–26 zł/GJ).
Na środowisko oddziaływuje nie tylko przemysł wydobywczy [np. 11], ale również procesy spalania węgla, dlatego
tak ważne są parametry jakościowe sprzedawanego surowca.
Na składach opałowych dominują oferty węgla importowanego z Rosji. Sprzedawany wschodni węgiel posiada niskie
zawartości popiołu (5–10%) i siarki (najczęściej: 0,3–0,6%).
Ma to szczególne znaczenie w perspektywie roku 2016, od
którego zaczną obowiązywać zaostrzone normy emisji i tym
samym wzrośnie zapotrzebowanie na węgle niskosiarkowe
i niskopopiołowe. Tak więc podaż i popyt oraz wiążąca się
z nimi cena oferowanego surowca są i będą w przyszłości istotnymi elementami decydującymi o obecności węgla z importu.
Literatura
1.
2.
3.
4.
5.
Blaschke W., Gawlik L., Lorenz U.: Perspektywy górnictwa węgla
kamiennego po przystąpieniu Polski do Unii Europejskiej w świetle
realizowanych programów restrukturyzacyjnych. XIV Konferencja z
cyklu: „Aktualia i perspektywy gospodarki surowcami mineralnymi”,
Zakopane. Sympozja i Konferencje nr 63. Wyd. Instytutu GSMiE PAN.
Kraków 2004.
Grudziński Z.: Metody oceny konkurencyjności krajowego węgla
kamiennego do produkcji energii elektrycznej. Studia Rozprawy
Monografie Nr 180. Wyd. Instytutu GSMiE PAN, Kraków 2012.
Grudziński Z.: Koszty środowiskowe wynikające z użytkowania węgla
kamiennego w energetyce zawodowej. Annual Set The Environment
Protection, Rocznik Ochrona Środowiska, Tom 15. Część 3. ŚrodkowoPomorskie Towarzystwo Naukowe Ochrona Środowiska. Koszalin 2013,
s. 2249-2266.
Klojzy-Karczmarczyk, B, Mazurek J.: Studies of mercury content in
selected coal seams of the Upper Silesian Coal Basin. „Gospodarka
Surowcami Mineralnymi” 2013, t. 29, z. 4.
Lorenz U.: Metoda oceny wartości węgla kamiennego energetycznego
uwzględniająca skutki jego spalania dla środowiska przyrodniczego.
Studia Rozprawy Monografie nr 64. Wyd. Instytutu GSMiE PAN.
Kraków 1999.
6.
7.
8.
9.
10.
11.
12.
13.
14.
15.
16.
17.
18.
19.
20.
21.
22.
23.
24.
25.
26.
27.
37
Lorenz U.: Gospodarka węglem kamiennym energetycznym. Wyd.
Instytutu GSMiE PAN, Kraków 2010.
Lorenz U.: Ewolucja podejścia do cen węgla energetycznego w Polsce
w latach 1989–2010. „Przegląd Górniczy” 2011, nr 7–8.
Lorenz U., Grudziński Z.: Mercury emission and its content in hard and
brown coal. „Gospodarka Surowcami Mineralnymi” 2008, t. 24, z. 3/1.
Lorenz U., Ozga-Blaschke U., Stala-Szlugaj K., Grudziński Z.: Węgiel
kamienny w kraju i na świecie w latach 2005–2012. Studia Rozprawy
Monografie Nr 183. Wyd. Instytutu GSMiE PAN, Kraków 2013.
Olkuski T.: Sposoby poprawy negatywnego skutku oddziaływania
węgla na środowisko przyrodnicze poprzez stosowanie alternatywnych
metod jego wykorzystania. Annual Set The Environment Protection
Rocznik Ochrona Środowiska, Tom 15. Część 2. Środkowo-Pomorskie
Towarzystwo Naukowe Ochrona Środowiska. Koszalin 2013.
Poros M., Sobczyk W.: Rewitalizacja terenu pogórniczego po kopalni
surowców skalnych na przykładzie kamieniołomu Wietrznia w Kielcach.
Annual Set The Environment Protection Rocznik Ochrona Środowiska
2013, vol. 15.
Stala-Szlugaj K.: Odpady stałe ze spalania węgla kamiennego w
sektorze komunalno-mieszkaniowym. Annual Set The Environment
Protection Rocznik Ochrona Środowiska. Tom 14. Środkowo-Pomorskie
Towarzystwo Naukowe Ochrona Środowiska. Koszalin 2012, s. 25-50.
Stala-Szlugaj K.: Kmisja pyłów ze spalania węgla kamiennego z
ciepłowni o mocy nominalnej mniejszej niż 50 MW w świetle obowiązujących standardów emisyjnych. Annual Set The Environment
Protection Rocznik Ochrona Środowiska Tom 15. Środkowo-Pomorskie
Towarzystwo Naukowe Ochrona Środowiska. Koszalin 2013, s. 16891704.
Stala-Szlugaj K.: Import węgla do Polski - uwarunkowania logistyczne.
„Polityka Energetyczna” 2013 t. 16, z. 4.
Stala-Szlugaj K., Klim A.: Rosyjski i kazachski węgiel energetyczny na
rynku polskim. „Polityka Energetyczna” 2012 t. 15, z. 4.
Szlązak J.: Restrukturyzacja górnictwa węgla kamiennego w Polsce
w latach 1990–2002. Biblioteka szkoły Eksploatacji Podziemnej,
Kraków 2004.
Coal Information 1998-2013 – wydania z lat 1998-2013. Wyd.
International Energy Agency, Paryż.
Rocznik statystyczny gospodarki morskiej. Wydania z lat 2005–3013.
Wyd. Głównego Urzędu Statystycznego, Warszawa.
Decyzja Ministra Gospodarki z dn. 7 stycznia 1999 r. w sprawie ustanowienia kontyngentów ilościowych na przywóz na polski obszar celny
węgla kamiennego pochodzącego z Federacji Rosyjskiej. Monitor Polski
z 1999 r., Nr 3 poz. 14, str. 22-24.
Rozporządzenie Ministra Gospodarki z dnia 29 grudnia 2001 r.
w sprawie ustanowienia kontyngentu na przywóz węgla pochodzącego
z Federacji Rosyjskiej. Dz. U. z 2001 r. Nr 156, poz. 1826, s.12930–
12930.
Rozporządzenie Ministra Gospodarki z dnia 29 grudnia 2001 r.
w sprawie ustanowienia kontyngentu na przywóz węgla pochodzącego
z Republiki Czeskiej. Dz. U. z 2001 r. Nr 156, poz. 1825, s. 12929–
12929.
Rozporządzenie Ministra Gospodarki z dnia 30 września 1999 r.
w sprawie ustanowienia kontyngentu na przywóz węgla pochodzącego
z Federacji Rosyjskiej. Dz. U. z 1999 r. Nr 83, poz. 933, s.4512.
Rozporządzenie Ministra Gospodarki z dnia 5 lutego 2001 r. w sprawie ustanowienia kontyngentów na przywóz węgla pochodzącego
z Republiki Czeskiej. Dz. U. z 2001 r. Nr 16, poz. 180, s. 944.
Rozporządzenie Ministra Gospodarki z dnia 7 listopada 2000 r.
w sprawie ustanowienia kontyngentu na przywóz węgla koksowego
pochodzącego z Republiki Czeskiej. Dz.U. z 2000 r. Nr 105 poz. 1116,
str. 5929.
Rozporządzenie Ministra Środowiska z dnia 22 kwietnia 2011 r.
w sprawie standardów emisyjnych z instalacji. Dz.U. Nr 95, poz. 558,
s. 5606–5659.
Sytuacja energetyczna w Polsce. Krajowy Bilans Energii. Agencja
Rynku Energii SA, biuletyny kwartalne, numery z lat 2005–2013.
Ustawa z dnia 11 grudnia 1997 r. o ochronie przed nadmiernym przy-
38
PRZEGLĄD GÓRNICZY
wozem towarów na polski obszar celny. Dz.U. z 1997 r. Nr 157, poz.
1027
28. Ustawa z dnia 11 kwietnia 2001 r. o ochronie przed nadmiernym przywozem towarów na polski obszar celny. Kancelaria Sejmu, Dz. U. 2001
nr 47 poz. 477 ze zmianami. s. 16.
29. Ustawa z dnia 24 sierpnia 2001 r. o ochronie przed przywozem na polski
obszar celny towarów po cenach dumpingowych. Dz.U. z 2001 r. Nr
123, poz. 1352 ze zmianami, s. 9590–9608.
30. Ustawa z dnia 20 kwietnia 2004 r. o zmianie i uchyleniu niektórych ustaw
w związku z uzyskaniem przez Rzeczpospolitą Polską członkostwa w
Unii Europejskiej. Dz.U. z 2004 r. Nr 90, poz. 959, s. 6501–6604.
2014
31. Ustawa z dnia 21 czerwca 2002 r. o ochronie przed przywozem na polski
obszar celny towarów subsydiowanych. Dz.U. z 2002 r. Nr 125, poz.
1063, s. 8033–8055.
32. Ustawa z dnia 26 września 2002 r. o administrowaniu obrotem towarami
z zagranicą, o zmianie ustawy - Kodeks celny oraz o zmianie innych
ustaw. Dz.U. z 2002 r. Nr 188, poz. 1572, s.11967–11982.
33. Eurostat (www.epp.eurostat.ec.europa.eu)
34. Ministerstwo Gospodarki (www.mg.gov.pl)
35. Port Handlowy Świnoujście Sp. z o.o. (www.phs.com.pl)
36. Przedsiębiorstwo Przeładunkowo-Składowe Port Północny Sp. z o.o.
(www.port-polnocny.pl)
Zwiększajmy prenumeratę
najstarszego – czołowego miesięcznika
Stowarzyszenia Inżynierów i Techników Górnictwa!
Liczba zamawianych egzemplarzy określa zaangażowanie jednostki
gospodarczej w procesie podnoszenia kwalifikacji swoich kadr!
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
39
UKD 622.83/.84: 622.2-045.43: 622.624.044
Wpływ podziemnej eksploatacji górniczej na drogi szybkiego
ruchu – doświadczenia krajowe oraz zagraniczne
Influence of underground mining operation on highways –
domestic and foreign experience
Dr inż. Krzysztof Tajduś *) **)
mgr inż. Rafał Misa*) **)
Treść: Autorzy, bazując na dostępnej literaturze, opisali dotychczasowe doświadczenia związane z eksploatacją podziemną w rejonach autostrad oraz dróg szybkiego ruchu. W artykule podano wytyczne stawiane przedsiębiorcy górniczemu, który planuje
eksploatację pod trasą szybkiego ruchu. Przedstawiono przykłady współistnienia eksploatacji podziemnej w rejonie przebiegu
tras szybkiego ruchu oraz zaprezentowano przykładowe rozwiązania stosowane w USA, Niemczech i w Polsce.
Abstract: Basing on the available literature, the authors described the current experiences related to the mining operation in the area of
highways. This paper discusses the guidelines for mining operators who plan to operate under the expressway. The examples
of coexistence of underground mining in the area of the expressways in the U.S., Germany and Poland are presented.
Słowa kluczowe:
przemieszczenia poziome, deformacje powierzchni, drogi szybkiego ruchu w rejonie eksploatacji górniczej, szkody górnicze
Key words:
horizontal displacements, surface deformations, highways in the area of mining exploitation, mining damages
1. Wprowadzenie
W Polsce w ostatnich latach następują duże zmiany
w funkcji zagospodarowania przestrzennego powierzchni
terenu. Wynikają one z budowy nowych szlaków komunikacyjnych, które niejednokrotnie prowadzone są przez
tereny górnicze. Prowadzi to często do konfliktów pomiędzy
przedsiębiorcą górniczym a inwestorem, których skutkiem
z reguły jest ograniczenie eksploatacji złóż. Jest to spowodowane faktem, że podziemna eksploatacja górnicza
powoduje deformacje terenu. Ich konsekwencją mogą być
szkody górnicze w obiektach położonych wewnątrz górotworu
i na powierzchni terenu. Przy ocenie wpływu eksploatacji
na ewentualne szkody w obiektach budowlanych należy
szczególnie zwrócić uwagę na typ obiektu (jego przeznaczenie oraz konstrukcję). W zależności od typu obiektu, różne
*) AGH Akademia Górniczo-Hutnicza **) Instytut Mechaniki Górotworu
Polskiej Akademii Nauk w Krakowie
rodzaje deformacji i związane z tym wskaźniki deformacji
mają decydujący wpływ na jego ewentualne uszkodzenia. Przykładowo, dla szybów oraz pionowych budowli
podziemnych najbardziej znacząca w ocenie szkód górniczych jest wartość odkształcenia pionowego oraz wychylenia obiektu, dla obiektów naziemnych mieszkalnych
o niskiej zabudowie – wartość odkształceń poziomych,
natomiast w przypadku obiektów mieszkalnych wysokich
dodatkowo skupić się trzeba nad wartościami nachyleń.
W otoczeniu obiektów liniowych, takich jak autostrady oraz
drogi szybkiego ruchu, z uwagi na swój szczególny charakter
oraz gabaryty, należy szczególnie zwrócić uwagę na następujące wartości deformacji: obniżenia terenu, odkształcenia
poziome, nachylenia oraz krzywizny. Wszystkie te deformacje
mogą powodować szkody górnicze, których skutkiem może
być wyłączenie drogi z użytkowania. Do uszkodzeń dróg
można zaliczyć (m.in. [3]):
1. Deformowanie osi drogi w planie i zniekształcenie krzywizn poziomych (łuk, krzywa przejściowa).
2. Deformowanie niwelety drogi:
40
PRZEGLĄD GÓRNICZY
– powstanie dodatkowych załomów i krzywizn pionowych,
– powstanie dodatkowych nachyleń podłużnych, których
wartości mogą spowodować przekroczenie dopuszczalnych normatywnych wielkości (zmiany te mogą
spowodować ograniczenie widoczności i zagrożenie
bezpieczeństwa ruchu),
– deformowanie przekrojów poprzecznych przez powstawanie nieplanowanych nachyleń poprzecznych
jezdni, które mogą stanowić zagrożenie bezpieczeństwa ruchu na odcinkach prostych oraz na krzywych
poziomych (szczególnie w sytuacjach powstania
odwrotnych przechyłek).
Deformacje terenu spowodowane podziemną eksploatacją
górniczą opisane są za pomocą wskaźników. Każdy ze wskaźników może być przyczyną innych uszkodzeń i utrudnień na
budowli drogowej.
Parametr T opisuje zmiany nachyleń terenu i w pewnych
sytuacjach może prowadzić do:
– powstania nachylenia, które może stanowić zagrożenie
w postaci zsuwania się wolno poruszających pojazdów
wewnątrz łuku lub,
– powstania niedostatecznego nachylenia drogi, które może
doprowadzić do zagrożenia zsunięcia się pojazdu na
zewnątrz przy jeździe z prędkością, dla której zaprojektowano promień łuku,
– powstania nachylenia zbyt małego w przypadku minimalnego nachylenia poprzecznego na łuku (2%) nieodpowiedniego ze względu na odwodnienie i niedogodnego
dla ruchu pojazdów po łuku,
– pojawienia się na odcinkach prostych niewłaściwego
nachylenia poprzecznego.
Odkształcenia poziome ε powierzchni terenu mogą powodować na drogach następujące skutki [3]:
– rozluźnienie podłoża lub nasypu i obniżenie jego nośności,
może to doprowadzić w dalszej kolejności do zmniejszenia
nośności nawierzchni drogowej,
– pęknięcia konstrukcji nawierzchni.
Kolejnym ważnym wskaźnikiem jest przemieszczenie pionowe powierzchni terenu w, które może powodować m.in. [3]:
– zmiany ukształtowania terenu,
– zapadanie się powierzchni jezdni lub jej wypiętrzenie,
– dezaktualizację dokumentacji w kwestii rozwiązań wysokościowych zarówno w fazie projektowania, jak i w
okresie budowy,
– zmiany stosunków wodnych w obrębie drogi i jej sąsiedztwa,
– powstawanie zalewisk zagrażających trwałości korpusu
drogi, w tym również możliwość zalania drogi,
– odkształcenie się systemu odwodnienia powierzchniowego
w postaci zmiany spadków podłużnych w urządzeniach
odwadniających (zmiana kierunku spływu wód),
– niemożliwości odprowadzenia wód opadowych z obszarów bezodpływowych.
Dodatkowo należy zwrócić uwagę, że infrastruktura
autostrad oraz dróg szybkiego ruchu składa się również
z obiektów inżynierskich. Wspomniane wskaźniki deformacji, również w tym przypadku, mogą wskazywać na bardzo
istotne szkody, m.in. [3]: zmiany wysokościowe i sytuacyjne
położenia podpór, powstawanie dodatkowych naprężeń ściskających, rozciągających, skręcających, przechylenia podpór
w kierunku osi podłużnej obiektu, zmieniających długości
przęseł i wymuszających stosowanie specjalnych systemów
2014
dylatacyjnych, przechylenia podpór w kierunku prostopadłym
do osi podłużnej obiektu powodujące skręcenie konstrukcji
nośnej.
2. Doświadczenia międzynarodowe w zakresie prowadzenia eksploatacji górniczej w rejonach dróg szybkiego
ruchu i autostrad z uwzględnieniem stanu prawnego
2.1. Doświadczenia w górnictwie polskim
W Polsce prowadzenie podziemnej eksploatacji górniczej
w rejonach autostrad i dróg szybkiego ruchu jest kwestią
stosunkowo nową, która pojawia się wraz z rozwojem infrastruktury drogowej łączącej miasta o dużym zurbanizowaniu
w regionach górniczych Górnego i Dolnego Śląska.
Podstawowym aktem prawnym regulującym warunki
przygotowania budowy, zasady koncesjonowania i umowy
o budowę oraz eksploatację autostrad (oraz dróg szybkiego
ruchu) w Polsce jest Ustawa z dnia 27 października 1994 r.
o autostradach płatnych (Dz.U. Nr 127 poz. 627 ze zmianami). Przepisy techniczno-budowlane dotyczące autostrad są
wydawane przez ministra transportu i gospodarki morskiej.
Z budową autostrad związane są następujące przepisy określające wymagania techniczne [5]:
– wytyczne projektowania dróg WPD-1 stanowiące załącznik nr 1 do Zarządzenia Nr 5/95 Generalnego Dyrektora
Dróg Publicznych z dnia 31 marca 1995 r., oraz
– rozporządzenie Ministra Transportu i Gospodarki Morskiej
z dnia 14 maja 1997r. w sprawie przepisów techniczno-budowlanych dotyczących autostrad płatnych.
W wymienionych przepisach zaleca się omijanie w fazie
projektowania autostrad terenów zalewowych, bagien, terenów osuwiskowych oraz terenów szkód górniczych. Niestety
dotychczasowa praktyka pokazuje, że nawet w sytuacji, gdy
istniała możliwość ominięcia niektórych obszarów górniczych
o dużych zasobach, w niewielkim stopniu korzystano z tego
zalecenia (przykład – przebieg autostrady przez obszar górniczy kopalni „Halemba”).
W przypadku, gdy nie ma możliwości ominięcia terenów
zaliczonych do grupy trudnych (do których zalicza się tereny
szkód górniczych), dopuszcza się budowę drogi, zalecając
obniżenie prędkości projektowanej do 100 km/h.
Analizując wymagania stawiane drogom na terenach trudnych, do których zaliczyć można tereny wpływów górniczych,
warto odnotować [5], że:
– nachylenia podłużne drogi nie powinny być mniejsze niż
0,3% (0,5% na odcinkach zacienionych) i nie większe niż:
dla prędkości projektowanej 120 km/h – 4%, a dla 100
km/h – 5%,
– nachylenie poprzeczne jezdni powinno ułatwić spływ
wody z jezdni i być nie mniejsze niż 2%, przy czym
w złych warunkach dopuszcza się większe nachylenie,
jednak nie większe niż 2,5%,
– przechyłki na łukach i krzywych przejściowych, ich zmiany oraz inne parametry geometryczne autostrad konieczne
do zachowania (określone w przedmiotowych przepisach),
– nawierzchnię drogi należy projektować na okres 20 lat dla
nawierzchni podatnej, 40 lat dla nawierzchni sztywnej oraz
20-25 lat w obrębie obiektu mostowego,
– najmniejsza odległość obiektu budowlanego od zewnętrznej krawędzi pasa ruchu to 30 m dla terenu zabudowy miast
i wsi oraz 50 m poza terenami zabudowanymi,
– najmniejsza zalecana odległość budynku z pobytem ludzi
to 120 m dla budynków jednokondygnacyjnych, 150 m dla
wielokondygnacyjnych i 300 m dla szpitali i sanatoriów.
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Należy zwrócić uwagę, że jednym z podstawowych problemów podczas projektowania i budowy dróg w rejonach
eksploatacji górniczej jest utrzymanie parametrów geometrycznych autostrad (w tym odpowiednich spadków profili
podłużnych i poprzecznych).
W tab. 1 i 2 podano za Kotem i Świątkiewiczem [5]
zestawienie skutków techniczno-ekonomicznych dla budowniczych i użytkowników autostrad (tab. 1) oraz dla przedsiębiorcy górniczego (tab. 2).
W Polsce w ciągu ostatnich lat podjęto liczne decyzje
ograniczające możliwość eksploatacji w rejonach autostrad.
Jedną z pierwszych regulacji było zarządzenie Prezesa Urzędu
Mieszkalnictwa i Rozwoju Miast z dnia 30.06.1998 r. zgodnie
z którym:
– „(…) obiekty autostradowe muszą być odpowiednio zaprojektowane, a teren w ich rejonie nie powinien przekroczyć
II kategorii szkód górniczych”,
– „(…) wybrane przez projektantów obiekty inżynierskie,
projektować i zabezpieczać należy na wpływy III kategorii
terenu górniczego”.
Zmiana funkcji zagospodarowania przestrzennego powierzchni terenu wynikająca z budowy nowych szlaków
komunikacyjnych ogranicza w wielu przypadkach w sposób
zasadniczy eksploatację złóż, jednak należy zaznaczyć, że nie
wyklucza jej możliwości. Wynika to z zapisu Rozporządzenia
Ministra Infrastruktury z dnia 16 stycznia 2002 r. w sprawie
przepisów techniczno-budowlanych dotyczących autostrad
płatnych [6]:
– konstrukcję autostradowej budowli ziemnej oraz konstrukcję nawierzchni autostrady należy projektować
41
i wykonywać w taki sposób, aby przeniosły wszystkie
oddziaływania i wpływy mogące występować podczas
budowy i użytkowania, miały odpowiednią trwałość,
z uwzględnieniem przewidywanego okresu eksploatacji,
nie ulegały zniszczeniu w stopniu nieproporcjonalnym do
jej przyczyn (art. 84, ust.1),
– wymagania o których mowa w art. 84 ust. 1 uznaje się za
zachowane, jeśli są spełnione równocześnie:
a) warunki określone w rozporządzeniu zapewniające nieprzekroczenie stanów granicznych nośności i stanów
granicznych przydatności do użytkowania w każdym
z elementów oraz z w całej konstrukcji budowli ziemnej
i nawierzchni autostrady.
b) wymagania dotyczące materiałów i wyrobów dopuszczalnych do obrotu i stosowania w budownictwie drogowym,
c) procedury kontrolne wykonawstwa i użytkowania określone w rozporządzeniu (art. 85, ust. 1, 2, 3).
d) na terenie podlegającym wpływom eksploatacji górniczej
powinny być stosowane zabezpieczenia autostradowej
budowli ziemnej, odpowiednie do kategorii terenu górniczego (art. 88).
Z punktu d) wynika, że budowa autostrady/drogi ekspresowej powinna być dostosowana do kategorii terenu górniczego
a nie odwrotnie, tak jak to jest sformułowane w zarządzeniu
Prezesa Urzędu Mieszkalnictwa i Rozwoju Miast 1998 r.
Poczynione ustalenia nie wykazują potrzeby całkowitej
eliminacji oddziaływań górniczych na autostradę, wymuszają
jednak pewne jej ograniczenia.
Te różnice w interpretacji rozporządzeń prowadzą do wielu
nieporozumień i związanych z tym problemów z eksploatacją
w rejonie autostrad. Przykładem może być eksploatacja ko-
Tablica 1. Skutki techniczno-ekonomiczne dla budowniczych i użytkowników autostrad w ramach projektowania
budowy i eksploatacji autostrad na terenach górniczych [5]
Table 1. Technical and economical effects for road builders and users of motorways as a part of construction design
and operation of highways in mining areas [5]
Negatywne
Dla budowniczych i użytkowników autostrad
Pośrednie
Pozytywne
– wzrost kosztu transportu wskutek
ograniczenia prędkości,
– potrzeba koordynacji monitoringu
ruchowego autostrady z deformacjami
autostrady wskutek robót górniczych.
– zwiększony nadzór nad stanem autostrad,
– szybka bieżąca naprawa uszkodzeń
autostrady.
Bezpośrednie
– wzrost kosztów wskutek wydłużenia trasy
autostrady dla ominięcia złóż kopalin,
– wzrost kosztów wskutek gorszych
warunków geotechnicznych (deformacje
nieciągłe, zawodnienie, itp.),
– koszty zabezpieczeń autostrady na
wpływ eksploatacji górniczej i zmiany
stosunków wodnych podłoża,
– wzrost kosztów naprawy autostrady na
terenach górniczych.
Tablica 2. Skutki techniczno-ekonomiczne dla przedsiębiorcy górniczego w ramach projektowania, budowy i eksploatacji autostrad na terenach górniczych [5]
Table 2. Technical and economical effects for a mining operator as a part of construction design and operation of
highways in mining areas [5]
Dla przedsiębiorcy górniczego
Bezpośrednie
Strata poniesionych nakładów
– strata kosztów przygotowania złoża
dla eksploatacji (rozpoznania złoża,
budowy kopalni, udostępnienia złoża –
i robót przygotowawczych),
– strata korzyści wskutek zmniejszenia –
zdolności produkcyjnych,
– utrata prawa użytkowania górniczego
dla części złoża.
Pośrednie
Wzrost kosztów
–
koszty eksploatacji górniczej
w warunkach skrępowanych,
koszty likwidacji skutków
–
eksploatacji górniczej.
Negatywne
strata złoża kopaliny –
nieodnawialnego elementu
środowiska,
skrócenie żywotności poziomu
wydobywczego i całej kopalni.
Pozytywne
– możliwość
wykorzystania
odpadów pogórniczych
w trakcie budowy
autostrady.
42
PRZEGLĄD GÓRNICZY
palń Jastrzębskiej Spółki Węglowej S.A. w rejonie autostrady
A1. W roku 2003 wojewoda śląski podjął decyzję w sprawie
warunków prowadzenia eksploatacji w rejonie autostrady A1,
podtrzymując wcześniejsze wnioski z zarządzenia Urzędu
Mieszkalnictwa i Rozwoju Miast dotyczące utrzymania rygoru
II kategorii terenów górniczych oraz zasady projektowania
i zabezpieczenia obiektów budowlanych na wpływy III kategorii. W roku 2006 zostało zawarte porozumienie pomiędzy
JSW S.A., a GDDKiA, powołujące Zespół Porozumiewawczy
[2], którego zadaniem było rozwiązywanie problemów dotyczących koegzystencji kopalń „Borynia” i „Jas-Mos” oraz
wspomnianej autostrady A1. Następnie zalecono wykonanie
weryfikacji i aktualizacji profilaktyki w oparciu o zintegrowany monitoring.
Jednym z głównych dyskusyjnych zapisów była zasada,
że „eksploatacja górnicza będzie podlegała zaopiniowaniu
przez GDDKiA Oddział w Katowicach, jako zarządzającym
autostradą (lub koncesjonariuszem) w trybie przepisów
o sporządzeniu planu ruchu kopalni”. Zapis ten powodował
duże utrudnienia w realizacji planów eksploatacji kopalń
„Borynia” i „Jas-Mos” w rejonie autostrady A1 co wiązało
się z różnym rozumieniem zapisu decyzji o nieprzekraczalności II kategorii wpływów w rejonie autostrady.
GDDKiA uznawała, że zapis ten oznacza, że żaden ze
wskaźników deformacji w dowolnym punkcie autostrady
nie może przekroczyć wartości granicznych dla II kategorii
wpływów, natomiast strona górnicza przyjmowała, że dotyczy to wartości średnich (przeciętnych) [2]. Skutkiem tych
różnic były negatywne opinie wydawane przez GDDKiA,
co w konsekwencji prowadziło do wstrzymania eksploatacji
w spornym terenie. Natomiast jeżeli dochodziło do zgody
na eksploatację w niewielkim zakresie, obudowane to było
wieloma ograniczeniami.
W okresie wydawania decyzji lokalizacyjnej i podpisywania porozumienia pomiędzy JSW S.A. a GDDKiA praktycznie
wszystkie prognozy określające kategorię terenu górniczego
obliczane były przy wykorzystaniu teorii Knothego przy
założeniu współczynnika odkształceń poziomych równych
B=0,32r, co oznacza przyjęcie do prognozy przeciętnych
wartości odkształceń poziomych (lub niższych). Powodowało
to kolejne problemy w komunikacji pomiędzy partnerami,
bowiem wartość B ma bezpośredni wpływ na wartość przemieszczeń i odkształceń poziomych.
Przykład prowadzenia eksploatacji.
W rejonie autostrady A1 w kopalni „Borynia”, po rozpoczęciu jej budowy (pod koniec roku 2006) przeprowadziła
eksploatację z zawałem stopu dwóch ścian (rys. 1):
– ściany A-31 w partii A w pokładzie 403/2 o miąższości
g=2,0 m znajdującego się na głębokości H=875 m, która
rozpoczęła bieg w odległości ok. 80 m od osi autostrady
A1,
– ściany B-25 w partii B w pokładzie 404/2 o miąższości
g=2,8 m zalegającego na głębokości H=779 m, której
bieg prowadzony był w przybliżeniu równolegle do osi
autostrady (w najbliższej odległości ok. 160 m).
Do obliczeń prognostycznych dla przedstawionego odcinka autostrady przyjęto następujące wartości współczynników:
– kąt wpływów głównych (przedstawiony w postaci tangensa kąta), tgβ=1,6,
– B=0,32r,
– współczynnik osiadania, a=0,8,
– brak uwzględnienia obrzeża eksploatacyjnego D=0.
Wartości tych parametrów oszacowano wykorzystując
obliczenia oparte o metodę Knothego, dopasowując ich wyniki
do uzyskanych pomiarów [2].
2014
Rys. 1.Schemat eksploatacji w rejonie autostrady A1 [2]
Fig. 1. Scheme of mining exploitation in the region of the A1
highway [2]
Z uwagi na prognozowane maksymalne dopuszczalne deformacje powierzchni terenu (zaakceptowane przez zarządcę
autostrady), w niektórych rejonach przedsiębiorca budowlany zastosował dodatkowe zbrojenie, które miało na celu
wzmocnienie struktury drogi. Zbrojenie geosyntetykami (rys.
2) autostrady A1 w rejonie wpływów eksploatacji górniczej
zaprojektowano w taki sposób, aby przenosiły one prognozowane obciążenia i umożliwiły ciągłość eksploatacji autostrady
[1]. Wyznaczono wartości graniczne sił i wydłużeń zbrojenia geosyntetyków, a następnie zastosowano monitoring,
za pomocą którego szacowano siły i wydłużenia zbrojenia
geosyntetycznego, co dało możliwość kontrolowania pracy
konstrukcji gruntowej zabezpieczonego odcinka autostrady.
Ewentualne przekroczenie zdefiniowanych poziomów alarmowych wytężenia geosyntetyku spowoduje automatyczne
wprowadzenie ograniczenia prędkości lub może też skutkować zamknięciem autostrady. Przyjęto, że konstrukcja ma za
zadanie zabezpieczyć drogę przed ewentualnymi deformacjami nieciągłymi, a w przypadku ich pojawienia się, zapewnić
bezpieczne użytkowanie przez okres nie krótszy niż 90 dni.
W okresie tym działający w dwóch warstwach system monitoringu miał zapewnić kontrolę stanu wytężenia konstrukcji
zbrojenia geosyntetycznego.
2.2. Doświadczenia górnictwa Wielkiej Brytanii w zakresie eksploatacji w rejonie autostrad
W Wielkiej Brytanii przed rozpoczęciem projektowania
przebiegu trasy autostrady, projektanci są zobowiązani do
zebrania informacji na temat: budowy górotworu, dotychczas
przeprowadzonych robót górniczych w rejonie planowanej
autostrady, zasobów przemysłowych przewidzianych do eks-
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
43
planów do wydobywania kopaliny w dającej się przewidzieć
przyszłości, projektanci muszą zapewnić zabezpieczenia dla
działalności górniczej. Projekt powinien być skoordynowany
z planowanym rozwojem kopalni i powinien być przygotowany w sposób zapewniający najodpowiedniejsze zabezpieczenia powierzchni terenu (do obliczeń należy przyjąć
najbardziej niekorzystny wariant i zarazem najbezpieczniejsze
rozwiązanie).
2.3. Doświadczenia górnictwa USA w prowadzeniu eksploatacji w rejonie autostrad
Rys. 2. Fragment z planu instalacji geosyntetyków [1]
Fig. 2. Fragment of the geosynthetics installation plan [1]
ploatacji w przyszłości, nabytych doświadczeń związanych
z wpływem eksploatacji na powierzchnię [4]. Na terenach
górniczych, projektanci autostrad muszą konsultować i brać
pod uwagę rady i sugestie Licencjonowanego Operatora
Górniczego (ang. Licensed Operator zgodnie z definicją The
Coal Industry Act z 1994 r. - przedsiębiorstwa górniczego,
który ma licencję na eksploatację), lub we wczesnym etapie
projektu odpowiedniego urzędu górniczego. Zapisy prawa
w zakresie właściwej współpracy pomiędzy przedsiębiorcą
górniczym lub urzędem górniczym są skomplikowane, lecz
przedsiębiorca górniczy lub ewentualnie urząd górniczy
jest ustawowo zobowiązany do wypłacenia odszkodowania lub naprawienia uszkodzeń wynikających z wydobycia
węgla. Urząd górniczy powinien w pełni współpracować
w dostarczaniu informacji dla projektantów, aby pomóc im
w podejmowaniu odpowiednich środków zapobiegawczych
w celu zminimalizowania ewentualnych skutków deformacji
powierzchni, będących konsekwencją działalności kopalń
zarówno czynnych, jak i zamkniętych.
W sytuacji, gdy autostrada ma być zlokalizowana nad
czynną kopalnią węgla kamiennego, projektanci muszą zapewnić odpowiednie zabezpieczenie przed maksymalnymi
deformacjami powierzchni, które mają wpływ na konstrukcję
drogi. Dla niektórych mniejszych konstrukcji, takich jak, np.
stalowe kładki, najlepszym rozwiązaniem jest czasowy demontaż na czas prac górniczych, następnie ponowny montaż
po przejściu frontu. Dla innych konstrukcji można zaplanować
i wykonać tymczasowe prace prewencyjne bezpośrednio przed
wydobyciem węgla w sąsiedztwie chronionej konstrukcji.
Dla pozostałych konstrukcji należy wykonać trwałe zabezpieczenia dla prognozowanych deformacji przestrzegając
szczegółowo przepisy prawne zawarte w BD 10/97, part 14,
Design of Highway Structures in Areas of Mining Subsidence.
Prace przy budowie autostrad powinny w miarę możliwości
być tak zaplanowane, aby budowa dróg nie odbywała się w
czasie największych ruchów powierzchni spowodowanych
podziemną eksploatacją.
W obszarach potencjalnej przyszłej działalności górniczej
może nie być możliwe ustalenie dokładnych dat eksploatacji,
dokładnej lokalizacji ścian lub kierunku wybierania parceli.
O ile urząd górniczy nie poinformuje, że nie ma żadnych
W USA prowadzi się eksploatację pod i w bezpośrednim
sąsiedztwie autostrad. Jako przykład przedstawiono eksploatację pokładu węgla przez kopalnie „Cumberland” oraz
„Emerald” w rejonie autostrady I-79 (rys. 3).
W roku 2006 w rejonach dwóch kopalń: „Cumberland”
oraz „Emerald” prowadzono eksploatację górniczą szerokim
frontem ścianowym w rejonie autostrady I-79 (rys. 4).
Górotwór w rejonach prowadzonych eksploatacji kopalń
„Emerald” i „Cumberland” składa się głównie z warstw
skalnych o niskich parametrach wytrzymałościowych. Udział
warstw skalnych o wysokich wytrzymałościach w profilach
litologicznych wynosi około 30%. Eksploatację pokładu węgla
o miąższości w przedziale od 1,9 m do 2,4 m prowadzono na
niewielkich głębokościach sięgających od 195 m do 245 m.
Wymienione warunki górnicze oraz geologiczne powodują,
że deformacje ujawniają się bardzo szybko, tworząc na powierzchni terenu niecki o dużych nachyleniach.
Amerykanie przeprowadzili analizę pomiarów przemieszczeń pionowych oraz poziomych dla kilku rejonów autostrady
poddanych wpływom eksploatacji górniczej z uwzględnie-
Rys. 3.Schemat układu terenów górniczych w stosunku do
przebiegu kilku autostrad [8]
Fig. 3. Scheme of the mining areas arrangement in relation to
the course of selected highways [8]
44
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
Rys. 6. Wyniki pomiarów osiadania punktów w czasie dla eksploatacji ściany LW-52 wzdłuż autostrady I-79 [8]
Fig. 6. Results of subsidence point measurements over time for
the exploitation of wall LW-52 along I-79 highway [8]
Rys. 4. Szkic eksploatacji kopalni Cumberland wraz z linią autostrady I-79 [8]
Fig. 4. Sketch of Cumberland mine exploitation, together with
the line of I-79 highway [8]
niem postępu frontu. Przykładowe wartości wyników tych
pomiarów zostały przedstawione na rysunkach od 5 do 7.
Jak wykazały pomiary przemieszczeń poziomych oraz
osiadań terenu wzdłuż osi autostrady I-79, eksploatacja górnicza spowodowała powstanie dużych deformacji powierzchni
terenu. Maksymalne pomierzone osiadanie wyniosło wmax
=1,8 m, a maksymalne przemieszczenie poziome umax=0,5 m.
Jak wcześniej wspomniano, z uwagi na warunki górniczo-geologiczne kopalń „Emerald” i „Cumberland” eksploatacja
ta prowadziła do bardzo dużych wartości nachyleń w rejonie
autostrady. Maksymalne pomierzone nachylenia znajdowały
się w granicach ok. 15÷25 mm/m, co zapewne doprowadziło
do dużych uszkodzeń nawierzchni jezdnej. Ponieważ istnieje
prosta współzależność pomiędzy nachyleniami powierzchni
Rys. 7. Wyniki pomiarów przemieszczeń poziomych pomierzonych dla eksploatacji ściany LW-52 wzdłuż autostrady
I-79 [8]
Fig. 7. Results of horizontal displacement measurements for
the exploitation of wall LW-52 along I-79 highway [8]
terenu oraz odkształceniami, można z dużym prawdopodobieństwem twierdzić, że dla przedstawionego przypadku odkształcenia powierzchni terenu przekroczyły wartości 10mm/m.
Rys. 5.Przebieg ściany LW-52 w stosunku do autostrady I-79 [8]
Fig. 5. Run of wall LW-52 in relation to I-79 highway [8]
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
45
2.4. Doświadczenia górnictwa Niemiec w eksploatacji
w rejonie autostrad
Prowadzenie eksploatacji górniczej w silnie zurbanizowanym rejonie jakim jest Zagłębie Ruhry prowadziło
w przeszłości nieuchronnie do wielu problemów wynikających z istnienia autostrad i dróg szybkiego ruchu.
Nie stanowiło to formalnie żadnej przeszkody w uzyskaniu
zezwolenia na prowadzenie eksploatacji górniczej. Ponadto
nie istnieją specjalne zarządzenia lub wytyczne urzędów
górniczych poszczególnych krajów federalnych odnośnie
prowadzenia eksploatacji górniczej pod autostradami i innymi
szlakami komunikacyjnymi. Eksploatacji pod autostradą nie
można zatem formalnie zapobiec. Prowadzona jest ona jednak
przy intensywnej współpracy specjalistów z Zarządu Budowy
Dróg Kraju Nadrenia-Westfalia (Landesbetrieb Straßenbau
NRW) z Zakładem Górniczym, zarówno w trakcie planowania
eksploatacji, jak i jej realizacji.
Należy jednak podkreślić, że ze strony Zakładu Górniczego
eksploatacja pod autostradami i innymi szlakami komunikacyjnymi jest prowadzona tylko w tym przypadku, gdy istnieje
duże prawdopodobieństwo, potwierdzone dotychczasowymi
doświadczeniami i obliczeniami, że ich funkcjonalność
w czasie prowadzenia eksploatacji górniczej i po jej zakończeniu zostanie, co najwyżej z małymi ograniczeniami,
utrzymana. Do ograniczeń tych należy czasowe ograniczenie
prędkości lub konieczność małych robót naprawczych.
Na rysunku 8 [7] ukazano przeprowadzoną w okresie
od 11.1996 r. do 08.1998 r., przez nieistniejącą już kopalnię
Niederberg, eksploatację ściany tzw. „zwrotnej” 236 w pokładzie Finefrau pod skrzyżowaniem Moers autostrad A57
(odcinek Krefeld-Goch) i A40 (odcinek Duisburg – Venlo).
Po wykonaniu koniecznej inwentaryzacji stanu technicznego autostrady, w tym szczególnie wiaduktu autostrady A40,
oraz po zaplanowaniu koniecznych zabezpieczeń przed rozpoczęciem eksploatacji, ustalono, że wpływy projektowanej
eksploatacji górniczej nie mogą przekroczyć następujących
wartości wskaźników deformacji:
–
nachylenie: Tdop=1,5mm/m,
–
odkształcenie:
 εdop mm/m.
W przypadku wskaźnika odkształcenia poziomego przyjęta wartość odpowiada górnej granicy 1 kategorii odporności
obiektów budowlanych na wpływy eksploatacji. W trakcie
prowadzenia eksploatacji ściany „zwrotnej” prowadzony był
monitoring obiektów autostrady, jak i monitoring powierzchni
terenu. Monitoring autostrad i wiaduktów (rys. 9) był prowadzony przez specjalistów Zarządu Budowy Dróg kraju
Nadrenia- Westfalia. Koszty tego monitoringu poniosła w pełni kopalnia „Niederberg”. Monitoring przemieszczeń punktów
powierzchni terenu wykonano za pomocą technologii GPS
[7]. Pomiary te były prowadzone w celu określenia rzeczywistych wpływów ściany „zwrotnej” na powierzchnię terenu,
w tym szczególnie na skrzyżowanie autostrad A57 i A40 oraz
w celu przyszłej kalibracji modelu Ruhrkohle do prognozy
wskaźników deformacji, tzn. w celu wyznaczenia wartości
współczynnika osiadania a, współczynnika czasu c, oraz
wartości kąta zasięgu wpływów granicznych γ. Stosowana w
Niemczech metoda Ruhrkohle oparta jest, podobnie jak teoria Knothego, na funkcji wpływów będącej funkcją Gaussa.
Dlatego też obie metody są w sensie matematycznym identyczne. Różnią się jedynie definicją kątów ograniczających
poziomy zasięg niecki osiadania, które to kąty stoją w ściśle
zdefiniowanej zależności funkcyjnej
Rys. 8. Ściana „zwrotna” 236 kopalni Niederberg w pokładzie Finefrau pod skrzyżowaniem Moers autostrad A57 i A40 [7]
Fig. 8. "Return" wall 236 of Niederberg mine in the seam Finefrau under the Moers intersection on A57 and A40
highways [7]
Rys. 9. Skrzyżowanie Moers autostrad A57 i A40 z przykładowymi wektorami przemieszczeń poziomych powierzchniowych punktów pomiarowych [7]
Fig. 9. Moers intersection on A57 and A40 highways with surface sample vectors of the measured horizontal displacement points [7]
π · tg2β = k · tg2γ,
gdzie:
k = – ln0,01,
ß – kąt zasięgu wpływów głównych wg teorii Knothego,
oraz
γ – kąt graniczny metody Ruhrkohle.
Kryterium wstępnym analizy możliwości eksploatacji górniczej pod skrzyżowaniem autostrady A57 i A40 był warunek
głębokości, krytycznej Hkr. Warunek ten oznacza graniczną
głębokość, przy której prognozowane wpływy eksploatacji
górniczej nie powinny przekroczyć określonych dopuszczanych wartości odkształcenia εdop, zgodnie z wzorem
.
46
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Dla danych ściany 236 oraz przyjętych wartości parametrów metody Ruhrkohle:
– długość ściany: d=330 m,
– średnia głębokość zalegania: H=855 m,
– średnia miąższość:
g=1,04 m,
– współczynnik eksploatacji:
a=0,9,
γ=60 gon, (ß=59°),
– kąt graniczny:
otrzymano
Hkr= 630 m.
Ponieważ głębokość zalegania pokładu jest większa niż
głębokość krytyczna zachodzi w zasadzie możliwość eksploatacji tego pokładu bez dodatkowych ograniczeń.
W tabeli 3 ukazano zestawienie porównawcze prognozowanych maksymalnych wartości nachylenia i deformacji
przed rozpoczęciem eksploatacji z maksymalnymi wartościami stwierdzonymi pomiarami.
Tablica 3. Zestawienie porównawcze maksymalnych prognozowanych wartości nachylenia i odkształcenia przed
rozpoczęciem eksploatacji z wartościami stwierdzonymi pomiarami [7]
Table 3. Comparison of the maximum expected values of the
tilt and strain before exploitation with the values
identified by measurements [7]
Wskaźnik
Nachylenie, mm/m
Odkształcenie rozciągające, mm/m
Odkształcenie ściskające, mm/m
Prognoza
1,3
0,8
-1,4
Pomiar
1,3
0,6
-1,7
Z powyższego zestawienia wynika, że jedynie odkształcenie ściskające było większe niż przyjęta wartość odkształcenia
dopuszczalnego. Przekroczenie to można było jednak w tym
przypadku wytłumaczyć niedokładnościami prowadzonych
pomiarów.
W trakcie prowadzenia eksploatacji górniczej ściany
zwrotnej wprowadzone ograniczenia dotyczyły jedynie
czasowego ograniczenia prędkości do 80km/h w rejonie
skrzyżowania Moers oraz drobnych poprawek stanu jezdni
związanych z pofalowaniem powierzchni asfaltowej, spowodowanej odkształceniami ściskającymi i koniecznością ich
okresowego sfrezowania. Koszty te były w całości pokrywane
przez Zakład Górniczy i nie były większe niż przeciętne obciążenie na tonę węgla z tytułu szkód górniczych Koncernu
RAG Deutsche Steinkohle AG.
pod względem geometrycznym (lokalizacja, kształt,
wielkość eksploatowanego pola), górniczym (wysokość
eksploatacji, rodzaj obudowy, sposób eksploatacji, w tym
sposób likwidacji przestrzeni wybranej), jak i również pod
względem czasowym,
- w miejscach, w których prognozuje się wystąpienie
maksymalnych wartości wskaźników deformacji przekraczających możliwości nośne trasy jezdnej, należy tak
zaprojektować eksploatację, by jej skutki ujawniły się
przed rozpoczęciem budowy autostrady w tym rejonie
lub też gdy eksploatacja prowadzona jest po wybudowaniu, wprowadzić czasowe ograniczenia na drodze, stały
monitoring, a po ewentualnym wystąpieniu szkód górniczych
naprawić je.
W rejonach przewidzianych do eksploatacji podczas
budowy autostrady lub drogi szybkiego ruchu należy zaprojektować odpowiednie posadowienie autostrady na możliwe
zwiększone deformacje terenu.
Wszystkie te uwagi mogą pomóc w rozwiązaniu konfliktów jakie pojawiają się między przedsiębiorą górniczym
a inwestorem w trakcie projektowania trasy i późniejszej jej
eksploatacji. Jednak należy również zastanowić się nad problemem aktualnej sytuacji, w której przeprowadza się inwestycję
drogową w postaci autostrady (lub drogi szybkiego ruchu)
przechodzącą przez planowane do eksploatacji złoża surowców, w tym strategicznych, uznając pierwszeństwo autostrady
(drogi szybkiego ruchu), w stosunku do znajdujących się
w ich bezpośrednim sąsiedztwie złóż surowców. Brak możliwości eksploatacji w bezpośrednim sąsiedztwie planowanej
lub już wykonanej autostrady czy drogi szybkiego ruchu
z reguły prowadzi do marnowania zasobów surowców, często
ważnych dla gospodarki kraju. Z tego względu niezwykle
istotne jest poszukiwanie kompromisu, z jednej strony pomiędzy inwestorem lub zarządcą autostrady (drogi szybkiego ruchu), a z drugiej strony przedsiębiorcami górniczymi,
w wyniku którego będzie możliwa (na odpowiednich warunkach) eksploatacja podziemna w rejonie autostrad (dróg
szybkiego ruchu), tak jak to się dzieje w wielu krajach, niektórych znacznie od nas bogatszych.
Już teraz konieczne jest przeprowadzenie wnikliwej analizy lokalizacji zasobów złóż surowców (w tym strategicznych, pierwiastków krytycznych), a następnie odpowiednie
wytyczenie proponowanych nowych tras, których przebieg
umożliwiałby nieskrępowaną eksploatację w przyszłości.
Literatura
1.
3. Podsumowanie
Stawiane w ostatnich latach pytanie o możliwości prowadzenia eksploatacji podziemnej w rejonach autostrad
i dróg szybkiego ruchu jest wciąż aktualne. Autorzy w zaprezentowanym artykule przedstawili wytyczne krajowe oraz
zagraniczne stawiane przedsiębiorstwom górniczym oraz
przedstawicielom odpowiedzialnym za inwestycję w infrastrukturę drogową. Przepisy związane z tym zagadnieniem
są różne w różnych krajach. Jednakże można stwierdzić, że
w większości krajów istnieje możliwość prowadzenia eksploatacji w rejonie drogi szybkiego ruchu oraz autostrady pod
następującymi warunkami:
- eksploatacja jest dostosowana do lokalnych warunków
górniczo-geologiczno-tektonicznych,
- eksploatacja jest odpowiednio zaprojektowana zarówno
2014
2. 3. 4. 5. Ajdukiewicz J., Kłosek K., Sobolewski J.: Ochrona konstrukcji autostrady
A1 na terenie szkód górniczych z wykorzystaniem wysokowytrzymałych zbrojeń geosyntetycznych. „Przegląd Komunikacyjny” 2011 R.
LXVI, nr. 5-6.
Białek J., Mielimąka R., Majchrzak J., Zielonka L.: Problematyka
projektowania i zatwierdzania eksploatacji kopalń „Borynia” i „JasMos” w rejonie wpływów na autostradę A-1. Materiały III Konferencji
Naukowo-Technicznej „Ochrona powierzchni na terenach górniczych
kopalń w subregionie zachodnim województwa śląskiego”, Jastrzębie
Zdrój 2011, str. 62-69.
Cieśliński J.: Droga w czterech wymiarach. Budownictwo drogowe
na szkodach górniczych. „Zeszyty Naukowo-Techniczne Oddziału
Krakowskiego SITK” 1996, nr 43, str. 129-139.
Design Manual for Roads and Bridges. 1997: Volume 1, Section 3,
Part 14, BD 10/97. Design of Highway Structures in Areas of Mining
Subsidence.
Kot M., Świątkiewicz A.: Możliwości optymalizacji budowy i eksploatacji autostrad na terenach górniczych. „Prace Naukowe Instytutu
Górnictwa Politechniki Wrocławskiej” 2000, nr 27, str. 215-227.
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
6. Rozporządzenia Ministra Infrastruktury z dnia 16 stycznia 2002 r.
w sprawie przepisów techniczno-budowlanych dotyczących autostrad
płatnych. Dz.U. z dnia 15 lutego 2002 r.
7. Sroka A.: Pomiary przemieszczeń punktów powierzchni z zastosowaniem techniki satelitarnej GPS przy eksploatacji ściany zwrotnej.
47
Materiały Szkoły Eksploatacji Podziemnej 2000, IGSMiE PAN Kraków,
21-22 lutego 2000 r., Szczyrk 2000, str. 361-370.
8. Vallejo L., Lin J-S., Gutiérrez J.J.: A study of Highway Subsidence
due to Longwall Mining using data collected from I-79. Pennsylvania
Department of Transportation. Final Report 2010.
48
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
UKD 622.333: 622.2-049.7: 622.333-167/.168: 622.33-047.36
Czasowe zmiany pola siły ciężkości
w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym
i ich związek z eksploatacją górniczą
Temporal changes in the gravity field of the Upper Silesian
Coal Basin and their relation to mining
Dr inż. Andrzej Kotyrba*)
Treść: W artykule przedstawiono wyniki badań zmian pola siły ciężkości zachodzących współcześnie w północnej części Górnośląskiego
Zagłębia Węglowego (GZW). W przeszłości w badanym obszarze podziemną eksploatację górniczą prowadziło wiele kopalń węgla kamiennego, rud cynku i ołowiu. Część kopalń została zlikwidowana. Pozostałe prowadzą eksploatację nadal.
W 2002 roku w obszarze badań założono sieć monitoringowych punktów geodezyjnych. W wyniku okresowych pomiarów
na tych punktach zgromadzono trzy zbiory danych obejmujących wartości składowej pionowej siły ciężkości g, wartości anomalii siły ciężkości w redukcji Bouguera dg oraz wysokości punktów siatki z lat 2002, 2003 i 2011. Dane te przeanalizowano
w odniesieniu do prędkości ruchów pionowych skorupy ziemskiej w obszarze zagłębia górnośląskiego, sejsmiczności oraz
hydrogeologii regionu.
Abstract: This paper presents the research results of the gravity field changes taking place nowadays in the northern part of the Upper
Silesian Coal Basin (USCB). In the past, in the tested area underground mining operations were led by numerous coal and
ore mines. Some mines have been closed. Others continue their operation. In 2002, in the area of research a geodetic network of monitoring points has been established. As a result of periodic measurements on these points, three data sets were
collected which covered the vertical component of the force of gravity g, the gravity anomalies in Bouguer reduction dg and
the elevation of grid points from the years 2002, 2003 and 2011. This data was analyzed in relation to the speed of vertical
movement of the earth crust in the area of the Upper Silesian basin, seismic activity and hydrogeology of the region.
Słowa kluczowe:
górnictwo, eksploatacja, badania, monitoring
Key words:
mining industry, exploitation, research, monitoring
1. Wprowadzenie
Pole grawitacji ziemskiej jest jednym z elementów naturalnego środowiska geologicznego. Kształt pola siły ciężkości w określonym obszarze kuli ziemskiej zdeterminowany
jest zróżnicowaniem gęstości objętościowej budujących go
utworów geologicznych. Jego zmiana nie jest uwzględniana
w ocenach oddziaływania eksploatacji górniczej na środowisko, pomimo iż oczywistym jest, że eksploatacja powoduje
przemiany w regionalnym rozkładzie masy, które mogą mieć
wpływ na naturalną równowagę górnych warstw skorupy
ziemskiej. Implikacją zmian pola grawitacji są ruchy górotworu w skali regionalnej, których objawy są obserwowane
jako wstrząsy i odkształcenia powierzchni [8]. Podziemna
eksploatacja węgla kamiennego w obszarze GZW powoduje przemieszczenie znacznych mas skalnych z głębokich
partii górotworu na powierzchnię ziemi. Powoduje to trwałe
przeobrażenie gęstości objętościowej utworów zalegających
pomiędzy poziomem eksploatacji a powierzchnią ziemi
*) Główny Instytut Górnictwa, Katowice
przy jednoczesnej zmianie jej morfologii. Przeobrażenia te
rozpoczynają się z chwilą wykonania wyrobisk w obszarach
eksploatacji podziemnej. Przyjmuje się, że w cyklu życia
kopalni podziemnej zakończenie procesu oddziaływania eksploatacji na powierzchnię kończy się dopiero wraz z powrotem
wód podziemnych do poziomów obserwowanych przed jej
rozpoczęciem. Pogląd ten ma jedynie wartość hipotetyczną,
gdyż obserwacje zachowania się powierzchni terenów, w których górotwór został przeobrażony antropogenicznie (tereny
podziemnej eksploatacji, tereny z budowlami podziemnymi,
tereny drenażu poziomów wodonośnych) wskazują na ruchy
w czasie. Próbą wyjaśnienia przyczyn takich zjawisk są teorie o „ekspansji pustek podziemnych do powierzchni” pod
wpływem działania sił grawitacji [1,2,3].
Znajomość pola siły ciężkości w obszarze Górnośląskiego
Zagłębia Węglowego ogranicza się jedynie do jego składowej
pionowej. Jest to wynikiem powszechnego stosowania do
pomiarów siły ciężkości grawimetrów lądowych. Przyrządy
te umożliwiają określenie wartości składowej pionowej siły
ciężkości w danym punkcie metodą różnicową, w której
mierzy się różnicę wartości siły ciężkości pomiędzy punktem
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
bazowym o znanej wartości siły ciężkości (punkt osnowy
grawimetrycznej Polski) a punktem, w którym chcemy tę
wartość określić. Różnica wartości daje nam w wyniku estymatę absolutnej wartości składowej pionowej siły ciężkości
g. Zmianę w czasie charakteryzuje więc różnica wartości g
pomierzonej w danym punkcie w dwóch różnych momentach
czasu (anomalia czasowa siły ciężkości δgt)
Na wartość absolutną natężenia siły ciężkości na powierzchni ziemi wpływ mają:
– położenie punktu na powierzchni kuli ziemskiej opisane
szerokością i długością geograficzną,
– kształt kuli ziemskiej,
– rozkład masy wewnątrz kuli ziemskiej.
W badaniach grawimetrycznych powszechnie wykorzystuje się wartość anomalii składowej pionowej siły ciężkości
zredukowanej do poziomu geoidy oznaczanej symbolem δg.
Jest to wielkość określająca rzeczywiste odstępstwo pola siły
ciężkości w danym punkcie od matematycznego modelu kuli
ziemskiej o jednorodnym rozkładzie masy w jej wnętrzu.
Wartość tę oblicza się ze wzoru
(1)
gdzie:
g
– pomierzona w danym punkcie wartość siły
ciężkości, mGal,
– wysokość n.p.m. punktu pomiarowego w
H
systemie bałtyckim, m,
– gęstość warstwy redukowanej, 103 kg/ m-3
σ
0,3086H –poprawka wolnopowietrzna Faye’a, mGal
(eliminująca wpływ wysokości położenia
punktu pomiarowego względem poziomu
odniesienia),
0,04187s H –poprawka Bouguera, mGal (eliminująca
składową pionową siły przyciągania kompleksu skalnego ograniczonego płaszczyznami poziomymi przechodzącymi przez
punkt pomiarowy i poziom odniesienia),
γo –normalna w danym punkcie wartość siły
ciężkości, mGal.
Zakładając, że wartości normalne siły ciężkości nie ulegają
zmianie w czasie, gdyż w lądowych pomiarach grawimetrycznych są one obliczane dla określonych matematycznie
modeli geometrycznych kuli ziemskiej, przekształcając wzór
1 otrzymujemy wyrażenie opisujące zmianę w czasie anomalii
Bouguera (anomalię różnicową δgBt) w postaci (2). We wzorze
tym indeksami dolnymi oznaczono dwa różne momenty czasu
t=0 i t=t, w których dokonano pomiaru siły ciężkości.
δgBt(t) = (gt – g0) – 0,3086(Ht – H0) – 0,04187(σt – σ0) (2)
Ze wzoru 2 wynika, że na wartość czasowej, różnicowej anomalii składowej pionowej siły ciężkości w redukcji
Bouguera wpływ mają trzy następujące parametry:
– różnica wartości siły ciężkości w punkcie pomiarowym
w momentach czasu t i 0,
– różnica wysokości punktu pomiarowego (nad średnim poziomem mórz i oceanów opisanym geoidą) w momentach
czasu t i 0,
– różnica gęstości objętościowej warstwy redukowanej
pomiędzy powierzchnią ziemi a poziomem redukcji (np.
powierzchnią geoidy) w momentach czasu t i 0.
W skali opisanego w artykule regionu (obszar monitoringowej sieci grawimetrycznej) o powierzchni ok. 900 km2
(24,5 x 36 km) za najważniejszy powód zmian należy uznać
podziemną eksploatację górniczą. W jej wyniku zmianom ulega rzeźba niektórych rejonów powierzchni i gęstość utworów
49
geologicznych pomiędzy powierzchnią terenu a poziomem
eksploatacji (zmienne niezależne). Zmiana wartości anomalii
siły ciężkości w redukcji Bouguera jest już tylko pochodną
zmian tych parametrów.
Rozproszenie rejonów eksploatacji podziemnej w obszarze
Górnośląskiego Zagłębia Weglowego powoduje, że zmianom
ulega również pole regionalnych naprężeń w górotworze, które
zostały ustalone procesami geologicznymi. Zmiany rozkładu
pola naprężeń są źródłem zjawisk dynamicznych, takich jak
ruchy górotworu i wstrząsy sejsmiczne. Zjawiska te są tylko
sygnałami procesów prowadzących do wytworzenia nowego
stanu regionalnej równowagi w górotworze. Tak więc zmiana
rozkładu pola siły ciężkości w regionie jest czynnikiem wpływającym bezpośrednio i pośrednio na wszystkie zagrożenia
naturalne towarzyszące podziemnej eksploatacji oraz procesy
obserwowane w rzeźbie terenów górniczych i pogórniczych.
Dotychczasowe badania związku pola zmian siły ciężkości z eksploatacją podziemną ograniczały się do obszarów
objętych strefą jej bezpośrednich wpływów w ujęciu geodezyjnym (pole bliskie). Zależność anomalii siły ciężkości od
czasu w analogii do zależności osiadania punktu położonego
w obszarze oddziaływania eksploatacji nad przestrzenią,
w której zachodzą odkształcenia dylatancyjne (objętościowe)
można opisać wzorem 3 [7]
(3)
Δgi(t) = Δgk0 · (1– e–ct)
gdzie:
∆gi (t) – wartość anomalii siły ciężkości w czasie t,
∆gk0 – wartość anomalii siły ciężkości w czasie t=0,
c – współczynnik czasu.
Z zależności tej wynika, że na obszarach prowadzonej
eksploatacji wartości siły ciężkości w punktach zlokalizowanych nad nią maleją eksponencjalnie z czasem. Potwierdzają
to obserwacje eksperymentalne. Z wielu geodezyjnych
i grawimetrycznych pomiarów powierzchniowych przeprowadzonych w rejonach eksploatacji podziemnej wynika, że
wartości siły ciężkości bardziej lub mniej regularnie powielają
charakter obniżeń powierzchni terenu [10].
Ze wzoru (2) wynika, że wartości anomalii siły ciężkości
w danym punkcie mogą ulegać zmniejszeniu wraz z obniżeniami powierzchni i gęstości warstwy redukowanej. Mogą też
ulegać wzrostowi w rejonach, w których następuje przyrost
gęstości warstwy redukowanej. Oba wymienione parametry
ulegają zmianie w procesie przeobrażenia struktury górotworu
przy przenoszeniu się wpływów eksploatacji podziemnej
na powierzchnię terenu. W przypadku zaobserwowanych w
latach 2002 i 2003 zmian pola grawitacji w obszarze regionu
objętego monitoringiem (składającego się z wielu przypadkowo rozmieszczonych w obszarze badań pól bliskich),
zmiany wartości siły ciężkości przyjmowały znaki ujemne
i dodatnie [5]. Różnice znaków były niezależne od tego czy
dany punkt pomiarowy był zlokalizowany na terenie czynnej
czy zlikwidowanej kopalni czy też w terenie, na którym nie
prowadzono eksploatacji podziemnej. Nakazuje to przyjąć,
że oprócz bliskich wpływów eksploatacji istnieją również
wpływy dalekie. W przeciwieństwie do wpływów bliskich
nie są one ograniczone w czasie, gdyż proces ustalania się
równowagi górotworu w skali regionalnej jest długotrwały
i zależny od wielu różnych czynników. Ze względu na sposób przeobrażenia środowiska eksploatacją podziemną, czas
powrotu górotworu do momentu stałej równowagi może być
tego samego rzędu co czas relaksacji naprężeń w górotworze
po zakończonych ruchach tektonicznych. Czas ten liczony
jest w jednostkach geologicznych, a więc tysiącach i setkach
tysięcy lat [4]. Powyższe stwierdzenia nakazują przyjąć, że
oprócz krótkoterminowych oddziaływań eksploatacji na górotwór i powierzchnię terenów górniczych istnieją również
oddziaływania długoterminowe.
50
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
2. Metodyka badań
W roku 2002 na terenie północnej części GZW założono
sieć monitoringowych, 77 grawimetrycznych punktów obserwacyjnych dowiązanych do punktu podstawowej osnowy
grawimetrycznej Polski w Siewierzu (poza granicami zagłębia
węglowego) o numerze indentyfikacyjnym 5019.2811.35.000,
w którym wartość składowej pionowej przyspieszenia ziemskiego wynosi g = 981060,274 +/- 0,007 mGala. Usytuowanie
rejonu badań na mapach sytuacyjnych Polski oraz Górnego
Śląska ilustrują odpowiednio rysunki 1 i 2.
Rys. 3.Rejon badań grawimetrycznych (prostokąt) na tle mapy
geologicznej Polski w skali 1:500000 [9]
Fig. 3. Area of gravimetric research (rectangle) in the background of geological map of Poland in the scale 1:500 000 [9]
Rys. 1.Położenie obszaru badań na mapie Polski (orientacja)
Fig. 1. Location of the research area on the map of Poland
(orientation)
Położenie sieci grawimetrycznej GIG na tle obszarów
górniczych czynnych i zlikwidowanych w latach 1990-2005
kopalń uwidoczniono na rys. 4. W latach 2002 i 2003 na
punktach sieci wykonano dwie początkowe serie obserwacji
grawimetrycznych. Z pomiarów tych otrzymano jeden zbiór
danych różnicowych do analizy zmienności pola w czasie.
Jego analiza wykazała, że w obszarach prowadzonej i dokonanej eksploatacji w okresie pierwszego roku zachodzą zmiany
natężenia siły ciężkości o wartości znacznie przekraczającej
wartość błędów pomiarowych [5]. Roczne spadki siły ciężkości interpretowano jako wynik ubytku masy w górotworze,
powodujące ruchy powierzchni terenu (osiadania). Przyrosty
siły ciężkości wiązano z rejonami wzrostów składowej pionowej ciśnienia w górotworze, wywołanymi eksploatacją
górniczą lub ruchami neotektonicznymi.
2. Ruchy pionowe skorupy w obszarze GZW na tle obszaru Polski
Rys. 2.Usytuowanie punktów obserwacyjnych oraz granic obszaru odwzorowania pola siły ciężkości na mapie sytuacyjnej Górnego Śląska
Fig. 2. Location of observation points and borders of the area
with mapping the gravity field on a land survey map of
Upper Silesia
W obszarze badań na powierzchni odsłaniają się utwory czwartorzędu, trzeciorzędu, triasu i karbonu (rys.3).
Odpowiednio są one oznaczone na rysunku kolorami, żółtym, brązowym, fioletowym i szarym. Pod względem strukturalnym obszar badań monitoringowych obejmuje nieckę
bytomską, siodło główne i północną części niecki głównej.
Pomimo wprowadzenia do geodezji nowoczesnych
technologii pomiarowych (w tym bazujących na satelitach),
w obszarach eksploatacji podziemnej trudno dokonać wiarygodnych pomiarów przemieszczeń skorupy, gdyż powodowane eksploatacją obniżenia powierzchni wielokrotnie
przekraczają wartość jej odkształceń. Trudność ta dotyczy
zwłaszcza szacowania długoterminowych zmian położenia
skorupy w oparciu o analizę porównawczą zbiorów danych
obserwacyjnych starymi i nowymi technikami pomiarowymi.
Do oceny trendu i amplitudy zachodzących w czasie zmian
położenia powierzchni terenów Górnego Śląska wywołanych czynnikami geologicznymi można wykorzystać dane
geodezyjne charakteryzujące obszar całej Polski (rys. 5). Na
podstawie tych danych można próbować ocenić zmiany zachodzące w obszarze Polski w trakcie ostatnich 88 lat. Dane
charakteryzujące pionowe ruchy skorupy pochodzą z trzech
różnicowych zbiorów danych niwelacyjnych zgromadzonych
w następujących trzech okresach czasu:
1926- 1937 i 1952-1958 [12]
1947- 1960 i 1974-1979 [12),
1974- 1979 i 1997-2003 [6,12].
Z badań tych wynika, że tereny Polski generalnie ulegają
stałemu obniżaniu w czasie. Prędkość pionowych ruchów
skorupy na obszarze Polski zmieniała się w okresie ostatnich
56 lat w granicach od 0 do -5 mm/rok. O ile w zbiorze danych
charakteryzujących okres lat 1947-1979 były na obszarze
Polski nieliczne rejony, które ulegały niewielkiemu wypię-
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
51
Rys. 4.Rozmieszczenie punktów monitoringowej sieci grawimetrycznej GIG na tle obszarów górniczych czynnych
i zlikwidowanych kopalń węgla w północnej częsci GZW (1 - punkt obserwacyjny, 2 - granica obszaru górniczego
czynnej kopalni węgla, 3 - granica obszaru górniczego kopalni zlikwidowanej, 4 - obszar odwzorowania pola siły
ciężkości)
Fig. 4. Arrangement of gravimetric monitor network points GIG in the background of active mining areas and closed coal mines in the northern part of USCB (1 – observation point, 2 – border of the mining area of an active coal
mine, 3 – border of the mining area of a closed mine, 4 – area of mapping of the gravity field)
a)
b)
Rys. 5.Prędkości ruchów pionowych skorupy ziemskiej w obszarze monitorowania na tle obszaru Polski w interwałach lat a) 1947-1979 i b) 1974-2003
Fig. 5. Speed of vertical movements of the earth crust in the area of ongoing monitoring within the scope of Polish
borders between 1947-1979 (a) and 1974-2003 (b)
trzaniu rzędu + 1/mm/rok (rys. 5 a), to już w późniejszym
okresie czasu (od 1974 roku) obszar Polski ulegał jedynie
obniżaniu (rys. 5 b). Z przytoczonych danych wynika, że
w obszarze Górnego Śląska, podobnie jak i na terenie całej
Polski, skorupa ziemska ulega stałemu obniżaniu od roku
1974. Prędkość obniżania zmienia się od – 2 do – 3 mm/rok.
W obszarze opisanych w artykule badań w okresie 8 lat mogły więc nastąpić obniżenia punktów sieci grawimetrycznej
w przedziale od 18 do 24 mm. Odkształceń tego rzędu nie
można wiązać z wpływami eksploatacji podziemnej, gdyż
mogą być one związane z ewolucją skorupy ziemskiej
w obrębie górnośląskiego basenu węglowego.
52
PRZEGLĄD GÓRNICZY
3. Ruchy pionowe terenu w obszarze przeprowadzonych
badań
W okresie 8 lat, który dzieli serie pomiarów grawimetrycznych w obszarze badań nastąpiły przemieszczenia
pionowe punktów sieci grawimetrycznej. Wizualizuje je
interpolowana metodą krigingu (siatka 2x2 km) mapa przedstawiona na rys. 6. Odwzorowanie to obarczone jest pewnym
błędem wynikającym z porównywania danych otrzymanych
różnymi technikami pomiarowymi. W roku 2003 pomiary
wykonywano metodą niwelacji technicznej, przyrównując
wysokość punktów grawimetrycznych do wysokości punktów
II klasy osnowy wysokościowej Śląska. W roku 2011 pomiary
wykonywano techniką GPS. Obniżenia punktów sieci na obszarach górniczych czynnych kopalń w analizowanym okresie
zmieniały się od 0.2 do 3.2 m. Zjawiska te należy wiązać
z osiadaniem terenu pod wpływem dokonanych eksploatacji.
Obniżenia punktów sieci na terenach zlikwidowanych kopalń
zmieniały się w granicach od 0 do 0.2 m. Dane te pozwalają
określić przedział prędkości obniżeń powierzchni terenów
pogórniczych od 0 do 25 mm/rok. Wartość z górnej granicy
przedziału jest ok. 10-krotnie większa od wartości prędkości
obniżeń skorupy ziemskiej w obszarze GZW wykazanej pomiarami geodezyjnymi [6,12].
Jedynym obszarem zlikwidowanej kopalni, na którym
zarejestrowano relatywnie większe obniżenia był północno-zachodni fragment obszaru KWK „ Siemianowice”. W rejonie tym obniżenie punktu sieci wyniosło 0.8 m (pkt. nr 14).
W wymienionym rejonie po likwidacji kopalni „Siemianowice”
przez krótki czas funkcjonował Zakład Górniczy „Rozalia”,
który do roku 1999 prowadził eksploatację. Być może więc
2014
obniżenie to należy wiązać z resztkowymi wpływami tej
eksploatacji na powierzchnię.
4. Zmiany wartości absolutnych składowej pionowej siły
ciężkości
Interpolowana metodą krigingu w siatce 2 x2 km różnicowa mapa zmian składowej pionowej natężenia siły ciężkości
pomiędzy rokiem 2011 i 2003 przedstawiona jest na rys.7. Na
mapie kolorami wyróżniono rejony wzrostów i spadków wartości składowej pionowej natężenia siły ciężkości. Wartości te
zmieniają się w przedziale od – 4.0 do 4.5 mGala (-0.0040 do
0.0045 cm/s2). Rejony wzrostów wartości składowej pionowej
siły ciężkości wyróżniono odcieniami koloru czerwonego.
Rejony spadków wartości wyróżniono odcieniami koloru
zielonego.
Rejonów, w których obserwuje się spadek natężenia siły
ciężkości jest 8. W pozostałym obszarze obserwuje się przyrost wartości składowej pionowej siły ciężkości. Maksymalne
przyrosty siły ciężkości (>0.2 mGala) obserwuje się na terenach kopalń „Makoszowy”, „Budryk-Bolesław Śmiały”,
„Wieczorek”, „Staszic”, „Wesoła”, ZG „Piekary” oraz na
terenie zlikwidowanej kopalni „Grodziec”.
W przedstawionym odwzorowaniu, sumaryczna powierzchnia rejonów wzrostów i spadków siły ciężkości jest
odmienna. Wyraźnie większa jest powierzchnia obszarów
przyrostu siły ciężkości. W procentowym podziale odniesionym do powierzchni odwzorowania odpowiednie proporcje
są 70% i 30% (wzrosty, spadki). W aspekcie oceny geomechanicznej górotworu w obrębie terenu badań przedstawione
Rys. 6.Odkształcenia pionowe punktów sieci grawimetrycznej w okresie od 2003 do 2011 roku. Granice obszarów
górniczych czynnych kopalń oznaczono poligonami
Fig. 6. Vertical deformations of the points of the gravimetric network between 2003 and 2011. Borders of mining areas
of active mines are marked with testing grounds
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Rys. 7.Zmiany składowej pionowej natężenia siły ciężkości g w latach 2003 i 2011 na tle obszarów górniczych czynnych
kopalń (1 - granica obszaru górniczego, 2 - anomalia dodatnia absolutnej wartości siły ciężkości, 3 - anomalia ujemna
absolutnej wartości siły ciężkości, 4 - epicentrum wstrząsu o energii >107 J, 5 - epicentrum wstrząsu o energii <107 J)
Fig. 7. Changes of vertical component of gravity force g intensity (apparent gravity) between 2003 and 2011 in the
background of mining areas of active mines (1 – border of the mining area, 2 – positive anomaly of the absolute
value of gravity force, 3 – negative anomaly of the absolute value of gravity force, 4 – epicenter of a tremor of energy
> 107 J, 5 – epicenter of a tremor of energy < 107 J)
Rys. 8.Zmiany różnicowe pola składowej pionowej natężenia siły ciężkości g w latach 2002 – 2003 na
tle obszarów górniczych czynnych kopalń
Fig. 8. Differential changes in the field of vertical component of gravity force g intensity between 2002
and 2003 in the background of mining areas of the active mines
53
54
PRZEGLĄD GÓRNICZY
odwzorowanie pola może wskazywać na stan przejściowej
nierównowagi regionu. Największe pod względem powierzchni zmiany są widoczne na terenach prowadzonej eksploatacji. Tereny te uległy odkształceniom pionowym (osiadały)
w okresie od 2003 do 2011 r. (rys. 6). Mniejsze pod względem
powierzchni rejony zmian widoczne są na obszarach zlikwidowanych kopalń „Wojkowice” i „Grodziec”. Rejony anomalii
różnicowych siły ciężkości rozmieszczone są nieregularnie
na badanym terenie. Największe pod względem amplitudy
anomalie widoczne są w części południowo-wschodniej, na
terenach górniczych kopalń „Staszic”, „Murcki”, „Wesoła”,
„Wieczorek”. Obszar anomalny tworzą trzy rejony rozciągające
się równoleżnikowo. W środkowym rejonie obserwowany jest
wzrost siły ciężkości (+). W pozostałych dwóch rejonach (s5
i s6) widoczne są spadki wartości siły ciężkości (-). Anomalie
o podobnej amplitudzie zarejestrowano również w części
północno-zachodniej terenu badań na obszarze górniczym
kopalni „Bobrek-Centrum” i terenie przyległym do niego od
zachodu (s1). W obszarze tym obserwuje się znaczne spadki
natężenia siły ciężkości. W obrazie mapy wyróżnić należy
jeszcze trzy rejony o relatywnie znacznej amplitudzie przyrostu siły ciężkości. Centra tych anomalii są zlokalizowane
na obszarach górniczych kopalń „Budryk”, „Makoszowy”
i „Piekary”. Pozostałe widoczne na mapie anomalie mają
niewielką powierzchnię i jednopunktowy charakter.
Charakter i amplituda zmian siły ciężkości, które nastąpiły
w badanym obszarze w okresie 8 lat (2003-2011) uwidacznia się, gdy porówna się mapę z rys. 6 z mapą różnicowych
anomalii pola siły ciężkości z okresu 1 roku (rys. 8). Pod
względem amplitudy zmiany te są największe w północnej
części obszaru monitorowanego. Zwraca uwagę zmiana znaku
z „-” (lata 2002-2003) na „+„ (lata 2003-2011) największej
z anomalii różnicowych, rejestrowanej w północno-wschodniej
części badanego obszaru (w obszarach zlikwidowanych kopalń
„Grodziec” i „Wojkowice”). Genezę tej anomalii w roku 2003
wiązano z osiadaniem terenu i odkształceniami objętościowymi
wewnątrz górotworu odwodnionego drenażem górniczym.
2014
Zmiana znaku na „+” wskazuje, że w rejonie tym nastąpił
przyrost gęstości objętościowej górotworu spowodowany
najprawdopodobniej wypełnieniem zrobów i pustek pogórniczych wodą (podniesieniem poziomu wód podziemnych).
Potwierdzają to dane z obserwacji hydrogeologicznych tego
rejonu. Poziom wód podziemnych podniósł się od rzędnej -100
m n.p.m. w roku 2003 do rzędnej 192 m n.p.m. ( różnica 292
m). Druga ze znacznych amplitudowo anomalii różnicowych
w okresie 2002-2003 zlokalizowana była na części obszaru
górniczego zlikwidowanej kopalni „Pstrowski”. W okresie
pomiędzy latami 2003 i 2011 anomalia różnicowa zmieniła
znak z „+” na „ –” .
5. Zmiany składowej pionowej siły ciężkości w redukcji
Bouguera
Mapa zmian składowej pionowej natężenia siły ciężkości w redukcji Bouguera dg pomiędzy rokiem 2003 i 2011
przedstawiona jest na rys. 9. Jakościowe zmiany, podobnie jak
w przypadku wartości siły ciężkości g, charakteryzuje przebieg izolinii anomalii różnicowych oraz ich znak (+ i -).
W skali barw przyporządkowanej wartościom na obu mapach kolor zielony odpowiada rejonom, w których anomalia
różnicowa ma znak ujemny (w tych obszarach nastąpiło obniżenie wartości natężenia składowej pionowej siły ciężkości
w redukcji Bouguera). Odcieniami koloru czerwonego wyróżniono rejony, w których nastąpił wzrost wartości natężenia
składowej pionowej siły ciężkości. Na obu mapach izolinię
o wartości zero wyróżniono grubością i deseniem.
Ilościowe zmiany charakteryzuje przedział zmian wartości natężenia składowej pionowej siły ciężkości w redukcji
Bouguera, które dla poszczególnych map są następujące:
– anomalia różnicowa pomiędzy latami 2003-2002 (przedział zmian): - 0,2 ÷ 0,2 mGala,
– anomalia różnicowa pomiędzy latami 2003 i 2011 (przedział zmian): - 0,7 ÷ 0,2 mGala.
Rys. 9.Zmiany różnicowe pola anomalii siły ciężkości w redukcji Bouguera (ΔgBt) w latach 2003 i 2011 na tle
obszarów górniczych czynnych kopalń
Fig. 9. Differential changes in the field of gravity force anomaly in Bouguer reduction (dgBt) between 2003 and
2011 in the background of mining areas of the active mines
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Amplituda przyrostów wartości siły ciężkości nie uległa
zmianie, pomimo że anomalie różnicowe obliczono dla
różnych przedziałów czasu. Dużej zmianie natomiast uległa
amplituda obniżeń siły ciężkości. Po części jest ona spowodowana przemieszczeniami powierzchni, gdyż rejony obniżeń
siły ciężkości są zlokalizowane obecnie głównie w obszarach
czynnych kopalń. Po części jednak zmiany te wywołane są
przeobrażeniami gęstościowymi w górotworze na terenach
zlikwidowanych kopalń. W obszarach górniczych tych kopalń
zmiany są relatywnie mniejsze aniżeli w obszarach czynnych
kopalń, ale na tyle duże, że nie można ich uznać za błędy
pomiarowe czy też artefakty powstałe w procesie przetwarzania danych. W analizie map zwraca uwagę, że podobnie jak
w przypadku map obrazujących rozkład anomalii różnicowych
g (wartości absolutnych), największe pod względem amplitudy anomalie widoczne są w rejonach, w których w ostatnich
latach wystąpiły nie do końca zrozumiałe pod względem genezy przypadki ruchów górotworu (Bytom - Karb, Katowice
– Murck, wzgórze Wandy).
6. Ocena wpływu zmian pola siły ciężkości na środowisko
Wyniki badań wskazują, że w północnej części zagłębia
węglowego pomiędzy rokiem 2003 i 20011zaszły duże zmiany w analizowanych rozkładach pól siły ciężkości. Zmiany
te trudno jednoznacznie zinterpretować, gdyż istnieje słabe
podobieństwo rozkładu absolutnych wartości składowej pionowej siły ciężkości g i rozkładu wartości składowej pionowej
siły ciężkości w redukcji Bouguera δgB. Z analiz teoretycznych
55
wynika, że rozkład pola anomali czasowych δgBt powinien powielać rozkład osiadań terenu. Generalnie obserwuje się to w
zarejestrowanym obrazie anomalii różnicowych. Z odwzorowania ruchów pionowych punktów siatki grawimetrycznej wynika, że prawie cały teren badany uległ obniżeniu. Obniżenia
punktów były największe na terenach czynnych kopalń.
Mniejsze wartości obniżeń zarejestrowano na terenach kopalń
zlikwidowanych i terenach, gdzie nie było nigdy eksploatacji (np. pole rezerwowe pomiędzy kopalniami „BolesławŚmiały” i „Śląsk”). Na terenach tych osiadania punktów
były rzędu 10 – 20 cm. Zgromadzone dane wskazują, że
w obszarze badań wystąpiły również wypiętrzenia do 10 cm
(tereny zlikwidowanych kopalń „Jan Kanty”, „Sosnowiec
Niwka”, „Porąbka” oraz zachodniej części kopalni „Pstrowski”
i czynnej kopalni „Budryk”). Dane te wymagają weryfikacji
gdyż mogą być wynikiem użycia różnych technik pomiaru
wysokości w poszczególnych seriach pomiarowych. Wartość
10 cm można przyjąć jako estymatę maksymalnego błędu dla
zbioru różnic wysokości punktów grawimetrycznych z lat
2002 i 2011. Niezależnie jednak od interpretacji wypiętrzeń
zebrane dane wskazują, że zasięg wpływów prowadzonych
w analizowanym okresie eksploatacji w czynnych kopalniach
był większy, aniżeli się to powszechnie przyjmuje. Trudno
bowiem zakładać, że obserwowane ruchy powierzchni na
terenach zlikwidowanych kopalń są spowodowane jedynie
dawną eksploatacją górniczą (chociaż takiej możliwości nie
można zupełnie wykluczyć).
Przyjmując, że obniżenia wartości anomalii siły ciężkości w redukcji Bouguera są jedynie pochodną osiadania
powierzchni, istotne w aspekcie prognozowania zagrożeń
Rys. 10 Zbiorcza mapa dodatnich czasowych anomalii grawimetrycznych i ognisk wstrząsów sejsmicznych zarejestrowanych
w 2011 roku w obszarze badań (1 - granica czynnego obszaru górniczego, 2 - dodatnia anomalia czasowa absolutnej wartości składowej pionowej siły ciężkości gt > 0,2 mGala, 3 - dodatnia anomalia czasowa wartości składowej pionowej siły
ciężkości w redukcji Bouguera δgBt, 4 - epicentrum wstrząsu o energii >107 J, 5 - epicentrum wstrząsu o energii <107 J)
Fig. 10. Collective map of positive temporal gravimetric anomalies and focal points of seismic tremors registered in 2011 in the
studied area (1 – border of active mining area, 2 – positive temporal anomaly of the absolute value of the vertical component of gravity force gt > 0,2 mGal, 3 – positive temporal anomaly of the value of vertical component of gravity force in
Bouguer reduction δgBt, 4 – epicenter of tremor of energy > 107 J, 5 – epicenter of tremor of energy < 107 J)
56
PRZEGLĄD GÓRNICZY
naturalnych stają się rejony, w których wartości siły ciężkości wzrastają. W rejonach takich powodowane eksploatacją
odkształcenia rozkładają się nieregularnie w nadległych jej
partiach górotworu. Powoduje to żróżnicowanie gęstości objętościowej górotworu w układzie przestrzennym. Położenie
takich rejonów w monitorowanym obszarze uwidoczniono
na rys. 10. Ponieważ wartości absolutne składowej siły ciężkości wzrosły w okresie badań na większości powierzchni
obszaru, na mapie wyróżniono jedynie centra rejonów,
w których wartości te przyrosły o więcej niż 0,2 mGale (oznaczone na rys.10 symbolami od g1 do g5). W rejonach tych
nastąpił relatywnie największy przyrost wartości naprężeń
w górotworze (przy maksymalnym w centralnej części obszaru
górniczego kopalni „Staszic”, gdzie wartość składowej pionowej siły ciężkości wzrosła o 4,5 mGala). Drugim elementem
wyróżnionym na mapie są rejony wzrostów wartości składowej pionowej siły ciężkości w redukcji Bouguera (oznaczone
na rys. 10 symbolami dg).
Rejony anomalnych wzrostów siły ciężkości g i dg pokrywają się częściowo jedynie w północnej części obszaru
górniczego kopalni „Murcki” i w obszarze zlikwidowanej
kopalni „Grodziec”. Na zbiorczej mapie dodatnich anomalii
grawimetrycznych uwidoczniono również położenie epicentrów wstrząsów sejsmicznych, które zarejestrowano w 2011
roku w obszarze badań, w rozdzieleniu na wstrząsy słabe
(<107 J) i silne (>107 J) energetycznie. Lokalizacja ognisk
wstrząsów słabych nie wykazuje związku z polami czasowych
zmian siły ciężkości. Natomiast wstrząsy silne wystąpiły
jedynie w obszarach, w których zarejestrowano przyrost
wartości absolutnych składowej pionowej siły ciężkości
(rys. 7). Ich epicentra zlokalizowane są w strefie o kierunku
SW-NE. Rozciągłość strefy zbliżona jest do przebiegu zachodniej granicy niecki Bytomskiej i siodła Głównego oraz
powielającej ten kierunek strefy zaburzenia Orłowskiego.
Oś symetrii strefy pokrywa się z linią łączącą trzy centra
dodatnich anomalii widoczne na mapie zmian różnicowych
g z lat 2002-2003 (rys. 8). Biegnie ona od granicy pomiędzy kopalniami „Knurów-Szczygłowice”, poprzez tereny
czynnych kopalń „Makoszowy”, „Bielszowice”, „Pokój”
w obszar zlikwidowanej kopalni „Rozbark” i dalej na teren
kopalni „Bobrek-Centrum”. W obrazie mapy z 2011 wymienione dodatnie anomalie siły ciężkości już się nie uwidaczniają. Można to przypisać efektowi wystąpienia silnych
energetycznie wstrząsów sejsmicznych, po których zmienił
się rozkład masy w górotworze budującym strefę.
Tylko dwa z wyróżnionych na mapie różnicowej z roku
2011 rejonów anomalnych położone są na terenach zlikwidowanych kopalń (dg6 i g5 – kopalnie „Wojkowice”, „Grodziec”
i „Paryż”). Genezę zmian pola siły ciężkości w tych rejonach
należy wiązać ze zmianami zawodnienia górotworu. W obszarze zlikwidowanych kopalń „Wojkowice”, „Grodziec”
i „Paryż” następuje proces odtwarzania się naturalnego
zwierciadła wód podziemnych spowodowany wyłączeniem
systemów drenażu górniczego. Powoduje to przyrost gęstości
objętościowej górotworu na dużym obszarze. Przy analizie
związku czasowych zmian pola siły ciężkości z zawodnieniem górotworu należy zwrócić uwagę, że proces odwrotny,
jakim jest wznowienie drenażu, powoduje odwrócenie znaku
anomalii grawimetrycznej (z dodatniej na ujemną). Proces taki
zachodzi na dawnym obszarze górniczym kopalni „Pstrowski”.
W części tego obszaru powstał nowy zakład górniczy o nazwie
SILTECH, który wznowił proces odwadniania górotworu oraz
eksploatację złoża węgla kamiennego. W rejonie tym w okresie
pomiędzy latami 2002 i 2011 nastąpiło znaczne obniżenie wartości siły ciężkości zarówno w zbiorze danych g, jak i dg (rys.7
i rys.9). Obniżenie to jest spowodowane sumarycznym wynikiem odkształceń powierzchni oraz odwadniania górotworu.
2014
7. Podsumowanie
Z przeprowadzonych badań wynika, że regionalne pole
grawitacji na terenie objętym monitoringiem grawimetrycznym ulega zmianom w czasie, zarówno w obszarach, czynnych, jak i zlikwidowanych kopalń oraz w obszarach, gdzie nie
było eksploatacji górniczej. Zmianom ulega zarówno kształt
pola, jak i jego natężenie. Czasowe anomalie pola przyjmują
znaki dodatnie i ujemne. Największe pod względem natężenia
zmiany następują na terenach czynnych kopalń. Oscylacje
obserwowane na terenach zlikwidowanych kopalń są relatywnie mniejsze, ale znacznie przekraczające wartość błędu ich
określenia. Obserwowane zmiany pola siły ciężkości niezależnie czy są rozpatrywane w zbiorze danych natężenia siły
ciężkości g (absolutna wartość przyspieszenia ziemskiego)
czy też natężenia pola siły ciężkości w redukcji Bouguera dg
(wartość przyspieszenia ziemskiego zredukowana do poziomu
geoidy) wskazują, że w przypowierzchniowych warstwach
geologicznych zachodzą przeobrażenia masy (objętościowe
i postaciowe), które powodują zmiany ukształtowanego
procesami geologicznymi rozkładu naprężeń w górotworze
w skali regionalnej. W szczególności widać to na terenie zlikwidowanej i zatapianej obecnie kopalni „Grodziec”, gdzie
w analizowanym okresie czasu nastąpiło odwrócenie znaku
silnej anomalii pola siły ciężkości (z ,-‘ na ,+’). Zmiany g
przekładają się wprost na wartość sił działających w ośrodku
geologicznym i tym samym wpływają na zróżnicowanie
naprężeń pionowych w rejonach eksploatacji podziemnej.
Ma to niewątpliwy wpływ na poziom zagrożeń naturalnych
w kopalniach podziemnych (w szczególności wstrząsy i inne
zdarzenia dynamiczne) oraz zjawiska obserwowane na powierzchni terenów górniczych (deformacje).
Wyniki przeprowadzonych badań wskazują, że monitoring
grawimetryczny może być skuteczną metodą śledzenia procesów zachodzących na terenach górniczych i pogórniczych
w skali regionalnej. Procesy te często są niezauważalne
w skali obszaru pojedynczej kopalni. Dane z monitoringu
grawimetrycznego pozwalają na ocenę interakcji wpływów
pojedynczych kopalń oraz długoterminowych skutków eksploatacji podziemnej na środowisko regionu, a w szczególności
identyfikację rejonów o potencjalnym zagrożeniu zjawiskami
geodynamicznymi.
Niniejsza publikacja została wykonana w ramach prac
własnych Głównego Instytutu Górnictwa w Katowicach ze
środków finansowych przyznanych na działalność statutową.
Literatura
1.
2.
3.
4.
5.
6.
Fajklewicz Z.: Grawimetria górnicza. Wyd. „Śląsk”, Katowice 1980.
Fajklewicz Z., Szuster J., Graca K., Radomiński J.: Prognozowanie
grawimetryczne możliwości powstawania w wyniku ekspansji pustek,
deformacji nieciągłych powierzchni terenu pod szlakiem kolejowym
w obszarze górniczym KWK Mysłowice. „Bezpieczeństwo Pracy
i Ochrona Środowiska w Górnictwie” 1997, 9,37(9-14).
Fajklewicz Z.: Grawimetria stosowana. Wydawnictwa AGH. Kraków
2007.
Goszcz A.: Wpływ naprężeń tektonicznych na niektóre własności skał
i warunki górnicze w północno-wschodniej części Górnośląskiego
Zagłębia Węglowego (GZW). „Zeszyty Naukowe AGH” 1980, nr 27.
Kotyrba A., Balicki A., Kortas Ł.: Zmiany regionalnego pola grawitacji
w północnej części Górnośląskiego Zagłębia Węglowego w latach
2002-2003. „Przegląd Geologiczny” 2005, t. 53, nr. 4.
Kowalczyk K.: Cały kraj się obsuwa. „Geodeta. Magazyn Geo-
Nr 5
7.
8.
9.
PRZEGLĄD GÓRNICZY
informacyjny” 2006, nr 8 (135).
Lyness D.: The gravimetric detection of mining subsidence. Geophysical
Prospecting, 33, 1985 s.567-576
Marcak H.: Geomechaniczna interpretacja struktury danych geofizycznych, w szczególności sejsmologicznych, gromadzonych dla potrzeb
oceny hazardu sejsmicznego. „Przegląd Górniczy” 2010, nr 6 (1051).
Marks L., Ber A., Gogołek W. (red). Mapa geologiczna Polski w skali
1:500000. PIG. Warszawa 2005.
57
10. Szczerbowski Z.: Deformacje powierzchni a zmiany siły ciężkości-relacje w warunkach eksploatowanego górotworu. Biblioteka Eksploatacji
Podziemnej. IGSMiE PAN, Kraków 2003.
11. Stec K.: Baza danych o wstrząsach górniczych Górnośląskiej Regionalnej
Stacji Sejsmologicznej GIG. Katowice 2012 (niepublikowana).
12. Wyrzykowski T.: Mapa prędkości współczesnych pionowych ruchów skorupy ziemskiej na obszarze Polski. Skala 1:2 500 000. Instytut Geodezji
i Kartografii. Warszawa 1985.
Szanowni Czytelnicy!
Przypominamy o wzowieniu
prenumeraty „Przeglądu Górniczego”
Informujemy też, że od 2009 roku w grudniowym zeszycie P.G. zamieszczamy listę naszych
prenumeratorów.
58
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
UKD 622.333: 622.28: 622.333-049.7
Dobór obudowy zmechanizowanej dla ściany prowadzonej
w złożonych warunkach geologiczno-górniczych w KHW
S.A. KWK „Wieczorek”
Selection of powered roof support for wall driven under complex geological-mining
conditions in KHW SA, Wieczorek mine
dr inż. Sylwester Rajwa*)
mgr inż. Marek Pieszczek**)
mgr inż. Jan Guzera***)
Treść: W artykule przedstawione zostaną rezultaty obliczeń oraz analizy związane z etapem projektowania i doboru obudowy
HYDROMEL-16/35-POz zastosowanej w warunkach geologiczno-górniczych ściany 152 w pokładzie 510, w KWK „Wieczorek”.
W oparciu o obserwacje i pomiary dołowe odniesiono się także, co do możliwości stosowania dużych wartości podporności
wstępnej w obudowach zmechanizowanych prowadzonych w ścianach, w których pułapie pozostawiana jest ochronna półka
węglowa.
Abstract: This paper presents the results of calculation and analysis referring to the development and selection of HYDROMEL-16/35POz support implemented under the geological-mining conditions of longwall 152, bed 510, Wieczorek mine. Basing on
observations and underground measurements, this paper refers also to the opportunity of application of significant values of
initial supporting capacity in the powered roof supports driven in longwalls in which a protective coal shelf remains.
Słowa kluczowe:
górnictwo węgla kamiennego, obudowa górnicza, eksploatacja
Key words:
coal mining industry, mining support, exploitation
1. Wprowadzenie
Kopalnia „Wieczorek”, ogłaszając przetarg na zakup
nowej obudowy zmechanizowanej, postawiła wysokie wymagania konstruktorom i producentom tego typu wyposażenia.
Główna trudność wynikała z faktu, iż kopalnia wskazała
pierwszą lokalizację tych sekcji w złożonych warunkach
geologiczno-górniczych, którymi charakteryzuje się ściana
152 w pokładzie 510. Cześć tej ściany, początkowo prowadzona miała być w warstwie przystropowej (warstwa
III), by następnie po ok. 100 m wybiegu zlokalizować jej
czoło w II warstwie pokładu 510, pod zrobami zawałowymi
warstwy przystropowej. Ze wstępnej analizy warunków
*) Główny Instytut Górnictwa, Katowice **) Katowicki Holding Węglowy,
KWK Wieczorek ***) Prezes Zarządu PUMAR Spółka z o.o.
geologiczno-górniczych przeprowadzonych przez Zakład
Technologii Eksploatacji i Obudów Górniczych Głównego
Instytutu Górnictwa w Katowicach wynikało, że w celu
spełnienia wymagań kopalni, dotyczących warunków utrzymania stropu, niezbędnym będzie zastosowanie podporności
w sekcjach wynikających z zabudowania w nich stojaków
o średnicy 300 mm lub 320 mm. O ile wartość podporności
sekcji, zwłaszcza wstępnej, nie budziła żadnej wątpliwości
dla odcinka ściany prowadzonego pod stropem pokładu 510,
o tyle przyszli oferenci obudowy zgłaszali wątpliwość czy
jej bardzo duża wartość nie będzie powodowała niszczenia
ochronnej półki węglowej pozostawianej w pułapie ściany
152, w celu odizolowania tego wyrobiska od gruzowiska
zawałowego powstałego po eksploatacji III warstwy pokładu
510. Jednocześnie, przy rozpatrywaniu opisanej sytuacji, nie
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
można wspomagać się doświadczeniami kopalni „Wieczorek”,
gdyż nigdy wcześniej nie stosowała ona do ochrony swych
wyrobisk ścianowych zlokalizowanych pod gruzowiskiem
zawałowym sekcji obudów zmechanizowanych, w których
zastosowano stojaki o średnicach większych niż 250 mm.
W artykule przedstawione zostaną rezultaty obliczeń oraz
analizy związane z etapem projektowania i doborem obudowy
HYDROMEL-16/35-POz (zwycięzcą wspomnianego przetargu) oraz uwagi dotyczące jej stosowania na początkowym ok.
250-metrowym odcinku wybiegu ściany 152.
2. Warunki geologiczno-górnicze oraz sposób prowadzenia ściany
Pole eksploatacyjne ściany 152 zlokalizowane jest w warstwach przystropowej (III) oraz środkowej (II) (pod zrobami
ściany 305b prowadzonej w warstwie przystropowej) pokładu
510, w partii południowej, na wschód od zlikwidowanego
Szybu III.
59
Zgodnie z założeniami projektowymi, wysokość ściany
152 wynosić będzie do 3,0 m, jej długość ok. 220 m, a wybieg
ok. 695 m.
W analizowanym rejonie pokład 510 zalega na głębokości
od około 620 do 687 m i charakteryzował się początkową
miąższością od 8,6 m do 10,6 m, przy nachyleniu 1÷8°
w kierunku południowo-zachodnim. Po wyeksploatowaniu
warstwy III pozostała miąższość pokładu 510 (warstwy I
i II) wynosi 4,2÷7,0m. Nad pokładem 510 zalegają łupki ilaste
i piaskowce, oraz w przeważającej części pola ściany 152
zroby zawałowe ścian pokładu 501, zlokalizowane w odległości pionowej od około 11,5 m do 23 m. W spągu pokładu
występują łupki ilaste i łupki ilaste zapiaszczone.
Według danych dostarczonych przez Kopalnię, określonych na podstawie badań penetrometrycznych, wytrzymałości
Rc węgla pokładu 510 oraz skał otaczających, wynoszą:
– węgiel pokładu 510 16,02 ÷ 26,40 MPa, średnio 21,48,
– naturalny strop pokładu
20,49 ÷ 72,20 MPa, średnio 37,16,
Rys. 1.Szkic sytuacyjny prowadzenia ściany 152 w pokładzie 510 na dzień 01.09.2013 r.
Fig. 1. Sketch of longwall 152 in bed 510 on 1 September 2013
60
PRZEGLĄD GÓRNICZY
– naturalny spąg pokładu
38,40 MPa.
Pokład 510 w rejonie ściany 152 zaliczony został do:
– I (na odcinku pod wybraną warstwą przystropową pokładu
510) i III stopnia zagrożenia tąpaniami,
– IV kategorii zagrożenia metanowego,
– I stopnia zagrożenia wodnego.
W polu eksploatacyjnym ściany 152, prowadzono eksploatację warstwy III pokładu 510, a w odległości do 160 m nad
pokładem 510 – eksploatację pokładu 501 (KWK „Staszic”).
Poniżej do głębokości 60 m pod pokładem 510 jak dotychczas
eksploatacji nie prowadzono.
3. Dobór obudowy zmechanizowanej HYDROMEL16/35-POz do warunków pola ściany 152
Prace nad konstrukcją obudowy zmechanizowanej
HYDROMEL-16/35-POz, rozpoczęły się na długo przed
złożeniem formalnej oferty dla KHW S.A. KWK „Wieczorek”
tj. w momencie, gdy Przedsiębiorstwo „HYDROMEL” S.A.
zwróciło się do GIG o analizę warunków geologiczno-górniczych pokładu 510 pod kątem doboru obudowy zmechanizowanej. Przyszły oferent, w celu wykonania wstępnej kalkulacji
cenowej swojego produktu, chciał odpowiedzi na pytanie, jaką
podporność należy zastosować w sekcjach obudowy zmechanizowanej mającej znaleźć zastosowanie w warunkach ściany
152. Po otrzymaniu takiej informacji z GIG Przedsiębiorstwo
„HYDROMEL” S.A. przystąpiło wspólnie z ITG KOMAG
do prac konstrukcyjnych nad sekcjami HYDROMEL-16/35POz. Następnie projekt wstępny tej obudowy został ponownie
przesłany do GIG w celu wykonania bardziej szczegółowych
obliczeń w zakresie zarówno określenia wartości wskaźnika
g, jak i warunków jej upodatnienia, jakie zapewnią oferowane
sekcji w ścianie 152.
Przed przystąpieniem do obliczeń wskaźnika g w pierwszej
kolejności należało określić stopień rekonsolidacji gruzowiska
zawałowego powstałego po wybraniu warstwy III pokładu
510, a następnie oszacować jego wytrzymałość zastępczą.
Jest to parametr niezwykle istotny, mający ogromny wpływ
na obciążenie wyrobiska (a tym samym podporność obudowy) oraz konieczność i grubość pozostawianej ochronnej
przystropowej półki węglowej. Wieloletnie doświadczenia
oraz najnowsze badania [5] pozwoliły pracownikom Zakładu
2014
Technologii Eksploatacji i Obudów Górniczych Głównego
Instytutu Górnictwa na opracowanie autorskiej metody,
w oparciu o którą wartość wytrzymałości zstępczej gruzowiska zawałowego powstałego po eksploatacji warstwy
przystropowej pokładu 510 ścianą 305b, została określona
na 12,15 MPa.
Kolejną istotną sprawą mającą wpływ na podporność obudowy oraz warunki jej upodatnienia jest określenie wartości
dociążenia obudowy, będącego następstwem wstrząsu górotworu, określanego współczynnikiem ntz [1, 2, 6]. Wykonana
w pracy [4] prognoza wstrząsów wykazała, że wartość
pojedynczej energii wstrząsu wygenerowana w pakiecie
skał do 160 m powyżej pokładu 510, nie powinna przekroczyć wartości 3∙106J, a wartość maksymalnego dociążenia
w wyniku wystąpienia tego wstrząsu nie powinna być większa niż 27% w odniesieniu do obciążeń statycznych ntz=1,27.
Z tak dużymi wartościami dociążeń należało się liczyć na
początkowym odcinku wybiegu ściany prowadzonym pod
stropem naturalnym i będącym w zasięgu oddziaływania krawędzi z pokładu 510/III. Na odcinku wybiegu prowadzonym
w warunkach górotworu odprężonego po wybraniu warstwy
przystropowej pokładu 510, wartość prognozowanej energii wstrząsu nie powinna przekroczyć wartości rzędu 103J,
a dociążenia powstałe w jego wyniku 2%.
Opierając się na powyższych danych oraz zaproponowanej geometrii sekcji, ustalono, że stosując w niej stojaki
o średnicy wewnętrznej (I stopień/II stopień) 320/260 mm
powinno się zapewnić dobre warunki utrzymania stropu (g ≥
0,8) [1, 2] ściany 152 prowadzonej pod stropem naturalnym.
W przypadku prowadzenia ściany pod gruzowiskiem zawałowym, niezbędnym będzie pozostawienie w pułapie wyrobiska
ochronnej półki węglowej od 0,4 do 0,7 m. Jej grubość została
w pracy [4] ściśle określona, a w głównej mierze zależy od
charakteru odcinka wybiegu ściany i prędkości jej postępu
dobowego.
W związku z faktem, iż wspomniane obliczenia dotyczące warunków utrzymania stropu, spełniały założenia
podane przez Kopalnię „Wieczorek” w SIWZ dla zakupu
nowych sekcji obudów zmechanizowanych, Przedsiębiorstwo
„HYDROMEL” zaproponowało ostateczne parametry konstrukcyjne obudowy HYDROMEL-16/35-POz wykonane w
wersji liniowej i skrajnej, przedstawione na rys. 2 a parametry
techniczne w tab 1.
Rys. 2.Szkic sekcji obudowy zmechanizowanej HYDROMEL-16/35-POz oraz HYDROMEL-16/35-POz/BSN
Fig. 2. Sketch and technical parameters of the section of powered supports HYDROMEL-16/35-POz and HYDROMEL 16/35 POz/BSN
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
61
Tabela 1. Parametry techniczne sekcji obudowy zmechanizowanej HYDROMEL-16/35-POz oraz
HYDROMEL‑16/35‑POz/BSN
Parametr
Zakres wysokości obudowy
Zakres pracy w pokładach zagrożonych tąpaniami
Zakres pracy w pokładach niezagrożonych tąpaniami
Nachylenie podłużne
Nachylenie poprzeczne
Krok sekcji
Ciśnienie zasilania
Podporność stojaka
Podporność wstępna stojaka (32 MPa / 25MPa)
Podporność obudowy (dla sekcji liniowej)
Podporność obudowy (dla sekcji skrajnej)
Podporność wstępna obudowy (32 MPa / 25MPa) (dla sekcji liniowej)
Podporność wstępna obudowy (32 MPa / 25MPa) (dla sekcji skrajnej)
W efekcie współpracy powstała obudowa o zwartej konstrukcji, dużym stopniu przykrycia stropu oraz z przyległym
sterowaniem, zapewniająca prawidłową i ekonomiczną
eksploatację.
Obudowy zmechanizowane HYDROMEL-16/35-POz
oraz HYDROMEL-16/35-POz/BSN zostały zaprojektowane
do pracy w wyrobiskach ścianowych zagrożonych wybuchami
gazów i pyłów. W ścianowym kompleksie zmechanizowanym
obudowa HYDROMEL może współpracować z różnymi przenośnikami ścianowymi o szerokości rynny około 800÷850 mm
oraz z kombajnami ścianowymi o zabiorze około 800 mm.
Ze względu na organizację pracy w ścianie sekcje obudowy
zmechanizowanej HYDROMEL -16/35-POz (rys. 3a) pracują
z tzw. „krokiem wstecz”, a sekcje obudowy zmechanizowanej
HYDROMEL -16/35-POz/BSN (rys. 3b) „bez kroku wstecz”.
Dodatkowo sekcje zostały wyposażone w system bezprzewodowego monitorowania ciśnienia EH-PressCater
Firmy KOPEX Elektric System, umożliwiającego m.in.
kontrolę ciśnienia w przestrzeni podtłokowej stojaków oraz
wizualizację jego poziomu za pomocą diod świecących RGB,
umieszczonych w obudowach przetworników
Wartość
1,60÷3,50
1,90÷3,40
1,80÷3,40
do 12O
± 12 O
0,80
25÷32
3,0561
2,5736/2,0106
0,65÷0,75
0,55÷0,63
0,55÷0,63/0,43÷0,49
0,46÷0,53/0,36÷0,41
Jednostka
m
m
m
m
MPa
MN
MN
MPa
MPa
MPa
MPa
uznano za upodatnione zgodnie z metodą GIG, co jest równocześnie spełnieniem zapisu zawartego w Rozporządzeniu
Ministra Gospodarki z dnia 9 czerwca 2006 r. Dz.U. Nr 124
poz. 863 pkt 2, §440 [4].
Rys. 4.Przewidywane przeciążenie stojaka obudów zmechanizowanych HYDROMEL-16/35-POz i HYDROMEL16/35-POz/BSN w warunkach ściany 152 pokład 510 dla
zaworów z układem hydraulicznym o wydajności 650 l/
min
Fig. 4. Anticipated overload of the prop of powered supports
HYDROMEL-16/35-POz and HYDROMEL-16/35-POz/BSN under conditions of longwall 152 in bed 510
for valves with hydraulic system with yielding of 650l/
min
Rys. 3.Obudowa zmechanizowana HYDROMEL-16/35-POz
(a) – oraz HYDROMEL-16/35-POz/BSN (b)
Fig. 3. Photo of powered supports HYDROMEL-16/35-POz
(a) and HYDROMEL-16/35-POz/BSN (b)
Mając szczegółowe dane dotyczące konstrukcji sekcji
i dociążenia wyrobiska, określono, że bezpieczny zakres pracy
sekcji obudów zmechanizowanych HYDROMEL-16/35-POz
i HYDROMEL-16/35-POz/BSN w warunkach ściany 152,
w pokładzie 510, wynosi 2,1 ÷ 3,4 m – przy zastosowaniu
układu hydrauliki sterującej o wydajności odpowiadającej zaworowi roboczemu Q = 650 l/min oraz stojaka hydraulicznego
o współczynniku przeciążalności statycznej k = 2. Spełniając
powyższe założenia, sekcje obudów zmechanizowanych
HYDROMEL-16/35-POz i HYDROMEL-16/35-POz/BSN
4. Doświadczenia praktyczne w stosowaniu obudowy
HYDROMEL-16/35-POz w ścianie 152
Ściana 152 w pokładzie 510, która wyposażona została
w obudowę zmechanizowaną HYDROMEL-16/35-POz rozpoczęła swój bieg 15.07.2013 r. Na dzień 04.09.2013 postęp
ściany wyniósł ok. 190 m, średnie dobowe wydobycie ze
ściany w miesiącu lipcu wyniosło ok. 3300 ton, zaś w sierpniu
- 3650 ton. Maksymalne dobowe wydobycie ze ściany wyniosło ok. 6000 ton. Można generalnie przyjąć, że w miesiącu
lipcu znaczna cześć ściany 152 prowadzona była pod stropem
naturalnym pokładu 510 (warstwa III), zaś jedynie odcinek ok.
50 m jej długości w II warstwie pokładu 510. W tym czasie
na wybiegu ściany w jej czole nie występowały żadne zlikwi-
62
PRZEGLĄD GÓRNICZY
dowane wyrobiska korytarzowe wydrążone w pokładzie 510.
Z początkiem sierpnia cały front ściany 152 zaczął „schodzić”
do warstwy II pokładu 510, pod zroby zawałowe warstwy
przystropowej. W tym czasie w ścianie wystąpiły pewne utrudnienia w rytmiczności wydobycia, związane z pojawieniem się
na jej wybiegu zlikwidowanej Pochylni XIV/I wydrążonej w
warstwie przyspągowej. Szczególne utrudnienia (obwały) w
utrzymaniu stropu miały miejsce w rejonie, gdzie w spodku
ściany zalegała zlikwidowana Pochylnia XIVb/I, a w pułapie
zroby ściany 305b (Rys. 1). Utrudnienia te związane były
ze słabszą rekonsolidacją gruzowiska w rejonie przecinki
rozruchowej ściany 305b, jak też trudnością w utrzymaniu
zalecanej grubości ochronnej półki węglowej w związku
z nieregularną eksploatacją pokładu 510 ścianą 305b (brakiem
prowadzenia ściany w bezpośrednim kontakcie ze stropem
pokładu 510 i pozostawianiem półki węglowej).
Opisane utrudnienia nie były zatem związane ze stosowaniem obudowy HYDROMEL, jej niewłaściwą podpornością
lub trudnościami w prowadzeniu przy przechodzeniu frontu
eksploatacji z warstwy III do warstwy II pokładu 510. Nie
stwierdzono także utrudnień w utrzymaniu stropu przez
przedmiotowe obudowy pomimo dużej aktywności sejsmicznej górotworu. W okresie od uruchomienia ściany do
16.08.2013 r. w ścianie prowadzonej w warunkach III stopnia
zagrożenia tąpaniami wystąpiły 792 wstrząsy górotworu
z czego 3 charakteryzowały się energią wstrząsu rzędu 105J.
Na odcinku wybiegu ściany zlokalizowanym pod gruzowiskiem zawałowym warstwy przystropowej zaliczonym
do I stopnia zagrożenia tąpaniami, aktywność sejsmiczna,
w porównywalnym okresie czasu, obniżyła się zarówno jeśli
chodzi o liczbę wstrząsów do 199, jak i ich maksymalne
energie – maks. rzędu 104J przy krawędzi 510/III i 103J
poza wpływem krawędzi. Tym samym potwierdzone zostały
prognozy wykonane przez GIG [4], a dotyczące dociążenia
wyrobiska ścianowego będącego wynikiem maksymalnego
wstrząsu górotworu i związane z tym zalecenia w zakresie sposobu upodatnienia sekcji obudowy HYDROMEL-16/35-POz.
Uzasadnienie, dzięki wyposażeniu sekcji w system
monitorowania ciśnienia EH-PressCater Firmy KOPEX
Electric System, znalazło także zastosowanie w obudowie
HYDROMEL podporności wynikających z zabudowania
2014
w sekcji stojaków o średnicy 320 mm (Rys. 5). Z danych
otrzymanych z tego systemu wyraźnie widać, iż w czasie
dłuższego ok. 12-godzinnego postoju ściany, ciśnienie
w przestrzeni podtłokowej wzrasta do wartości ciśnienia roboczego tj. ok. 38 MPa (obszar pracy na wykresie oznaczony
okręgiem). Tym samym podporność każdego z zabudowanych
w sekcji stojaków wynosi ok. 3,0 MN i jest to wartość dwukrotnie wyższa niż ta, którą mogą uzyskać stojaki o średnicy
210 mm, dotychczas powszechnie stosowane w warunkach
KWK „Wieczorek”. Gdyby takie przejawy ciśnienia wystąpiły
na sekcjach wyposażonych w stojaki 210 mm, w pierwszej kolejności doszłoby do zaciskania sekcji, w dalszej do przerwania ciągłości ochronnej półki węglowej i powstania obwału.
Z analizy danych uzyskanych z monitoringu można zauważyć
także dynamikę zmian ciśnienia w stojakach, w przypadku
rozparcia stojaków z odpowiednią podpornością wstępną (obszar II), jak i zbyt niską (obszary III i IV). Zmiany te są niczym
innym jak ruchem skał stropowych w kierunku wyrobiska [3],
co jest związane z ich uginaniem i możliwością ich opadu do
przestrzeni wyrobiska ściany 152. Z przebiegu wartości ciśnienia w obszarze zaznaczonym jako V na rys. 5, wnioskujemy
ponownie o istotnym wzroście obciążenia podczas postoju
ściany, a lokalne obniżenie wartości (ok. godz. 20) świadczyć
może o zagnieceniu (rozkruszeniu) urobku zalegającego na
stropnicy sekcji nr 50. Z obserwacji tych danych wysnuć także
należy bardzo ważny wniosek dotyczący prowadzenia ściany,
w której pułapie zalega ochronna półka węglowa, iż przy
prawidłowej konstrukcji obudowy, właściwej jej geometrii
pracy, nawet bardzo duża podporność wstępna nie powoduje
niszczenia struktury węgla. Tym samym, podobnie jak to się
ma w przypadku, gdy ściana prowadzona jest pod stropem
naturalnym, poprawie ulegają warunki prowadzenia ściany
w efekcie lepszej współpracy obudowy z górotworem poprzez
ograniczenie ruchu skał w kierunku wyrobiska.
5. Podsumowanie
Prawidłowy dobór obudowy zmechanizowanej do określonych warunków geologiczno-górniczych jest procesem bardzo
złożonym i długotrwałym, wymagającym współpracy pomię-
Rys. 5.Przebiegi zmian ciśnienia w dniu 16.09.2013 r. w stojakach sekcji nr 50 zabudowanej w ścianie 152 – pokład 510
Fig. 5. Cycles of pressure changes on 16 September 2013 in props of section no. 50 mounted in longwall 152, bed 510
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
dzy przyszłymi użytkownikami, konstruktorami oraz jednostkami badawczymi [6]. Jak wykazano w artykule, odpowiednio
wcześnie podjęta współpraca pomiędzy Przedsiębiorstwem
„HYDROMEL” S.A. i GIG w oparciu o pozyskane informacje
dotyczące warunków geologiczno-górniczych i oczekiwań
z KHW S.A. KWK „Wieczorek”, przyniosła wymierne efekty
w postaci wysokiego wydobycia uzyskanego ze ściany 152 –
pokład 510, przy wykorzystaniu sekcji liniowych i skrajnych
obudowy zmechanizowanej HYDROMEL-16/35-POz.
Przeprowadzone obserwacje oraz analizy pracy sekcji
HYDROMEL-16/35-POz potwierdzają słuszność przyjętych
założeń projektowych dotyczących: wstrząsów górotworu,
obciążenia wyrobiska ściany 152 ze strony górotworu w tym prognozy stopnia rekonsolidacji gruzowiska zawałowego, upodatnienia sekcji oraz zastosowanych w nich
podporności. Dzięki zabudowanemu w sekcjach systemowi
monitoringu ciśnień w podtłokowych przestrzeniach stojaków, możliwym było pozyskanie wielu ciekawych informacji
w zakresie współpracy obudowy z górotworem. Bardzo istotnym, w oparciu o dane z monitoringu i obserwacje dołowe
wydaje się być stwierdzenie, iż przy prawidłowej konstrukcji
obudowy, właściwej jej geometrii pracy, nawet bardzo duża
podporność wstępna nie powoduje niszczenia struktury węgla
zalegającego w pułapie wyrobiska ścianowego. Stwierdzenie
to przeczy tym samym dość powszechnie panującemu przekonaniu o niszczeniu półki węglowej lub skał stropowych
o niskiej wytrzymałości przez sekcje obudów zmechanizowanych o dużych podpornościach wstępnych, wynikających
z zastosowania w nich stojaków o średnicach powyżej 300 mm.
Literatura
1.
Biliński A.: Wyznaczanie potrzebnej podporności obudowy dla wyrobisk
ścian zawałowych. Prace GIG. Katowice 1995.
2.
3.
4.
5.
6.
7.
63
Biliński A., Kostyk T., Prusek S.: Zasady doboru obudowy zmechanizowanej dla wyrobisk ścianowych. „Bezpieczeństwo Pracy
i Ochrona Środowiska w Górnictwie”. 1997, nr 3 (31).
Płonka M., Rajwa S.: Assessment of Powered Support Loadings in Plow
and Shearer Longwalls in Regard to the Pressure Measurements in Props.
International Mining Forum 2011. 24-26 November 2011 – Bogdanka,
Poland. A Balkema Book. CRC Press, © 2011 Taylor & Francis Group,
London, UK, s. 221-232.
Płonka M. i inni: Dobór obudów zmechanizowanych HYDROMEL16/35-POz i HYDROMEL-16/35-POz/BSN do warunków geologiczno-górniczych w KHW S.A. KWK WIECZOREK. Praca badawczo-rozwojowa o symbolu 581 14583-152. GIG, Katowice 2013 (praca
niepublikowana).
PROSAFECOAL (2007-2010) - Increased productivity and safety of
European coalmines by advanced techniques, knowledge and planning
tools enabling strata control of the face-roadway junction (Zwiększenie
produktywności i bezpieczeństwa w europejskich kopalniach węgla
kamiennego poprzez zastosowanie zaawansowanych technik i narzędzi
projektowania umożliwiających lepszą kontrolę stropu w strefie skrzyżowania ściana-chodnik) – projekt realizowany w ramach Funduszu
Badawczego dla Węgla i Stali (Research Fund for Coal and Steel),
w latach 2007 – 2010, nr kontraktu RFCR-CT-2007-00001 (praca
niepublikowana).
Rajwa S.: Wpływ konstrukcji stojaka hydraulicznego w ścianowej
obudowie zmechanizowanej na utrzymanie stropu. Praca doktorska.
Katowice 2004.
Rajwa S., Bulenda P., Masny W., Chowaniec A., Skrzyszowski P.:
Określenie istotnych wymagań konstrukcyjnych dla obudowy zmechanizowanej przeznaczonej do pracy w warunkach silnego zagrożenia
tąpaniami. „Bezpieczeństwo Pracy i Ochrona Środowiska w Górnictwie”
2012, nr 4 (212).
64
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
UKD 622.333: 622.2-045.43: 621.313
Pomiar sił skrawania węgla
z wykorzystaniem przyrządu pou-bw/01-wap
Measurement of cutting force of coal by use
of the POU-BW/01-WAP device
Dr hab. inż. Witold Biały, prof. Pol. Śl.*)
Treść: Przedstawiono budowę oraz zasadę działania unikalnego na skalę światową przyrządu umożliwiającego pomiar wartości sił
biorących udział w procesie skrawania (urabiania węgla) nazwanego przez autora POU-BW/01-WAP. Jest jedynym na świecie
przyrządem, za pomocą którego istnieje możliwość bezpośredniego wyznaczenia wartości dwu składowych sił biorących udział
w procesie skrawania. Wyznaczenie wartości tych sił jest możliwe za pomocą dwu niezależnych bloków pomiarowych, które
stanowią tensometryczne czujniki siły: skrawania Fs i docisku noża Fd oraz czujnik ciśnienia medium zasilającego przyrząd. Do
rejestracji tych sił, zastosowany został nóż stosowany w ścianowych kombajnach bębnowych – styczno-obrotowy. Urządzenia
układu pomiarowego przyrządu POU-BW/01-WAP, to zestaw elementów do Pomiaru Siły Skrawania Węgla (PSSW). Integralną
częścią przyrządu jest również specjalny program komputerowy (Coal Test), dzięki któremu można wyznaczyć siły oraz momenty
sił działających na głowicę urabiającą kombajnu, a tym samym prognozować moc głowicy urabiającej ścianowego kombajnu
I M2 Ex ib I Mb, umożliwiający pracę w warunkach rzeczywistych, jako
bębnowego. Przyrząd posiada certyfikat ATEX
urządzenia przeznaczonego do użytku w przestrzeniach zagrożonych wybuchem – zgodnie z dyrektywą 94/9/EC.
Abstract: This paper presents the construction and principle of operation of the global scale unique device which allows to measure
the values of cutting force called POU-BW/01-WAP. It is the only device around the world which enables direct indication
of values of two components of cutting forces. Indication of the value of the cutting forces is possible thanks to the two
independent measuring units which are the tensometric sensors of cutting force (Fs), knife downforce (Fd) and the sensor
of the device feeding pressure. Those forces were registered by the use of the tangential-rotational tool, commonly applied
in longwall drum cutter-loaders. The measurement system instruments of the POU-BW/01-WAP device are set of elements
for the Measurement of Cutting Forces of Coal. A complex computer program (Coal Test) which is an integral part of the
device, allows to indicate the forces and moments of forces acting on the loader’s cutting head, thus to determine the power
of the cutting head of the longwall drum cutter-loader. The device is approved by the ATEX I M2 Ex ib I Mb certificate which
gives the right to work in real conditions and it is intended for the use in explosive atmosphere – according to the 94/9/EC
directive.
Słowa kluczowe:
przyrząd, opory urabiania, urabialność węgla, pomiar siły skrawania, tensometria, urządzenie pomiarowe
Key words:
device, cutting forces, workability of coal, measurement of cutting force, tensometry, measuring instruments
1. Wprowadzenie
W polskim górnictwie węglowym eksploatacja złóż węgla
odbywa się głównie systemami ścianowymi z urabianiem
mechanicznym za pomocą ścianowych kombajnów bębnowych. Rozwój mechanizacji urabiania węgla dyktowany jest
głównie przez:
– dużą koncentrację wydobycia,
– ograniczenie stanowisk pracy,
– podniesienie efektywności ekonomicznej produkcji.
*) Politechnika Śląska, Wydział Organizacji i Zarządzania, Instytut
Inżynierii Produkcji
Aby sprostać tym wymogom oraz warunkom ekonomicznym, należy dążyć do podwyższenia efektywności wykorzystania maszyn i urządzeń służących do mechanicznego
urabiania pokładów węgla, które można osiągnąć przez:
– obniżenie energochłonności urabiania,
– zwiększenie trwałości i niezawodności narzędzi oraz
organów urabiających,
– doskonalenie transmisji energii od silnika do organu urabiającego,
– zautomatyzowanie procesu urabiania,
– zwiększenie bezpieczeństwa i warunków pracy obsługujących urządzenia.
Zachodzi w związku z tym potrzeba ustawicznego doskonalenia metod i środków badawczych, zmierzających do
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
określenia sumy oporów stawianych przez urabiany materiał
(węgiel) przy oddzielaniu jego części, a więc określenia mocy
kombajnu potrzebnej do urabiania w konkretnych warunkach
geologiczno-górniczych przy żądanej prędkości posuwu.
Na warunki urabiania składają się:
– warunki geologiczno-górnicze zalegania złoża,
– urabialność,
– położenie oraz rozmieszczenie narzędzi skrawających,
– kształt narzędzia, ich współdziałanie,
– trwałość i niezawodność maszyn,
– zużycie energii w procesie urabiania.
Właściwości te określają technikę i technologię procesu
eksploatacji. Mają one zasadniczy wpływ na efektywność
urabiania – decydują o wydajności maszyn urabiających.
To tylko niektóre z czynników (ale jakże istotne), które
warunkują efektywność mechanicznego procesu urabiania.
Wynika stąd, że poprawę można osiągnąć poprzez wielokierunkowe działania, wśród których istotne jest doskonalenie
metod doboru ścianowych kombajnów bębnowych do istniejących warunków geologiczno-górniczych. Działania takie
zawierają się nie tylko w sferze konstrukcji, ale również w
badaniach podstawowych nad mechanizmami towarzyszącymi procesom urabiania węgla [3].
1. Przyrząd POU-BW/01-WAP
Przyrząd odwzorowujący charakter pracy ścianowego
kombajnu bębnowego POU-BW/01-WAP zmontowany
i gotowy do pracy został przedstawiony na rys. 1 [2, 4].
Rys. 1.Przyrząd zmontowany i gotowy do pracy
Fig. 1. Assembled and operational device
Przyrząd POU-BW/01-WAP umożliwia wykonanie
skrawów w płaszczyźnie pionowej (prostopadłej do stropu
i spągu), o dwu zwrotach urabiania. W trakcie pracy odwzorowywany jest rzeczywisty charakter pracy ścianowych
kombajnów bębnowych, gdyż skraw pomiarowy ma zmienny
kierunek skrawania w przybliżeniu poczynając od poziomego
65
poprzez pionowy do poziomego, ale o przeciwnym na końcu
zwrocie.
Ponieważ przyrząd jest wyposażony w tensometryczne
czujniki siły oraz w czujnik ciśnienia, to umożliwia wyznaczenie sił skrawania z dwu niezależnych źródeł pomiarowych,
a tym samym istnieje możliwość weryfikacji uzyskanych
wyników pomiarów – siły skrawania Fs oraz siły docisku
noża Fd. Po wykonaniu pomiarów, wyniki zarejestrowane
przez rejestratory podlegają dalszej obróbce, za pomocą
specjalnego programu komputerowego, który jest integralną
częścią przyrządu.
2. Pomiar sił na nożu skrawającym przyrządu POUBW/01-WAP
Przyrząd POU-BW/01-WAP zapewnia możliwość dokonania pomiaru wartości sił skrawania, oddziaływujących na
noże w trakcie procesu urabiania calizny węglowej. Metodą
która zapewnia dokonanie takiego pomiaru z odpowiednią
dokładnością jest metoda tensometrii oporowej, gdyż umożliwia dokładny pomiar odkształceń. W praktyce sprowadza się
do mierzenia wydłużeń na powierzchni ciała pod wpływem
oddziaływania znanych sił zewnętrznych.
Znając stałą sprężystości badanego materiału oraz wynik
pomiaru wydłużenia właściwego można, korzystając z prawa
Hookea, obliczyć wartości występujących w materiale naprężeń, a poprzez to inne wielkości mechaniczne, takie jak: siłę,
moment gnący, ciśnienie itp.
Gdy badania mają być prowadzone w warunkach normalnej eksploatacji, najlepiej zastosować metodę tensometrii
oporowej, która wykorzystuje tensometry zaliczane do grupy
tensometrów elektrycznych. Metoda ta zapewnia możliwość
wykonywania wielopunktowych pomiarów przy zdalnej rejestracji wyników, lub z bezpośrednim ich przekazywaniem do
urządzenia rejestrującego (komputera). Taki układ pomiarowy
ma bardzo małą bezwładność, co daje możliwość pomiarów
wielkości szybkozmiennych.
Ze względu na to, że we współczesnych ścianowych
kombajnach bębnowych najpowszechniej stosowane są noże
styczno-obrotowe, najpoważniejszym problemem było skonstruowanie elementu pomiarowego przyrządu w taki sposób,
by pomiar był w ogóle możliwy. Noże styczno-obrotowe
mają bowiem możliwość obracania się w uchwytach, co
uniemożliwia naklejenie tensometrów bezpośrednio na nich
w taki sposób, by odbierać sygnał. Zaproponowano rozwiązanie, które umożliwia dokonanie w prosty sposób pomiaru
sił, a następnie, dzięki znanym parametrom geometrycznym
urządzenia, umożliwia za pomocą elementarnych wzorów
obliczenie parametrów obciążenia, np. w postaci sił. Nie bez
znaczenia jest również możliwość obróbki statystycznej rezultatów dowolnej liczby pomiarów, z których każdy jest zapisem
przebiegu obciążenia danego noża w czasie rzeczywistym.
Ponieważ przyrząd jest wyposażony w czujniki siły oraz
czujnik ciśnienia, stąd umożliwia wyznaczenie sił skrawania
z dwu niezależnych źródeł pomiarowych, a tym samym istnieje możliwość weryfikacji uzyskanych wyników pomiarów
– siły skrawania Fs oraz siły docisku noża Fd.
2. Urządzenie do pomiaru sił skrawania węgla (PSSW)
Sposób rozmieszczenia elementów składowych urządzenia do pomiaru sił skrawania węgla przedstawiono na rys.
2, natomiast struktura układu PSSW została przedstawiona
na rysunku 3 [1, 5]. Urządzenie PSSW (rys. 2), składa się
z następujących urządzeń elektrycznych:
66
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
– Pulpit Operatorski (1) – nadrzędny sterownik pełniący
funkcję interfejsu operatora, umożliwiając monitorowanie
wyników pomiaru na wyświetlaczu,
– Konwerter Analogowo-Cyfrowy KAD/CAN (2) – przetwarza sygnał analogowy z dwu tensometrycznych czujników mostkowych konwersji analogowo-cyfrowej oraz
przesyła dane pomiarowe do pulpitu operatorskiego za
pośrednictwem magistrali szeregowej CAN,
– Analogowy Przetwornik Ciśnienia (3) – umożliwia pomiar ciśnienia medium w instalacji hydraulicznej układu
przeznaczonego do pomiaru siły skrawania węgla,
– Zasilacz Iskrobezpieczny (4) – przeznaczony do zasilania
iskrobezpiecznym napięciem 12V DC, urządzeń elektrycznych zastosowanych w układzie do pomiaru sił skrawania
węgla,
– Przenośny Moduł Pamięci (5), który ma za zadanie gromadzenie danych pomiarowych. Zarejestrowane dane zapisane w postaci plików służą do analizy oraz wizualizacji
w formie tabel i wykresów – przenoszone są do komputera
PC znajdującego się na powierzchni.
Parametry techniczne układu PSSW:
zakres pomiarowy dla siły skrawania, Fs 0,007-75kN,
zakres pomiarowy dla siły docisku, Fd 0,002-25kN,
jednostki wyświetlane
kN oraz MPa,
rozdzielczość przetwornika A/C10000 działek,
maksymalny błąd pomiaru
< 0,03% + błąd
czujnika,
– temperaturowy błąd pomiaru
< 0,07%/10K +
błąd czujnika,
–
–
–
–
–
Rys. 2.Przyrząd POU-BW/01-WAP
Fig. 2. POU-BW/01-WAP device
Rys. 3.Struktura układu PSSW
Fig. 3. Structure of the Measurement of Cutting Forces of Coal system
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
czas pojedynczego pomiaru
1,5s,
czas próbkowania
20ms,
liczba pamiętanych pomiarów
10,0
rozpoczęcie rejestracji pomiarów
natychmiast po
przekroczeniu progu,
– pojemność modułu pamięci
1GB,
– sygnalizacja awarii i przekroczeń
świetlna i akustyczna,
I M2 Ex ib I
– oznaczenie poziomu bezpieczeństwa
Urządzenia układu pomiarowego PSSW porozumiewają
się ze sobą za pośrednictwem magistrali komunikacyjnej
CAN. Układ zasilany jest z iskrobezpiecznego zasilacza
napięciem 12VDC. Jednostką nadrzędną układu jest Pulpit
Operatorski POp-1. W głowicy urządzenia zamontowane
są dwa tensometryczne czujniki mostkowe, których pomiar
odkształceń sprężystych umożliwia pośredni pomiar wielkości pochodnych, takich jak siła. Zmiany sił działających na
głowicę pomiarową powodują zmiany rezystancji w mostkach tensometrycznych czujników, co skutkuje wyjściem
mostków ze stanu równowagi i pojawieniem się napięcia na
wyjściach mostków. Sygnał (napięcie) z każdego czujnika
siły przekazywany jest do konwertera analogowo-cyfrowego
KAD/CAN, gdzie jest wzmacniany i po konwersji w postaci
cyfrowej wysyłany magistralą komunikacyjną CAN do pulpitu
operatorskiego i dalej przetwarzany.
Pomiary wykonywane są w krótkich seriach pomiarowych,
których wyniki są zapamiętywane na podłączonym do pulpitu
iskrobezpiecznym module pamięci PIMP-1. Poziom ciśnienia
w instalacji hydraulicznej układu kontroluje czujnik PAC-1,
który na bieżąco informuje jednostkę centralną o aktualnej
wartości ciśnienia medium.
Pulpit Operatorski POp-1 w układzie PSSW pełni funkcję
interfejsu operatora i jednostki centralnej mogącej pracować w podziemnych wyrobiskach zakładów górniczych
w polach niemetalowych i metanowych. Jest urządzeniem
uniwersalnym, którego obwody wejścia/wyjścia mogą być
konfigurowane w zależności od wymagań użytkownika. Dane
przekazywane do pulpitu są przesyłane do modułu pamięci
PIMP-1, w którym są przechowywane.
Moduł pamięci PIMP-1 przeznaczony jest do gromadzenia danych z układu pomiarowego siły skrawania węgla
i przenoszenia ich do innego urządzenia powierzchniowego
wyposażonego w port USB. Dane zorganizowane są w postaci plików w drzewie katalogów pogrupowanych według
lat i miesięcy. Każdy plik ma indywidualną, niepowtarzalną
nazwę, która pomaga w identyfikacji czasu w jakim pomiar
został zarejestrowany. Informacje zgromadzone w plikach
mogą posłużyć do analizy i wizualizacji w formie tabel,
wykresów itp.
Do tego celu został opracowany program AW-PSSW –
Analiza Wyników Pomiaru Siły Skrawania Węgla.
Podstawowa plansza prezentowana na wyświetlaczu zawiera informujące o wartościach najważniejszych wielkości
określających stan nadzorowanego procesu, czyli przeliczone
wartości sił mierzonych przez czujniki tensometryczne oraz
wartość ciśnienia wskazywana przez czujnik PAC-1.
Na wyświetlaczu graficznym POp-1 (o rozdzielczości
128x64 punkty – rys. 4), przedstawiane są wyniki pomiaru
siły skrawania, siły docisku oraz ciśnienia medium w instalacji
hydraulicznej.
W pamięci wewnętrznej urządzenia zapisane są wyniki
z dziesięciu ostatnich pomiarów tych wielkości. W przypadku
wystąpienia stanów awaryjnych użytkownik informowany jest o
zaistniałym fakcie odpowiednim komunikatem. Urządzenie posiada najwyższy priorytet w hierarchii urządzeń przyłączonych
do magistrali wymiany danych CAN. Dodatkowym atutem
urządzenia jest szybkość działania i prosty w obsłudze interfejs.
67
–
–
–
–
Rys. 4. Ekran powitalny POp-1
Fig. 4. Startup screen of the POp-1
3. Wykonywanie pomiarów
Układ PSSW będąc w stanie oczekiwania gotowy jest do
wykonania pomiaru. Aby uruchomić funkcję „pomiar” należy:
– uruchomić przycisk OK na panelu operatorskim POp-1,
co spowoduje uruchomienie funkcji oczekiwania na przekroczenie progu rejestracji,
– dźwignią zaworu w układzie hydraulicznym uruchomić
ruch ramienia przyrządu, na którym umieszczony jest nóż
pomiarowy.
Po zidentyfikowaniu przekroczenia progu rejestracji,
uruchomiony zostaje czas trwania rejestracji, co zostaje potwierdzone zaświeceniem się wskaźnika STAN na zielono.
Czas trwania jednego pomiaru wynosi 1,5 s – w tym czasie
zapisywanych jest 75 próbek pomiaru.
Po upływie tego czasu gaśnie wskaźnik STAN, a na ekranie
wyświetlone zostają średnie wartości z zarejestrowanych sił
skrawania oraz docisku (rys. 5).
Rys. 5.Wyświetlacz POp-1 z wartościami sił oraz ciśnienia
Fig. 5. Display of the Pop-1 with force and pressure values
Prezentowana na ekranie wartość ciśnienia jest wartością
pochodzącą z odczytów on-line (rys. 5). W kolejnym kroku,
układ przechodzi w stan 60-sekundowej blokady, co zostaje
zasygnalizowane żółtym kolorem wskaźnika STAN. Następny
pomiar jest możliwy do wykonania po zdjęciu blokady i wprowadzeniu układu pomiarowego w stan oczekiwania.
W przypadku przekroczenia zakresu pomiarowego
w trakcie wykonywania pomiaru (co najmniej przez jeden
68
PRZEGLĄD GÓRNICZY
z czujników), następuje natychmiastowe przerwanie rejestracji
wyników pomiaru, co jest potwierdzone zaświeceniem się
wskaźnika STAN na czerwono. Ponadto na ekranie pojawia się
komunikat „PRZEKROCZONY ZAKRES POMIAROWY”.
Po zaistnieniu takiego przypadku, układ przed następnym
pomiarem należy „zresetować” poprzez wyłączenie napięcia
zasilania i po chwili ponowne załączenie. Układ pomiarowy
przechodzi w stan oczekiwania i jest gotowy do ponownej
rejestracji sił skrawania oraz docisku.
Na panelu operatorskim POp-1 możemy dokonać przeglądu wyników pomiaru z ostatnich dziesięciu pomiarów,
które znajdują się w menu historii. Natomiast wszystkie
zarejestrowane wyniki pomiarów w trakcie wykonywania
prób, można odczytać na stanowisku powierzchniowym,
z wykorzystaniem komputera PC.
4. Analiza wyników pomiaru sił skrawania węgla (AWPSSW)
Program AW-PSSW umożliwia wizualizację i przeprowadzenie analizy zebranych informacji z układu Pomiaru Sił
Skrawania Węgla (rys. 6).
Do głównych możliwości programu należą:
– przegląd zebranych plików w postaci uporządkowanych
tabelarycznie wpisów,
– konwersja plików DAT do arkusza kalkulacyjnego,
– wizualizacja danych w formie wykresów,
– analiza danych przy pomocy histogramu i statystyki wyników,
– wydruk pomiarów,
– eksport pomiarów do pliku tekstowego.
Do poprawnej pracy programu niezbędny jest komputer
typu PC z zainstalowanym systemem Windows XP oraz środowiskiem Micrsotf.NET Framework 3.5.
Rys. 6.Plansza graficzna programu AW-PSSW
Fig. 6. Graphic screen of the AW-PSSW program
2014
5. Program Coal Test
Po wykonaniu pomiarów, wyniki zarejestrowane przez
rejestratory i zapisane w module pamięci PIMP-1 podlegają
dalszej obróbce, za pomocą specjalnego programu komputerowego (Coal Test), który jest integralną częścią przyrządu.
Uruchamiając program Coal Test, na ekranie monitora pokaże się okno powitalne, a następnie główne okno programu.
W pierwszej kolejności wprowadzamy parametry geometryczne noży zainstalowanych na organie urabiającym (rys.
7). Przy opisie geometrii rozmieszczenia noży na organie
urabiającym bierze się pod uwagę zespół: nóż – uchwyt noża.
Geometria organu urabiającego ścianowego kombajnu
bębnowego opisana została następującymi parametrami:
– liczba noży na organie urabiającym (numer noża) – X, szt,
– odległość wierzchołka ostrza noża od osi obrotu organu
urabiającego – R, mm,
– odległość wierzchołka ostrza noża od płaszczyzny yz –
x, mm,
– kąt obwodowy położenia noża – φ [o],
– kąt obrotu noża w stosunku do osi obrotu bębna (organu
urabiającego) – β1 [o],
– kąt pochylenia noża – α1 [o],
– kąt obrotu wierzchołka ostrza noża – γ1 [o].
W przypadku, gdy plik zostanie poprawnie wprowadzony
do aplikacji, na zakładce zostaną przedstawione parametry
noży na organie urabiającym, jak również pokazane zostanie
rozmieszczenie noży na głowicy urabiającej (rys. 8) oraz kolejność wchodzenia noży przy jednym pełnym (360o) obrocie
organu urabiającego.
Wprowadzając do programu wartości sił (Fs, Fd) zmierzone i zarejestrowane w trakcie wykonywania pomiarów,
w tabeli wynikowej wyznaczone i zaprezentowane zostaną
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
69
Rys. 7. Okno programu – parametry geometryczne
Fig. 7. Application window – geometric parameters
Rys. 8.Rozmieszczenie noży na organie urabiającym
Fig. 8. Arrangement of cutting tools on the cutting unit
zarówno wartości sił (rys. 9), jak i momentów sił – należy
określić operację, którą chce się wykonać. Na opcji wyboru
wybieramy operację spośród:
– siła,
– momenty siły.
W celu wykonania algorytmu obliczeń oprócz wypełnienia tabeli na zakładce Tabela wejściowa, trzeba określić
dolny i górny zakres obliczeń, tzn. należy określić dolny i
górny zakres numeru noża, który ma zostać uwzględniony w
algorytmie obliczeń (górna wartość nie może być większa od
liczby noży w tabeli).
Po wykonaniu algorytmu, wyniki uzyskane dla każdego
noża organu urabiającego zostają zaprezentowane w tabeli
wynikowej (rys. 9), jak również na wykresach (rys. 10).
Użytkownik ma możliwość obejrzenia wyników algorytmu na następujących wykresach:
– kolumnowy,
– liniowy,
– punktowy.
Dodatkowo algorytm wylicza sumy, jak i wartości średnie, zarówno dla sił, jak i momentów sił. Wartości sum, jak
i wartości średnie zaprezentowane są w polach edycyjnych.
70
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
Rys. 9.Wartości sił na organie urabiającym
Fig. 9. Values of forces on the cutting units
Rys. 10. Wykresy wartości sił (momentów sił)
Fig. 10. Diagrams of force values (moments of forces)
6. Podsumowanie
W specyficznych warunkach panujących pod powierzchnią ziemi w rejonie urabiania, obok monitorowania stanu
technicznego środków technicznych ważne jest jak najlepsze
rozpoznanie warunków eksploatacji złoża, co przyczynia się
do optymalnego doboru maszyn uczestniczących w procesie
wydobywczym. Odpowiedni dobór maszyn i urządzeń powoduje wydłużenie ich czasu bezawaryjnej pracy, zwiększenie
dostępności, a co za tym idzie, wzrost efektywności procesu
wydobywczego wyrażonego poprzez koncentrację wydobycia.
Stąd pomiar urabialności węgla może być jednym z istotnych
czynników dla oceny możliwości efektywnej eksploatacji, który pozwoli na optymalny dobór parametrów eksploatacyjnych
maszyn urabiających.
Przyrząd określający urabialność węgla lub skał otaczających złoże węglowe POU-BW/01-WAP, umożliwia wykonanie
skrawów w płaszczyźnie pionowej (prostopadłej do stropu
i spągu), o dwu zwrotach urabiania – odwzorowuje rzeczywisty charakter pracy ścianowych kombajnów bębnowych.
W przyrządzie jako nóż pomiarowy zastosowano nóż, który instalowany jest w kombajnach bębnowych (styczny-obrotowy),
co powoduje, że przy opracowaniu wyników badań nie trzeba
uwzględniać wpływu geometrii noża na wyniki pomiarów.
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Sposób pomiaru i rejestracji sił występujących w procesie
skrawania, który został zastosowany i wykorzystany w przyrządzie POU-BW/01-WAP, charakteryzuję się prostotą oraz
dokładnością pomiaru. Ponieważ przyrząd został wyposażony
w dwa niezależne układy rejestrujące, w związku z tym istnieje
możliwość weryfikacji uzyskanych wyników pomiarów – siły
skrawania Fs oraz siły docisku noża Fd.
Wykorzystując wyniki pomiarów, można określić klasę
węgla (sklasyfikować wg trudności urabiania), a tym samym
wyznaczyć przewidywaną moc ścianowego kombajnu bębnowego pracującego w konkretnych warunkach geologiczno-górniczych.
Przyrząd POU-BW/01-WAP posiada certyfikat ATEX
I M2 Ex ib I Mb, umożliwiający pracę w warunkach
dołowych kopalń, jako urządzenie przeznaczone do użytku
w przestrzeniach zagrożonych wybuchem – zgodnie z dyrektywą 94/9/EC.
Przyrząd ten ze względu na małą ilość elementów (trzy), jest
łatwy w montażu, prosty w obsłudze oraz tani w eksploatacji.
71
Literatura
1. Biały W., Halama A., Loska P., Molenda T., Szymała P.: Wyznaczanie
wartości sił w procesie skrawania węgla za pomocą przyrządu POUBW/01-WAP. EMTECH 2013. Konferencja „Zasilanie, informatyka
techniczna i automatyka w przemyśle wydobywczym. Innowacyjność
i Bezpieczeństwo”. Zakopane 20-22.05.2013 r. + CD 147-161.
2. Biały W.: Innowacyjne narzędzia do wyznaczania właściwości mechanicznych węgla. „Przegląd Górniczy” 2013, nr 6.
3. Biały W.: The selection of optimal method determining mechanical properties of coal layers. Management Systems in Production Engineering
2/2011. ISSN 2299‐0461. s. 26-30.
4. Dokumentacja Techniczno-Ruchowa Przyrządu POU-BW/01-WAP.
Welding Alloys Polska sp. z o.o., Gliwice 2012.
5. Dokumentacja Techniczno-Ruchowa – Urządzenie do Pomiaru Siły
Skrawania Węgla. ITI EMAG, Katowice 2012.
72
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
UKD 622.333: 622.6: 622.331.103
Analiza poprawy płynności transportu poziomego
na przykładzie Zakładu Górniczego „Sobieski”
Analysis of the possibility to improve the continuity of horizontal transportation
on the basis of “Sobieski” hard coal mine
dr hab. inż. prof. nadzw. Waldemar
Korzeniowski*)
Mgr inż. Radosław Waloski*)
Treść: Wykorzystując doświadczenia kopalni „Sobieski” związane ze zróżnicowaniem środków transportu poziomego w technologii
eksploatacji węgla kamiennego, podjęto próbę zmodyfikowania wyposażenia technicznego. Wskazano miejsca krytyczne w
obecnie istniejącej infrastrukturze, decydujące o stosunkowo długim czasie przemieszczania ludzi i materiałów do miejsc przeznaczenia i zaproponowano wprowadzenie alternatywnych środków transportu. Efektem wykonanej analizy jest uświadomienie
możliwości istotnych oszczędności wynikających z wyeliminowania przeładunku materiałów i skrócenia czasu dotarcia załogi
do miejsc pracy.
Abstract: Using the experience of “Sobieski” coal mine in diversification of horizontal means of transportation used in coal exploitation
technology, the authors suggested a modification of the technical equipment. They identified critical points in the currently
existing infrastructure, crucial for a relatively long time, the movement of people and materials to their destinations, and
proposed the introduction of alternative means of transportation. The result of the analysis is to realize the possibility of
significant savings resulting from the elimination of materials, reloading and shorten the time for the crew to reach their
working places.
Słowa kluczowe:
transport poziomy, kopalnia węgla kamiennego
Key words:
horizontal transportation, hard coal mine
1. Wprowadzenie
Rozwijająca się myśl technologiczna wpłynęła w znaczącym stopniu na rozwój stopnia mechanizacji kopalń węgla
kamiennego. W celu uzyskania coraz większej koncentracji
wydobycia, przy zmniejszonej liczbie przodków eksploatacyjnych, stosuje się coraz mocniejsze, cięższe i bardziej
skomplikowane maszyny. Szacuje się, że masa przewożonych
ładunków jednostkowych waha się średnio od 5 do 7 Mg,
w przypadku specjalnych środków transportu do 25 Mg, a w
rozwiązaniach ekstremalnych nawet do 40 Mg [1]. Ponadto
rozwój eksploatacji spowodował coraz większe oddalanie się
przodków i ścian eksploatacyjnych od szybów wydobywczych
oraz wybieranie pokładów trudniejszych ze względu na warunki geologiczno-górnicze. W rezultacie, wciąż poszukuje
*) AGH w Krakowie
się optymalnych metod dostarczania materiałów, urządzeń
i załóg do miejsc pracy w coraz to krótszym czasie.
W artykule zwrócono uwagę na czynniki utrudniające
przejazd na drogach transportowych (takie jak ograniczenia
prędkości przejazdu, konieczność przeładunku materiału na
pośrednich stacjach materiałowych itp.), wpływające na płynność i efektywność ruchu zespołów transportowych.
2. Analiza transportu kopalnianego w rejonie „Piłsudski”
na poziomie 500 m
Transport materiałów na poziomie 500 m realizowany
jest do rejonu „Piłsudski” z dwóch stron. Od strony szybu
„Helena” materiały transportowane są od stacji postojowych
zlokalizowanych w rejonie tego szybu, do głównej stacji materiałowej (GSM) zlokalizowanej w rejonie komór funkcyjnych
oddziału G-2. Początkowy etap trasy transportu materiałów
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
od szybu „Helena” odbywa się koleją z trakcją elektryczną
do przecinki nr 1, zlokalizowanej przy stacji osobowej SO8, gdzie następuje wymiana lokomotywy elektrycznej na
spalinową. Dalej z przecinki nr 1 transport prowadzony jest
do stacji SMK-2 lub SMK-1, wchodzących w skład głównej
stacji materiałowej (rys. 1).
Transport od szybu „Sobieski” rozpoczyna się od stacji
materiałowej SMK-1, zlokalizowanej na poziomie 0 m w rejonie „Sobieski” (rys. 1). Materiał przewożony jest za pomocą
kolejki spalinowej podwieszanej do stacji materiałowej SMK5, zlokalizowanej w zachodniej części przekopu wschodniego,
gdzie następuje przeładunek materiału z kolejki spalinowej
podwieszanej na kolej spalinową torową. Materiał transportuje
się dalej do stacji SMK-2 bądź SMK-1.
Transport załogi do rejonu „Piłsudski”, realizowany jest
za pomocą elektrycznej kolei torowej (rys. 1). Transport
prowadzony jest od stacji osobowej zlokalizowanej w rejonie
szybu „Helena”, do stacji osobowej SO-8 zlokalizowanej
w rejonie komór funkcyjnych oddziału G-2 [2].
Zarówno transport materiałów (również załogi w przypadku
szybu „Helena”) od strony szybu „Helena”, jak i „Sobieski”,
do oddziałów wydobywczych i przygotowawczych, realizowany jest poprzez przekop „Wschodni” i dlatego wyrobisko
to należy uznać za główne wyrobisko realizujące zadania
transportowe dla partii „Wschód” i partii „Byczyna” (partie
wchodzące w skład rozpatrywanego rejonu „Piłsudski”).
Z punktu widzenia transportu materiałów od strony szybu
„Sobieski”, przekop „Wschodni” stanowi zwężenie ograniczające przepływ materiałów. Brak zabudowanej trasy
kolejki podwieszanej wymaga każdorazowego przeładunku
materiałów i zamiany na transport koleją torową. W obecnej
sytuacji rozwiązanie takie jest koniecznością, ze względu na
fakt, że omawiane wyrobisko jest jedyną drogą łączącą partie
„Wschód” oraz „Byczyna” z resztą kopalni.
Na obecny układ transportu wpłynęły trudne warunki
górniczo-geologiczne, które spowodowały zaprzestanie prac
nad przekopami „Jeziorki” i „Jeziorki II” oraz wymusiły
realizacje transportu przez przekop „Wschodni”. Aktualnie
jednak wznowiono pracę nad budową przekopu „Jeziorki”
i „Jeziorki II”, których ukończenie umożliwi alternatywne
rozwiązania transportu dla wymienionych partii.
Rys. 1.Schemat transportu [2]
Fig. 1. Scheme of transportation [2]
73
3. Propozycja zmian układu transportu w rejonie
„Piłsudski” pod kątem poprawy płynności ruchu
zespołów transportowych
W celu ograniczenia zaburzeń ruchu, w transporcie materiałów ze stacji materiałowej SMK-1 zabudowanej na poziomie 0 m w rejonie szybu „Sobieski”, należy wykonać przebudowę przekopu wschodniego, mającą na celu likwidację
istniejącej tam trakcji elektrycznej i zabudowę na jej miejscu
toru kolejki podwieszanej. Przeprowadzenie opisanych zmian,
pozwoli na bezpośredni transport materiałów ze stacji SMK-1
(poziom 0 m, rejon „Sobieski”) do stacji materiałowej SMK-2
bądź SMK-1 (rejon komór funkcyjnych oddziału G-2), bez
konieczności wcześniejszego przeładunku na pośredniej stacji
materiałowej SMK-5.
Z punktu widzenia minimalizacji ograniczeń wpływających na płynność transportu materiałów, urządzeń i ludzi od
strony szybu „Helena”, przeniesienie trasy elektrycznej kolejki
kołowej z przekopu wschodniego do przekopu „Jeziorki”
byłoby korzystne. Obecnie z przyczyn technicznych trakcja
elektryczna doprowadzona jest tylko do stacji osobowej SO-8
w przekopie wschodnim. W celu dowiezienia materiału do
głównej stacji materiałowej (GSM) każdorazowo konieczna
jest wymiana lokomotywy z napędem elektrycznym na lokomotywę z napędem spalinowym. Nowa trasa umożliwiłaby
bezpośrednie dowożenie materiału do stacji SPK-1, znajdującej się bezpośrednio przy stacji SMK-1 (obie stacje należą
do głównej stacji materiałowej).
Rozwiązanie takie pozwoli na rozdzielenie systemu
transportu od szybu „Helena” oraz transportu realizowanego
z powierzchni od strony rejonu „Sobieski”, wskutek czego oba
systemy staną się niezależne, a wynikłe ograniczenia płynności transportu materiałów, urządzeń i ludzi zostaną usunięte.
Proponowana nowa trasa miałaby początek w przekopie
głównym poziomu 500 m przy p.o. 3280 m. Transport realizowany byłby następnie przekopami „Jeziorki” i „Jeziorki
II”, następnie chodnikiem „N-S” i kończyłby się w stacji
postojowej SPK-1 zlokalizowanej w przecince 1, przy stacji materiałowej SMK-1. Rozwiązanie takie wymusiłoby
przebudowę stacji postojowej SPK-1. Przebudowa miałaby
na celu dostosowanie stacji do transportu elektryczną koleją
74
PRZEGLĄD GÓRNICZY
torową oraz poszerzenie stacji tak, aby można było zabudować
równolegle do stacji SPK-1 stację osobową SO-9. Docelowo
w przecince 1 zlokalizowane będą: SMK-1, SP-1 (SPK-1)
oraz SO-9.
W przypadku transportu załogi w oparciu o zaproponowaną drogę, pociągi mogłyby być wysyłane bezpośrednio do
utworzonej stacji osobowej SO-9, bez konieczności zatrzymywania się na pośredniej stacji osobowej SO-5 lub SO-2.
Wdrożenie tych rozwiązań, dodatkowo umożliwiałoby
utworzenie transportu załogi kolejką spalinową podwieszaną z poziomu 0 m, rejon „Sobieski” do rejonu „Piłsudski”,
poziom 500 m, który obecnie nie jest możliwy z przyczyn
technicznych.
Schemat zaproponowanych zmian w układzie transportu,
w rejonie „Piłsudski”, przedstawiony został na rysunku 1.
4. Analiza płynności ruchu zespołów transportowych
przy uwzględnieniu zmiany czasów trwania transportu
materiałów i załogi
W celu określenia znaczenia zaburzeń płynności ruchu zespołów transportowych na czas trwania transportu
kopalnianego, poddano analizie zaproponowane zmiany
w systemach transportowych materiałów, urządzeń i ludzi
w rejonie „Piłsudski”. Analizę przeprowadzono w oparciu
o zmiany wynikające ze skrócenia okresu czasu potrzebnego
do dostarczenia materiału lub załogi w wybrany rejon kopalni.
Dla potrzeb obliczeniowych w tabelach 1 i 2 zestawiono
alternatywne drogi transportowe rejonu „Piłsudski” na poziomie 500 m (od strony szybu „Helena” oraz od strony szybu
„Sobieski”). Tabela 1 zawiera długości poszczególnych wyrobisk, współrzędne bieżące, pomiędzy którymi przebiegają
wyrobiska oraz maksymalne dopuszczalne prędkości w tych
wyrobiskach. Poszczególne prędkości są maksymalnymi jakie
może osiągać dany środek transportu. W tabeli 2 przedstawiono rodzaj utrudnienia w danym wyrobisku, współrzędne
bieżące trasy, pomiędzy którymi znajduje się utrudnienie oraz
maksymalne prędkości dla danego ograniczenia. Długości odcinków, na których występują utrudnienia, obliczono poprzez
odjęcie odpowiednich współrzędnych wskazujących granice
ograniczeń prędkość przejazdu.
2014
Obliczenia czasu transportu zarówno materiałów, urządzeń, jak i ludzi dokonano w oparciu o wzór nr 1. Jest to czas
teoretyczny potrzebny na dojazd środka transportu do głównej
stacji materiałowej (GSM). Wzór ten zakłada sprawność pokonywania całej trasy na poziomie 100%. Rzeczywisty czas pokonania drogi transportu obliczono na podstawie wzoru nr 2,
który uwzględnia współczynnik sprawności wynoszący 0,85.
(1)
gdzie:
Sc – długość poszczególnego wyrobiska na drodze transportu, m,
So – długość odcinka wyrobiska, w którym istnieje
ograniczenie prędkości, m,
v – maksymalna prędkość jazdy dla danego środka
transportu, w danym wyrobisku, m/s,
to – czas pokonania ograniczenia na drodze transportu,
s.
t
trz= ηt
(2)
gdzie:
tt – czas teoretyczny przejazdu, s,
η – współczynnik sprawności, 0 < η ≤ 1 przyjęto η=0,85.
Wyrobiska wchodzące w skład bieżącej drogi transportu
koleją kołową (od szybu „Helena”) przedstawiono w tabeli
1. Całkowita długość szlaku transportowego wynosi 5830 m.
Maksymalna prędkość składu przewożącego materiał wynosi
5,0 m/s. W tabeli 2 przedstawiono lokalne ograniczenia prędkości takie jak łuki, rozjazdy, skrzyżowania, semafory czy stacje osobowe. Utrudnienia zlokalizowane w bliskiej odległości
od siebie przedstawiono jako jeden element, przyjmując niższą
prędkość przejazdu. Całkowity czas potrzebny na pokonanie
lokalnych utrudnień wynosi około 1202 sekund. W czasie
tym uwzględniono konieczność wymiany środka transportu
w przekopie wschodnim z lokomotywy kołowej z napędem
elektrycznym na lokomotywę kołową z napędem spalinowym.
– 1000 + 1201,67 = 2167,67 s  36 min 8 s
tt = 58305,0
trz = 2167,67
0,85 = 2550,2 s  42 min 30 s
Tabela 1. Wyrobiska wchodzące w skład drogi transportowej
Table 1. Excavations included within the transportation route
Wyrobisko
Objazd wozów próżnych
Przekop do pokładów 303,
302, 301
Przekop do pokładu 301
Przekop do partii
zaskokowej
Przekop do parti C
Przekop główny poz. 500
Przekop graniczny
Przekop kierunkowy
Przekop byczyna
Objazd wozów próżnych
Objazd wschodni B
Przekop wschodni
Współrzędna bieżąca
Współrzędna
wyrobiska,
bieżąca wyrobiska, Długość wyrobiska,
m
m
m
(koniec)
(początek)
50
580
530
Max. prędkość m/s
5,0
580
700
120
5,0
700
1140
440
5,0
1140
2100
960
5,0
2100
3000
3280
3750
3850
4400
4620
4700
3000
3280
3750
3850
4400
4620
4700
5880
Suma
900
280
470
100
550
220
80
1180
5830
5,0
5,0
5,0
5,0
5,0
5,0
5,0
5,0
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
75
Tabela 2. Ograniczenia prędkości na drodze transportowej
Table 2. Speed limits on the transportation routes
wyrobisko
Rodzaj utrudnienia
łuk
Objazd wozów
próżnych
Przekop do pokł. 303,
302, 301
Przekop do partii
zauskokowej
Przekop główny do
partii C
Punkt
Punkt
Długość odcinka trasy
odległościowy, m odległościowy, m
z utrudnieniem, m
80
100
20
Max. prędkość
m/s
Czas przejazdu, s
2,0
10,0
15,0
łuk
110
140
30
2,0
łuk
160
170
10
2,0
5,0
semafor
470
490
20
1,0
20,0
łuk
490
510
20
2,0
10,0
rozjazd +
skrzyżowanie
570
590
20
1,0
20,0
rozjazd
590
610
20
1,5
13,3
łuk
660
700
40
2,0
20,0
skrzyżowanie
790
810
20
1,0
20,0
skrzyżowanie
1000
1020
20
1,0
20,0
skrzyżowanie
1140
1150
10
1,0
10,0
skrzyżowanie
1390
1410
20
1,0
20,0
skrzyżowanie
1670
1690
20
1,0
20,0
rozjazd
1730
1750
20
1,5
13,3
skrzyżowanie
2000
2020
20
1,0
20,0
skrzyżowanie
2340
2360
20
1,0
20,0
skrzyżowanie
2850
2880
30
1,0
30,0
skrzyżowanie
2980
3000
20
1,0
20,0
rozjazd + łuk
3270
3350
80
1,5
53,3
Przekop graniczny
semafory + stacja
osobowa
3350
3430
80
1,0
80,0
skrzyżowanie
3740
3760
20
1,0
20,0
Przekop kierunkowy
skrzyżowanie
3840
3860
20
1,0
20,0
semafory + stacja
osobowa
3870
3950
80
1,0
80,0
Przekop główny poz
500
Przekop Byczyna
rozjazd
4100
4120
20
1,5
13,3
skrzyżowanie +
rozjazd
4400
4430
30
1,0
30,0
skrzyżowanie
4510
4530
20
1,0
20,0
Objazd wozów
próżnych
skrzyżowanie
4620
4640
20
1,0
20,0
Objazd wschodni B
łuk
4640
4700
60
2,0
30,0
rozjazd
4700
4720
20
1,5
13,3
stacja osobowa
5550
5700
150
2,0
75,0
1,0
20,0
Przekop wschodni
Wymiana lokomotywy z napędem elektrycznym na spalinową t = 420 s
Przekop wschodni
skrzyżowanie
5700
Teoretyczny czas przejazdu składu kolejowego ze stacji
postojowej SP-5 zlokalizowanej przy szybie „Helena” do
głównej stacji materiałowej wynosi 36 minut i 8 sekund. Czas
rzeczywisty przejazdu wynosi 42 minuty i 30 sekund.
Wyrobiska wchodzące w skład zaproponowanej nowej
drogi transportu, przechodzącej przez przekopy: „Jeziorki”
i „Jeziorki II” przedstawiono w tabeli 3. Długość drogi w
stosunku do bieżącej trasy wzrosła o 521 m. Maksymalna
prędkość pozostaje bez zmian i wynosi 5,0 m/s. Lokalne
ograniczenia prędkości przedstawiono w tabeli 4.
Obliczeń dokonano jak poprzednio.
– 560
tt = 63515,0
+ 430 = 1588,2 s  26 min 29 s
5720
20
Suma
1000
1201,67
trz = 1588,2
0,85 = 1868,5 s  31 min 8 s
Zmniejszony sumaryczny czas ograniczeń na nowej drodze transportu, wpłynie na zmniejszenie czasu teoretycznego
dostarczenia materiału i urządzeń do 26 minut i 29 sekund.
W konsekwencji czas rzeczywisty zmalał do 31 minut i 8
sekund.
Obliczenia dla systemu transportu prowadzonego od
strony rejonu „Sobieski” dokonano w identyczny sposób
jak w przypadku transportu prowadzonego od strony szybu
„Helena”. Otrzymane czasy przejazdu, zarówno dla transportu
materiałów, urządzeń, jak i ludzi, odbywającego się od szybu
„Helena” i poziomu 0 m w rejonie „Sobieski”, zebrane zostały
w tabeli 5.
76
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
Tabela 3. Wyrobiska wchodzące w skład drogi transportowej
Table 3. Excavations included within the transportation route
Współrzędna bieżąca
wyrobiska, m
(początek)
Współrzędna bieżąca
wyrobiska, m
(koniec)
Długość
wyrobiska,
m
Max. prędkość,
m/s
Objazd wozów próżnych
50
580
530
5,0
Przekop do pokładów 303, 302, 301
580
700
120
5,0
Przekop do pokładu 301
700
1140
440
5,0
Przekop do partii zaskokowej
1140
2100
960
5,0
Przekop do parti C
2100
3000
900
5,0
Przekop główny poz. 500
3000
3280
280
5,0
Przekop Jeziorki
3280
4230
950
5,0
Przekop Jeziorki II
4230
5453
1223
5,0
Chodnik N-S
5453
6301
848
5,0
Przecinka 1
6301
6401
100
5,0
Suma
6351
-
Wyrobisko
Tabela 4. Ograniczenia prędkości na drogach transportu
Table 4. Speed limits on the transportation routes
wyrobisko
Objazd wozów próżnych
Przekop do pokł. 303, 302,
301
Przekop do partii
zauskokowej
Przekop główny do partii C
Przekop główny poz 500
Przekop Jeziorki
Przekop Jeziorki II
Chodnik N-S
Rodzaj utrudnienia
Punkt
Punkt
Długość odcinka trasy
odległościowy, odległościowy,
z utrudnieniem, m
m
m
Max. prędkość,
m/s
Czas przejazdu s
łuk
80
100
20
2,0
10,0
łuk
110
140
30
2,0
15,0
łuk
160
170
10
2,0
5,0
semafor
470
490
20
1,0
20,0
łuk
490
510
20
2,0
10,0
rozjazd +
skrzyżowanie
570
590
20
1,0
20,0
rozjazd
590
610
20
1,5
13,3
łuk
660
700
40
2,0
20,0
skrzyżowanie
790
810
20
1,0
20,0
skrzyżowanie
1000
1020
20
1,0
20,0
skrzyżowanie
1140
1150
10
1,0
10,0
skrzyżowanie
1390
1410
20
1,0
20,0
skrzyżowanie
1670
1690
20
1,0
20,0
rozjazd
1730
1750
20
1,5
13,3
skrzyżowanie
2000
2020
20
1,0
20,0
skrzyżowanie
2340
2360
20
1,0
20,0
skrzyżowanie
2850
2880
30
1,0
30,0
skrzyżowanie
2980
3000
20
1,0
20,0
rozjazd + łuk
3270
3350
80
1,5
53,3
łuk
3680
3700
20
2,0
10,0
łuk
4180
4200
20
2,0
10,0
łuk
5113
5133
20
2,0
10,0
skrzyżowanie
5340
5350
10
1,0
10,0
skrzyżowanie
5480
5490
10
1,0
10,0
skrzyżowanie
5590
5600
10
1,0
10,0
skrzyżowanie
5990
6000
10
1,0
10,0
Suma
560
-
430
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
77
Transport materiałów
Tabela 5. Zestawienie wyników analizy czasów trwania poszczególnych etapów transportu
Table 5. Results of analysis of particular periods of transportation phases
Droga transportowa
Od szybu „Helena”
Od szybu „Sobieski”
Rodzaj transportu
Kołowy, elektryczny
Podwieszany,
spalinowy
Obecny
781,67
850
Uzyskany
430
850
Obecny
420
2400
Uzyskany
0
0
Obecny
2167,67
5765
Uzyskany
1588,2
3740
Obecny
2550,2
6782,4
Uzyskany
1868,5
4400
Obecny
816,5
-
Uzyskany
549,9
-
Obecny
2087,93
-
Uzyskany
2107,33
-
Obecny
2456,4
-
Uzyskany
2479,2
-
Obliczony teoretyczny czas utrudnień ruchu wynikłych
z ograniczeń prędkości
na trasie przejazdu, s
Obliczony teoretyczny czas ograniczeń ruchu wynikłych
z konieczności przeładunku materiału, s
Całkowity teoretyczny czas przejazdu, s
Transport załogi
Całkowity rzeczywisty czas przejazdu, s
Obliczony teoretyczny czas utrudnień ruchu wynikłych
z ograniczeń prędkości
na trasie przejazdu, s
Całkowity teoretyczny czas przejazdu, s
Całkowity rzeczywisty czas przejazdu, s
4. Analiza wyników obliczeń
Czas przejazdu zestawu transportowego od strony
szybu „Helena” obecnie wynosi 42 minuty i 30 sekund.
Zaproponowana nowa trasa transportu kołowego zmniejsza
ograniczenia w ruchu zespołów transportowych, takie jak
ograniczenia prędkości i konieczność przeładunku materiału
na pośrednich stacjach materiałowych, co powoduje skrócenie
czasu przejazdu do 31 minut i 8 sekund. Wytyczona droga jest
dłuższa o 521 m, jednak mniejsza liczba ograniczeń lokalnych
i brak konieczności wymiany lokomotywy elektrycznej na
spalinową przyczyniły się do zmniejszenia całkowitego czasu
przejazdu o około 26,73%. Wykres przedstawiający otrzymane
wyniki przedstawiono na rys. 2.
Rys. 2. Rozkład czasu transportu od szybu „Helena”
Fig. 2. Distribution of transportation time period from “Helena” shaft
78
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Czas potrzebny na dostarczenie materiałów oraz urządzeń
transportem KSP z poziomu 0 m, rejon „Sobieski”, obecnie
wynosi 113 minut i 2 sekundy. Wykluczenie konieczności
przeładunku materiału na pośrednich stacjach materiałowych, obniżyłoby czas przejazdu do 73 minut i 20 sekund.
Otrzymane wyniki zamieszczono na wykresie (rys. 3).
Czas dostarczania załogi do rejonu komór funkcyjnych
oddziału G-2 obecnie wynosi 40 minut i 56 sekund. Realizacja
transportu załogi w zaproponowany sposób spowoduje
wzrost czasu przejazdu o 23 sekundy. Spowodowane jest to
2014
wydłużeniem dróg przewozu o 711 m. Przyrost czasu trwania
przewozu ludzi na tak małym poziomie jest pomijalnie mały,
w stosunku do korzyści jakie płyną ze skrócenia czasu dostawy materiałów, który nie mógłby być osiągnięty na bieżącej
trasie przewozu.
Pomimo wydłużenia czasu podróży załogi, komfort
przejazdu zwiększy się, z uwagi na zmniejszenie ograniczeń
lokalnych, które zaburzają płynność ruchu pociągu. Wyniki
analizy zamieszczono na rysunku 4.
Rys. 3.Rozkład czasu przejazdu z powierzchni rejonu „Sobieski”
Fig. 3. Distribution of transportation time period from the surface of “Sobieski” area
Rys. 4. Rozkład czasu transportu załogi
Fig. 4. Distribution of the time period of crew transportation
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
5. Podsumowanie
Modyfikacja układu transportu w ZG „Sobieski” pozwoli
na skrócenie czasu dostarczenia materiałów niezbędnych do
właściwej realizacji technologii, zarówno od strony szybu
„Helena”, jak i od strony szybu „Sobieski”. Przy założeniu,
że transport odbywa się trzy razy dziennie, pozwoli to:
– na zaoszczędzenie około 204,5 godzin w skali roku (transport prowadzony od szybu „Helena”), co po przeliczeniu
na czas pracy pracowników (po 8h) wyniesie około 25,6
roboczodniówek.
– na zaoszczędzenie około 714,7 godzin w skali roku (transport prowadzony od szybu „Sobieski”), co po przeliczeniu
na czas pracy pracowników (po 8h) wyniesie około 89,3
roboczodniówek.
Średnio czas potrzebny na transport materiału zmniejszy
się o 26,73% dla transportu koleją kołową oraz o 35,12%
dla transportu kolejką podwieszaną. Analizując otrzymane
wyniki, można stwierdzić, że największy udział w wydłużeniu
czasu transportu mają miejsca przeładunkowe. W przypadku transportu od szybu „Helena” (wymiana lokomotywy)
stanowią około 34,95% całkowitego czasu potrzebnego na
pokonanie utrudnień przejazdu. Natomiast w przypadku
transportu z poziomu 0 m realizowanego od strony szybu
„Sobieski” (przeładunek materiału na transport kołowy),
stanowią około 73,85%.
Modyfikacje układu transportu ZG „Sobieski” wpłyną nie
tylko na skrócenie czasu dostarczania materiału, ale także na
wzrost średniej prędkości transportu. Szacuje się, że średnia
prędkość transportu wzrośnie od 2,29 m/s do 3,4 m/s w przypadku realizacji transportu od szybu ”Helena”. Natomiast
79
w przypadku transportu z powierzchni 0 m (rejon „Sobieski”),
od 0,93 m/s do 1,43 m/s.
Czas transportu załogi na nowej trasie wydłuży się
o około 23 sekundy na skutek wydłużenia dróg transportowych. Jednak sama średnia prędkość przejazdu wzrośnie
od 2,19 m/s do 2,46 m/s. Zauważyć należy, że nowa trasa
przejazdu umożliwiałaby dowiezienie załogi bezpośrednio
do głównej stacji materiałowej rejonu „Piłsudski”, co obecnie z przyczyn technicznych nie jest możliwe. Obecny układ
wymusza pokonanie ostatniego odcinka drogi na piechotę, co
powoduje że kwestia wzrostu czasu przejazdu na zaproponowanej trasie jest dyskusyjna.
Tak duże różnice wskazują na to, że zaburzenia w ruchu
zespołów transportowych mają niezwykle istotne znaczenie
dla optymalizacji transportu kopalnianego. Z tego względu
zasadnym jest poszukiwanie rozwiązań, które poprawią
płynność ruchu materiałów na trasach przejazdu zespołów
transportowych. W szczególności należy dążyć do ograniczenia miejsc przeładunkowych, które wydłużają w znacznym
stopniu czas dostarczenia zadanego materiału do miejsca
przeznaczenia.
Praca wykonana w ramach badań statutowych AGH nr
11.11.100.775
Literatura
1
2
Antoniak J.: Urządzenia i systemy transportu podziemnego w kopalniach. Wydawnictwo „Śląsk”, Katowice 1990.
Plan Ruchu ZG „Sobieski”, 2013 (materiały niepublikowane).
80
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
UKD 622: 005.1: 005.31: 658.5: 005.342
Przegląd zarządzania w aspekcie strategii
organizacji
Management review in the aspect of the organization
strategy
Mgr inż. Romana Zając*)
Treść: W artykule przedstawiono istotę przeglądu zarządzania, szczególnie w aspekcie wyznaczania celów dotyczących jakości
w odniesieniu do strategii oraz misji organizacji. Przedstawiono jedno z narzędzi umożliwiających prezentowanie celów, jakim
jest Zrównoważona karta wyników. Omówiono układ karty, rozpatrywany w czterech perspektywach: finansowej, klienta,
procesów wewnętrznych, wiedzy i rozwoju. Zaprezentowano przykład wykorzystania Karty w praktyce i elementy Karty dla
wybranego laboratorium ITG KOMAG.
Abstract: This paper presents the essence of management review, especially in the aspect of determination of qualitative objectives
regarding the organization strategy and mission. One of the tools enabling presentation of the objective, i.e. Balanced
Scorecard, is described. Structure of the chart regards the following four aspects: finance, client, internal processes as well
as knowledge and development. Examples of using the Chart in practice and Chart elements for the selected KOMAG’s
laboratory are given.
Słowa kluczowe:
zarządzanie, strategia, cele jakościowe, strategiczna karta wyników
Key words:
management, strategy, qualitative objectives, Balanced Scorecard
1. Wprowadzenie
System zarządzania jakością jest wdrażany, aby realizować
nie tylko cele dotyczące oczekiwań klientów, ale także aby
usprawnić procesy wewnętrzne zachodzące w organizacji.
Cechą charakterystyczną systemu jakości jest jego stałe doskonalenie oraz podejmowanie decyzji na podstawie faktów.
Koncepcja stałego doskonalenia jest rozwinięciem jednej
z zasad Deminga, która mówi, że „ciągle należy szukać
przyczyn problemów powstających w systemie, a następnie
je usuwać tak aby działania i elementy systemu stawały się
coraz lepsze”. Znajduje to bezpośrednie odniesienie w trzech
podstawowych normach ISO serii 9000, które wymieniają
przegląd zarządzania jako jedno z narzędzi umożliwiających
ocenę skuteczności i efektywności systemu zarządzania.
Zgodnie z normą PN-EN ISO 9000: 2006 przegląd zarządzania
jest „działaniem podejmowanym w celu określenia przydatności, adekwatności i skuteczności przedmiotu rozważań do
osiągnięcia ustalonych celów” i ma na celu ocenę podjętych
zobowiązań w odniesieniu do strategii oraz ustanowionej
polityki organizacji.
Większość norm „jakościowych” podkreśla, iż przegląd
zarządzania nie może być ograniczony do weryfikacji samego systemu, ale powinien również wskazywać kierunki jego
*) Instytut Techniki Górniczej KOMAG
doskonalenia na podstawie analizy i oceny polityki jakości
i celów dotyczących jakości (rys 1).
Rys. 1.Podstawowe cele przeglądu systemu zarządzania oraz
etapy jego realizacji
Źródło: opracowanie własne
Fig. 1. Main objectives of the management review system and
stages of its implementation
Source: own elaboration
Normy nie formułują szczegółowych wymagań co do
sposobu prowadzenia przeglądu zarządzania. Jego realizacja
może przyjmować różne formy, zależnie od rozwoju systemu,
jak i dowodów skuteczności jego funkcjonowania. Przegląd
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
zarządzania (często nazywany przeglądem kierownictwa)
zależny jest od wielu czynników, spośród których największe
znaczenie mają: wielkość organizacji, zakres działalności,
złożoność procesów oraz specyfika samego systemu np.
w przypadku, gdy przegląd realizowany jest w obszarze zintegrowanego systemu zarządzania.
Dla zapewnienia skuteczności przeglądu zarządzania
podstawowa norma z zakresu jakości PN-EN ISO 9001:2009
wymienia podstawowe dane wejściowe oraz wyjściowe, które
powinny umożliwić ocenę systemu (tabela 1).
Ponieważ wymienione w tabeli 1 dane wejściowe i wyjściowe z przeglądu zarządzania powinny być ściśle związane
z wyznaczonymi celami organizacji; wskazane jest zdefiniowanie innych obszarów oraz aspektów działalności
organizacji, które mogą podlegać okresowemu przeglądowi.
Mogą to być zagadnienia wynikające z zakresu działalności
organizacji lub ze specyfiki systemu zarządzania, będącego
składnikiem zintegrowanego systemu zarządzania, przedstawione w tabeli 2.
81
2. Cele dotyczące jakości
Wytyczane przez organizacje cele, dzielą się na zewnętrzne, wpływające na otoczenie oraz wewnętrzne, wpływające
na działania wewnątrz organizacji.
Brak jasno i prawidłowo sformułowanych celów strategicznych organizacji sprawia, że często nie osiąga ona
swoich zamierzeń i nie ma stabilnej pozycji na rynku. Z kolei
brak zdefiniowanych celów operacyjnych oraz brak działań
monitorujących je, skutkuje niepodejmowaniem działań
naprawczych.
Można zatem przyjąć, że cele są podstawowymi elementami realizacji strategii organizacji, na którą wpływa także
jej wizja i misja. O ile wizja oraz misja organizacji wyrażają
kierunek i sposoby działania na tle zmian jakie zachodzą
w jej otoczeniu, to strategia scala i formułuje relacje między
celami organizacji, jej zasobami a zmieniającym się otoczeniem (rys. 2).
Tabela 1. Przegląd zarządzania – dane wejściowe i wyjściowe wynikające z wymagań normy PN-EN ISO 9001:2009
Table 1. Management system review – input and output data resulting from the requirements of PN-EN ISO
9001:2009 Standard
–
–
–
–
–
Dane wejściowe
wyniki auditów
informacje zwrotne od klientów
funkcjonowanie procesów i zgodność wyrobu
status działań zapobiegawczych i korygujących
działania podjęte w następstwie wcześniejszych przeglądów
zarządzania
Dane wyjściowe
Decyzje i działania związane z doskonaleniem:
skuteczności systemu zarządzania i jego procesów,
wyrobu w powiązaniu z wymaganiami klienta i potrzebnymi
zasobami.
Tabela 2. Przegląd zarządzania – dane wejściowe i wyjściowe wynikające z wymagań dla wybranych norm
Table 2. Management system review – input and output data resulting from the requirements of the selected
standards
PN-EN ISO/IEC 17025:2005
Zarządzanie w laboratoriach
badawczych
PN-EN 45011:2000
System jakości w jednostce
certyfikującej wyroby
EN ISO/IEC 17065:2012
System zarządzania
w jednostce certyfikującej
wyroby
wyniki auditów
wewnętrznych
i zewnętrznych;
informacje zwrotne
od klientów i stron
zainteresowanych
dotyczących spełniania
niniejszej normy
międzynarodowej;
informacje zwrotne
ze strony mechanizmu
chroniącego bezstronność;
status działań
zapobiegawczych
i korygujących;
działania podjęte
w następstwie
wcześniejszych przeglądów
zarządzania;
realizacja celów;
zmiany, które mogą
mieć wpływ na system
zarządzania;
odwołania i skargi.
PN EN ISO/IEC 17021:2011
System zarządzania
w jednostce certyfikującej
systemy
•wyniki auditów
wewnętrznych
i zewnętrznych,
•informacje zwrotne
od klientów i stron
zainteresowanych
w odniesieniu do spełnienia
wymagań niniejszej normy
•informacje zwrotne
od komitetu chroniącego
bezstronność,
•status działań
zapobiegawczych
i korygujących,
•działania podjęte
w następstwie wcześniejszych
przeglądów zarządzania,
•realizacja celów,
•zmiany, które mogą wpływać
na system zarządzania,
•odwołania i skargi.
• stosowność polityki
• ocena odpowiedniości
•
i procedur
i skuteczności systemu
• sprawozdania personelu
z punktu widzenia ustalonej
kierowniczego
polityki i celów
•
i nadzorującego;
• wyniki ostatnich auditów
wewnętrznych;
• działania korygujące
i zapobiegawcze;
• oceny przez organizacje
•
zewnętrzne;
• wyniki porównań
międzylaboratoryjnych lub
•
badań biegłości;
• zmiany w zakresie
i rodzaju prac;
•
• informacje zwrotne od
klientów;
• skargi;
• zalecenia dotyczące
•
doskonalenia;
•
• inne istotne czynniki, takie
jak działania związane
ze sterowaniem jakością,
•
zasoby oraz szkolenie
personelu.
Podkreślone dane wejściowe są powtarzającym się elementem we wszystkich systemach zarządzania
82
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
2.1. Zrównoważona karta wyników
Rys. 2.Formułowanie celów organizacji
Źródło: opracowanie własne
Fig. 2. Formulation of the organization objectives.
Source: own elaboration
Każda strategia organizacji definiuje zbiór celów. Z celów
strategicznych, długoterminowych wynikają cele operacyjne
krótkoterminowe dotyczące bieżących działań [2]. Istotny
jest zatem aspekt wyznaczania celów dotyczących jakości.
Zgodnie z normami dotyczącymi systemów zarządzania,
kierownictwo każdej organizacji powinno okresowo ustanawiać cele dotyczące jakości. Powinny być one zdefiniowane
zarówno w odniesieniu do strategii, jak i do misji oraz
uwzględniać najistotniejsze procesy zachodzące w organizacji.
Norma ISO 9004 zaleca, aby każda organizacja stosowała
zasady, które pozwalają na [8]:
– przełożenie elementów strategii i polityki na mierzalne cele,
– ustalenie harmonogramu działań zmierzających do osiągnięcia każdego celu,
– określenie odpowiedzialności za osiągnięcie celów,
– zapewnienie zasobów potrzebnych do realizacji działań.
oraz w określonych przypadkach, ocenę ryzyka i zdefiniowanie środków zapobiegawczych.
Podczas opracowania celów dotyczących jakości, organizacja powinna uwzględnić następujące aspekty [11]:
– spójność celów z polityką jakości, która stanowi podstawę
i odniesienie do ich wyznaczania,
– mierzalność celów, z uwagi na potrzebę ich oceny stopnia
ich spełnienia.
– doskonalący charakter celów (powinny prowadzić do
doskonalenia organizacji).
Cele powinny obejmować wszystkie poziomy zarządzania
i powinny dotyczyć wszystkich istotnych obszarów działalności, zarówno w krótkim, jak i długim horyzoncie czasowym,
a przede wszystkim powinny być powiązane z wizją i strategią
działania organizacji (rys. 3).
Rys. 3.Poziomy zarządzania i powiązania z wizją i strategią organizacji
Źródło: opracowanie własne
Fig. 3. Management levels in connection with organization
mission and strategy.
Source: own elaboration
Problemem każdej organizacji jest zdefiniowanie długoterminowej strategii. W przypadku dużych organizacji istotne
jest zdefiniowanie celów nadrzędnych, zwłaszcza, gdy zakres
jej działania zawiera wiele różnorodnych aspektów.
Wytyczanie celów dotyczących jakości stwarza szczególnie problemy, jeżeli są one formułowane bez jakiegokolwiek
związku z ogólną strategią firmy.
Cele dotyczące jakości powinny w sposób logiczny wpisywać się w cele strategiczne oraz operacyjne każdej organizacji, a do ich definiowania można wykorzystać jedno ze
stosunkowo popularnych narzędzi, jakim jest Zrównoważona
karta wyników (ang. Balanced Scorecard - BSC).
Zrównoważona karta wyników zwana: zbilansowaną,
zrównoważoną, strategiczną jest narzędziem stosowanym w
zarządzaniu strategicznym umożliwiającym pomiar efektywności na wielu płaszczyznach działania. Karta, wykorzystując
system finansowych i pozafinansowych wskaźników, pozwala
przełożyć wizję i strategię organizacji na mierzalne cele [1, 7].
Zaproponowana metoda, opracowana w latach dziewięćdziesiątych przez R. Kaplana i D. Hortona jest obecnie
powszechnie stosowana prawie we wszystkich branżach,
niezależnie od wielkości organizacji [12].
Zawarte w karcie cele i mierniki wynikają z wizji i strategii
organizacji, są rozpatrywane w czterech perspektywach [ 2, 6]:
– finansowej,
– klienta,
– procesów wewnętrznych,
– wiedzy i rozwoju.
Perspektywy te stanowią podstawę karty, która pozwala na
monitorowanie organizacji w kluczowych dla niej obszarach
działalności. Każda z perspektyw zawiera cele strategiczne,
mierniki, wartości docelowe mierników (wielkości celów)
oraz działania (cele operacyjne), jakie należy podjąć, by dany
cel mógł być zrealizowany (rys. 4).
W perspektywie finansowej określa się aspekty finansowe, gdyż mierniki finansowe doskonale wyrażają cele, są
łatwo mierzalne i wskazują, czy wdrożenie i realizacja strategii przyczynia się do poprawy wyników ekonomicznych.
Cele finansowe są zwykle formułowane w stosunku do zysku
operacyjnego, stopy zwrotu z zaangażowanego kapitału oraz
ekonomicznej wartości dodanej.
W perspektywie klienta ocenia się klientów i segmenty
rynku. Uwzględnia się takie mierniki jak: satysfakcja, pozyskiwanie nowych klientów oraz ilościowy i wartościowy
udział w docelowym rynku. Można także stosować inne
mierniki, które warunkują realizację celów strategicznych
i mają znaczenie w ocenie klienta (zmiana lub dalsza
współpraca).
W perspektywie procesów wewnętrznych określa się
procesy wewnętrzne, które mogą wspomagać właściwe
funkcjonowanie organizacji ukierunkowanej na tworzenie
wyrobów i/lub usług na rzecz klientów. W perspektywie procesów wewnętrznych mierniki efektywności koncentrują sie
na tych procesach wewnętrznych, które mogą mieć największy
wpływ na klienta.
W perspektywie wiedzy i rozwoju określa się procesy
innowacji i uczenia, które umożliwiają poszerzanie kierunków
działania organizacji.
Analiza opisanych perspektyw podaje, iż zrównoważona
karta wyników umożliwia ocenę i zachowanie równowagi
pomiędzy:
– celami krótko i długoterminowymi,
– wskaźnikami finansowymi i niefinansowymi,
– wskaźnikami oceniającymi i rozwojowymi,
– perspektywą wewnętrznej i zewnętrznej działalności.
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
83
Rys. 4.Relacje - Strategia - Zrównoważona karta wyników – cele strategiczne. Opracowanie własne na podstawie [11]
Fig. 4. Relationships – Strategy – Balanced scorecard – strategic objectives. Source: own elaboration on the basis of [11]
Dzięki identyfikacji procesów zachodzących w organizacji oraz zależności między nimi w strukturze karty można
uwidocznić wzajemne powiązania pomiędzy perspektywami,
jak również powiązania procesów zachodzących w organizacji
[4,5].
Każdy zdefiniowany cel powinien być częścią łańcucha
przyczynowo-skutkowego opisującego strategię organizacji.
Powiązania te prezentuje rysunek 5.
powinny odpowiedzieć na pytanie, jakimi zasobami musi
dysponować organizacja i w jaki sposób je lokować, aby
zrealizować wytyczone cele.
Najbardziej typowe przykłady wskaźników wyrażających
cele dla poszczególnych perspektyw przedstawia tabela 3 [7].
Tabela 3. Przykładowe wskaźniki w Zrównoważonej karcie
wyników
Table 3. Examples of indicators in the Balanced Scorecard
Perspektywa finansowa
Rys. 5.Powiązania przyczynowo skutkowe pomiędzy perspektywami Zrównoważowej karty wyników [9]
Fig. 5. Cause and effect relationships between perspectives of
the Balanced Scorecard [9]
Norma ISO 9001 nie wprowadza wprawdzie wymagań odnośnie określania celów strategicznych organizacji, a jedynie
celów w odniesieniu do jakości, to jednak trudno zarządzać
jakością w organizacji w przypadku, gdy nie posiada się jasno
sformułowanych celów strategicznych.
Cele dotyczące jakości uzupełniają inne cele organizacji
w zakresie: rozwoju, finansowania, rentowności, środowiska,
bezpieczeństwa i higieny pracy oraz ochrony informacji.
Poszczególne elementy systemu zarządzania mogą być ze sobą
zintegrowane w jeden system stosujący wspólne elementy. Jest
zatem ważne, aby cele jakościowe także dotyczyły wszystkich
poziomów organizacji oraz spełniały podstawowe funkcje:
– były ukierunkowane na planowanie działań, w tym poprawę jakości,
– stanowiły wytyczne zarówno dla kierownictwa, jak
i pracowników, w jakim kierunku zmierza organizacja,
– były sformułowane w sposób jednoznaczny, przy współudziale pracowników,
– gwarantowały wprowadzenie skutecznego mechanizmu
monitorowania i oceny działań.
Zrównoważona karta wyników powinna być narzędziem
precyzyjnym, a stosowane wskaźniki muszą umożliwiać
jednoznaczną interpretację wyniku uzyskanego za pośrednictwem danego miernika.
Wybór celów przenoszących strategię organizacji na
system wskaźników w perspektywach, jak również wybór
samych wskaźników jest sprawą indywidualną każdej organizacji. Warto jednak podkreślić, że cztery perspektywy
Perspektywa klienta
Perspektywa procesów
wewnętrznych
Perspektywa wiedzy
i rozwoju
Tempo wzrostu sprzedaży
Stopa zysku
Rentowność ROI
Rentowność majątku ROA
Cash flow
Ranking klientów (nowi, utraceni)
Udział w rynku
Badania rynkowe (poziom zadowolenia
klienta)
Liczba nowych wyrobów
Wadliwość wyrobu (reklamacje)
Czas realizacji wyrobu /usługi
Liczba niewykonanych zamówień
Efektywność czasu wytwarzania
Czas przeznaczony na badania i rozwój
Terminowość
Potencjał kadrowy (poziom wykształcenia)
Szkolenia pracowników
Ocena pracowników
Dostęp do nowych technologii
Na podstawie Zrównoważonej karty wyników można
określić zależności przyczynowo-skutkowe zachodzące
między celami a miernikami dla poszczególnych perspektyw. Przykładowo wzrost kompetencji pracowników może
poprawić efektywność procesów wewnętrznych oraz jakość
tworzonych wyrobów, a w konsekwencji spowodować wzrost
zadowolenia klienta.
Zrównoważona karta wyników jest zatem metodą, która,
umożliwia realizację założeń strategicznych, pozwala bowiem
przełożyć cele strategiczne na konkretne działania. Karta jest
przekazywana na niższe szczeble organizacyjne. Mogą być
tworzone kolejne karty BSC dla poszczególnych komórek
organizacyjnych, lub na jednej zbiorczej umieszczane przynależne do celów strategicznych, cele operacyjne.
Proces taki często jest określany jako kaskadowanie, które
można przeprowadzić w sposób zależny od wielkości obszaru,
znaczenia organizacji w przyszłości, niezależności komórki
organizacyjnej oraz rodzaju powiązań występujących w przedsiębiorstwie. Do najpopularniejszych metod kaskadowania
można zaliczyć [4, 5]:
84
PRZEGLĄD GÓRNICZY
– samodzielne formułowanie celów i strategii – polegające
na formułowaniu celów strategicznych na poszczególnych
szczeblach struktury organizacyjnej, które odbywa się
na podstawie konkretyzacji celów komórki nadrzędnej.
Tworzone nowe cele powinny uwzględniać cztery perspektywy BSC, tworząc samodzielną, ale i kompatybilną
kartę.
– ścisłe przekazanie celów – polegające na ścisłym przekazaniu celów z nadrzędnej karty wyników poprzez obszar,
który uczestniczy w realizacji konkretnego celu.
– Standardowa karta z dopasowaniem wartości celów i/lub
strategicznych działań – polegająca na tym, że w karcie
zawarte są cele, które obowiązują wszystkie komórki
organizacyjne, a różnica dotyczy odmiennych wartości
celów lub działań strategicznych.
– kombinacja celów standardowych z indywidualnymi
celami jednostki – polegająca na przejmowaniu jedynie
tych celów z nadrzędnej karty wyników, w których komórka może uczestniczyć. Tworzona karta uwzględnia
także własne cele, które nie muszą być związane z celami
nadrzędnymi.
– Bezpośrednie przełożenie działań strategicznych – stosowana w przypadku, gdy komórka organizacyjna nie
uczestniczy bezpośrednio w procesie tworzenia wartości.
2.2. Zastosowanie Karty BSC w praktyce
Przedstawiono studium przypadku zastosowania
Zrównoważonej karty wyników do wytyczania celów przez
Instytut Techniki Górniczej KOMAG. Misją instytutu są:
2014
„Innowacyjne rozwiązania dla gospodarki”, co przekłada się na
wizję „Instytutu badawczego przystosowanego do działalności
rynkowej w europejskiej przestrzeni badawczej, o kulturze
organizacyjnej tworzącej przyjazny klimat dla generowania
nowych pomysłów i realizacji działań innowacyjnych, czyli
przekształcania nowych pomysłów w nowe produkty” [13].
Na podstawie przeprowadzonej analizy zidentyfikowano
w instytucie strategiczne obszary, do których należą:
– potencjał badawczy,
– zasoby ludzkie i rozwój naukowy pracowników,
– motywacyjny system zarządzania przez cele,
– działania marketingowe.
Dla wspomnianych obszarów zdefiniowano cele strategiczne instytutu, które pogrupowano w aspekcie czterech
perspektyw Zrównoważonej karty wyników (Balanced
Scorecard – BSC).
W tabeli 4 przedstawiono opis wybranych celów strategicznych wraz z planowanymi poziomami mierników.
Ich zadaniem jest ilościowa weryfikacja stopnia realizacji
przyjętych celów (z uwagi na poufność danych rzeczywiste
wartości liczbowe zastąpiono symbolami).
Kolejnym etapem było dokonanie kaskadowania Karty
poprzez sformułowanie celów oraz ścisłe przyporządkowanie
celów w odniesieniu do poszczególnych procesów i komórek
organizacyjnych.
Przykładowo – w Perspektywie klienta ustalono jako
cel strategiczny „Wzrost klientów z określonego obszaru”.
Poprzez kaskadowanie, cel strategiczny z karty BSC odniesiono na konkretne działania dla jednego z laboratoriów
badawczych według tabeli 5.
Tabela 4. Wybrane elementy Balanced scorecard w ITG KOMAG
Table 4. Selected elements of the Balanced scorecard in KOMAG
Perspektywa
Cel strategiczny
Rentowność netto sprzedaży
Rentowność brutto sprzedaży
Perspektywa finansowa
Rentowność majątku
Komercjalizacja badań naukowych
Wzrost klientów z określonego obszaru
Poziom zadowolenia klienta
Perspektywa klienta
Poszerzenie zakresu usług potwierdzonych akredytacjami
Zwiększenie działalności marketingowej
Doskonalenie systemu zarządzania instytutu
Perspektywa procesów wewnętrznych Ochrona innowacyjnych rozwiązań
Wzrost stopnia wykorzystania infrastruktury badawczej
Rozwój naukowy pracowników
Perspektywa wiedzy
Rozpowszechnianie dorobku naukowego
i rozwoju
Modernizacja i rozwój bazy badawczej
Planowany
poziom miernika
M1 = X1
M2 = X2
M3 = X3
M4 = X4
M5 = X5
M6 = X6
M7 = X7
M8 = X8
M9 = X9
M10 = X10
M11 = X11
M13 = X13
M14 = X14
M15 = X15
Tabela 5. Cele jakościowe dla wybranego laboratorium badawczego
Table 5. Qualitative objectives for the selected testing laboratory
Perspektywa finansowa
Rentowność netto sprzedaży
(Wzrost liczby zleceń
i umów o x%)
Karta BSC dla laboratorium badawczego
Perspektywa procesów
Perspektywa klienta
Perspektywa wiedzy i rozwoju
wewnętrznych
– Zwiększenie udziału na rynku
– Wdrożenie nowych metod
– Zakup nowego sprzętu
w wytypowanym obszarze badań
badawczych
pomiarowego
– Dostarczenie klientowi
– Wzrost wykorzystania
– Szkolenie personelu w zakresie
informacji o nowej ofercie usług
infrastruktury badawczej
nowych technik pomiarowych
badawczych
– Zapewnienie klientom wysokiej – Opracowanie systemu
– Wzrost poziomu satysfakcji
jakości badań potwierdzonych
bazodanowego do obsługi
klienta
akredytacją
laboratorium (e-laboratorium)
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
3. Podsumowanie
Każda organizacja podlega zmianom uwarunkowanym
wpływem otoczenia, jak i z uwagi na własne działania.
Z punktu widzenia wymagań systemu zarządzania przegląd
zarządzania, obok auditów wewnętrznych, jest najważniejszym narzędziem doskonalenia systemu. Właściwie przeprowadzony przegląd umożliwia dokonanie oceny skuteczności
systemu; również w aspekcie oceny stopnia realizacji wytyczonych celów. Pozwala także na precyzyjne wyznaczanie
nowych zadań dla organizacji.
Jednym z narzędzi, które można wykorzystać przy ustanawianiu celów dla organizacji oraz ocenie ich stopnia realizacji
jest Zrównoważona karta wyników, która umożliwia łączenie
różnych elementów systemu zarządzania organizacji w zintegrowaną całość.
Poprawne wykorzystanie Karty wymaga uwagi nie tylko
na etapie definiowania celów, ale także stałego monitorowania ich realizacji. Warunkiem koniecznym jest, aby karta
miała ścisły związek ze strategią organizacji, służyła pomocą
w realizacji celów i była wdrożona na wszystkich szczeblach
organizacji.
Do częstych błędów przy wdrażaniu Zrównoważonej karty
wyników można zaliczyć:
– brak lub niewłaściwe zdefiniowanie relacji przyczynowo-skutkowych pomiędzy celami a wskaźnikami,
– zbyt duża liczba celów/wskaźników,
– brak rzeczywistego powiązania celów ze strategią organizacji,
– brak monitorowania stopnia osiągania celów.
Zrównoważona karta wyników jest coraz częściej stosowana, gdyż gwarantuje możliwość przekształcenia wizji i
strategii organizacji w zestaw jednostkowych celów i wskaźników oraz umożliwia monitorowanie poszczególnych eta-
85
pów realizacji. Jej zastosowanie możliwe jest niezależnie od
branży, przedmiotu, wielkości czy celu działania organizacji.
Literatura
1.
2.
3.
4.
5.
6.
7.
8.
9.
10.
11.
12.
13.
Cholewicka - Goździk K.: Strategiczna Karta Wyników – instrument
oceny efektywności organizacji. „Problemy Jakości” 2002, nr 2.
Kaplan R.S.: Norton D.P, Strategiczna karta wyników. Jak przełożyć
strategię na działanie. Wydawnictwo Naukowe PWN. Warszawa 2001.
Kleniewski A.: Przegląd zarządzania a wartość dodana, „Problemy
Jakości” 2010, nr 12.
Kuchta D., Ryńca R.: Zrównoważona karta wyników i zrównoważona
karta działania, „Badania Operacyjne i Decyzyjne” 2007, nr 3–4.
Kuchta D., Ryńca R.: Implementacja zrównoważonej karty działania.
„Badania Operacyjne i Decyzyjne” 2008, nr 1.
Marciniak, E.: Wykorzystanie zrównoważonej karty wyników w zarządzaniu jakością według wymagań normy ISO 9001:2000. „Problemy
Jakości” 2002, nr 8. Michalska J.: The usage of The Balanced Scorecard for the estimation of the enterprise’s effectiveness, Journal of Materials Processing
Technology 162–163 (2005) 751–758.
Norma PN-EN ISO 9004:2010 Zarządzanie ukierunkowane na trwały
sukces organizacji. Podejście wykorzystujące zarządzanie jakością.
Ryńca R.: Zrównoważona karta działania jako metoda pomiaru
efektywności procesów i działań, Oficyna Wydawnicza Politechniki
Wrocławskiej, Wrocław 2009.
Trybuch D.: Efektywność przeglądów kierownictwa w systemie zarządzania jakością. „Problemy Jakości” 2012, nr 9.
Wytyczne dotyczące auditowania polityki jakości i celów jakościowych,
ISO 9001 Auditing Practices Group, ISO & IAF 2005.
Zwiech P.: Wpływ misji i wizji przedsiębiorstwa na Balanced Scorecard.
„Zeszyty Naukowe Uniwersytetu Szczecińskiego” nr 367. „Prace
Katedry Mikroekonomii” 2003, nr 8.
Strona internetowa: http://komag.eu
86
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
UKD 622.333-043.82: 622.347.736/.739: 622.502.17
Decyzja o zamknięciu projektu geologiczno-górniczego
wspomagana rachunkiem opcji rzeczywistych
Decision to close a geological-mining project supported by Real Option Valuation
method
mgr inż. Cezary Mróz**)
dr inż. Arkadiusz Kustra*)
Treść: W artykule przedstawiono możliwości wykorzystania rachunku opcji rzeczywistych do wspomagania procesów decyzyjnych na
etapie zamknięcia projektu geologiczno-górniczego. Przedstawione problemy badawcze zidentyfikowano w trzech obszarach.
W pierwszym z nich opisano projekt geologiczno-górniczy i etapy składające się na cykl jego życia. W drugim obszarze scharakteryzowano metodologię rachunku opcji rzeczywistych i jego historyczne zastosowanie w problemach decyzyjnych branży
górniczej. Trzeci obszar stanowiący realizację celu głównego artykułu wskazuje na dwa modele opcji rzeczywistych mogących
wspomagać decyzję zamknięcia lub kontynuacji funkcjonowania projektu geologiczno-górniczego.
Abstract: This paper presents the opportunities of real option applications to support the decision-making process in the phase of
geological-mining project closure. Research problems mentioned in this paper were identified in three areas. The first one
described idea of geological-mining project and the phases of the whole life cycle. In the second area methodology of real
option valuation and application in the decision-making process in mining industry were characterized. The third area is
an essential part of the paper and presents two models of real option valuations in the decision-making process to close or
continue the implementation of geological-mining projects.
Słowa kluczowe:
projekt geologiczno-górniczy, decyzja o likwidacji kopalni, opcje rzeczywiste, rekultywacja
Key words:
geological-mining project, decision to close a mine, real options, reclamation
1. Wprowadzenie
Działalność górnicza może być rozpatrywana jako projekt geologiczno-górniczy obejmujący kilka etapów, które
w sumie można identyfikować jako cykl życia. Finansowe
ujęcie cyklu życia projektu geologiczno-górniczego wymusza
zastosowanie odpowiednich rachunków i kalkulacji, które
determinują ewidencję nakładów i kosztów na każdym etapie
ich powstawania oraz ich współmiernym rozliczeniu do przychodów, które mogą powstawać tylko w fazie eksploatacji.
Współmierne rozliczenie przychodów i kosztów w projektach
jest, co prawda zgodne z przyjętymi zasadami i uregulowaniami obowiązującymi w rachunkowości, ale jednocześnie
prowadzi do zróżnicowania kategorii memoriałowych, czyli
przychodów i kosztów z przepływami określanymi poprzez
wpływy i wydatki.
*) AGH w Krakowie **) Uniwersytet Ekonomiczny w Poznaniu
Opisane problemy nabierają szczególnego znaczenia na
etapie zamknięcia projektu geologiczno-górniczego, kiedy to
zawiązywane przez lata rezerwy na przyszłe zobowiązania
(traktowane jako koszty), zaczynają się realizować poprzez
generowanie rzeczywistych wydatków związanych z likwidacją majątku produkcyjnego i rekultywacją terenu.
W praktyce, wycena procesu zamknięcia i likwidacji projektu w całym cyklu życia jest zabudżetowana i weryfikowana
w kontekście zmieniających się warunków makro- i mikroekonomicznych. Jednak sam moment rozpoczęcia likwidacji
oraz potencjalne korzyści wynikające z przyśpieszenia lub
opóźnienia zamknięcia w stosunku do kontynuacji działania
mogą być przedmiotem optymalizacji pod kątem analizy
efektywności i wartości projektu geologiczno-górniczego.
W artykule przedstawiono możliwości zastosowania
rachunku opcji rzeczowych do optymalizowania likwidacji
na etapie zamknięcia projektu z jednoczesnym wskazaniem
modeli opcyjnych, które mogą zostać zastosowane w zależ-
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
ności od rozpatrywanego wariantu kontynuacji działania lub
jego zaprzestania.
2. Zamknięcie projektu geologiczno-górniczego w świetle
Prawa geologicznego i górniczego
W sensie technicznym pozyskanie surowców mineralnych
poprzez eksploatację złóż kopalin odbywa się poprzez realizację określonych i ściśle ze sobą powiązanych prac geologicznych i górniczych. Kompleksowe ich ujęcie w jeden ciąg
z określonym początkiem i końcem każdego etapu pozwala
zidentyfikować pojęcie projektu geologiczno-górniczego.
Realizacja prac geologiczno-górniczych składa się najczęściej
z kilku etapów, które dotyczą kolejno: eksploracji i rozpoznania złoża kopaliny, oceny złoża, budowy kopalni, produkcji
górniczej, likwidacji i rekultywacji terenu.
Rozgraniczenie kolejnych etapów jest efektem zidentyfikowania określonych czynności charakterystycznych, przy
czym niejednokrotnie mają one charakter umowny i w praktyce czasami trudno jest je określić, zwłaszcza, że niektóre
procesy mogą być realizowane równolegle.
Zamknięcie i rekultywacja terenu jest ostatnim etapem
w cyklu życia projektu geologiczno-górniczego. Wymaga
ona poniesienia znacznych nakładów finansowych po zakończeniu funkcjonowania zakładu, tj. w okresie kiedy
z „reguły” podmiot gospodarczy nie generuje przychodów
i kosztów operacyjnych (w przypadku zakładów górniczych
likwidację można rozpocząć w przypadku funkcjonowania
przy jednoczesnym obniżeniu wydobycia o 50% w stosunku
do zdolności wydobywczych). Środki finansowe należy zatem
zgromadzić w trakcie działalności zakładu górniczego poprzez
systematyczne odpisy dokonywane w ciężar tworzonych
rezerw na przyszłe wydatki. Regulacje prawne dotyczące
tworzenia takich rezerw wynikają zarówno z obowiązującego
Prawa górniczego i geologicznego, jak również standardów
rachunkowości krajowych i międzynarodowych [13].
Prawo górnicze i geologiczne zobowiązuje zakłady górnicze do tworzenia funduszu likwidacji i odkładania środków
finansowych na wydzielonym rachunku bankowym.
Likwidacja przedsiębiorstwa górniczego jest procesem
długotrwałym, skomplikowanym technologicznie i wysoce
kapitałochłonnym. Jednocześnie wydatki związane z ostatnim etapem realizacji projektu geologiczno-górniczego
są porównywalne z budową nowego zakładu górniczego.
Koszty likwidacji determinują przede wszystkim rozmiary
przedsiębiorstw górniczych oraz związaną z nimi infrastrukturę przemysłową, jak również wielkość terenów poddanych
oddziaływaniu działalności górniczej.
Odwołując się do Prawa geologicznego i górniczego (Dz.
U. Nr 27 poz. 96 art. 80) można znaleźć obowiązki przedsiębiorcy przy likwidacji przedsiębiorstwa górniczego lub jego
części. Należą do nich m.in.:
– zabezpieczenie i zlikwidowanie wyrobisk górniczych oraz
obiektów i urządzeń zakładu górniczego,
– zabezpieczenie niewykorzystanej części złoża kopaliny,
– zabezpieczenie sąsiednich złóż kopalin,
– przedsięwzięcie niezbędnych środków chroniących wyrobiska sąsiednich zakładów górniczych,
– przedsięwzięcie niezbędnych środków w celu ochrony
pozostałych elementów środowiska,
– rekultywacja gruntów i zagospodarowanie terenów po
działalności górniczej.
Wycena prac składających się na proces likwidacji zakładu
górniczego i rekultywacji terenu jest niejednokrotnie bardzo
trudna, gdyż:
– dotyczy działań, które zostaną wykonane w przyszłości,
87
– rezultat tych działań może być efektem nie tylko przemyślanej działalności człowieka, ale również czynników
naturalnych,
– zakres prac może ulegać zmianom z uwagi na stosunkowo
długi horyzont czasu likwidacji, jak również całkowitą
nieprzewidywalność warunków naturalnych.
W przypadku gdy termin likwidacji zakładu górniczego
pokrywa się z momentem zakończenia eksploatacji wywołanym wyczerpaniem zasobów kopaliny, proces przygotowania tego przedsięwzięcia jest łatwiejszy do zaplanowania
i realizacji. Okazuje się jednak, że zaprzestanie eksploatacji
w praktyce może nastąpić na skutek utraty opłacalności wydobycia i sprzedaży produkcji, co może prowadzić do zaprzestania działalności górniczej bez należytego przygotowania
ostatniego etapu życia zakładu górniczego.
Zawiązanie rezerw, mających charakter funduszu celowego oraz konieczność jego stałego podwyższania w trakcie
eksploatacji może być zawieszone przez przedsiębiorstwo
górnicze w przypadku gdy:
– przedsiębiorstwo zawarło umowę z podmiotem odpowiedzialnym za prowadzenie funduszu, w ramach której
nastąpiło całkowite przeniesienie odpowiedzialności za
przyszłe wykonanie prac na ten właśnie podmiot będący
stroną umowy,
– przedsiębiorstwo udowodni, że środki zgromadzone przez
fundusz są wystarczające na pokrycie kosztów prac likwidacyjnych i rekultywacyjnych.
W polskiej praktyce funkcjonowania przedsiębiorstw
górniczych rolę zabezpieczenia realizacji prac likwidacyjnych
pełnią środki gromadzone w trakcie eksploatacji na funduszu
likwidacji zakładu. Prawo geologiczne i górnicze, co do zasad
określenia wielkości wpłat na ten fundusz stanowi, że [13]:
– przedsiębiorca wydobywający kopaliny systemem podziemnym lub otworowym przeznacza na fundusz nie mniej niż
3% odpisów amortyzacyjnych od środków trwałych ustalonych stosownie do przepisów o podatku dochodowym,
– przedsiębiorca wydobywający kopaliny systemem odkrywkowym odprowadza na fundusz równowartość nie
mniej niż 10 % należnej opłaty eksploatacyjnej.
Odpisy na fundusz likwidacji zakładu górniczego mają
charakter rezerw i na etapie ich tworzenia przedsiębiorstwo
ponosi koszty, które mimo tego, że na etapie ich ponoszenia
nie stanowią wydatku (koszty niezrealizowane) to są uznawane za koszty uzyskania przychodów.
Środki z funduszu zgromadzone na osobnym koncie mogą
być wykorzystywane tylko na likwidację działalności zakładu
górniczego, a moment realizacji wypłat zależy od przedstawienia bankowi decyzji właściwych dla organu nadzorującego,
potwierdzających zatwierdzenie planu ruchu likwidowanego
podmiotu lub jego części.
Od 1 stycznia 2006 roku obowiązuje Rozporządzenie
Rady Ministrów (Dz.U. Nr 106 poz. 887), które doprecyzowuje cele, na jakie mogą być wydane środki z funduszu
likwidacji. Są to:
– likwidacja oraz zabezpieczenie wyrobisk górniczych, otworów wiertniczych oraz innych związanych z eksploatacją,
– likwidacja zbędnych obiektów oraz demontaż maszyn
i urządzeń,
– likwidacja gruntów i uporządkowanie terenów działalności
górniczej,
– utrzymanie obiektów przeznaczonych do likwidacji
w kolejności zapewniającej bezpieczeństwo zakładu
górniczego,
– wykonywanie prac zabezpieczających oraz przedsięwzięć
zapobiegających zagrożeniom, przede wszystkim związanym z odwadnianiem likwidowanych wyrobisk zakładu
górniczego.
88
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Środki pieniężne gromadzone na rachunkach bankowych
nie mogą być wykorzystane do bieżącej działalności kopalni,
lecz muszą być lokowane w banku, gdzie ich wartość podlega kapitalizacji o obowiązującą w danym okresie stawkę
oprocentowania.
3. Opcje rzeczowe wspomagające decyzje inwestycyjne
w działalności projektowej
Elastyczność działania jako istotny element wpływający
na tworzenie wartości w przedsiębiorstwie nie może zastąpić
niezbędnego zaangażowania kapitałowego. Zorientowane na
sukces przedsiębiorstwa poszukują w sposób ciągły rozwiązań
skutkujących ponoszeniem jak najniższych nakładów kapitałowych w zamian za wysokie efekty. Rezultatem poszukiwania
nowych metod oceny ekonomicznej i ryzyka inwestycji jest
metoda opcji rzeczowych.
S.C. Myers w artykule Determinant of Capital Borrowing
opublikowanym w 1977 roku wprowadził pojęcie opcji rzeczowej (rzeczywistej) i zauważył analogię pomiędzy opcją
finansową a podejmowaniem decyzji inwestycyjnych charakteryzujących się „wbudowaną” elastycznością decyzyjną [11].
Opcje rzeczywiste stanowią naturalne rozszerzenie opcji finansowych i stosowane są do wyceny aktywów niefinansowych,
czyli rzeczowych. Metoda wyceny pozwala na uwzględnienie
i kwantyfikację wartości elastyczności decyzji menedżerskich.
Uwzględnienie wartości płynącej z elastyczności może stanowić przesłankę do akceptacji projektów inwestycyjnych
o podwyższonym ryzyku, które byłyby odrzucone w oparciu
o wskazania wynikające z tradycyjnych metod oceny efektywności bazujących na dyskontowaniu przepływów pieniężnych.
D. Lauughton wraz z H. Jacoby zauważyli, że źle oszacowane stopy dyskontowe w metodach tradycyjnych wpływają
w znaczymy stopniu na niedowartościowanie przyszłych
długoterminowych rozwiązań alternatywnych [7].
Tradycyjna metoda wyceny projektów inwestycyjnych
pozwala na podejmowanie decyzji w oparciu o jasne i proste
kryteria dotyczące wartości NPV. Studiując literaturę przedmiotu, nie trudno przekonać się, że jest ona najpopularniejszą
metodą wyceny, jednakże nie daje możliwości pełnej kontroli
projektu. W latach dziewięćdziesiątych minionego wieku
poddano krytyce metody DCF. W metodzie pomijana jest
możliwość reakcji decydentów na zmieniające się otoczenie
biznesowe i pojawiające się nowe okoliczności. Nie bez
znaczenia jest możliwość niespodziewanego załamania się
lub wzrostu rynku skutkująca zmniejszeniem lub zwiększeniem skali działalności, czy też zmiana cen, która wpływa
na opłacalność projektu. Zdarzenia tego typu nie są wpisane
w logikę narzędzi DCF. Zarzuty kierowane pod adresem
metod dyskontowych w procesie budżetowania kapitałowego
wskazują na zasadność zastosowania podejścia opcyjnego.
Wyniki obliczeń uzyskane z wykorzystaniem metody opcji
rzeczowych pokazały, że zignorowanie możliwości uwzględnienia wyceny istniejących opcji istotnie wpływa na wynik,
co może prowadzić do popełnienia błędów decyzyjnych [4].
Metoda opcji rzeczowych może mieć zastosowanie zarówno na poziomie operacyjnym (do oceny efektywności
ekonomicznej inwestycyjnych lub wyceny wartości przedsiębiorstw), jak i na poziomie strategicznym (jako wsparcie
procesów tworzenia i implementacji strategii organizacji).
Model opcji rzeczywistych służy do prognozowania wartości przedsięwzięć w przyszłości, co ma kluczowe znaczenie
przy podejmowaniu decyzji dotyczących planowania, tworzenia strategii rozwoju, alokacji aktywów lub ich finansowania.
Działanie to ma na celu zapewnienia stabilności kontynuacji
działalności lub jej zaniechania.
2014
W klasycznych metodach wyceny opartych o przepływy
pieniężne wzrost stopnia niepewności (wyrażony jest wzrostem poziomu stopy dyskontowej) powoduje spadek wartości
ocenianego projektu. W metodach opcyjnych wzrost niepewności przekłada się na wzrost wartości projektu. Dzieje się tak
za sprawą uwzględniania ponadprzeciętnie wysokich korzyści
płynących z projektu, przy jednoczesnej możliwości wprowadzania działań korygujących w przypadku wyniku mniej
korzystnego niż oczekiwany. Tymi działaniami może być na
przykład opóźnienie, przerwanie lub zatrzymanie projektu.
Model opcji rzeczowych nie eliminuje ewentualnej potrzeby korzystania z innych metod wyceny, stanowiąc swoistego
rodzaju ich uzupełnienie i pozwala na pogłębioną analizę problemu. Metody tradycyjne przydatne są bardziej w sytuacjach
niskiego poziomu niepewności i przewidywalności przyszłości, w przeciwieństwie do opcji rzeczywistych stosowanych
w sytuacjach wymagających wielowariantowych zdarzeń.
4. Zastosowanie opcji rzeczowych w działalności górniczej
Niedoskonałości metod dyskontowych do wyceny inwestycji w dynamicznych warunkach rynkowych i warunkach
aktywnego zarządzania przedsiębiorstwem górniczym są
argumentem za stosowaniem rachunku opcyjnego.
Pierwsze zastosowania opcji rzeczowych dotyczyły przemysłu wydobywczego. M. Brennan i E. Schwartz wykorzystali
teorię opcji w problematyce inwestycji w górnictwie oraz
wyceniali czasowe zamknięcie kopalni miedzi w celu uniknięcia strat, spowodowane zmianami cen surowca na rynku.
Kluczową rolę w modelu Brennana i Schwartza odgrywał
sposób modelowania zachowania się cen danego zasobu [1].
Ponadto wskazali na fakt, że zmiany ceny danego zasobu
charakteryzują się dużym stopniem niepewności, a podejście
oparte na oczekiwanych przepływach pieniężnych w niewystarczający sposób ujmuje wahania cen.
Ciekawe podejście do zagadnienia zastosowania opcji
w procesie wyceny projektu geologiczno-górniczego przedstawia M. Samis. W opracowaniu [14] podkreślił problematykę upraszczania wyceny projektu geologiczno-górniczego
polegające na traktowaniu kopalni odkrywkowej jako zwartej
całości, zaprzeczając jej rzeczywistej naturze funkcjonowania
w postaci wielu obszarów wydobywczych charakteryzujących
się różną wielkością, jakością zasobów i lokalizacją. Zabieg
ten pozbawia wycenę elementu elastyczności (np. zamknięcia
czasowego lub opóźnienia w rozwoju jednego z obszarów
wydobywczych) i sprowadza ją do jednego scenariusza zdarzeń i związanej z nim strategii. Metoda opcji rzeczywistych
stosowana w górnictwie do oceny projektów górniczo-geologicznych jest alternatywną metodą wyceny uwzględniającą
dynamiczną naturę projektów [14].
A. Moel i P. Tufano dokonali analizy „klasycznych” opcji
rzeczywistych: otwarcia i zamknięci kopalni. W oparciu
o dane z lat 1988-1997 dotyczące 285 północno-amerykańskich kopalni złota potwierdzili wiele założeń dotyczących
modeli opcyjnych. Teoria opcji rzeczywistych ma użyteczne, pozytywne i normatywne implikacje, a w sytuacji jej
zastosowania w analizie przypadków służy prognozowaniu,
jednocześnie dobrze opisując rzeczywistość [10].
Podobne badania nieco później przeprowadzili D. Colwell,
T. Henker i J. Ho, w odniesieniu do australijskich kopalni złota
i przedsiębiorstw górniczych, wykorzystując dane z okresu
1992-1995. Wyniki tych badań również potwierdziły adekwatność wniosków płynących z zastosowania modelu opcyjnego
jako użytecznego narzędzia do opisu i wyceny elastyczności
operacyjnej. Jednocześnie wartości wbudowanych opcji są
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
bardzo wrażliwe na ewentualne błędy w oszacowanych wartościach parametrów modelu [2].
S. Shafiee, E. Topala i M. Nehring rozpoczynają rozważania dotyczące zastosowania opcji rzeczywistych od stwierdzenia faktu, że większość metod wyceny zakłada stałość
zmiennych, takich jak: wielkość produkcji, koszty zmienne,
koszty stałe i czas życia projektu.
Autorzy swoje rozważania poparli analizą zastosowania
modelu opcji rzeczywistych do porównania wyceny kopalni
cynku w Australii wykonanej metodą DCF (NPV). Uzyskane
wyniki świadczyły na korzyść metod opcyjnych, gdyż wskazywały na czasowe zamknięcie kopalni w sytuacji spadku cen
surowca na rynku i ponowne otwarcie w sytuacji poprawy
koniunktury [15].
G. Cortazar i J. Cassaus [3] zaprezentowali zastosowanie
modelu opcji rzeczywistych do wyceny projektu inwestycyjnego mającego na celu zwiększenie zdolności produkcyjnych i redukcję kosztu jednostkowego w kopalni miedzi.
Zastosowany model pozwolił między innymi na ustalenie poziomu ceny miedzi, przy którym należy inwestować, zamknąć
lub powtórnie otworzyć kopalnię. Są to opcje jednocześnie
dostępne dla decydentów i będące wyrazem elastyczności
menedżerskiej. Wyniki analiz wykazały większe wartości
wyceny otrzymane przy wykorzystaniu opcji rzeczywistych
w porównaniu z metodami tradycyjnymi.
5. Opcje rzeczowe w projektach geologiczno-górniczych
Na potrzeby oceny projektu likwidacji projektu geologiczno-górniczego można wykorzystać podejście określane
mianem klasycznego. Polega ono w szczególności na:
– identyfikacji instrumentu bliźniaczego, oszacowaniu
parametrów rozkładu jego wartości, ewentualnie prawdopodobieństwa arbitrażowego,
– określeniu rozkładu wartości instrumentu bazowego na
podstawie informacji o instrumencie bliźniaczym,
– oszacowaniu wartości opcji z wykorzystaniem modeli
stosowanych do wyceny opcji finansowych.
Ważną rolę przy wycenie odgrywa założenie dotyczące
traktowania czasu. Z tego punktu widzenia wyróżnić można
modele z czasem ciągłym i z czasem dyskretnym.
Podstawową rolę w procesie wyceny odgrywa model
drzewa dwumianowego (model Coxa, Rossa i Rubinsteina)
stanowiący dyskretne przybliżenie logarytmiczno-normalnego
procesu dyfuzji, opisujący zmiany cen akcji. Drzewo składa
się z węzłów (wierzchołków) oraz strzałek oznaczających
drogi pomiędzy węzłami. Wierzchołki te odzwierciedlają
zmiany instrumentu bazowego (podstawowego) w czasie,
a z każdego wierzchołka wychodzą dwie strzałki obrazujące
kierunek podążania wartości instrumentu - wzrost lub spadek
jego wartości. Wierzchołki oznaczają momenty, w których
decydent może podjąć decyzję. Drzewo zmian wartości instrumentu bazowego może być drzewem multiplikatywnym, co
oznacza, że wartość węzłów drzewa jest iloczynem wartości
w okresie poprzednim i wskaźnika wzrostu lub spadku.
Metodologię opcji rzeczowych opartych na drzewach
dwumianowych można zastosować na etapie likwidacji
i zamknięcia projektu geologiczno-górniczego. J. Mizerka
i C. Mróz [9] podjęli próbę przedstawienia modelu ustalenia optymalnego momentu likwidacji kopalni w związku
z koniecznością ponoszenia kosztów rekultywacji gruntów
pokopalnianych. Podejście opcyjnie pozwala na uwzględnienie zmienności wartości parametrów istotnych dla podjęcia
decyzji o likwidacji oraz elastyczności w podejmowaniu decyzji przez przedsiębiorcę. Zastosowanie podejścia opcyjnego
można wyróżniać w dwóch modelach:
89
1. Kontynuację funkcjonowania kopalni można rozpatrywać jako amerykańską opcję kupna (call) wystawioną
na wartość rynkową kopalni, pełniącą rolę instrumentu
bazowego. Z kolei rolę ceny wykonania odgrywają koszty
likwidacji kopalni i rekultywacji terenów pokopalnianych.
Opcja kontynuacji jest wykonywana, gdy korzyści wynikające z wartości przepływów generowanych z istnienia
kopalni są większe niż oszczędności kosztowe determinowane wcześniejszym podjęciem likwidacji i rekultywacji.
Dodatkowo, proces likwidacji kopalni uzależniono od
wysokości środków gromadzonych w celu sfinansowania
rekultywacji gruntów pokopalnianych [9].
2. Zaprzestanie kontynuacji funkcjonowania kopalni można
rozpatrywać jako amerykańską opcję sprzedaży (put). Jest
ona wykonywana w przypadku, gdy korzyści wynikające
z wcześniejszego niż planowano rozpoczęcia likwidacji
są większe niż dodatkowa wartość generowana dzięki
przepływom z kontynuowania działalności. Oczywiście,
tak jak w pierwszym modelu rozpoczęcie wcześniej likwidacji jest uzależnione zgromadzonymi wcześniej środkami w postaci odpowiedniej rezerwy (w świetle ustawy
o rachunkowości) i funduszu likwidacji (w świetle prawa
górniczego i geologicznego)
Zastosowanie opcji kontynuacji lub zamknięcia będzie
miało wpływ na wartość projektu geologiczno-górniczego,
uwzględniając cały cykl jego życia.
6. Podsumowanie
Projekt geologiczno-górniczy może być w praktyce identyfikowany jako przedsięwzięcie inwestycyjne, obejmujące charakterystyczne etapy, takie jak eksploracja złoża, budowa i jego
udostępnienie, eksploatacja oraz zamknięcie i likwidacja. Ich
wzajemne powiązanie w spójny ciąg o logicznie zdefiniowanym
początku i końcu składa się na całkowity cykl życia projektu. W
każdym z wymienionych etapów koniecznym jest ponoszenie
określonych nakładów i kosztów, które muszą być pokrywane
z generowanych przychodów, powstających ze sprzedaży wydobytych i przetworzonych surowców mineralnych.
Analiza rentowności, czy kreowania wartości w projektach musi uwzględniać cały ich cykl życia. Jest to istotne
w kontekście ogromnych nakładów i kosztów występujących
w fazach eksploracji i zamknięcia, a które w rzeczywistości
nie są współmierne do przychodów z działalności operacyjnej
generowanych na etapie eksploatacji. Z rachunkowego punku
widzenia w świetle sprawozdawczości finansowej, współmierność ta jest realizowana poprzez aktywowanie nakładów
i kosztów na etapach przedprodukcyjnych (przeniesienie
do majątku jako rzeczowe aktywa trwałe lub rozliczenia
międzyokresowe czynne) i tworzenie rezerw w działalności
operacyjnej na przyszłe wydatki z tytułu likwidacji.
Moment likwidacji i zamknięcia projektu geologiczno-górniczego ma duże znaczenie finansowe, ponieważ tworzone
przez lata rezerwy na przyszłe zobowiązania zaczynają się
realizować w postaci konkretnych wydatków.
Optymalizacja etapu zamknięcia projektu, a tym samym
jego wartość mogą być przedmiotem procesów decyzyjnych,
wspomaganych rachunkiem opcyjnym. Jego zastosowanie pozwoli na uwzględnienie elastyczności, która będzie zakładała
wariantowość rozwiązań w zależności od zgromadzonych
rezerw na przyszłe zobowiązania. Jednocześnie rachunek
opcyjny może zostać wykorzystany do analizy terminu rozpoczęcia likwidacji.
Zastosowanie podejścia opcyjnego w fazie zamknięcia
i likwidacji projektu może przybrać formę amerykańskiej
opcji kupna, w przypadku rozpatrywania kontynuacji lub też
90
PRZEGLĄD GÓRNICZY
amerykańskiej opcji sprzedaży, w przypadku zaprzestania
funkcjonowania i zamknięcia projektu geologiczno-górniczego.
Literatura
1.
2.
3.
4.
5.
6.
7.
Brennan M, Schwartz E.: Evaluating Natural Resource Investments,
Journal of Business, 1985, Vol. 58, Issues 2, str. 135-157 oraz A New
Approach to Evaluating Natural Resource Investments, Midland
Corporate Finance Journal, 1985, Vol. 3, No. 1, str. 37-47.
Colwell D., Henker T.: Real Options Valuation of Australian Gold Mines
and Mining Companies, 2002, working paper, http://papers.ssrn.com/
Cortazar G., Cassaus J.: Optimal timing if Mine Expansion:
Implementing a Real options model, The Quarterly Review of
Economics and Finance, 1998, Special issue, Vol. 38, str. 755-769.
Dixit A.K., Pindyck R.S.: Investment under Uncertainty, Princeton
University Press, Princeton, New Jersey, 1994.
Drury C.: Management and cost accounting, Thomson Learning,
Cincinnati, Ohio, 2000, str. 454.
Kustra A.: Zarządzanie kosztami w cyklu życia projektu geologiczno-górniczego, Wydawnictwo AGH, Nr 278, Kraków 2013.
Laughton D., Jacoby H.: Reversion, Timing Options and Long-Term
Decision Making, Financial Management, 1993, Vol. 22, No. 3, str. 225-240.
8.
9.
10.
11.
12.
13.
14.
15.
16.
2014
Lisowski A.: Podstawy ekonomicznej efektywności podziemnej eksploatacji złóż, Wydawnictwo GiG, Wydawnictwo PWN, Katowice
– Warszawa 2001, str. 49.
Mizerka J., Mróz C.: Jak metoda opcji rzeczywistych wspiera podejmowanie decyzji w górnictwie, „Przegląd Górniczy”, 2013, nr 9, s. 118-122.
Moel A., Tufano P.: When are real options exercised? An empirical study
of mine closings, 2000, working paper, http://papers.ssrn.com/
Myers S.C.: Determinant of Capital Borrowing. Journal of Financial
Economics, 1977 r., Vol. 5, No 2, str. 147-175.
Paddock J., Siegel D., Smith J.: Option valuation of Claims on Real
Assets: The Case of Offshore Petroleum Leases. Quarterly Journal of
Economics, 1988, Vol. 103, Issue3, Str. 479-508.
Prawo geologiczne i górnicze, Art. 128, pkt. 4, Dz.U. z 2011 Nr 163
poz. 981.
Samis M.: Valuing a Multi-Zone Mine as a Real Asset Portfolio – A
Modern Asset Pricing (Real Options) Approach, materiały na 5th Annual
International Conference on Real Options – Theory Meets Practice, Los
Angeles, California, United States, 13 and 14 July 2001.
Shafiee S., Topala E., Nehring M.: Adjusted Real Option Valuation to
Maximise Mining Project Value – A Case Study Using Century Mine.,
2009, www.infomine.com/library/
Uberman R.: Wpływ rekultywacji gruntu na wartość złoża (przedsiębiorstwa górniczego), „Gospodarka Surowcami Mineralnymi” 2006,
t. 22, z. 2.
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
91
UKD 622.333: 622.28: 622.333.331
Badania metodą „testu skrzyniowego”
statycznej nośności siatek okładzinowych
stosowanych w obudowie podporowej
i kotwiowej
Study based on “box test” of static load-capacity of mining
grids applied in the standing support and roof bolting
dr inż. Andrzej Pytlik*)
Treść: W artykule przedstawiono wyniki badań statycznej nośności siatek okładzinowych metodą „testu skrzyniowego”. Test skrzyniowy
pozwala określać nośność i odkształcalność torkretu i membran [9] oraz różnego rodzaju okładzin górniczych np. stalowych
siatek zgrzewanych, a także obliczać pracę jaką wykonują podczas ich obciążania. zaproponowany sposób badania jest bardziej
zbliżony do rzeczywistej pracy okładzin górniczych i powłok natryskowych w wyrobisku górniczym, niż dotychczas stosowane
testy wykonywane w oparciu o normy dotyczące: okładzin siatkowych - PN-G-15050:1996 [6], okładzin żelbetowych - PN-G06021:1997 [4] oraz betonu natryskowego - PN-G-14100:1997 [5]. Badaniom poddano siatki okładzinowe łańcuchowo-węzłowe
typu ciężkiego, siatkę zaczepową typu ciężkiego oraz siatkę osłonową zwijaną, lekką, stosowaną w obudowie kotwiowej.
Abstract: This paper presents the results of the study on static load-capacity of mining grids by use of the “box test”. The box test allows
to determine the load-capacity and deformability of the gunite and membranes [9] as well as different types of mining grids,
such as the welded wire mesh, and to calculate work it performs when loaded. The proposed method of testing is closer to
the actual work of mine lining and spray coats in excavations than it was with the test performed on the basis of the standards
of mesh linings - PN-G-15050:1996 [6], ferroconcrete linings - PN-G-06021:1997 [4] and shotcrete - PN-G-14100:1997 [5].
This study includes the heavy chain-nodal meshes, a heavy detent mesh and a light shield folding mesh which is applied in
the roof bolting.
Słowa kluczowe:
obudowa podporowa; obudowa kotwiowa; okładzina siatkowa; test skrzyniowy; nośność statyczna; praca
Key words:
standing support, roof bolting, mesh lining, box test, static load-capacity, work
1. Wprowadzenie
Konieczność prowadzenia eksploatacji pokładów węgla
kamiennego na coraz większych głębokościach powoduje
wzrost zagrożeń związanych z utratą stateczności obudowy
górniczej w wyniku nadmiernych obciążeń statycznych
i dynamicznych.
Jednym z istotnych elementów obudowy górniczej są
okładziny górnicze.
Główne zadania okładzin górniczych [1; 4; 6] stosowanych
w obudowie ŁP są następujące:
– przeciwstawianie się ciśnieniu górotworu i przenoszeniu
je na odrzwia obudowy,
– dodatkowe powiązanie między sobą szeregu odrzwi
(połączonych ze sobą za pomocą rozpór dwustronnego
działania) w celu wspólnego przeciwdziałania ciśnieniu
górotworu,
*) Główny Instytut Górnictwa, Katowice
– podtrzymywanie powierzchni skał w wyrobisku, aby
zapobiec ich pękaniu oraz wypadaniu odłamków skał
z calizny,
– zabezpieczenie wolnej przestrzeni między odrzwiami
poprzez przejmowanie masy obrywających się lub osuwających, luźnych brył węgla, kamienia, rud lub innych
kopalin.
W obudowie kotwiowej [7; 8] zadaniem opinki jest
współpraca z kotwiami oraz zabezpieczenie wyrobiska przed
odpadaniem odłamków skalnych.
W zależności od warunków górniczo-geologicznych stosowane są okładziny sztywne np. żelbetowe [4] - przeznaczone
głównie do przenoszenia obciążeń statycznych - oraz siatkowe
[3, 6] (podatne) - przeznaczone zarówno do przenoszenia obciążeń statycznych, jak i dynamicznych. W zależności od typu
okładzin, pracują one w różny sposób. Okładziny żelbetowe
są poddawane zginaniu, natomiast siatki stalowe zginaniu
i rozciąganiu [10].
92
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Obecnie w wyrobiskach górniczych narażonych na
wstrząsy indukowane działalnością górniczą stosowane są
najczęściej siatki okładzinowe zgrzewane, które wykonane
są w wielu odmianach. Do niedawna stosowane siatki zaczepowe zgrzewane, ze względu na ich nadmierną podatność
przy niewystarczającej nośności [2], obecnie są wypierane
przez siatki łańcuchowe i łańcuchowo-węzłowe odznaczające się o wiele większą nośnością oraz pewnością połączenia
z odrzwiami obudowy.
W zakresie obciążeń statycznych wymagania dla siatek
określone są w normie [6]. Schemat obciążenia wg normy
przedstawiono na rys. 1.
Rys. 1.Schemat obciążania okładziny siatkowej łańcuchowo-węzłowej; L – rozstaw odrzwi obudowy
Fig. 1. Scheme of load on the chain-nodal mesh; L – door frame
space of the support
2014
Badania wykonywane wg powyższej normy służą głównie
potrzebom certyfikacyjnym oraz porównaniu między sobą
wytrzymałości bardzo wielu konstrukcji siatek stosowanych
w kopalniach.
2. Metodyka badań siatek okładzinowych za pomocą
„testu skrzyniowego”
Sprawdzenie statycznej nośności i odkształcalności
siatek podczas „testu skrzyniowego”, wykonano w stanowisku badawczym, przedstawionym schematycznie na rys. 2,
w którym wykonywane są również badania torkretu i membran natryskowych [9].
Metodyka badań siatek okładzinowych łańcuchowo-węzłowych i zaczepowych, mocowanych na odrzwiach ŁP,
obejmowała następujące etapy:
1. Ułożenie siatek (o szerokości A = 500 mm i długości
odpowiedniej do rozstawu odrzwi T = 1000 mm – oznaczenia wg normy [6]) na dwa przeciwległe obrzeża skrzyni
(symulujące dwoje odrzwi ŁP).
2. Napełnienie skrzyni warstwą kruszywa i płytek granitowych o łącznej masie 625 kg, w następującej kolejności
(od dołu skrzyni):
– płytki granitowe (wymiary nieregularne) – grubość
warstwy ok. 40 mm,
– kruszywo – grubość warstwy ok. 260 mm.
3. Ustawienie skrzyni w stanowisku badawczym zgodnie
z rys. 2 oraz przymocowanie do siatek pięciu czujników
przemieszczenia.
4. Uruchomienie rejestracji siły obciążającej F siatki
oraz przemieszczenia ΔL w funkcji czasu, a następnie roz-
Rys. 2.Schemat stanowiska badawczego
podczas „testu skrzyniowego”
1 – 5 – potencjometryczne czujniki
przemieszczenia; 6 – tensometryczny czujnik siły F zamocowany w tłoczysku siłownika hydraulicznego; 7
– wzmacniacz pomiarowy połączony
z czujnikami pomiarowymi i komputerem – 8; 9 – skrzynia badawcza; 10
– element obciążający połączony z siłownikiem hydraulicznym; 11 – śruby
z podkładkami; 12 – stalowa rama z badaną siatką
Fig. 2. Scheme of test bench during the “box
test”:
1 – 5 – potentiometric displacement
sensors; 6 – tensometric force sensor F
mounted in the piston rod of the hydraulic cylinder; 7 – measurement amplifier
combined with measurement sensors
and the computer – 8; 9 – testing box;
10 – loading component combined with
the hydraulic cylinder; 11 – bolts with
washers; 12 – steel frame with the tested mesh
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
poczęcie obciążania siłą narastającą wywieraną za pomocą
siłownika hydraulicznego aż do zniszczenia siatek.
5. Zapisanie wartości pomiarowych w pliku tekstowym za
pomocą programu komputerowego CATMAN, wyznaczenie maksymalnej siły Fmax oraz obliczenie pracy W siły
oporu F, jaką stawia badana siatka podczas jej deformacji L.
W przypadku badania siatki przeznaczonej do stosowania jako dodatkowe zabezpieczenie ociosów i stropu
w samodzielnej obudowie kotwiowej, kotwiowo-podporowej
lub podporowo-kotwiowej przed obrywającymi się bryłami
skalnymi, siatkę o wymiarach 1300×1300 mm nakłada się
na wierzchnią warstwę płytek granitowych oraz mocuje
w czterech otworach umiejscowionych w narożach skrzyni
o wymiarach 1000×1000 mm za pomocą śrub M20 (symulujących żerdzie kotwi) oraz podkładek kotwi 150×150×8 mm.
Pozostałe czynności podczas badania wykonuje się analogicznie jak dla siatek montowanych na odrzwiach ŁP.
Przykładową sekwencję zdjęć w kolejności a÷c z przebiegu przygotowania skrzyni do badania siatek zaczepowych
przedstawiono na rys. 3.
W celu przeprowadzenia analizy porównawczej działania
siatek okładzinowych różnych typów, obliczana jest praca W
siły oporu F, jaką stawia badana siatka podczas jej obciążania
do momentu jej zniszczenia, ze wzoru
(1)
a)
93
gdzie:
F –mierzona siła obciążająca odpowiadająca sile oporu
siatki, kN
L –deformacja siatki (przyjęto deformację w środku
siatki – przemieszczenie siatki w punkcie 1 jak na
rys. 2), mm
Lp –początkowa wartość deformacji siatki,
Lk –końcowa wartość deformacji siatki (w momencie
zniszczenia siatki).
Obliczenia pracy wykonywane są za pomocą programu
CATMAN, przy użyciu modułu całkującego wykorzystującego zarejestrowane dane pomiarowe.
3. Wyniki badań
Do badań służyły powszechnie stosowane w górnictwie
węgla kamiennego siatki okładzinowe zgrzewane, spełniające
wymagania normy PN-G-15050: 1996 [6].
Badaniom poddano siatki okładzinowe łańcuchowo-węzłowe typu ciężkiego (typu MWK) firmy CARBOMASZ
Sp. z o.o., zaczepowe typu ciężkiego (wg normy [6]) firmy
ZAKŁADY METALOWE SIWEK Sp. z o.o. oraz siatkę
osłonową zwijaną (typu KOz-L) firmy KALMET S.A.
Przykładowe wykonanie siatki łańcuchowo-węzłowej,
ciężkiej, typu MWK, przedstawiona na rys. 4,
b)
c)
Rys. 3. Kolejne fazy przygotowywania skrzyni do badania siatek zaczepowych
a – dwie siatki zaczepowe, b – płytki granitowe, c – kruszywo
Fig. 3. Successive phases of preparation of the box for detent mesh tests
a – two detent meshes, b – granite plates, c – aggregate
a)
b)
Rys. 4.Sposób łączenia siatki łańcuchowo-węzłowej (za zgodą CARBOMASZ Sp. z o.o.) a – siatka łańcuchowo-węzłowa przed połączeniem; b – siatka łańcuchowo-węzłowa po połączeniu
Fig. 4. Method of chain-nodal mesh connection (by courtesy of CARBOMASZ Sp. z o.o.) a – chain-nodal mesh
before linking; b – chain-nodal mesh after linking
94
PRZEGLĄD GÓRNICZY
W badaniach użyto siatki o wymiarze oczka 50×50 mm,
wykonanej z następujących prętów:
– podłużnych, spiralnie walcowanych, o średnicy 8 mm,
– poprzecznych, gładko walcowanych, o średnicy 6 mm,
– pręta poprzecznego zaczepowego, spiralnie walcowanego,
o średnicy 8 mm,
– pręta poprzecznego zaczepowego, spiralnie walcowanego,
o średnicy 6 mm.
Siatka ta może być stosowana zarówno do montowania na odrzwiach obudowy (jako typowa opinka pracująca
w kontakcie ze stropem lub ociosem), jak i stanowić element zestawu segmentowego naprawczego, który służy do
zabezpieczania stropu i ociosów wyrobiska w przypadku
uszkodzenia opinki pierwotnej. Zestaw segmentowy typu
„CARBOMASZ” składa się z samonośnej, górniczej siatki
okładzinowej łańcuchowo-węzłowej typu MWK, która mocowana jest do kształtownika odrzwi za pomocą elementów
montażowo-mocujących, tj. śrub hakowych M14 oraz jarzm
wykonanych z płaskowników.
W teście skrzyniowym siatkę łańcuchowo-węzłową badano w sposób odpowiadający jej zamontowaniu na odrzwiach
obudowy.
Siatka zaczepowa firmy ZAKŁADY METALOWE
SIWEK Sp. z o.o., (konstrukcja przedstawiona w normie [6])
miała wymiar oczka 100×100 mm i wykonana była z prętów
podłużnych o średnicy 8 mm i poprzecznych o średnicy 6 mm.
Rys. 5.Przebieg badania siatki łańcuchowo-węzłowej typu
ciężkiego (w układzie jedna w środku skrzyni i dwie połówki przylegle, po bokach)
Fig. 5. Course of the heavy chain-nodal mesh test (one mesh in
the middle of the box and two halves adjacent, on sides)
a)
2014
Siatka osłonowa zwijana KOz-L lekka o szerokości
1300 mm, przeznaczona do pracy w połączeniu z kotwiami, produkowana jest z prętów podłużnych f3,0±0,2 mm
i poprzecznych f4,0±0,2 mm gładkich zgrzanych w matę.
Dostarczona do badań siatka wykonana była z prętów podłużnych o średnicy f3,0 mm oraz prętów poprzecznych
o średnicy f3,9 mm zgrzanych ze sobą i tworzących oczka
o wymiarach 50×50 mm.
Podczas „testu skrzyniowego” obciążenie na siatki
przykładane jest pośrednio, poprzez kruszywo, za pomocą
elementu obciążającego o wymiarach 520×520 mm, usytuowanego na końcu siłownika hydraulicznego, jak na rys. 2.
Siatki łańcuchowo-węzłowe badano w różnych konfiguracjach
ułożenia względem osi obciążenia, aby sprawdzić jaki ma to
wpływ na ich nośność.
Wynik badania dwóch siatek łańcuchowo-węzłowych typu
ciężkiego (w układzie jedna w środku skrzyni i dwie połówki
przylegle, po bokach) przedstawiono w postaci wykresu na
rys. 5, a widok siatki podczas badań przedstawiono w postaci
sekwencji a÷c na rys. 6.
Wynik badania dwóch siatek łańcuchowo-węzłowych
(w układzie 2 siatki ułożone przylegle obok siebie) typu ciężkiego przedstawiono w postaci wykresu na rys. 7, a widok
siatek podczas badań przedstawiono w postaci sekwencji
zdjęć a i b na rys. 8.
Rys. 7.Przebieg badania siatki łańcuchowo-węzłowej typu
ciężkiego (w układzie dwie siatki ułożone przylegle obok
siebie)
Fig. 7. Course of the heavy chain-nodal mesh test (two meshes
adjacent to each other)
b)
Rys. 6.Siatka łańcuchowo-węzłowa w kolejnych fazach badania
a – przed badaniem, b – po badaniu, c – deformacja siatki po badaniu
Fig 6. Chain-nodal mesh in the successive phases of the test
a – before the test, b – after the test, c – mesh deformation after the test
c)
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
a)
95
b)
Rys. 8.Siatka łańcuchowo-węzłowa (dwie siatki ułożone obok siebie) po badaniu
a – po badaniu, b – deformacja połączenia siatek
Fig. 8. Chain-nodal mesh (two meshes adjacent to each other) after the test
a – after the test, b – deformation of the meshes’ connections
Wynik badania dwóch siatek zaczepowych typu ciężkiego
(ułożonych obok siebie) przedstawiono w postaci wykresu na
rys. 9, a widok siatki podczas badań przedstawiono w postaci
sekwencji zdjęć a–c na rys. 10.
Wynik badania siatki osłonowej zwijanej KOz-L lekkiej,
o szerokości 1300 mm, przedstawiono w postaci wykresu na
rys. 11, a widok siatki podczas badań przedstawiono w postaci
sekwencji zdjęć a i b na rys. 12.
Rys. 9.Przebieg badania siatki zaczepowej typu ciężkiego
Fig. 9. Course of heavy detent mesh test
Rys. 11. Przebieg badania siatki osłonowej zwijanej KOz-L
lekkiej o szerokości 1300 mm
Fig. 11.Course of light shield folding mesh KOz-L test, 1300
mm in width
a)
b)
c)
Rys. 10. Siatka zaczepowa (dwie siatki ułożone obok siebie) w stanowisku badawczym
a – przed badaniem, b – podczas badania, c – po badaniu
Fig. 10. Detent mesh (two meshes adjacent to each other) on the test bench
a – before the test b – during the test c – after the test
96
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
Rys. 12. Siatka osłonowa zwijana w stanowisku badawczym:
a – przed badaniem, b – po badaniu.
Fig. 12. Shield folding mesh on the test bench:
a – before the test, b – after the test
W tabeli 2 przedstawiono zestawienie wyników badań
siatek okładzinowych.
Tabela 2. Zestawienie wyników badań siatek okładzinowych
Table 2. Summary of the mesh tests results
66,2
ΔL (przy
Fmax),
mm
155
4312
77,9
175
7089
30,1
79
4134
18,3
127
4405
Nazwa siatki
Fmax,
kN
Łańcuchowo-węzłowa typu ciężkiego
MWK (w układzie jedna w środku skrzyni
i dwie połówki przylegle, po bokach)
Łańcuchowo-węzłowa typu ciężkiego
MWK (w układzie dwie siatki ułożone
przylegle obok siebie)
Zaczepowa typu ciężkiego wg normy [6]
(w układzie dwie siatki ułożone przylegle
obok siebie)
Siatka osłonowa zwijana KOz-L lekka
W,
J
4. Podsumowanie
Wyniki badania wskazują, że najwyższą nośność uzyskała
siatka łańcuchowo-węzłowa typu ciężkiego (w układzie dwie
siatki ułożone przylegle obok siebie - oczka 50×50 mm z prętów podłużnych i poprzecznych o średnicy f8/f6 mm), która
również charakteryzuje się największą odkształcalnością.
Obliczona praca W siły oporu F, jaką stawia siatka łańcuchowa, jest większa o ok. 64% od pracy tej samej siatki badanej
w drugim ułożeniu (jedna siatka w osi obciążenia i dwie siatki
po bokach). Należy mieć jednak na uwadze to, że w tym
drugim ułożeniu symulowany układ obciążenia stropowego
miał dwa miejsca odsłonięcia „stropu” (na styku łączonych
siatek), co na pewno wpłynęło na obniżenie siły obciążającej
i równocześnie spowodowało szybszą utratę stateczności
zasymulowanych w teście skał stropowych. Wskazuje to na
potrzebę łączenia siatek między sobą, co zapewni większą ich
nośność oraz „szczelność” opinki.
Na uwagę zasługuje siatka zwijana KOz-L lekka, która
pomimo najmniejszej nośności i lekkiej konstrukcji (oczka
50×50 mm z prętów podłużnych i poprzecznych o średnicy
f3/f4 mm) wykazała się pracą przewyższającą nawet siatki
ciężkie oraz bardzo dobrą szczelnością zapewniającą większe
bezpieczeństwo pracy w warunkach opadających odłamków
skalnych.
5. Wnioski
Opracowana metodyka badań w postaci „testu skrzyniowego” pozwala określać nośność i odkształcalność różnego ro-
dzaju okładzin górniczych np. stalowych siatek zgrzewanych,
a także obliczać pracę jaką wykonują podczas ich obciążania.
Zaproponowany sposób badania jest bardziej zbliżony do
rzeczywistej pracy w wyrobisku górniczym, niż dotychczas
stosowane testy wykonywane w oparciu o przedmiotowe
normy, poprzez symulowane obciążenie całej powierzchni
siatki za pomocą statycznego obciążenia wywieranego przez
kruszywo oraz działającego na nie obciążenia realizowanego
za pomocą siłownika hydraulicznego.
Rozpowszechnienie badań wg zaproponowanej metodyki
pozwoli na stworzenie bazy dotyczącej okładzin siatkowych,
która w przyszłości pozwoli na opracowanie ilościowych
kryteriów ich oceny oraz przydatności do stosowania w określonych warunkach geologiczno-górniczych.
Wskazane jest kontynuowanie badań nośności siatek okładzinowych przy obciążeniu dynamicznym, które pozwolą na
określenie takich parametrów siatek jak: nośność dynamiczna oraz maksymalna energia udaru mas skalnych jaką jest
w stanie przenieść siatka bez jej zniszczenia.
Literatura
Chudek M.: Obudowa wyrobisk górniczych. Część 1. Obudowa wyrobisk korytarzowych i komorowych. Wyd. 2. Wydawnictwo „Śląsk”.
Katowice 1986.
2. Głuch P.: Badania nośności węzłów siatek łańcuchowo-węzłowych dla
oceny ich podatności w trudnych warunkach geologiczno-górniczych.
Seminarium pt.: Problemy utrzymania wyrobisk korytarzowych.
Nowoczesne Technologie Górnicze 2006. Wydział Górnictwa i Geologii
Politechniki Śląskiej w Gliwicach. Ustroń 2006.
3. Nierobisz A., Barecki Z.: Opinka chodnikowa o podwyższonej wytrzymałości oraz odporności dynamicznej - badania stanowiskowe.
„Przegląd Górniczy” 2011. nr 6.
4. Norma PN-G-06021:1997 – Obudowa górniczych wyrobisk korytarzowych – Okładziny żelbetowe.
5. Norma PN-G-14100:1997 – Podziemne wyrobiska korytarzowe i komorowe – Beton natryskowy – Wymagania i badania.
6. PN-G-15050: 1996 – Obudowa wyrobisk górniczych – Siatki okładzinowe zgrzewane.
7. Norma PN-G-15091:1998 – Kotwie górnicze – Wymagania.
8. Norma PN-G-15092:1999 – Kotwie górnicze – Badania.
9. Pytlik A.: Badania torkretu oraz cienkościennych membran natryskowych metodą testu skrzyniowego. „Przegląd Górniczy” 2013, nr 12.
10. Rotkegel M.: Wpływ sposobu montażu siatek okładzinowych na ich
pracę. „Przegląd Górniczy” 2014, nr 3.
1.
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
97
UKD 622.333: 622.28: 622.2
Zmiany obciążeń łańcucha w przenośniku zgrzebłowym
z rynną teleskopową
Changes of chain load in telescopic conveyor
Prof. dr hab. inż. Marian Dolipski*)
Dr hab. inż. Piotr Cheluszka*)
Dr inż. Eryk Remiorz*)
Dr inż. Piotr Sobota*)
Treść: Napinanie wstępne łańcucha zgrzebłowego w przenośnikach ścianowych realizowane jest najczęściej przez okresowe skracanie lub wydłużanie łańcucha o kilka ogniw. Producenci przenośników ścianowych oferują obecnie możliwość wyposażenia
przenośnika w napęd z rynną teleskopową, dający możliwość bezstopniowej zmiany długości konturu łańcuchowego przez
przesuwanie kadłuba napędu. Dla wyznaczenia przyrostu wartości siły w łańcuchu, dla danej wartości wydłużeń sprężystych
łańcucha, niezbędna jest znajomość długości przenośnika zgrzebłowego i sztywności łańcuchów ogniwowych. Ze względu na
zależność sztywności łańcucha od wartości obciążenia próbnego łańcucha i jego wydłużenia przy tym obciążeniu, można dla
każdego przenośnika przyjąć bazową wartość wysunięcia tłoczyska siłownika rynny teleskopowej odpowiadającą przyrostowi
części obciążenia próbnego łańcucha.
Abstract: Initial stretching of the scraper chain in armoured face conveyors (AFC) is implemented by periodical shortening or lengthening of the chain by a few links. The Currently, manufacturers of face conveyors offer a solution to equip the conveyor
with drive with telescopic gutter, giving the opportunity to continuously change the chain contour length by moving the
block of the drive. Indicating the increase of force value in the chain for a given value of elastic elongations of the chain, it
is necessary to know the lengths of the scraper conveyor and the stiffness of coil chain. Due to the relation between chain
stiffness and the testing load value of the chain plus its elongation, it is reasonable to assume a base value for the extended
piston rod of the telescopic gutter cylinder, which may correspond to the increase of the part of the chain testing load.
Słowa kluczowe:
przenośnik zgrzebłowy, rynna teleskopowa, napięcie wstępne łańcucha
Key words:
scraper conveyor, telescopic gutter, initial stretching of the chain
*) Instytut Mechanizacji Górnictwa, Wydział Górnictwa i Geologii, Politechnika Śląska
98
PRZEGLĄD GÓRNICZY
1. Wprowadzenie
Stosowane w górnictwie węgla kamiennego ścianowe
przenośniki zgrzebłowe wyposażone są w dwa napędy: wysypowy i zwrotny, co w przenośnikach ścianowych o znacznej
długości pozwala na zmniejszenie wartości maksymalnych
obciążeń statycznych w łańcuchu zgrzebłowym. Konfiguracja
napędu zwrotnego uwzględnia przy tym możliwość dojazdu
kombajnu ścianowego do końca ściany. Z tego względu
w napędach zwrotnych przenośników ścianowych stosuje się
wyłącznie pojedyncze zespoły napędowe.
Rozkład obciążeń statycznych wzdłuż konturu łańcucha
zgrzebłowego określa wartości sił w łańcuchach nabiegających na bęben łańcuchowy i zbiegających z bębna łańcuchowego zarówno w napędzie wysypowym, jak i zwrotnym
przenośnika ścianowego. Liczba czynników wpływających na
wartość obciążeń statycznych wzdłuż konturu łańcuchowego
jest znaczna, a do najistotniejszych zaliczyć można:
– wartość napięcia wstępnego łańcucha zgrzebłowego;
– wystąpienie stanu bądź luzowania bądź nieluzowania
łańcucha zgrzebłowego i miejsce luzowania łańcucha;
– opory ruchu gałęzi górnej, będące sumą oporów ruchu
urobku i oporów ruchu łańcucha zgrzebłowego oraz zróżnicowanie tych oporów wzdłuż łańcucha zgrzebłowego
zależne od masy urobku na przenośniku i jej rozłożenia
na długości przenośnika, współczynnika tarcia urobku
o rynny przenośnika, masy łańcucha zgrzebłowego,
współczynnika tarcia zgrzebeł o rynny, kąta nachylenia
podłużnego przenośnika w wyrobisku i zmienności tego
kąta wzdłuż długości przenośnika;
– opory ruchu w gałęzi dolnej przenośnika zależne od masy
łańcucha zgrzebłowego, współczynnika tarcia łańcucha
zgrzebłowego o rynny lub o spąg, kąta nachylenia podłużnego przenośnika i jego zmienności, ewentualnych
oporów przemieszczania resztek urobku w gałęzi dolnej;
– rozdział sił obwodowych na bębny napędu wysypowego
i zwrotnego zależny od konfiguracji napędów przenośnika,
zróżnicowania rzeczywistych podziałek ogniw wzdłuż
konturu łańcuchowego, zróżnicowania rzeczywistych
charakterystyk mechanicznych zespołów napędowych,
zróżnicowania sprawności poszczególnych zespołów
napędowych.
Rozkład obciążeń statycznych wzdłuż konturu łańcuchowego decyduje o możliwości luzowania łańcucha.
2014
która pozostaje po skompensowaniu wydłużeń sprężystych
nazywa się resztowym napięciem wstępnym. Stany napięcia
łańcucha można również zdefiniować za pomocą resztowego
napięcia wstępnego. Dodatniej wartości resztowego napięcia
wstępnego odpowiada stan nieluzowania, natomiast wartości
ujemnej i zerowej stan stałego luzowania. W stanie okresowego luzowania łańcucha resztowe napięcie wstępne przyjmuje
na przemian wartości dodatnie i ujemne. Fizykalnie ujemnej
wartości resztowego napięcia wstępnego odpowiada zwisanie łańcucha w miejscu jego zbiegania z napędowego bębna
łańcuchowego.
W ścianowym przenośniku zgrzebłowym przesuwającym
urobek miejscami wystąpienia luzowania łańcucha dla danej
wartości napięcia wstępnego, bądź miejscami wystąpienia
minimalnej wartości siły w konturze łańcuchowym w stanie
nieluzowania łańcucha, czyli miejsca wystąpienia dodatniej
wartości resztowego napięcia wstępnego mogą być miejsca
zbiegania łańcucha zgrzebłowego z napędowego bębna
łańcuchowego napędu wysypowego lub napędu zwrotnego.
Zbyt duża wartość napięcia wstępnego wywołuje stan
nieluzowania łańcucha i zwiększa o dodatnią wartość resztowego napięcia wstępnego wartości sił w łańcuchu na całej
długości jego konturu. Napięcie wstępne o zbyt małej wartości
powoduje powstanie zwisu łańcucha przy zbieganiu z jednego
z bębnów łańcuchowych, co może zakłócać współdziałanie
bębna łańcuchowego z łańcuchem zgrzebłowym. Z tych
względów niezwykle istotna dla prawidłowego działania
ścianowego przenośnika zgrzebłowego jest właściwa wartość
napięcia wstępnego łańcucha.
Napinanie wstępne łańcucha zgrzebłowego w przenośnikach ścianowych realizowane jest najczęściej przez okresowe
bądź skracanie bądź wydłużanie łańcucha o kilka ogniw.
W praktyce wymaga to rozpięcia łańcuchów ogniwowych,
a po wycięciu lub dołożeniu kilku ogniw za pośrednictwem
ogniw złącznych, ponownego napinania wstępnego za pomocą
specjalnych urządzeń. Producenci przenośników ścianowych
oferują obecnie możliwość wyposażenia przenośnika w napęd
z rynną teleskopową, dający możliwość bezstopniowej zmiany
długości konturu łańcuchowego przez przesuwanie kadłuba
napędu. Ze względu na stosowanie w napędach zwrotnych
wyłącznie pojedynczych zespołów napędowych, rynny teleskopowe za pomocą siłownika hydraulicznego przesuwają
najczęściej kadłub tego napędu (rys.1).
2. Napięcie wstępne łańcucha zgrzebłowego
Napięcie wstępne łańcucha jest to statyczne obciążenie
konturu łańcuchowego w czasie postoju przenośnika, które
ma na celu kompensację wydłużeń sprężystych pojawiających
się w ruchu. Podczas ruchu przenośnika zgrzebłowego występują wydłużenia sprężyste łańcucha o charakterze statycznym
i dynamicznym. Te pierwsze są wywołane oporami ruchu,
a te drugie są wynikiem występujących drgań. W zależności od
relacji występujących pomiędzy oporami ruchu i intensywnością drgań a wartością napięcia wstępnego, łańcuch może się
znajdować w stanie nieluzowania, w stanie stałego luzowania
lub w stanie okresowego luzowania [1]. Stanem nieluzowania łańcucha nazywamy taki stan dynamiczny przenośnika
zgrzebłowego, w którym nie występują luzy międzyogniwowe
w łańcuchu, co oznacza, że napięcie wstępne skompensowało
całkowicie statyczne i dynamiczne wydłużenie sprężyste.
W stanie stałego luzowania luzy międzyogniwowe w łańcuchu
występują stale w miejscu jego zbiegania z napędowego bębna
łańcuchowego, natomiast w stanie okresowego luzowania występują one okresowo. Ta część napięcia wstępnego łańcucha,
Rys. 1.Napęd zwrotny przenośnika z rynną teleskopową produkcji Kopex Machinery [2]
Fig. 1. Reversible driver of the telescopic conveyor manufactured by Kopex Machinery [2]
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
3. Wpływ wartości przesunięcia kadłuba na siły w łańcuchu zgrzebłowym
Przesunięcie kadłuba napędu zwrotnego przy wysuwaniu tłoczyska siłownika rynny teleskopowej o odległość
ΔL powoduje wydłużenie konturu łańcucha zgrzebłowego
o 2×ΔL. Jeżeli łańcuch zgrzebłowy luzuje się przy zbieganiu z bębna łańcuchowego to w zależności od wartości
przesunięcia kadłuba napędu zwrotnego ΔL dojść może do
częściowego wykasowania luzu (resztowe napięcie wstępne
łańcucha o wartości ujemnej), całkowitego wykasowania luzu
(resztowe napięcie wstępne łańcucha o wartości zerowej)
lub całkowitego wykasowania luzu wraz z wprowadzeniem
stanu nieluzowania (resztowe napięcie wstępne łańcucha
o wartości dodatniej). Jeżeli natomiast łańcuch zgrzebłowy
nie luzuje się przy zbieganiu z żadnego bębna napędowego to
przesunięcie kadłuba napędu zwrotnego o wartość dodatnią
ΔL spowoduje wzrost napięcia w całym konturze łańcucha
(wzrośnie dodatnia wartość resztowego napięcia wstępnego
łańcucha).
Przy wsuwaniu tłoczyska siłownika o odległość ΔL następuje skrócenie konturu łańcucha zgrzebłowego o 2×ΔL. Jeżeli
łańcuch zgrzebłowy nie luzuje się przy zbieganiu z żadnego
bębna napędowego to w zależności od wartości wsunięcia
kadłuba napędu zwrotnego ΔL dojść może do częściowego
zmniejszenia wartości sił w łańcuchu (resztowe napięcie
wstępne łańcucha o wartości dodatniej), do zluzowania łańcucha bez zwisu (resztowe napięcie wstępne łańcucha o wartości
zerowej) lub całkowitego zluzowania łańcucha ze zwisem
(resztowe napięcie wstępne łańcucha o wartości ujemnej).
Jeżeli natomiast łańcuch zgrzebłowy luzuje się przy zbieganiu z któregoś bębna napędowego, to przesunięcie kadłuba
napędu zwrotnego o wartość ujemną ΔL spowoduje wzrost
luzu w łańcuchu (wzrośnie wartość bezwzględna ujemnego
resztowego napięcia wstępnego łańcucha).
Wzrost lub spadek wartości siły w łańcuchu będącym
w stanie nieluzowania spowodowany przesunięciem kadłuba
napędu o odległość ΔL wynosi
(1)
gdzie:
ΔS – przyrost siły w łańcuchu,
ΔL – przesunięcie kadłuba napędu zwrotnego,
L – długość ścianowego przenośnika zgrzebłowego,
E0 – sztywność łańcucha ogniwowego.
Przyrost wartości siły w łańcuchu dla określonej wartości
przesunięcia kadłuba napędu zależy od długości przenośnika ścianowego oraz sztywności łańcucha ogniwowego.
Sztywność łańcucha zależy przy tym nie tylko od jego rozmiaru, ale również od typu. Sztywności łańcuchów, wyznaczone jako stosunek obciążenia próbnego i maksymalnego
względnego wydłużenia całkowitego przy tym obciążeniu,
dla łańcuchów różnych wielkości i typów produkowanych
przez firmę FASING zestawiono w tabeli 1.
Przy wyznaczeniu przyrostu wartości siły w łańcuchu dla
danej wartości przesunięcia kadłuba napędu niezbędna jest
znajomość długości przenośnika zgrzebłowego i sztywności
łańcuchów ogniwowych, co umożliwia określenie wymaganej
wartości przesunięcia kadłuba napędu zwrotnego. Przyrost
wartości siły w łańcuchu ΔS jest tym większy im krótszy
jest przenośnik zgrzebłowy i im większa jest sztywność łańcucha. Na rysunku 2 przedstawiono wartości przyrostu siły
w łańcuchu ΔS przy przesunięciu kadłuba napędu zwrotnego
o wartość ΔL = 10 mm, w zależności od długości przenośnika
dla różnych wielkości łańcuchów okrągłych klasy 2,C (tab.1).
99
Tabela 1. Sztywności łańcuchów ogniwowych górniczych firmy
FASING stosowanych w przenośnikach ścianowych
Table 1. Stiffness of mining coil chains manufactured by
FASING applied in face conveyors
L.p.
1.
2.
3.
4.
5.
6.
7.
8.
9.
10.
11.
12.
13.
14.
15.
16.
Rozmiar
30x108
34x126
38x137
42x146
Klasa
2,C
PW-9
C-super
D-3
2,C
PW-9
C-super
D-3
2,C
PW-9
C-super
D-3
2,C
PW-9
C-super
D-3
Sztywność E0,
MN
53,1
60,7
59,4
55,3
68,1
77,1
75,0
71,1
85,0
97,1
93,8
89,5
103,8
125,0
112,5
108,9
Obciążenie próbne,
kN
850
850
950
1050
1090
1080
1200
1350
1360
1360
1500
1700
1660
1750
1800
2070
Przykładowo przesunięcie kadłuba napędu zwrotnego przy
wysuwaniu tłoczyska siłownika o ΔL = 10 mm w przenośniku o długości 220 m z łańcuchami wielkości 34 x126 mm
(o sztywności 68,1 MN) spowoduje wykasowanie luzu łańcucha o 20 mm w przypadku stanu luzowania łańcucha lub
przyrost wartości siły w każdym z łańcuchów o ΔS = 3,10 kN
w przypadku stanu nieluzowania łańcucha (krzywa w kolorze
zielonym na rysunku 2). Natomiast wysunięcie tłoczyska
siłownika o tę samą wartość ΔL = 10 mm w przenośniku
o długości 140 m z łańcuchami wielkości 42 x146 mm
(o sztywności 103,8 MN) spowoduje wykasowanie luzu
łańcucha o 20 mm w przypadku stanu luzowania łańcucha lub przyrost wartości siły w każdym z łańcuchów aż
o ΔS = 7,41 kN w przypadku stanu nieluzowania łańcucha
(krzywa w kolorze czerwonym na rysunku 2). W tych dwóch
przypadkach wartości przesunięcia kadłuba napędu zwrotnego
powinny być różne, gdyż wartość wykasowanego luzu łańcucha w przypadku stanu luzowania oraz wartość przyrostu siły
w łańcuchu w stanie nieluzowania zależne są zarówno od długości przenośnika, jak i od sztywności łańcucha ogniwowego.
Ze względu na zależność sztywności łańcucha od wartości obciążenia próbnego można dla każdego przenośnika,
jako bazową wartość wysunięcia tłoczyska siłownika rynny
teleskopowej ΔLwb przyjąć wartość ΔSZwb odpowiadającą
przyrostowi części obciążenia próbnego łańcucha. Pozwoli
to, dla danej klasy łańcuchów, na uniezależnienie wartości
bazowej wysunięcia tłoczyska ΔLwb od sztywności łańcucha.
Przy założeniu, że ΔSZwb = 1,5% obciążenia próbnego łańcucha, wartość bazowa wysunięcia tłoczyska siłownika rynny
teleskopowej zależna jest wyłącznie od długości przenośnika,
co dla łańcuchów ogniwowych okrągłych klasy 2,C o sztywnościach podanych w tabeli 1 zaprezentowano na rysunku 3.
W przenośniku o długości w zakresie 200÷220 m
wartość bazowa wysunięcia tłoczyska siłownika rynny
teleskopowej wynosi ΔLwb = 50 mm (rys. 3). Dla łańcuchów 34 x126 mm wysunięcie tłoczyska siłownika rynny
teleskopowej o tę wartość spowoduje wykasowanie luzu o
wartości 100 mm lub wzrost siły w łańcuchu ogniwowym
o ΔS = 15,50 kN. Odpowiednio wsuwanie tłoczyska siłownika
rynny teleskopowej o ΔLwb =50 mm spowoduje zwiększenie
luzu o 100 mm lub spadek wartości siły w łańcuchu ogniwowym o ΔS = 15,50 kN.
100
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Rys. 2.Zależność przyrostu siły w łańcuchu od długości przenośnika przy przesunięciu kadłuba napędu zwrotnego
o wartość ΔL = 10 mm
Fig. 2. Relation between the increase of force in chain and the
length of conveyor by moving the block of the reversible
drive by ΔL = 10 mm
Rys. 3.Bazowa wartość wysunięcia tłoczyska siłownika rynny
teleskopowej odpowiadająca przyrostowi wartości siły
w łańcuchu klasy 2,C przy 1,5% obciążeniu próbnego
łańcucha
Fig. 3. Base value of the extended piston rod of the telescopic gutter cylinder which may correspond to the increase of the
force value in chain 2,C by 1,5% of the chain testing loa
4. Podsumowanie
Rozkład obciążeń statycznych wzdłuż konturu łańcuchowego określa wartość sił w łańcuchach nabiegających na
2014
bęben łańcuchowy i zbiegających z bębna łańcuchowego,
zarówno w napędzie wysypowym, jak i zwrotnym przenośnika
ścianowego oraz decyduje o możliwości luzowania łańcucha.
Zbyt duża wartość napięcia wstępnego wywołuje stan
nieluzowania łańcucha i zwiększa o dodatnią wartość resztowego napięcia wstępnego wartości sił w łańcuchu na całej
długości jego konturu. Napięcie wstępne o zbyt małej wartości
powoduje powstanie zwisu łańcucha przy zbieganiu z jednego
z bębnów łańcuchowych, co może zakłócać współdziałanie
bębna łańcuchowego z łańcuchem zgrzebłowym. Napinanie
wstępne łańcucha zgrzebłowego w przenośnikach ścianowych realizowane jest przy tym najczęściej przez okresowe
skracanie lub wydłużanie łańcucha o kilka ogniw. Producenci
przenośników ścianowych oferują obecnie możliwość wyposażenia przenośnika w napęd z rynną teleskopową, dający
możliwość bezstopniowej zmiany długości konturu łańcuchowego przez przesuwanie kadłuba napędu.
Dla wyznaczenia przyrostu siły w łańcuchu dla danej wartości przesunięcia kadłuba napędu, niezbędna jest znajomość
długości przenośnika zgrzebłowego i sztywności łańcuchów
ogniwowych, co umożliwia określenie wymaganej wartości
przesunięcia kadłuba napędu zwrotnego. Przyrost wartości siły
w łańcuchu jest tym większy im krótszy jest przenośnik zgrzebłowy i im większa jest sztywność łańcucha. Ze względu na
zależność sztywności łańcucha od wartości obciążenia próbnego łańcucha i jego wydłużenia przy tym obciążeniu, można
dla każdego przenośnika przyjąć bazową wartość wysunięcia
tłoczyska siłownika rynny teleskopowej odpowiadającą przyrostowi części obciążenia próbnego łańcucha. Pozwala to, dla
danej klasy łańcuchów, na wyznaczenie wartości bazowej
wysunięcia tłoczyska siłownika rynny teleskopowej zależnej
wyłącznie od długości przenośnika.
Praca zrealizowana w ramach Programu „INNOTECH”
w ścieżce programowej IN-TECH pt. „Ścianowy przenośnik
zgrzebłowy z innowacyjnym systemem regulacji parametrów
pracy napędów” dofinansowanego przez Narodowe Centrum
Badań i Rozwoju w ramach umowy nr INNOTECH–K1/
IN1/10/155668/NCBR/12
Literatura
1.
2.
Dolipski M.: Dynamika przenośników łańcuchowych. Wydawnictwo
Politechniki Śląskiej, Gliwice 1997.
Materiały promocyjne firmy Kopex Machinery S.A.
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
101
UKD 622.333: 622.333-049.7: 622.333.167/.168: 622.61/.67
Wzdłużne odkształcenia lin wyciągowych
w warunkach złożonych obciążeń cyklicznie
zmiennych
Longitudinal strains of hoisting ropes under conditions of
complex cyclically changeable loads
mgr inż. Łukasz Hankus*)
Treść: Górnicze liny wyciągowe podczas eksploatacji pracują w warunkach złożonych obciążeń cyklicznie zmiennych, a proces
narastania wzdłużnych odkształceń w funkcji czasu pracy lub funkcji liczby cykli obciążeń może być wskaźnikiem postępującego osłabienia. W pracy przedstawiono charakterystykę obciążeń cyklicznie zmiennych jakie występują w badaniach lin na
maszynach zmęczeniowych typu GIG oraz wyniki badań dwóch lin wyciągowych różnych konstrukcji o średnicy 46 i 50 mm.
Przeanalizowano procesy narastania wzdłużnych odkształceń lin podczas badania zmęczeniowego i opracowano modele metamatematyczne opisujące ich przebieg w warunkach złożonych obciążeń cyklicznie zmiennych. Podano przykład wykorzystania
modelu dla liny wyciągowej pracującej w górniczym wyciągu szybowym.
Abstract: Mine hoisting ropes operate under conditions of complex cyclically changeable loads and the process of mounting of the
longitudinal strains in relation to operation time or number of load cycles may be an indicator of progressing impairment. This
paper presents the characteristics of cyclically changeable loads which occur in the tests of ropes on the GIG fatigue-testing
machine and the results of tests of two hoisting ropes of different construction with diameters 46 and 50 mm. The processes
of mounting of the longitudinal strains of ropes during a fatigue test were analyzed and mathematical models describing
the course of the fatigue test under conditions of complex cyclically changeable loads developed. Moreover, an example of
application of the model for hoisting rope operating in a shaft hoist was presented.
Słowa kluczowe:
liny stalowe, górnictwo podziemne, badania własności
Key words:
steel ropes, underground mining, properties tests, hoisting ropes, innovativeness
1. Wprowadzenie
Górnicze liny wyciągowe podczas eksploatacji pracują
w warunkach złożonych obciążeń zmiennych. W czasie każdego cyklu (jazda w dół i w górę), w gałęziach lin działają
zmienne siły rozciągające, a odcinki lin przechodzące przez
koła linowe, koła pędne i bębny są przeginane. Ponadto
w przekroju lin działa zmieniający swoją wartość moment
skręcający wywołujący obroty lin. Lina wyciągowa nośna pracując w warunkach złożonych obciążeń cyklicznie zmiennych
wydłuża się, a proces narastania wzdłużnych odkształceń liny
w funkcji czasu pracy lub funkcji liczby cykli obciążeń może
być wskaźnikiem postępującego osłabienia.
W warunkach laboratoryjnych złożony stan obciążeń
cyklicznie zmiennych realizowany jest w badaniach lin na
*) Główny Instytut Górnictwa, Katowice
maszynach zmęczeniowych typu GIG. [2]. Na rysunku 1
przedstawiono schemat kinematyczny maszyny zmęczeniowej P4-GIG-2. Maszyna przeznaczona jest do badań
zmęczeniowych lin o średnich 40÷62 mm. Długość próbki
między uchwytami wynosi około 6,5 m. W czasie badania
liny podlegają dwustronnemu (dwukierunkowemu) zginaniu
przy sile rozciągającej statycznej lub pulsującej. Maszyna
wyposażona jest w mechanizm obrotu liny, dzięki któremu
badana próbka obraca się dookoła własnej osi. Wynika z tego,
że maszyna do badań zmęczeniowych w znacznym stopniu
symuluje warunki, w jakich pracują liny w urządzeniach
wyciągowych, dźwigowych itp
W pracy przedstawiono wyniki badań dwóch próbek lin
wyciągowych różnych konstrukcji, których dane techniczne
i przekroje poprzeczne podano w tablicy 1. Oznaczenia konstrukcji lin są zgodne z normą europejską PN-EN 12385 –2
: 2004 [4].
102
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
Rys. 1.Schemat kinematyczny maszyny zmęczeniowej P4-GIG-2
1 - wahacz górny, 2 - sprężyna pulsacyjna, 3 - sprężyna napinająca, 4 - wahacz tylny 5 - lina, 6 - wahacz
środkowy, 7 - belka oporowa, 8 - wózek, 9 - wahacz przedni, 10 - łącznik, 11- korba
Fig. 1. Kinematic drawing of fatigue-testing machine P4-GIG-2:
1 – upper rocker, 2 – pulse spring, 3 – tension spring, 4 – swingarm, 5 – rope, 6 – middle rocker, 7 – retaining
beam, 8 – hauler, 9 – front rocker, 10 – connector, 11 – crank
Tablica 1. Dane techniczne i przekroje poprzeczne badanych lin
Table 1. Technical specifications and cross-sections of the tested ropes
Lp.
Konstrukcja liny
Średnica
liny d,
mm
Masa 1m
kg
Przekrój
nośny F
mm2
Druty
wytrzymałość
Rm, MPa
Okrągłosplotkowa dwuwarstwowa
o punktowym styku drutów 12x7
+ 6x19M – FC
46
7,22
816,0
1180
Trójkątnosplotkowa o punktowym
styku drutów 6xV35B-FC
współzwita
50
10,65
1108,0
1570
Przekrój
poprzeczny
liny
1
2
2. Charakterystyka obciążeń cyklicznie zmiennych
Za cykl zmian obciążeń przyjmujemy ruch wózka maszyny
zmęczeniowej tam i z powrotem.
W czasie każdego cyklu w badanej linie występują obciążenia typu:
– zmienne rozciągające,
– momenty zginające,
– momenty skracające,
– naciski poprzeczne między liną a rowkiem koła.
2.1. Zmienne obciążenia rozciągające
Uzyskany w wyniku pomiarów przebieg zmian siły rozciągającej w linie podczas kilku kolejnych cykli przedstawia
rys. 2.
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
103
Rys. 2.Oscylogram zmian sił w linie podczas kilku kolejnych cykli pracy w maszynie zmęczeniowej P4-GIG-2 [2]
Fig. 2. Oscillograph record of force change in the rope during a few subsequent work cycles in the fatigue
machine P4-GIG-2 [2]
Z rysunku 2. wynika, że w maszynie P4-GIG-2 realizowany jest jednostronny dodatni cykl zmiany sił w linie
o parametrach:
– okres zmian wartości obciążenia T = 6 s,
– częstość kołowa ω =
Współczynnik asymetrii cyklu
= 1,047 s-1 ,
– częstotliwość f = ok. 0,17 Hz.
Przebieg zmiany siły rozciągającej w linie określa znana
zależność
(2.1)
P = Pm + Pasin(ωt)
gdzie:
(2.4)
(2.5)
Uwzględniając warunki badań dla analizowanych lin
zależność (2.1) przybiera postać
P = Ps (1,075 + 0,075 sin(ωt))
(2.6)
– średnie obciążenie cyklu, (2.2)
Ps – obciążenie statyczne odpowiadające 1/6 siły zrywającej linę
– amplituda obciążenia cyklu. (2.3)
Na rysunku 3. i 4. przedstawiono przebiegi zmiennych
obciążeń rozciągających liny  46 mm i  50 mm podczas
kolejnych cykli.
Współczynnik stałości obciążenia
Rys 3. Przebieg cyklicznie zmiennych obciążeń rozciągających liny dwuwarstwowej  46 mm w badaniach
zmęczeniowych
Fig. 3. Run of cyclically changeable stretching loads of two-layer rope  46 mm in fatigue tests
104
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
Rys 4. Przebieg obciążeń rozciągających cyklicznie zmiennych liny trójkątnosplotkowej  50 mm w badaniach
zmęczeniowych
Fig. 4. Run of cyclically changeable stretching loads of triangular-strand rope  50 mm in fatigue tests
2.2. Momenty zginające
Dwukierunkowo działające momenty zginające wywołują zmienne, co do wartości i znaku, normalne naprężenia
zginające
(2.7)
gdzie:
El –moduł sprężystości (zależny od konstrukcji i obciążenia liny), MPa,
δ –średnica drutów zewnętrznych liny, mm,
D =1500, mm, średnica koła zginającego.
2.3. Momenty skręcające
Moment skręcający Ms wywołany śrubowym ułożeniem
drutów i splotek w przekroju rozciąganej liny
Ms = k0 * P
(2.8)
gdzie:
k0 – umowny, zastępczy promień odkrętności liny [2]
(zależny od konstrukcji i technologii wykonania
liny),
P –zmienna siła rozciągająca linę określona zależnością
(2.6).
Na rys. 5. przedstawiono przebieg cyklicznie zmieniającego się momentu skręcającego w linie  46 mm.
2.4. Naciski poprzeczne między liną a rowkiem koła
Zmienne naciski poprzeczne między liną a rowkiem koła
zginającego określa zależność [1]
(2.9)
gdzie:
po –nacisk powierzchniowy między liną a dnem rowka
koła, MPa,
P –zmienna siła rozciągająca linę określona zależnością,
(2.6)
d –średnica liny, mm,
D –średnica koła zginającego, mm.
Naprężenia normalne (rozciąganie, zginanie) i styczne
(skręcanie), wywołane omówionymi rodzajami obciążeń
mają charakter cyklicznie zmienny i wywołują zmęczenie lin.
Rys. 5.Przebieg cyklicznie zmiennego momentu skręcającego linę dwuwarstwową  46 mm w badaniach zmęczeniowych
Fig. 5. Run of cyclically changeable torque of two-layer rope  46 mm in fatigue tests
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
3. Model procesu wzdłużnych odkształceń liny w warunkach złożonych obciążeń cyklicznie zmiennych
Z wieloletnich badań laboratoryjnych i ruchowych [2]
wynika, że proces wzdłużnego odkształcania aż do zniszczenia
liny podzielić można na trzy okresy. W pierwszym okresie,
zwanym nieustalonym (rys. 6), intensywność odkształceń jest
zmienna i szybko maleje osiągając pewną wartość minimalną.
W drugim okresie zwanym ustalonym, przyrost wzdłużnych
odkształceń jest w przybliżeniu stały i w niektórych przypadkach może być bardzo długi. W trzecim okresie intensywność
odkształceń znowu rośnie, aż do zerwania liny.
105
W oparciu o uzyskane wyniki badań [3] sporządzono empiryczne wykresy (punkty odwzorowujące wyniki pomiarów),
a następnie dopasowywano do nich kolejno różne regresyjne
modele funkcyjne określające zależność ε = f (N). Poniższe
wykresy (rys. 7) prezentują wzajemny układ punktów pomiarowych i wpisanych funkcji regresji dla liny  46mm.
1. ε = a0 + a1N
wielomian pierwszego
(3.1)
stopnia
2. ε = a0 + a1 logN
funkcja logarytmiczna (3.2)
a1N
3. ε = a0
funkcja wykładnicza
wielomian trzeciego
(3.4)
stopnia
Na podstawie wykonanych wykresów stwierdzono, że
spośród analizowanych funkcji, najlepszym matematycznym
modelem opisującym zależność ε=f(N), okazał się wielomian
trzeciego stopnia, który wykorzystany zostanie w dalszej
analizie. Jest to zgodne z wynikami badań przedstawionymi
w monografii [2] .
Graniczne wartości wydłużenia εgr i liczby cykli Ngr , przy
których ze względów bezpieczeństwa lina ma być wymieniona, wyznaczają początek okresu III (rys. 6). Są to zarazem
współrzędne punktu przegięcia krzywej wydłużania (rys. 6).
Warunkiem koniecznym, aby dany punkt Pp (Np ,εp) był
punktem przegięcia krzywej, jest to, aby druga pochodna
funkcji ε = f(N) spełniała równość ε’’= 0.
Zakładając, że funkcja (3.4) w rozpatrywanym przedziale jest ciągła i wielokrotnie różniczkowalna obliczamy
pochodne:
4. ε = a0 + a1N + a2N3 + a3N3
Rys. 6.Typowa krzywa wzdłużnego odkształcania się liny I,
II, III ‑ nieustalony, ustalony i przyspieszony okres odkształcania
Fig. 6. Common longitudinal strain curie: ropes I, II, III, fixed,
unfixed and accelerated strain period
1
2
3
4
(3.3)
Rys. 7.Punkty odwzorowujące wyniki pomiarów oraz krzywe empiryczne (regresyjne) ε =
f(N) narastania wzdłużnych odkształceń liny  46mm badanej w warunkach złożonych obciążeń cyklicznie zmiennych
Fig. 7. Mapping points of the measurement results and empirical (regressive) curves ε =
f(N) of mounting longitudinal strains of the rope  46 mm tested under conditions of
complex cyclically changeable loads
106
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
pierwsza pochodna druga pochodna stąd 2a2 + 6a3N = 0
Współrzędne punktu przegięcia określają zależności
(3.5)
Dla liny  46 mm postać empirycznej funkcji ma postać
ε = 0,2444+ 0,0001∙N -4,681 10 – 9 N2 + 6,8873 10– 14 ∙N3 (3.6 )
Uwzględniając zależności (3.5) i (3.6) otrzymujemy
Ngr = Np = 22655 cykli
Rys. 8. Wykres narastania wzdłużnych odkształceń liny dwuwarstwowej  46 mm podczas badania zmęczeniowego
Fig. 8. Graph of mounting longitudinal strains of the two-layer
rope  46 mm during a fatigue test
Wydłużenie graniczne
εgr = εp = 0,908 %.
Punkt przegięcia pozwala na wyznaczenie asymptoty
pionowej o współrzędnej NAS = 2Np = 45310 cykli. Pozwala
to przewidywać końcową liczbę cykli aż do zerwania. Na
wykresach (rys. 8 i 9) zaznaczono charakterystyczne punkty
dla analizowanych lin.
W tablicy 2 zestawiono parametry modeli empirycznych,
współrzędne punktów przegięcia oraz liczby cykli wyznaczających asymptoty pionowe badanych lin przy obciążeniach
cyklicznie zmiennych .
Tablica 2. Parametry modeli empirycznych oraz współrzędne
punktów przegięcia i asymptot pionowych badanych lin
Table 2. Parameters of empirical model and coordinates of
inflection and vertical asymptotes of the tested ropes
Numer
liny
a0
a1
a2
Np
a3
εgr
2Np
0,2444 0,0001
-4,681∙10 6,8873∙10 22655 0,908 45310
0,1186 5,4818∙ 10-5 -2,5021∙10-9 4,0221∙10–14 20740 0.457 41480
-9
–14
Rys. 9. Wykres narastania wzdłużnych odkształceń liny trójkątnosplotkowej  50 mm podczas badania zmęczeniowego
Fig. 9. Graph of mounting longitudinal strains of the triangular-strand rope  50 mm during a fatigue test
ε(t) = 0.328+4.4285·10–3·t–2.8558·10–5·t2+6.0565·10–8·t3 (4.1)
4. Wzdłużne odkształcania liny wyciągowej w warunkach
ruchowych
Jak już stwierdzono we wstępie, lina wyciągowa nośna, pracując w warunkach złożonych obciążeń cyklicznie
zmiennych, wydłuża się, a proces narastania wzdłużnych
odkształceń liny w funkcji czasu pracy lub funkcji liczby cykli
obciążeń może być wskaźnikiem postępującego osłabienia.
Dlatego górnicze przepisy bezpieczeństwa [5] nakazują rejestrację kolejnych przyrostów długości lin i nanoszenie ich na
odpowiedni wykres. Wykres powinien być aktualizowany po
każdym skróceniu liny. Proces wzdłużnego odkształcania się
liny podzielić można również na trzy okresy.
Na podstawie pomiarów prowadzonych przez kopalnię,
oszacowano równanie krzywej wzdłużnego odkształcania
się liny w funkcji czasu pracy również w formie wielomianu
trzeciego stopnia, otrzymując zależność
gdzie :
ε(t) –wzdłużne odkształcenie (względne wydłużenie) liny
w %, obliczone w stosunku do długości początkowej
liny Lo = 680 m,
t –liczba dni pracy liny od nałożenia.
Stosunek korelacyjny wynosił 0,985, co świadczy
o dobrym dopasowaniu krzywej typu wielomianu trzeciego
stopnia do wyników pomiarów. Na rys. 10 przedstawiono
wykres funkcji regresji (4.1) wzdłużnego odkształcania się
liny wyciągowej  56 mm w warunkach ruchowych.
Z wykresu wynika, że wystąpił już III okres (rys.6)
przyspieszonego wzdłużnego odkształcania, mimo iż lina
przepracowała tylko 280 dni.
Współrzędne punktu przegięcia krzywej wzdłużnego
odkształcania liny wynoszą:
tp = 157 dni , εp = 0,554 %.
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
107
pracy lub w funkcji liczby cykli obciążeń może być wskaźnikiem postępującego osłabienia.
2. Proces wzdłużnego odkształcania liny podzielić można na
trzy okresy. W pierwszym okresie, zwanym nieustalonym,
intensywność odkształceń jest zmienna i szybko maleje,
osiągając pewną wartość końcową, w drugim okresie
zwanym ustalonym, przyrost wzdłużnych odkształceń
jest w przybliżeniu stały i w trzecim okresie intensywność
odkształceń znowu rośnie, aż do zerwania liny.
3. Modelem matematycznym opisującym proces wzdłużnego odkształcania się liny okazała się funkcja regresyjna
w postaci wielomianu trzeciego stopnia. Parametry empirycznej funkcji regresyjnej szacowane są w oparciu o
wyniki pomiarów badań laboratoryjnych lub pomiarów
rejestrowanych w górniczym wyciągu szybowym.
Rys. 10. Wzdłużne odkształcenia liny wyciągowej trójkątnosplotkowej  56 mm w warunkach ruchowych
Fig. 10. Longitudinal strains of triangular-strand hoisting
rope  56 mm under movement conditions
Graniczna liczba dni pracy tgr = 2 tp = 314 dni. Oznacza
to, że zerwanie liny mogłoby nastąpić po dalszych 34 dniach
od momentu odłożenia liny.
Lina wykazywała już znaczne oznaki osłabienia, a na odcinku najbardziej zmęczonym było już ponad 500 pękniętych
drutów zewnętrznych.
5. Wnioski
1. Liny wyciągowe nośne, pracując w warunkach złożonych
obciążeń cyklicznie zmiennych, wydłużają się, a proces
narastania wzdłużnych odkształceń liny w funkcji czasu
Literatura
1.
2.
3.
4.
5.
Feyrer K.: Drahtseile: Bemessung, Betrieb, Sicherheit. Springer - Verlag
Berlin Heidelberg 1994.
Hankus J. : Budowa i własności mechaniczne lin stalowych. Główny
Instytut Górnictwa, Katowice 2000.
Hankus J., Hankus Ł.: Opracowanie metodyki badań stanu bezpieczeństwo stalowych lin wyciągowych z wykorzystaniem efektu magnetycznej pamięci metalu. Projekt badawczy własny Nr 4T 12 A 027 30 termin
realizacji: 2006 – 2009.
Norma PN-EN 12385 –2 : 2004, Liny stalowe - Bezpieczeństwo - Część
2: Definicje, oznaczenie i klasyfikacja.
Prawo geologiczne i górnicze: Przepisy wykonawcze do rozporządzenia
Ministra Gospodarki z dnia 28 czerwca 2002 r., znowelizowane w 2006
r. w sprawie bezpieczeństwa i higieny pracy, prowadzenia ruchu oraz
specjalistycznego zabezpieczenia przeciwpożarowego w podziemnych zakładach górniczych. Stowarzyszenie Inżynierów i Techników
Górnictwa, Katowice 2006.
108
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
UKD 622.333: 622.654.004.62
Metoda wykrywania fałszywych alarmów w systemie
monitorującym sieć telekomunikacyjną kopalni
Method for detection of false alarms in telecommunication network monitoring
system of the mine
Prof. zw. dr hab. Jerzy Korczak*)
Mgr Bartłomiej Karaban**)
Treść: Zapewnienie bezpieczeństwa pracy i utrzymanie ciągłości wydobycia to kluczowe zadania systemów telekomunikacyjnych
w górnictwie głębinowym. Systemy te pomimo nowoczesnych i innowacyjnych rozwiązań monitorowania infrastruktury nie są
wolne od wad. Praktycznym problemem jest występowanie fałszywych alarmów o uszkodzeniu infrastruktury, które powodują
negatywne skutki, takie jak zwiększenie kosztów bieżącej eksploatacji systemu i przeciążenie informacyjne operatorów. W
publikacji zaproponowano metodę wykrywania fałszywych alarmów w systemie telekomunikacyjnym kopalni oraz zaprezentowano niektóre reguły dostarczające użytecznej wiedzy z danych. Eksperymenty zostały przeprowadzone na rzeczywistych
danych pochodzących z systemu telekomunikacyjnego funkcjonującego w kopalni KGHM Polska Miedź S. A.
Abstract: The key task of telecommunication systems in deep mining is to ensure safety and continuity of production. These systems,
despite modern and innovative infrastructure monitoring solutions, are not free from drawbacks. The practical problem is the
occurrence of false alarms of damage to infrastructure, which cause many negative effects such as the increase in the cost of
the current operation of the system, information overload of operators or service errors. This paper proposes a method for
detecting false alarms in the communication system of the copper mine and presents some rules that provide useful knowledge
extracted from the database. The experiments were carried out on real data from the telecommunication system operating in
the mine KGHM Polska Miedz S.A.
Słowa kluczowe:
eksploracja danych, indukcyjne drzewa decyzyjne, klasyfikacja, system telekomunikacyjny
Key words:
data exploration, inductive decision trees, classification, telecommunication system
1. Wprowadzenie
Bezpieczeństwo pracy w kopalni, dobra organizacja oraz
utrzymanie ciągłości produkcji wymaga sprawnego i efektywnego systemu monitorowania stanu instalacji telekomunikacyjnej, maszyn, urządzeń i pracowników. Jedną z istotnych
funkcji systemu monitorującego sieć telekomunikacyjną jest
gromadzenie i przekazanie operatorom informacji o statusie
komunikacji z urządzeniami sieciowymi, o obecności napięcia
zasilania, czasie i lokalizacji wystąpienia awarii i wartościach
parametrów pracy urządzeń, oraz o zagrożeniach zaistnienia
awarii [2]. Informacja o awarii dla operatora systemu oznacza
*) Uniwersytet Ekonomiczny we Wrocławiu **) Uniwersytet Ekonomiczny
we Wrocławiu, KGHM Polska Miedź S.A.
utratę łączności w wyrobiskach, w którym te urządzenia są
zainstalowane.
Przedstawione w artykule badania dotyczyły znanego
i trudnego problemu występującego w automatycznych systemach monitorujących – problemu identyfikacji fałszywych
alarmów, braku komunikacji z wybranym urządzeniem infrastruktury sieciowej lub ich grupą [5]. Zaznaczmy, że systemy
monitorujące w kopalni, i to potwierdzają też nasze badania,
zawsze generują alarm o braku łączności w przypadkach
rzeczywistej jej utraty [4].
Rozpoznanie fałszywych alarmów i minimalizacja ich
wystąpień jest jednym z aktualnych problemów projektowania
i funkcjonowania automatycznych systemów monitorujących.
Jednym z kryterium kwalifikacji alarmu jest jego czas trwania.
W praktyce w przypadku krótkiego czasu trwania alarmu, operatorzy traktują alarm jako fałszywy. Takie podejście skutkuje
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
„wyczekiwaniem” na zakończenie stanu alarmowego (przywrócenie komunikacji), co powoduje opóźnienia w zgłaszaniu
awarii do serwisu, przez co czas ich trwania jest dłuższy [4].
Duża liczba alarmów powoduje również negatywne skutki
takie jak przeciążenie informacyjne operatorów, wynikające z
tego błędy obsługi oraz wzrost kosztów bieżącej eksploatacji
systemu. Wyniki analizy aktualnego stanu funkcjonowania
systemu monitorującego były główną przesłanką do podjęcia
badań nad problemem rozpoznania alarmów i ich klasyfikacji.
Omawiany w artykule system diagnostyczny funkcjonuje
w jednym z zakładów górniczych należących do KGHM
Polska Miedź S. A. Informuje on operatora o uszkodzeniach
mających status usterki lub awarii. Awarią nazwiemy skutek
zdarzenia powodujący przerwę w funkcjonowaniu łączności.
Za usterkę uznaje się każde uszkodzenie, którego skutek jest
inny niż utrata łączności [4].
Celem publikacji jest przedstawienie metody automatycznego rozpoznawania alarmów i ich klasyfikacji pozwalającej
na ekstrakcję nowych i użytecznych informacji oraz reguł
identyfikacji, w szczególności fałszywych alarmów generowanych przez system monitorujący.
W artykule opisano system telekomunikacyjny kopalni,
którego dotyczy problem fałszywych alarmów, zastosowaną
metodę ekstrakcji użytecznej wiedzy z danych oraz wyniki
eksperymentów, które zostały przeprowadzone na rzeczywistych danych pochodzących z bazy systemu.
2. Sieć telekomunikacyjna w kopalni
W systemach telekomunikacyjnych funkcjonujących
w kopalniach KGHM Polska Miedź S.A. zastosowano rozwiązania techniczne i organizacyjne zapewniające bardzo
wysoki poziom niezawodności ich pracy. Większość systemów to bardzo nowoczesne i innowacyjne rozwiązania.
Najistotniejsze z nich to: system łączności ogólnokopalnianej,
system rozgłoszeniowo-alarmowy i system łączności radiowej, którego baza danych została wykorzystana do ilustracji
metody rozpoznawania fałszywych alarmów.
System łączności radiowej składa się z komponentów
fizycznych, jak i pakietów programowych, które w ramach
jednego systemu teleinformatycznego umożliwiają realizację
funkcji telekomunikacyjnych, administracyjno-serwisowych
oraz diagnostycznych.
109
Głównym elementem systemu jest Stacja Kopalniana
pełniąca rolę węzła zestawiającego połączenia, serwera
aplikacji diagnostycznej oraz punktu podłączenia terminali
administracyjnych. Stacja Kopalniana jest połączona łączami
światłowodowymi ze Stacjami Rejonowymi zainstalowanymi
na dole kopalni. Stacje Rejonowe wyposażone są w moduły
oraz modemy diagnostyczne, które „odpytują” urządzenia
sieciowe w celu określenia ich statusu komunikacyjnego oraz
kontroli parametrów pracy. „Zapytanie” o „obecność” danego
urządzenia jest wysyłane co około 11 minut, w przypadku
braku odpowiedzi aktywowany jest alarm o braku komunikacji
z danym urządzeniem. Opisane elementy systemu monitorującego zilustrowano na rysunku 1.
Opisywany system łączności radiowej jest nowoczesnym
rozwiązaniem pod względem sprzętowym jak i aplikacyjnym,
o wysokim stopniu niezawodności dedykowanym dla kopalni
głębinowych. Szczególnym walorem jest graficzny interfejs
Portalu Diagnostycznego pozwalający w szybki i intuicyjny
sposób lokalizować miejsca wystąpienia awarii w sieci. Jedną
z interesujących funkcji systemu jest możliwość „odpytania”
ad hoc wybranego urządzenia przez operatora systemu, co
znacznie przyśpiesza wykonywanie prac serwisowych. Okno
mapy Portalu Diagnostycznego przedstawiono na rysunku 2.
Jak można zauważyć, kolorem czerwonym sygnalizowana jest
awaria elementów infrastruktury o braku komunikacji; informację tę można odczytać w oknie dialogowym wywołanym
przez operatora po kliknięciu na dane urządzenie. Pomimo
wskazanych zalet system monitorujący nie jest pozbawiony
wad. Najistotniejszą z nich jest generowanie fałszywych
alarmów o braku łączności w wyrobiskach.
Po tym krótkim wprowadzeniu, w następnym rozdziale
omówimy zaproponowaną metodę eksploracji danych, uzasadnimy wybór klasyfikatora oraz przedstawimy wybraną
metodykę procesu eksploracji danych.
3. Metoda eksploracji baz danych diagnostycznych
Proces eksploracji danych lub odkrywania wiedzy G.
Piatetsky-Shapiro definiuje jako „proces nietrywialnej ekstrakcji potencjalnie użytecznych i wcześniej nie znanych
informacji bądź wyszukiwania prawidłowości i ogólnych
wzorców w istniejących bazach danych”[7].
Rys. 1.Schemat poglądowy systemu monitorującego
Fig. 1. Scheme of a monitoring system
110
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
Rys. 2.Okno mapy systemu antenowego oddziału górniczego wraz z uaktywnionym oknem parametrów
wzmacniacza (skala 1:7500)
Fig. 2. Place of antenna system map of mining division along with the active place of the parameters of an
amplifier (scale 1:7 500)
Nawiązując do specyfiki problemu rozpoznawania i klasyfikacji alarmów, możliwe jest zastosowanie dwóch podejść
dobrze opisanych w literaturze: klasyfikacji nadzorowanej
lub nienadzorowanej. Zasadniczą różnicą pomiędzy nimi
jest wiedza a priori o wartości zmiennej celu. W przypadku
algorytmów nienadzorowanych taka zmienna może być
utworzona po grupowaniu, a jej klasa będzie etykietą danej
grupy obserwacji. Z uwagi na posiadanie informacji czy dany
alarm historyczny był prawdziwy lub fałszywy, wskazane było
zastosowanie klasyfikacji nadzorowanej.
Istnieje wiele metod klasyfikacji nadzorowanej, do których
należą m.in.: regresja logistyczna, analiza dyskryminacyjna,
sieci neuronowe, algorytmy genetyczne, SVM, naiwny klasyfikator Bayesa, reguły decyzyjne CN2, indukcyjne drzewa
decyzyjne. Niemożliwe jest zastosowanie wielu z tych metod,
które są dedykowane dla modeli z ilościowymi zmiennymi
objaśniającymi, podczas gdy alarm opisany jest w większości za pomocą atrybutów symbolicznych. Natomiast metody
takie jak SVM, naiwny klasyfikator Bayesa, reguły decyzyjne
i indukcyjne drzewa decyzyjne nie mają tego ograniczenia,
dlatego ta grupa metod była rozpatrywana w celu wskazania
tej, która ze względów teoretycznych, jak i praktycznych jest
odpowiednia dla uzyskania oczekiwanego rezultatu.
Przeprowadziliśmy eksperymenty i testy wielu metod
klasyfikacji, wśród których wyróżniliśmy indukcyjne drzewa
decyzyjne. Za wyborem tej metody przemawiało kilka przesłanek. Pierwsza wynikała z podstawowej zasady wnioskowania
indukcyjnego prowadzącej do generalizacji obserwacji i faktów w postaci reguł i stwierdzeń. Analityk posiadający wiedzę
dziedzinową powinien weryfikować prawdziwość wygenerowanych reguł i modelować drzewo dopóty, dopóki reguły te
będą na tyle pragmatyczne, by zastosować je do rozwiązania
problemu. Następnym ważnym walorem była prostota interpretacyjna otrzymanych reguł, zarówno w postaci graficznej,
jak i reguł decyzyjnych. Ostatnią zaletą, która skłoniła nas ku
zastosowaniu drzew indukcyjnych jest możliwość kontroli
złożoności i ogólności generowanych reguł. Słabością IDT
jest możliwość wygenerowania zbyt „rozrośniętego” drzewa,
które może być przeuczone (overfiting) i bardziej podatne na
błędne klasyfikacje nowych przypadków [1].
Istnieje wiele miar oceny klasyfikatorów takich jak:
wrażliwość (sensitivity, TP rate), precyzja (precision), specyficzność (specificity, TN rate) lub trafność (accuracy) [6].
W przeprowadzonych badaniach w aspekcie wartości wskazanych miar najistotniejszym celem była minimalizacja błędu
pierwszego rodzaju (FP), określającego liczbę fałszywych
alarmów, które zostały zaklasyfikowane jako prawdziwe1.
Drugą istotną miarą była precyzja, która uwzględnia liczbę
alarmów prawdziwych błędnie zaklasyfikowanych jako fałszywe. Generalnie przy wyborze klasyfikatora dążymy do
osiągnięcia kompromisu pomiędzy czytelnością oraz użytecznością reguł i maksymalizacją wartości tych miar, przy
czym pierwsze kryterium należy uznać za bardziej istotne
w przypadku niewielkiej różnicy w ocenie klasyfikacji.
Proces eksploracji danych został przeprowadzony według
metodyki CRISP-DM [1], przy użyciu platformy Orange.
W badaniu zaproponowano schemat procesu eksploracji
przedstawiony na rysunku 3. Pierwszym etapem było przygotowanie danych do modelowania, którego część przeprowadzono w MS EXCEL i MS ACCES. Tę część procesu wyróżniono na omawianym rysunku pomarańczowym kolorem.
Kolejnym etapem procesu było przeprowadzenie wstępnej
analizy danych (pole z brązowym konturem), po którym
zbudowano model i przeprowadzono właściwą eksplorację
danych za pomocą wybranych metod klasyfikacji (pole z zielonym konturem). Ostatnim etapem była ewaluacja wybranych
modeli (pole z niebieskim konturem).
Opis danych, proces budowy modelu indukcyjnego drzewa
decyzyjnego i jego oceny w porównaniu z innym klasyfikatorami (SVM, Naive Bayes i CN2) zostaną przedstawione
w następnym rozdziale.
1
W tabelarycznym zestawieniu parametrów oceny jakości klasyfikatorów
zaprezentowanym w kolejnym rozdziale posłużyliśmy się parametrem
wrażliwości (1-FP), określa on liczbę poprawnie zaklasyfikowanych
fałszywych alarmów.
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
111
Rys. 3.Okno procesu eksploracji danych platformy Orange
Fig. 3. Place of data exploration on the Orange platform
4. Wyniki eksperymentów
Analizowane dane są danymi rzeczywistymi pochodzącymi z: systemu monitorującego, dokumentacji technicznej
systemu oraz wpisów w książce serwisowej. Zbiór danych
stanowił 1316 obserwacji z okresu od 01.05.2012 r. do
18.05.2012 r. Opisywana próbka danych została wybrana losowo. W pierwszym etapie prac w celu wykorzystania danych
w wybranych algorytmach klasyfikacji przeprowadzono niezbędne transformacje wartości atrybutów. Przykładowo, jeden
z atrybutów („Czas trwania”) poddano dyskretyzacji (metodą
równej gęstości klas). Przekształcone dane poddano następnie
rangowaniu, korzystając z kryterium Gain Ratio, następnie
wybrano atrybuty, które zostały użyte do modelowania.
Jak wskazano i uzasadniono w rozdziale trzecim, do
modelowania klasyfikatora wybrano algorytm indukcyjnego
drzewa decyzyjnego opartego na entropii (ID3) [3]. W trakcie
eksperymentów wygenerowano około 100 wariantów drzew
decyzyjnych, zmieniając wartość różnych parametrów wstępnego przycinania drzewa oraz liczbę klas atrybutu opisującego
czas trwania alarmu.
W pierwszej serii eksperymentów określono liczbę klas
atrybutu „Czas trwania” na 10 (maksymalną dla ograniczenia
w pakiecie Orange). Parametrem kontrolowanym był warunek
wstępnego przycięcia drzewa (minimalna liczba obserwacji
w liściu), którego wartość po przeprowadzeniu 10 eksperymentów ustalono na 5, zakładając, że jego wartość może być
ponownie zmieniana podczas ewaluacji modelu.
Na skutek wygenerowania drzewa, w którym 6 liści
węzła atrybutu „Czas trwania” zawierało tylko obserwacje
z fałszywymi alarmami, dokonano agregacji tych klas, czego
efektem było zmniejszenie ich liczby z 10 do 5. Wskazana
zmiana negatywnie wpłynęła na jakość wszystkich czterech
klasyfikatorów. Parametr specyficzności (TN) przyjął gorszą
wartość niż w poprzednich eksperymentach.
W ostatniej serii eksperymentów ponownie dokonano
zmiany parametru zatrzymania budowy drzewa. Tak samo jak
w pierwszej serii eksperymentów podczas badania kontrolowano liczbę obserwacji w liściu, przy której budowa drzewa
jest zatrzymywana. Parametr ten przyjmował wartości w przedziale od 1 do 10. Satysfakcjonujące rezultaty w kontekście
wartości miar oceny i użyteczności wygenerowanych reguł
uzyskano dla wartości warunku zatrzymania budowy drzewa
równej dwóm obserwacjom.
W tablicy nr 1 przedstawiono zestawienie parametrów
oceny klasyfikatorów. Jak można zauważyć, niewiele lepsze
wyniki wskaźnika wrażliwości zostały uzyskane dla klasyfikatorów SVM i CN2, o wiele gorszy wynik osiągnięto dla
Naive Bayes. Wartość precyzji klasyfikacji dla indukcyjnych
drzew decyzyjnych była najlepsza wśród zaproponowanych
klasyfikatorów. Specyficzność określająca poprawność klasyfikacji prawdziwych alarmów była niewiele gorsza niż w
przypadku SVM, jednocześnie lepsza niż dla CN2 i Naive
Bayes. Ostatnią, najmniej istotną miarą, ze względu na rożne
znaczenie błędnych klasyfikacji dla każdego rodzaju alarmu
była trafność klasyfikacji. W przypadku tej miary wynik był
nieznacznie gorszy niż dla CN2 i SVM. Należy podkreślić,
że parametry oceny klasyfikacji były bardzo zbliżone dla
drzew decyzyjnych, CN2 i SVM. Zdecydowanie najgorszym
klasyfikatorem był Naive Bayes. Uwzględniając kryteria miar
oceny jakości klasyfikacji, łatwości interpretacyjnej reguł
i użyteczności nowej wiedzy na temat fałszywych alarmów,
metoda indukcyjnych drzew decyzyjnych została uznana za
lepszą od pozostałych, które zostały wstępnie zaproponowane.
Tablica 1. Zestawienie parametrów oceny jakości stosowanych klasyfikatorów
Table 1. Summary of parameters of the evaluation of quality of the classifiers in application
Klasyfikator
Classification Tree
CN2
SVM
Naive Bayes
Wrażliwość
0,972
0,974
0,973
0,923
Precyzja
0,928
0,927
0,927
0,886
Specyficzność
0,555
0,550
0,565
0,298
Trafność
0,912
0,913
0,914
0,832
112
PRZEGLĄD GÓRNICZY
W artykule przedstawiono jedynie cztery spośród kilkunastu reguł, które dostarczyły użytecznej, nieznanej wcześniej
wiedzy na temat fałszywych oraz prawdziwych alarmów
generowanych przez system monitorujący. W około 100
eksperymentach wygenerowano kilkaset reguł decyzyjnych2.
Analizując wygenerowane reguły odnotowano, że
w każdym z drzew wygenerowanych po agregacji klas „Czas
trwania alarmu” (trzecia seria eksperymentów) występuje
następująca „silna” reguła o „czystości” 96,5% pokrywająca
800 alarmów:
JEŻELI
„Moment wystąpienia alarmu: praca kopalni” =
”Wydobycie”
˄ „Czas trwania alarmu” ≤ 44 minuty
TO Alarm fałszywy
Wskazana reguła jest nową użyteczną wiedzą na temat
progu czasowego alarmu, poniżej którego alarm można
z wysokim prawdopodobieństwem uznać za fałszywy. Wartość
tego progu wynosi około 44 minut.
Kolejna użyteczna reguła, pomimo pokrycia znacznie
mniejszej liczby przypadków to:
JEŻELI
„Moment wystąpienia alarmu: praca kopalni” = ”Postój”
˄ „Moment ustąpienia alarmu: praca ludzi” = (”Zakładka
WSP” „Zmiana wydobywcza”)
TO Alarm prawdziwy
Wskazana reguła pokrywa 39 przypadków, z „czystością”
100%. Po przeanalizowaniu przypadków, których dotyczy,
okazało się, że identyfikuje ona alarmy, które powstały na
skutek wyłączenia rozdzielni elektrycznych w weekend.
Zastosowanie tej reguły pozwoli poza zwiększeniem skuteczności rozpoznawania alarmów dla osoby prowadzącej
rozliczenia wskazać rozdzielnie, które ze względu na zasilanie urządzeń łączności powinny być utrzymywane w stanie
ciągłej pracy. Informacja ta powinna być przekazana służbom
elektrycznym w kopalni.
Kolejne dwie reguły klasyfikują alarmy o długim czasie
trwania, należy zaznaczyć, że w praktyce szczególnie trudno
określić prawdziwość takich alarmów.
JEŻELI
„Moment wystąpienia alarmu: praca kopalni” =
”Wydobycie”
˄ „Czas trwania alarmu” > 5 godzin i 30 minut
˄ „Moment wystąpienia alarmu: praca ludzi” = „Zmiana
wydobywcza”
˄ „Moment ustąpienia alarmu: praca ludzi” = „Brak wydobycia”
TO Alarm fałszywy
JEŻELI
„Moment wystąpienia alarmu: praca kopalni” =
”Wydobycie”
˄ „Czas trwania alarmu” > 5 godzin i 30 minut
˄ „Moment wystąpienia alarmu: praca ludzi” =
(„Wydobycie” „Prace strzałowe”)
TO Alarm prawdziwy
Wskazane reguły dostarczają użytecznej wiedzy na temat
fałszywych alarmów o długim czasie trwania. Jak wskazano
we wstępie, operatorzy często posługują się heurystykami
przy próbie określenia prawdziwości alarmu, dotychczas
zakładano, że alarm fałszywy nie trwa dłużej niż 2 godziny
Na podstawie pierwszej z reguł można wywnioskować, że w
45 przypadkach alarmy o czasie trwania około 5,5 godziny
były alarmami fałszywymi („czystość” liścia = 100 %), co
2
Kompletne wyniki eksperymentów przedstawiono w pracy magisterskiej
B. Karabana „Indukcyjne drzewa decyzyjne w analizie alarmów systemu
telekomunikacyjnego”.
2014
podważa dotychczasowe, heurystyczne założenia. Druga
z reguł pozwala identyfikować przypadki, gdy do utraty
łączności dochodzi najprawdopodobniej na skutek prowadzenia prac strzałowych. Reguła ta pokrywa tylko trzy
przypadki („czystość” liścia 100%), jednak biorąc pod uwagę
informacje jakich dostarcza, może identyfikować sytuacje,
w których dochodzi do uszkodzenia linii telekomunikacyjnej
na skutek prowadzenia prac strzałowych. Takie informacje
przekazane służbom strzałowym mogą zmniejszyć częstość
występowania takich sytuacji, co pozwoli na zmniejszenie
awaryjności systemu oraz zmniejszy koszty związane z serwisem uszkodzeń sieci.
5. Podsumowanie
Systemy telekomunikacyjne w górnictwie pełnią kluczową rolę w aspekcie bezpieczeństwa, dobrej organizacji
i utrzymania ciągłości wydobycia, dlatego konieczne jest
monitorowanie stanu infrastruktury telekomunikacyjnej.
Pomimo nowoczesnych i innowacyjnych rozwiązań omawiany system monitorujący nie jest wolny od wad. W artykule
zaproponowano metodę wykrywania fałszywych alarmów
o braku łączności w wyrobiskach górniczych oraz pozyskiwania nowej, użytecznej wiedzy z danych. W około 100
eksperymentach przy kontrolowaniu warunków wstępnego
zatrzymania budowy drzewa oraz liczby klas atrybutu „Czar
trwania alarmu” za pomocą indukcyjnych drzew decyzyjnych
pozyskano informację o wartości progowej czasu trwania,
poniżej której alarm obiektywnie można uznać za fałszywy.
Kolejną bardzo istotną, nieznaną wcześniej informacją jest
zidentyfikowanie pojedynczych urządzeń, które zostają pozbawione napięcia zasilania w dni, w które nie jest prowadzone
wydobycie, co powoduje utratę łączności. Inna potencjalnie
użyteczna reguła, dotyczy rozpoznawania urządzeń, które
mogą być uszkodzone na skutek prowadzenia prac strzałowych.
Otrzymane wyniki skłaniają do podjęcia dalszych badań
nad rozpoznaniem i klasyfikacją alarmów sygnalizowanych
przez system monitorujący w kopalni. Przede wszystkim
badania należy przeprowadzić na znacznie większej liczbie
obserwacji. W celu poprawienia trafności klasyfikacji należy
rozważyć dodanie kolejnych atrybutów opisujących alarm
oraz uwzględnienia w bazie danych systemu diagnostycznego
połączeń pomiędzy wzmacniaczami oraz kolejności wystąpienia stanów awaryjnych w czasie. Efekty tych prac pozwolą na
sprawniejsze i bardziej efektywne funkcjonowanie systemu
monitorowania stanu instalacji telekomunikacyjnej.
Literatura
1.
2.
3.
4.
5.
6.
7.
Bramer M.: Undergraduate Topics in Computer Science. Principles of
Data Mining. Springer. London 2013, s. 121÷122.
Ding S.: Model-Based Fault Diagnosis Techniques. Design Schemes,
Algorithms and Tools, Springer. London 2013, s. 4.
Gorunescu F.: Data Mining. Concepts, Models and Techniques.
Springer. Berlin 2011, s. 165÷166.
Karaban B.: Indukcyjne drzewa decyzyjne w analizie alarmów systemu
telekomunikacyjnego. Praca magisterska. UE we Wrocławiu. Wrocław 2013.
Korbicz J, Kościelny J., Kowalczuk Z., Cholewa W.: Diagnostyka
procesów. Modele. Metody sztucznej inteligencji. Zastosowania. WNT.
Warszawa 2002, s. 11.
Morzy T.: Eksploracja danych. Metody i algorytmy. PWN. Warszawa
2013, s. 326÷327.
Piatetsky-Shapiro G., Frawley W.: Knowledge discovery in databases.
The AAAI Press. Menlo Park 1991.
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
113
UKD 622.338.4(46): 622.553: 622.2-045.43
Technologie wydobycia i odzysku metali z konkrecji
polimetalicznych zalegających na dnie oceanów
Technologies of extraction and recovery of metals from polymetalic nodules lying
at the bottom of oceans
Inż. Aleksander Brożyna*)
Prof. dr hab. inż. Wiesław Kozioł*)
Treść: W związku z wyczerpywaniem się lądowych zasobów kopalin, a zwłaszcza niektórych surowców metalicznych niezbędnych
dla rozwoju gospodarczego, wstępnie rozpoznane na dnie oceanów polimetaliczne konkrecje coraz częściej traktowane są
jako potencjalne źródło różnych metali. Bardzo duże głębokości zalegania, możliwość występowania bardzo niekorzystnych
warunków pogodowych, falowanie, prądy morskie oraz duże odległości od lądów powodują, że przemysłowe wydobycie
konkrecji jest trudnym technicznie i bardzo kosztownym przedsięwzięciem. W artykule przedstawiono podstawowe możliwe
sposoby wydobycia konkrecji polimetalicznych, technologie odzysku metali z tego typu złóż, a także zagrożenia wynikające
z eksploatacji.
Abstract: Due to the depletion of land mineral resources, especially some metallic raw materials necessary for the economic development of mankind, the polymetalic nodules initially recognized at the bottom of the oceans are increasingly treated as
a potential source of various metals. Very large depth of occurrence, the possibility of bad weather, waves, ocean currents
and large distance from landmasses make commercial production of nodules a technically complicated and very expensive
business. This paper presents the basic methods of mining of polymetalic nodules, methods of metal recovery from this type
of deposits as well as the hazards resulting from the exploitation.
Słowa kluczowe:
zasoby kopalin, konkrecje polimetaliczne, eksploatacja, odzysk, zagrożenia
Key words:
mineral resources, polymetalic nodules, exploitation, recovery, hazards
1. Wprowadzenie
W związku z wyczerpywaniem się lądowych zasobów
kopalin [2] coraz częściej uważa się, że zagospodarowanie
kopalin oceanicznych na większą skalę jest tylko kwestią
czasu, najczęściej specjaliści mówią o perspektywie około
20 lat [7]. Polska jako kraj członkowski międzynarodowej
organizacji Interoceanmetal (IOM), wspólnie z niektórymi krajami byłej RWPG (Bułgaria, Czechy, Kuba, Rosja,
Słowacja) posiada status tzw. „inwestora pionierskiego” do
prowadzenia prac badawczo-poszukiwawczych i uzyskania
koncesji wydobywczej na przemysłowe zagospodarowanie
złóż kopalin polimetalicznych na Oceanie Spokojnym w
polu Clarion – Clipperton [7]. Pole to w porównaniu z innymi znanymi polami odznacza się wysokim wskaźnikiem
*) AGH w Krakowie
konkrecjonośności powyżej 10 kg/m2, przy równocześnie
dużej koncentracji metali. Konkrecje zalegają w tym polu
na głębokościach od 3800 – 5200 p.p.m., a średnie zawartości głównych metali wahają się: dla manganu 28÷32 %,
niklu – 1,1÷1,4%, miedzi – 0,95÷1,3 % i kobaltu – 0,21%
[1]. Zróżnicowanie górniczo-geologicznych warunków
występowania, a przede wszystkim rozmieszczenia kopalin
oceanicznych stawia ogromne wymagania oraz problemy
dla ewentualnej eksploatacji. Do najważniejszych z nich
należą: duże odległości od brzegu, falowanie, prądy morskie,
gigantyczne ciśnienie hydrostatyczne na dnie oceanu, korozja
powodowana przez wodę morską oraz bardzo zróżnicowana
struktura geologiczna. W przypadku konkrecji rozpatrujemy
złoże jako dwuwymiarowe, a to znaczy że eksploatacja będzie
wymagała dużych powierzchni. Jeśli chodzi o sprawy typowo techniczne, to głównymi problemami są tu zapewnienie
ciągłości wydobycia i stabilizacja wydajności. Przemysłową
eksploatację tych złóż należy rozpatrywać w całości jako
114
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
system urządzeń wydobywczych transportowych oraz przetwórczych. Najbardziej wymagającym elementem z całego
systemu jest sama jednostka wydobywcza. Opracowano różne
systemy eksploatacji, polegające na zbieraniu konkrecji z dna
morskiego wraz z ich transportem na powierzchnię morza,
a następnie w celach przeróbki do zakładów hutniczych.
2. Koncepcje wydobycia
Proponowane metody wydobycia dzielimy na trzy charakterystyczne grupy: metody hydrauliczne, mechaniczne
oraz z autonomicznymi zanurzalnymi barkami. W przypadku
metod hydraulicznych wydobywanie konkrecji odbywa się
w wyniku przepływu w rurociągu wydobywczym czynnika
roboczego: wody lub też wody z wtłaczanym powietrzem. Do
pionowego rurociągu wydobywczego konkrecje podawane są
z agregatu zbierającego je z dna oceanicznego za pośrednictwem elastycznego rurociągu. Wśród metod hydraulicznych
najczęściej wyróżnia się następujące warianty: jednorurowa
z pompami głębinowymi, jednorurowa z wtłaczanym powietrzem, dwururowa z pompami tłoczącymi wodę umieszczonymi na pokładzie statku wydobywczego, jednorurowa
z komorą separacyjną.
Ważniejsze z tych metod przedstawiono schematycznie.
Rys 2. Jednorurowa instalacja hydrauliczna z pompami głębinowymi [1]
Fig. 2. Hydraulic single-pipe installation with submersible
pumps [1]
Rys 3. Hydrauliczno-pneumatyczna instalacja wydobywcza
[1]
Fig. 3. Hydraulic-pneumatic mining installation [1]
Rys 1. Hydrauliczna instalacja wydobywcza z podwójną komorą separacyjną [1]
Fig. 1. Hydraulic mining installation of double separation
chamber [1]
lin przewijanych przez system wyciągarek znajdujących się
na pokładzie statku wydobywczego.
Na rys. 4 przedstawiono jeden z wariantów tej metody
opracowany przez japońską firmę Sumito Shoji Kaisha Ltd [4].
Metoda jednorurowa z podwójną komorą separacyjną (rys.
1) jest najbardziej atrakcyjna, jeżeli chodzi o zapotrzebowanie
energii do podnoszenia konkrecji, jednak mechaniczne podnoszenie konkrecji z komory separacyjnej na pokład statku wydobywczego jest na morzu trudne technicznie i niepewne [1].
Metoda jednorurowa z pompami głębinowymi (rys. 2)
zapewnia lepsze warunki pracy pomp, ale konstrukcja jest
bardzo kłopotliwa do montażu na morzu, powoduje to dużo
większy opór w czasie ruchu statku wydobywczego oraz niesymetryczny opór instalacji rurowej, co powoduje skręcanie [1].
Metoda hydrauliczno-pneumatyczna (rys. 3) początkowo wydawała się być atrakcyjna, a jednak ma dużą wadę:
rozprężające się w górnej części rurociągu powietrze powoduje przerwanie jednoczesnego przepływu mieszaniny
i konkrecji. Próbowano wprowadzić możliwość częściowego
odprowadzenia powietrza z górnego odcinka rurociągu, ale
nie spowodowało to rozwiązania problemu [1].
W metodzie mechanicznej wydobywanie konkrecji jest
realizowane za pomocą pojemników przymocowanych do
Rys 4. Metoda linowo-kubełkowa z jednym statkiem [4]
Fig. 4. Rope-bucket method with one ship [4]
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
115
Innym wariantem tej metody był wariant zaproponowany
przez francuskie firmy CNEXO i AFEROND, polegający na
wykorzystaniu dwóch statków. [4], (rys. 5).
Rys 5. Metoda linowo-kubełkowa z dwoma statkami
Fig. 5. Rope-bucket method with two ships
Ze względu na brak zadowalających rezultatów oba powyższe warianty odrzucono. W zamian powstały następne,
w których agregat zbiera konkrecje z dna i przeładowuje je
na pojemniki podnoszone układem linowym na pokład statku
wydobywczego.
Układ ten został przedstawiony na rys. 6.
Rys 7. Metoda eksploatacji złóż konkrecji polimetalicznych za
pomocą autonomicznych pojazdów głębinowych [1]
Fig. 7. Exploitation method of polymetalic nodules using autonomous depth vehicles [1]
Najpoważniejszym problemem w tym systemie jest ciągłe
zanurzanie i wynurzanie się barek, a także nawigacja w pobliżu dna tak, aby pole było dokładnie wyeksploatowane [6].
3. Technologie odzysku metali z konkrecji
W celu pozyskania metali z konkrecji polimetalicznych w
literaturze proponowanych jest wiele różnych metod. Niektóre
z nich były testowane w skali pilotażowej. Generalnie można
je podzielić na trzy główne grupy [8]:
1. Procesy pirometalurgiczne (np. wytop).
2. Procesy hydrometalurgiczne (np. ługowanie kwaśne).
3. Procesy kombinowane, tzn. takie, w których początkowo
przeprowadza się wstępną przeróbkę termiczną, a następnie hydrometalurgiczną.
3.1. Procesy pirometalurgiczne
Rys 6. Metoda linowo-pojemnikowa z agregatem zbierającym
konkrecje [1]
Fig. 6. Rope-bin method with aggregate collecting concretions
[1]
Pierwsze dwa projekty instalacji mechanicznych nie
zdały egzaminu ze względu na brak możliwości sterowania
i kontroli umożliwiających ciągłość pracy i równomierne
zbieranie konkrecji. Wszelkie nierówności dna uniemożliwiają
prawidłową pracę systemu.
W ostatnim rozwiązaniu konkrecje z dna oceanicznego są
zbieranie przez agregat denny, a zebrane konkrecje są przeładowywane do pojemników układem linowym. Głównym
problemem jest tu zasilanie agregatu, autonomiczne przeładowywanie, a także prawidłowe działanie układu linowego [1].
W metodach, w których używane są podwodne barki,
konkrecje podnoszone są z dna, a następnie przechowywane
w ładowniach. Konkrecje mogą być też załadowywane na
dnie za pomocą agregatu [6].
Działanie takiego systemu pokazano na rys. 7.
Prowadzą do skoncentrowania metalicznych składników
w stopie, który stanowi około 5% masy przetwarzanego
surowca. W metodach tych już w pierwszych operacjach
następuje przejście żelaza i manganu do żużla. Ze względu
na duża zawartość wilgoci są one jednak mniej atrakcyjne
od przeróbki konkrecji. Przeciętny proces przetwarzania
konkrecji metodą pirometalurgiczną polega na następujących
operacjach technologicznych:
Suszenie: zmielone konkrecje trafiają do pieca obrotowego, gdzie są suszone, odwadniane, podgrzewane oraz
redukowane w określonej temperaturze za pomocą węgla
i innych reduktorów. Następnie poddawane są wytopowi w
temperaturze około 1500◦C, skąd otrzymuje się stop metaliczny i żużel.
Utlenianie i konwersja: ciekły stop podawany do obrotowego konwertora w celu wydzielenia większości Mn
i otrzymania kamienia kierowanego do dalszej przeróbki
przez ługowanie hydrometalurgiczne różnymi roztworami
wodnymi [3].
3.2. Procesy hydrometalurgiczne
Metale użyteczne są bardzo rozproszone w konkrecji,
co sprawia, że nie mogą być one wzbogacone znanymi
metodami przeróbki. Przy zastosowaniu termicznej obróbki
116
PRZEGLĄD GÓRNICZY
porowata struktura konkrecji jest przyczyną bezpowrotnych
strat znacznych ilości energii zużywanej na usuwanie zawartej
w nich wody, która stanowi nawet ponad 50 % wagi. Obróbka
hydrometalurgiczna przeprowadzona w sposób bezpośredni
pozwala na eliminacje wymienionych strat. Dodatkowo liczba
operacji w jednostkowych technologiach hydrometalurgicznych jest znacznie mniejsza. Procesy hydrometalurgiczne
przetwarzania konkrecji polimetalicznych można zaliczyć do
trzech ogólnych grup: ługowanie roztworami kwasu solnego,
ługowanie amoniakalne oraz ługowanie roztworami kwasu
siarkowego [3].
3.3. Procesy kombinowane
Wyróżnia się następujące rozwiązania technologiczne
połączenia procesów termicznych z ługowaniem: prażenie
chlorujące (uważane jest za najskuteczniejsze ze względu na
bardzo wysoką wydajność, małe koszty oraz łatwość dostępu
chloru gazowe np. z wody morskiej. Jego główną zaletą jest
możliwość selektywnego wybierania metali w dobranych
warunkach), prażenie nasiarczające (wysuszone konkrecje
ogrzewa się w temperaturze 250-600◦C w atmosferze SO2
i powietrza) oraz prażenie z ługowaniem amoniakalnym (konkrecje ogrzewa się reduktorami, a następnie po wychłodzeniu
ługuje się je roztworem wodnym amoniaku i węglanów) [3].
4. Potencjalne zagrożenia eksploatacji konkrecji polimetalicznych
Morskie operacje górnicze związane z eksploatacją złóż
zasobów kopalin wiążą się z licznymi zagrożeniami. Różne
konstrukcje wchodzące w skład kompleksu wydobywczego
posadowione na większych i mniejszych głębokościach oraz
pływające, połączone rurociągami czy kablami z obiektami
całkowicie zanurzonymi posadowionymi na dnie są narażone
na działanie sił morza, fali, prądów morskich oraz wiatru
działającego na nawodną część układu. Największe zagrożenie
występuje ze strony falowania morskiego. Przy projektowaniu
wszelkich konstrukcji dla operacji górniczych na morzu należy
przeprowadzić szczegółową analizę ryzyka, a także liczyć
się z możliwością wystąpienia tzw. fali monstrualnej. Innym
typem zagrożeń są wypadki morskie. Do takich wypadków
zaliczamy: zderzenie statków, zetknięcie statku z dnem lub
przeszkodą, uderzenie statków w budowle, z urządzeniem
lub instalacją, wszelkiego rodzaju pożary, a także zdarzenia wywołane przez wady konstrukcyjne. Wszelka pomoc
w takich przypadkach jest z reguły utrudniona ze względu
na warunki środowiskowe. Podjęcie działalności ludzkiej na
morzu obarczone jest dużym ryzykiem. Nowe wyzwania w
rodzaju przeprowadzenia wydobycia na pełnym morzu lub
oceanie, wiążą się z powstaniem nierozpoznanych jeszcze
zagrożeń [5]. Eksploatacja złóż konkrecji polimetalicznych
stanowi potencjalne zagrożenie związane z ingerencją w ekosystem odznaczający się określoną dynamiką oraz złożonością
różnych procesów oraz zjawisk. Wyniki dotychczasowych
badań [1] wskazują jednak na naturalną zdolność środowiska
do rekultywacji dna. W dalszych badaniach koordynowanych
przez Międzynarodową Organizację Dna Morskiego ONZ
(ISA), przewidywane jest występowanie poligonów, w tym
na obszarze Interoceanmetal (IOM) oraz włączenie ich w sieć
monitoringową pola Clarion – Clipperton (ok. 2 mln km2),
w celu oceny stopnia dopuszczalnej ingerencji oraz ustalenia
zakresu kontrolnych badań monitoringowych [1].
2014
5. Podsumowanie
Przedstawione propozycje różnych instalacji wydobywczych są znane już od wielu lat. Wciąż jednak brak jest (lub nie
są publikowane oceny) rozwiązań konstrukcyjnych, doświadczeń oraz rzetelnych analiz teoretycznych i obliczeniowych.
Każda metoda ma swoje wady i zalety i aż do dzisiaj jest zbyt
mało danych, aby jednoznacznie wskazać, która z nich jest
najlepsza. Obecne prace laboratoryjne i testy mają charakter
poufny i nie można ich wykorzystać do wyboru odpowiedniej
instalacji i budowy prototypu. Dlatego niezbędne jest przeprowadzenie odpowiednich badań teoretycznych, wykorzystując
np. technologie wirtualne. Innym problemem jest określenie
konkretnych parametrów projektowych całego systemu.
Problemem są przede wszystkim bardzo duże trudności
techniczne, które wynikają z dużej głębokości eksploatacji,
rozmieszczenia surowców, geologii morskiej, prawdopodobieństwa wystąpienia trudnych warunków pogodowych
oraz dużej odległości od stałych lądów. To wszystko wiąże
się z ogromnymi kosztami badań i budowy przemysłowego
kompleksu wydobywczego. Przemysłową eksploatację tego
typu należy więc rozpatrywać w całości jako system urządzeń
wydobywczych, transportowych i przeróbczych. Stanowi to
niezwykle trudne wyzwanie dla konstruktorów tego typu
obiektów. Opłacalność eksploatacji zależy przede wszystkim
od cen danych kopalin.
Zagospodarowanie złóż wiąże się z zagrożeniem ekosystemów morskich w wyniku eksploatacji. W przyszłości
inwestorzy będą zmuszeni do uwzględnienia barier ekologicznych w swoich planach wkraczania w ten mało zmieniony
ekosystem Ziemi.
Literatura
1.
2.
3.
4.
5.
6.
7.
8.
Abramowski T., Kotliński R.: Współczesne wyzwania eksploatacji
oceanicznych kopalin polimetalicznych. „Górnictwo i Geoinżynieria”
2011, R. 35, z. 4/1.
Brożyna A., Kozioł W.: Prognozy wyczerpywania się bazy zasobów
kopalin – teoria i praktyka. „Przegląd Górniczy” (w druku)
Charewicz W., Chmielewski T., Kubista V., Chaoyin Z.: Metody przetwarzania konkrecji oceanicznych. XXXVI Seminarium Fizykochemiczne
Problemy Metalurgii 1999 (http//www.minproc.pwr.wroc.pl/journal/
pdf/1999%20sem/str13-31.pdf)
Depowski S., Kotliński R., Ruhle E., Szamałek K.: Surowce Mineralne
Mórz i Oceanów. Wydawnictwo Naukowe SCHOLAR, Warszawa 1998.
Gerigk M.: Metoda oceny bezpieczeństwa obiektów oceanotechnicznych zorientowana na ocenę zachowania się obiektu i ocenę ryzyka
wypadku. Procedura zarządzania bezpieczeństwem obiektu. „Górnictwo
i Geoinżynieria” 2011, R. 35, z. 4/1.
Rowiński A.: Wydobycie Konkrecji Polimetalicznych za pomocą autonomicznych pojazdów głębinowych. „Górnictwo i Geoinżynieria”
2011, R. 35, z. 4/1.
Szamałek K, Mizerski W.: Surowce mineralne z dna mórz i oceanów
– stan rozpoznania i perspektywy. „Górnictwo i Geoinżynieria”, 2011,
R. 35, z. 4/1.
Sanak-Rydlewska S., Gala A.: Metody odzysku niektórych metali
z konkrecji oceanicznych. „Górnictwo i Geoinżynieria” 2011, R. 35,
z. 4/1.
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
117
UKD 622: 622.85: 502.17
Ocena wpływu eksploatacji złóż żwirów w Myscowej
na środowisko przyrodnicze doliny Wisłoki
Assessment of the impact of gravel deposits mining in Myscowa on the natural
environment of the Wisloka River Valley
Dr inż. Anna Kowalska**)
Dr hab. inż. Wiktoria Sobczyk, prof. nadzw.*)
Treść: Działalność górnicza może być prowadzona, gdy nie oddziałuje negatywnie na obszary chronione. W artykule opisano rodzaje
oddziaływania eksploatacji złóż żwirowych na środowisko przyrodnicze. Scharakteryzowano przedmioty ochrony na obszarach
Natura 2000. Przedstawiono wpływ eksploatacji złóż żwirów w Myscowej (Podkarpacie) na przedmioty ochrony sieci Natura
2000. Odnotowano niewielki wpływ działalności wydobywczej na biosferę. Rozważania kończy ocena oddziaływania żwirowni
na środowisko. Stwierdzono, że wpływ eksploatacji żwirów w Myscowej ze względu na oddalenie obszarów Natura 2000 oraz
ze względu na przedmioty ochrony jest nieznaczny.
Abstract: Mining activities can be carried out providing that no negative impact on the protected areas occurs. This paper presents
the types of impact exerted by gravel mining sites on the natural environment. This paper describes the influence of gravel
mining in Myscowa (Podkarpacie) on the objects of protection in the Natura 2000 network. There has been little impact of
extractive activities on the biosphere. These considerations ends with the environmental impact assessment of the gravel
mine. The conclusion is that the impact of sand and gravel mining in Myscowa – due to a large distance between the site and
Natura 2000 area and due to the objects of protection – is small.
Słowa kluczowe:
działalność górnicza, żwirownie, ochrona środowiska, Natura 2000
Key words:
mining activity, gravel pits, environment protection, Natura 2000 network
1. Wprowadzenie
Eksploatacja kruszyw naturalnych może powodować
pewne dysfunkcje środowiska przyrodniczego. Niezależnie
od wielkości wydobycia i sposobu eksploatacji wydobywanie piasku i żwiru narusza równowagę ekologiczną obszaru
poddanego eksploatacji oraz otoczenia powiązanego z nim
ekologicznie [4]. W dolinach rzecznych wydobycie związane
jest zwykle z piaskiem i żwirem, wydobywanym z dna rzeki
i z odsłoniętych części koryta przy niskich stanach wody.
Niekiedy z koryta i z brzegów wydobywa się łupki karpackie
i głazy [5].
Zasięg oddziaływania eksploatacji na ekosystem ograniczony jest tylko do miejsca wydobycia kruszyw. Lokalnie
*) AGH Akademia Górniczo-Hutnicza, Wydział Górnictwa i Geoinżynierii
**) absolwentka AGH Akademii Górniczo-Hutniczej, Wydział Górnictwa
i Geoinżynierii; obecnie bez afiliacji
obserwuje się wpływ na florę i faunę oraz na stosunki wodne.
Szerszy zasięg można zanotować w przypadku oddziaływania
na faunę, florę i typy siedlisk przyrodniczych oraz na przedmioty ochrony obszarów chronionych, a także na korytarze
migracyjne zwierząt, zwłaszcza ryb, płazów i gadów) [por.
6, 8]. Siła oddziaływania jest zależna głównie od stadium
eksploatacji oraz stanu środowiska. Proces wydobycia
kopalin powinien w jak najmniejszym stopniu ingerować
w środowisko.
2. Lokalizacja terenu badań
Myscowa jest niewielką miejscowością, leżącą w gminie
Krempna, w powiecie jasielskim, w województwie podkarpackim. Wieś Myscowa liczy niewielu mieszkańców. Gęstość
zaludnienia w gminie Krempna wynosi 10 mieszkańca/1 km².
Na odcinku Wisłoki od Myscowej do Kąt planowana jest bu-
118
PRZEGLĄD GÓRNICZY
dowa zbiornika wodnego. Inwestycja budowy planowanego
zbiornika wodnego będzie negatywnie oddziaływać na siedliska roślinne: pionierską roślinność na kamieńcach górskich
potoków, zarośla wrześni na kamieńcach i żwirowiskach
górskich potoków, zarośla wierzby siwej na kamieńcach i żwirowiskach górskich potoków, ziołorośla górskie i ziołorośla
nadrzeczne, łęgi wierzbowe, topolowe, olszowe i jesionowe,
łęgowe lasy dębowo-wiązowo-jesionowe, oraz na zwierzęta:
zimorodka, dzięcioła zielonosiwego, rybitwę rzeczną, brodźca
piskliwego, pliszkę górską, pluszcza, skójkę gruboskorupową.
Wpływ odkrywkowej eksploatacji kruszyw naturalnych
zależy w dużej mierze od odległości żwirowni od obszaru
Natura 2000 oraz gatunków roślin i zwierząt tam występujących. Miejsce poboru żwiru i piasku w Myscowej na Wisłoce
jest usytuowane nieopodal
– Obszaru o Znaczeniu dla Wspólnoty (OZW) PLH180052
Wisłoka z Dopływami,
– Obszaru o Znaczeniu dla Wspólnoty (OZW) PLH180001
Ostoja Magurska,
– Obszaru Specjalnej Ochrony Ptaków (OSO) PLB180002
Beskid Niski (rys. 1).
Miejsce poboru kruszyw w Myscowej i żwirownia
w Trzcianie znajdują się w dolinach dwóch różnych rzek.
Dzieli je odległość 15 kilometrów. Na obszarze pomiędzy
nimi znajdują się obszary chronione Natura 2000: Beskid
Niski, Trzciana, Jasiołka (rys. 1 i 2).
Eksploatacja złóż żwirów i otoczaków odbywa się
w dolinie rzeki Wisłoki (rys. 3). Z dna rzeki oraz z szerokich
w tym miejscu łach wydobywane są kruszywa i otoczaki. Stara
żwirownia znajduje się nieco na wschód. Położona w dolinie
Wisłoki jest częściowo porośnięta drzewami łęgowymi, a częściowo użytkowana jako całoroczne pastwisko dla bydła rasy
simental, utrzymywanego systemem rolnictwa ekologicznego.
Pobór żwiru z koryta rzeki Wisłoki w Myscowej (rys. 4)
odbywa się metodą nielicencjonowaną. W tych okolicach to
2014
Rys. 2.Miejsce poboru kruszyw w Myscowej i obszary Natura
2000 [opr. A. Kowalska]
Fig. 2. Gravel mine in Myscowa and Natura 2000 areas [el. A.
Kowalska]
Rys. 3.Rzeka Wisłoka w Myscowej. Kamienista łacha odkryta niskim stanem wody. Miejsce poboru żwiru [fot. M.
Więcek]
Fig. 3. Wisloka river in Myscowa. Stone backwater at low water. Place of gravel exploitation [photo. M. Więcek]
tradycyjny sposób poboru kruszyw. Żwir wydobywany jest
za pomocą koparek i spycharek. W ten sposób wydobywany
jest żwir także z koryta rzeki Jasiołki oraz w wielu miejscach
polskich Karpat. Dopóki jest to tylko chałupnicza metoda zdobywania materiału na drobne prace remontowo-budowlane,
nie stanowi większego zagrożenia dla flory i fauny.
Rys. 1. Położenie miejsc wybierania kruszyw w Myscowej (2) na tle
występowania obszarów Natura 2000 [opr. A. Kowalska]
Legenda: 1 – żwirownia w Trzcianie koło Dukli; 2 – miejsce poboru kruszyw
w Myscowej; A – OZW PLH180014 Ostoja Jaśliska; B – OSO PLB180002
Beskid Niski; C – OZW PLH180018 Trzciana; D – OZW PLH180052
Wisłoka z Dopływami; E – OZW PLH180001 Ostoja Magurska; F – OZW
PLH180011 Jasiołka
Fig. 1. Location of the terrain of exploitation in Myscowa (2) in
the background of Natura 2000 network
Key: 1 – Gravel pit in Trzciana near Dukla; 2 – place of gravel exploitation in
Myscowa; A – OZW PLH180014 Jasliska Mainstay; B – OSO PLB180002
Low Beskids; C – OZW PLH180018 Trzciana; D – OZW PLH180052
Wisloka with confluents; E – OZW PLH180001 Magurska Mainstay; F –
OZW PLH180011 Jasiolka
3. Metodyka badań
W celu oceny oddziaływania eksploatacji kruszyw naturalnych na środowisko wykorzystano model hierarchiczny
(rys. 5). Ocena w dużej mierze zależy od właściwego doboru
cech (czynników) mających wpływ na dany element środowiska [por. 7]. Położono nacisk na merytoryczny dobór
czynników, przeprowadzony przez ekspertów, którymi byli
pracownicy placówek naukowo-badawczych i dydaktycznych
w Małopolsce i na Śląsku. Kryteria zostały dobrane w taki sposób, aby opisywały kompleksowo analizowane zagadnienie.
Na podstawie wybranych czynników zbudowano model
hierarchiczny do oceny oddziaływania eksploatacji kruszyw
naturalnych na środowisko [9]. Strukturę ilustruje rysunek 5:
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
119
Rys. 4.Miejsca nielicencjonowanego poboru kruszyw z Wisłoki w Myscowej [opr.
A. Kowalska]
Fig. 4. Places of non-licensed exploitation of gravel in the Wisloka river in Myscowa [el. A. Kowalska]
– poziom I modelu składa się z celu zadania – oceny oddziaływania eksploatacji kruszyw naturalnych na środowisko;
– poziom II obejmuje kryteria o znaczeniu ogólnym, w skład
których w kontekście istotności celu zadania zaliczono:
litosferę, hydrosferę, atmosferę, antroposferę, biosferę
i podatność na naturalne zagrożenia środowiska;
– poziom III modelu to subkryteria, które stanowią bardziej
szczegółowe rozwinięcia każdego z kryteriów ogólnych
– poziom IV przedstawia skalę oddziaływania.
W obszarze litosfera wydzielono 4 najistotniejsze subkryteria: zasoby mineralne, gleby, rzeźba terenu.
W obszarze hydrosfera oceniono najważniejsze elementy,
na które oddziałuje proces eksploatacji kruszyw. Wydzielono
dwa zasadnicze subkryteria: wody powierzchniowe i wody
podziemne. W obszarze antroposfera wzięto pod uwagę zdrowie i bezpieczeństwo oraz rekreację i wypoczynek. Obszar
biosfera obejmuje florę i faunę. W obszarze podatność na
naturalne zagrożenia środowiska uwzględniono erozję, zjawiska geodynamiczne i powodzie.
Analizę oceny oddziaływania eksploatacji kruszyw
naturalnych na środowisko przeprowadzono z udziałem 35
ekspertów. Reprezentowali oni następujące dziedziny nauki:
Rys. 4.Model hierarchiczny do oceny oddziaływania eksploatacji kruszyw naturalnych na środowisko [opr. autorów, wg 9]
Fig. 5. Hierarchical model of assessing the impact of exploitation of natural aggregates on the environment [el. authors, acc. 9]
120
PRZEGLĄD GÓRNICZY
geologia, górnictwo, zarządzanie środowiskiem, inżynieria
środowiska, ochrona środowiska, ekologia.
Na podstawie przygotowanych ankiet eksperci dokonali
porównań parami wszystkich elementów poszczególnych
poziomów względem każdego elementu poziomu wyższego
(tab. 1). Przy porównaniach wyceniono, który czynnik jest
ważniejszy w realizacji danego kryterium lub celu głównego.
Dla lepszego zobrazowania relacji zachodzących pomiędzy elementami struktury hierarchicznej uzyskane wyceny
przedstawiono w postaci wag lokalnych i globalnych. Waga
o wartości bliskiej zera informuje o nieznacznej sile oddziaływania. Waga bliska jedności wskazuje na silne oddziaływanie
badanego przedsięwzięcia na dany element. Suma wag na
każdym poziomie wynosi 1 (100%).
Analizując wpływ eksploatacji kruszyw na poszczególne
elementy środowiska, w pierwszej kolejności należy przyjrzeć się uzyskanym wynikom dla głównych grup kryteriów
poziomu II. Dzięki temu stosując metodykę AHP, uzyskano
wielkości oznaczające wagi (priorytety) poszczególnych
komponentów w realizacji celu nadrzędnego, jakim jest wpływ
eksploatacji kruszyw naturalnych na środowisko. Uzyskane
dla tych kryteriów wagi przedstawiono na rysunku 6. Z wyodrębnionych sześciu głównych grup kryteriów najbardziej
czuła na oddziaływanie eksploatacji kruszyw jest biosfera
(waga: 0,288), następnie litosfera (waga: 0,261), hydrosfera
waga: 0,194) i podatność na naturalne zagrożenia środowiska
(waga: 0,151). Z kolei najmniejsza istotność dotyczy atmosfery (waga: 0,059) i elementów antroposfery (waga: 0,046).
W przypadku istotności czynników poziomu III (rys.
7) największe znaczenie w pierwszej kolejności odgrywają
oddziaływania eksploatacji kruszyw na florę (waga 0,205),
następnie na zasoby naturalne (waga 0,110) i na wody powierzchniowe (waga 0,104).
Najmniejsze znaczenie (wyrażone poprzez najniższe
wartości wag) uzyskały subkryteria: rekreacja i wypoczynek
0,013 oraz zdrowie i bezpieczeństwo 0,033.
2014
Rys. 6.Wagi głównych grup kryteriów poziomu II
Fig. 6. Scales of the main groups of criteria for level II
Rys. 7. Wagi globalne subkryteriów poziomu III
Fig. 7. Global scales of subcriteria for level III
Tabela 1. Przykład wykorzystania modelu hierarchicznego w ocenie wpływu eksploatacji kruszyw
naturalnych na środowisko
Table 1. Example of using the hierarchical model in assessing the impact of the exploitation of
natural aggregates on the environment
Która z porównywanych zmiennych i w jakim stopniu jest ważniejsza ze względu na ODDZIAŁYWANIE EKSPLOATACJI KRUSZYW NATURALNYCH
NA ŚRODOWISKO? Proszę o porównanie PARAMI zmiennych (określenie ważności jednej zmiennej nad drugą) wg skali i zakreslenie odpowiedniego pola
Skala ocen: 1 - jednakowa ważność, 3 - nieznaczna ważność, 5 - wyraźna ważność, 7 - bardzo wyraźna waność, 9 - absolutna ważność (jednej
zmiennej nad drugą)
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Ocenę wpływu działalności obiektu górniczego na środowisko lokalne wykonano przy zastosowaniu uproszczonej
formy macierzy Leopolda, tzw. macierzy oddziaływań.
Zastosowana metoda jest jedną z technik OOŚ (ocen oddziaływania na środowisko), umożliwiającą identyfikację
oddziaływań, które mają wpływ na komponenty środowiska,
a jednocześnie pozwala kwantyfikować siłę tego wpływu.
Na podstawie zebranych informacji oraz przedstawionego opisu na temat poszczególnych ocenianych obiektów
górniczych określono najistotniejsze czynniki (związane
z działalnością zakładu górniczego) wykazujące potencjalnie
negatywnie oddziaływanie na kluczowe elementy środowiska. Następnie określono intensywność oddziaływania zdiagnozowanych rodzajów wpływów na elementy środowiska
w 5-punktowej skali. Punktom nadano następujące intensywności: 0 – brak wpływu, 1 – słaby wpływ, 2 – znaczący wpływ,
3 – średni wpływ, 4 – silny wpływ, 5 – bardzo silny wpływ.
W macierzy Leopolda zróżnicowaniu poddano także znaczenie głównych elementów środowiska w kontekście wpływu
czynników. Wycenę pod tym kątem przeprowadzili eksperci,
stosując technikę oceny zgodną z metodą AHP (Analytic
Hierarchy Process). W wyniku pomnożenia sił oddziaływań
przez wagi poszczególnych elementów środowiska oraz kolejno zsumowanie wszystkich oddziaływań uzyskano wartość
liczbową, wyrażającą zagregowaną siłę oddziaływania obiektu
na środowisko.
121
Silną presję odnotowano w przypadku naruszenia struktury
gleb (0,814) oraz w zmianach krajobrazu (0,756). Wpływ
wydobycia kruszyw na litosferę odnotowuje się wskutek
sczerpywania zasobów oraz powstania wyrobiska.
Znaczącą siłę oddziaływania obiektu górniczego zaobserwowano w przypadku biosfery. Przekształcenia biosfery
mają charakter bezpośredni, co wiąże się ze zdejmowaniem
nadkładu, a więc pokrywy glebowej wraz z fauną i florą.
Przeobrażenia prowadzą do zmian w krajobrazie i do naruszenia walorów przyrodniczych.
Intensywność wpływu odzwierciedliła się w zanikaniu
siedlisk (starorzecza i naturalne eutroficzne zbiorniki wodne,
kamieńce górskich potoków), zubożeniu liczebności pewnych
gatunków roślin (pionierska roślinność i zarośla wrześni na
kamieńcach górskich potoków, łęgi wierzbowe, topolowe, olszowe i jesionowe, łęgowe lasy dębowo-wiązowo-jesionowe),
zagrożeniu gatunków zwierząt (zimorodka, rybitwy rzecznej,
brodźca piskliwego, pliszki górskiej, pluszcza, dzięcioła zielonosiwego, a w największym stopniu skójki gruboskorupowej). Siła oddziaływania w złożu Myscowa wynosi 1,97. Nie
zaobserwowano presji w hydrosferze, w wodach powierzchniowych. Pozytywnym elementem przekształcenia hydrosfery
w wyniku eksploatacji odkrywkowej jest powstawanie nowych zbiorników wodnych w wyrobiskach odkrywkowych.
4. Ocena intensywności oddziaływania czynników związanych z eksploatacją piasków i żwirów w złożu Myscowa
Intensywność oddziaływania czynników związanych
z eksploatacją piasków i żwirów w złożu Myscowa jest
bardzo zróżnicowana. Obserwuje się silny wpływ ze strony
usuwania nadkładu (siła oddziaływania 1,079), źle dobranych
metod eksploatacyjnych (0,996) oraz deforestacji (0,875)
i powstania wyrobiska stokowego (0,810). Dość silna presja
występuje ze strony składowania odpadów przemysłowych
oraz nadkładu (rys. 8).
Eksploatacja zawsze pozostawia ślad w środowisku.
Również w przypadku omawianego złoża jest to widoczne
(rys. 9). W złożu w Myscowej obserwuje się największe
oddziaływanie na litosferę (siła 2,264) i na biosferę (1,972),
w szczególności na florę (1,638).
Rys. 8.Intensywność oddziaływania zdiagnozowanych rodzajów wpływów na elementy środowiska w złożu Myscowa
Fig. 8. Magnitude of impact of the diagnosed impact types on
the environment elements in the Myscowa deposit (prepared by the authors)
Rys. 9.Ocena oddziaływania złoża Myscowa na poszczególne
elementy środowiska
Fig. 9. Assessment of the impact of sand and gravel deposit in
Myscowa on particular environment elements (prepared by the authors)
Nie zauważono znaczącego wpływu działalności górniczej
na atmosferę, antroposferę, hydrosferę oraz na podatność na
naturalne zagrożenia środowiska.
Przekształcenia atmosfery wynikają z prac bezpośrednio
związanych z eksploatacją kruszyw. Zmiany w antroposferze
i w podatności na naturalne zagrożenia środowiska są bardzo
niewielkie.
Po zakończonej eksploatacji tereny po kopalniach odkrywkowych poddawane są rekultywacji, która ma na celu
zrekompensowanie niekorzystnych zmian, powodowanych
działalnością górniczą. Często zdarza się, że jest to początek atrakcyjnego sposobu zagospodarowania terenu. Nowo
powstałe obszary stają się siedliskiem dla dziko żyjących
gatunków fauny i flory, a tym samym przyczyniają się do
zachowania różnorodności biologicznej.
Liczne przykłady pozytywnego oddziaływania eksploatacji kopalin skłaniają do spojrzenia na górnictwo nie tylko
jako na działalność zmierzającą do pozyskania wyłącznie
dóbr materialnych kosztem środowiska, ale również tworzącą
nowe wartości.
122
PRZEGLĄD GÓRNICZY
5. Wnioski z badań terenowych
Miejsca eksploatacji kruszyw oddziałują na środowisko
przyrodnicze i jego elementy w różny sposób. Najczęściej
wymienia się negatywne strony funkcjonowania takich
miejsc. Nie da się ukryć, że niektóre etapy eksploatacji są dla
środowiska bardzo uciążliwe. W etapie przygotowawczym
następuje zdejmowanie nadkładu, niszczenie roślinności,
przygotowywanie terenu do eksploatacji. Niszczone są bezpowrotnie dotychczasowe siedliska przyrodnicze. Niektóre
gatunki zwierząt tracą siedliska swego bytowania.
Etap eksploatacji to wydobywanie kruszyw. Podczas
eksploatacji należy ograniczyć do minimum teren zajęty
pod eksploatację kruszyw, wytyczyć drogi transportowe
w taki sposób, aby nie kolidowały z korytarzami migracyjnymi np. płazów. Stworzenie strefy buforowej wokół miejsc
eksploatacji kruszyw zapewni miejsca bytowania, rozrodu
i wypoczynku wielu gatunków roślin i zwierząt.
Na tym etapie mamy do czynienia z największą liczbą
negatywnych oddziaływań, ale równocześnie teren wokół
miejsc eksploatacji na jakiś czas pozostawiony jako rezerwa
dla przyszłej eksploatacji stwarza dogodne warunki do bytowania dla wielu gatunków ptaków (białorzytka, kląskawka,
sieweczka rzeczna, czajka, bażant, kuropatwa, brzegówka,
żołna, mewa pospolita, rybitwa rzeczna, zimorodek). Po wielu
latach eksploatacji kruszyw tworzą się wyrobiska wypełnione
wodą - dogodne miejsca dla ptaków wodnych i błotnych.
Odsłonięte, czasami wypełnione płytką wodą miejsca nieeksploatowane, są miejscami żerowania i odpoczynku ptaków
siewkowych.
Etap poeksploatacyjny, czyli pozostawienie wyrobisk
pożwirowych wypełnionych wodą i z brzegami porośniętymi roślinnością zielną, krzewami i drzewami, to najbardziej
pozytywny etap. Z czasem odtwarzają się łozowiska i trzcinowiska, stanowiąc miejsca lęgowe i schronienie dla wielu
gatunków zwierząt.
Etap rekultywacji, czyli przywracanie terenom zdegradowanym przez techniczną działalność człowieka wartości
przyrodniczych sprzed okresu degradacji, jest etapem intensywnej obecności ludzi i sprzętu. Siedliska są niszczone
i bardzo często zmieniane w tereny rekreacyjne i sportowo-turystyczne z dużym zagospodarowaniem brzegów wokół
pozostałych wyrobisk poeksploatacyjnych. Wszystko zależy
od przyjętej metody rekultywacji terenu. Najczęstszymi
metodami rekultywacji terenów po eksploatacji kruszyw są
zalesianie, zalewanie, zasypywanie, zagospodarowanie turystyczno-sportowe [11, 12].
Renaturyzacja to jedna z metod rekultywacji, polegająca
na przywracaniu środowisku stanu zbliżonego do tego sprzed
działalności człowieka. Jest niezwykle kosztowna i wymaga
wielu działań inżyniersko-technicznych. Może być zastosowana do przywracania rzece jej naturalnego, meandrującego
biegu.
6. Wpływ eksploatacji złóż żwirów w Myscowej na środowisko przyrodnicze
Szczegółowa ocena wpływu wydobycia piasków i żwirów
w Myscowej ze złoża Myscowa na poszczególne chronione
gatunki występujące na wybranych obszarach Natura 2000 w
skali od 0 do 5 wykazała, że eksploatacja kruszywa niesie największe zagrożenie (wpływ średni) dla kilku typów siedlisk:
ziołorośli górskich i ziołorośli nadrzecznych, zarośli wrześni
na kamieńcach i żwirowiskach górskich potoków, pionierskiej
roślinności na kamieńcach górskich potoków, zarośli wierzby
siwej na kamieńcach i żwirowiskach górskich potoków, łęgów
2014
wierzbowych, topolowych, olszowych i jesionowych (rys.
10). Nieznaczne niebezpieczeństwo notuje się w przypadku
bytowania brodźca piskliwego oraz skójki gruboskorupowej
(wpływ umiarkowany).
Rys. 10. Łęgi w dolinie rzeki Wisłoki. Okolice Myscowej [fot.
A. Kowalska]
Fig. 10. Riparian forests in Wisloka river valley. Neighborhood of Myscowa [fot. A. Kowalska]
W sporadycznej, ekstensywnej eksploatacji kruszywa w
miejscowości Myscowa, nie doszukano się śladów znacząco
negatywnego oddziaływania na przedmioty ochrony obszarów
OSOP PLB180002 Beskid Niski, OZW PLH180001 Ostoja
Magurska, OZW PLH180052 Wisłoka z Dopływami.
Istniejące w Karpatach korytarze migracji zwierząt dotyczą przede wszystkim dużych ssaków kopytnych i drapieżnych, wędrownych ptaków w kierunku przełęczy oraz ryb
łososiowatych. W żadnym z wymienionych obszarów Natura
2000 nie stwierdzono gatunków ryb migrujących (poza głowaczem białopłetwym, który jednakże wędruje, ale w obrębie
areału występowania).
Zlokalizowane w dolinie rzek miejsca eksploatacji
kruszyw nie wpłyną negatywnie na trasy migracji ssaków
kopytnych i drapieżnych. Natomiast dla ptaków wodnych
i błotnych powstałe po wybraniu kruszyw wyrobiska wypełnione wodą mogą stać się miejscami odpoczynku i żerowania
na trasie wędrówki.
7. Podsumowanie
Ocena oddziaływania działań górniczych w omawianym
złożu wykazuje, że najbardziej podatnym elementem środowiska na działalność górniczą jest litosfera. Dość silna presja
obserwowana jest w biosferze. Zmiany w hydrosferze, atmosferze, antroposferze są bądź bardzo niewielkie bądź nic nie
znaczące. W złożu Myscowa nie obserwuje się negatywnych
zmian w podatności na naturalne zagrożenia środowiska.
Podsumowując, należy stwierdzić, że wpływ eksploatacji
piasków i żwirów w Myscowej ze względu na oddalenie obszarów Natura 2000 oraz ze względu na przedmioty ochrony
jest niewielki.
Praktyczna wartość zastosowanej kompilacji metod
badawczych polega na wypracowaniu obiektywnej oceny
oddziaływania obiektu antropogenicznego na wyróżnione
elementy środowiska. Dzięki kompetencji ekspertów i wiarygodności ich ocen możliwe było przeprowadzenie analizy
wpływu działalności górniczej na środowisko oraz wycena
tego wpływu [por. 1, 2, 3].
Przykłady pozytywnego oddziaływania eksploatacji kopalin skłaniają do spojrzenia na górnictwo jako na działalność
tworzącą nowe wartości [10]. Górnictwo przynosi wiele
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
korzyści lokalnemu społeczeństwu oraz aktywizuje lokalną
gospodarkę. Działalność górnicza nie powinna kolidować
z ładem biologicznym w ekosystemie, szczególnie na obszarach cennych przyrodniczo.
Publikacja zrealizowana w ramach pracy statutowej nr
11.11.100.482
Literatura
1.
2.
3.
4.
Kowalska A.: Zmiany antropogeniczne w dolinach rzecznych wywołane
eksploatacją kruszyw naturalnych. W: Interdyscyplinarne zagadnienia
w górnictwie i geologii, pod red. J. Drzymały i W. Ciężkowskiego.
Oficyna Wydawnicza Politechniki Wrocławskiej, Wrocław 2010, s.
141-148.
Kowalska A., Sobczyk W.: Metody oceny wpływu obiektów odkrywkowej eksploatacji górniczej na środowisko. W: Inżynieria procesowa w
ochronie środowiska. XXVIII Międzynarodowa Konferencja Naukowa
Opole-Piechowice 2009. Uniwersytet Opolski, Opole 2010, s. 20-28.
Kowalska A., Sobczyk W.: Sieć Natura 2000 a działalność górnictwa
odkrywkowego na przykładzie złóż piasków i żwirów okolic Dukli.
„Górnictwo Odkrywkowe” 2011, R. 52, nr 1-2, s. 122-126.
Markowicz M.: „Negatywny wpływ górnictwa odkrywkowego – fakty
i mity”. „Kopaliny” 2010, nr 2, s. 8-9.
123
Martyniak K.: Ważniejsze uwarunkowania przyrodnicze a wydobywanie kruszyw. Prace Naukowe Instytutu Górnictwa Politechniki
Wrocławskiej 2011, nr 39, s. 199-206.
6. Pietrzyk-Sokulska E.: Ostoje sieci Natura 2000 jako element środowiskowych uwarunkowań eksploatacji kopalin. „Górnictwo Odkrywkowe”
2009, s.16-26.
7. Radwanek-Bąk B.: Problem wzorca w schemacie ocen przekształceń
środowiska P-S-R (presja-stan-reakcja) spowodowanych odkrywkową
działalnością wydobywczą. „Gospodarka Surowcami Mineralnymi”
2008, t. 24, z. 2/2, s. 83-93.
8. Radwanek-Bąk B.: Uwarunkowania środowiskowe zagospodarowania
zasobów kopalin skalnych w województwie podkarpackim. „Górnictwo
odkrywkowe” 2009, nr 2-3, s. 5-15
9. Saaty T. L.: Decision Making for Leaders Vol. II of the AHP Series ,
315 pp., RWS Publ., 2001 (new ed.). ISBN 0-9620317-8-X.
10. Sobczyk W., Kowalska A: Wpływ odkrywkowej eksploatacji kruszyw
naturalnych na środowisko z uwzględnieniem obszarów Natura 2000.
„Przegląd Górniczy” 2013, nr 3, s. 136-141.
11. Sobczyk W., Pawul M.: Rewitalizacja terenów zdegradowanych wskutek
działalności górniczej w świetle badań. „Przegląd Górniczy” 2012, t.
68, nr 3, s. 66-71.
12. Sobczyk W., Biedrawa-Kozik A., Kowalska A.: Threats to Areas of Natural
Interest. Rocznik Ochrona Środowiska. Annual Set The Environment
Protection, Vol. 14, Middle Pomeranian Scientific Society of the
Environment Protection, Koszalin 2012, s. 262-273.
5.
124
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
UKD 662.333: 662.7: 604.2
Bioodsiarczanie węgla z wykorzystaniem bakterii
Acidithiobacillus thioparus
Biodesulphurisation of coal with the use of
Acidithiobacillus thioparus bacteria
Dr inż. Ewa Kisielowska*)
dr Anna Hołda*)
dr Anna Młynarczykowska*)
Treść: W procesie spalania węgla większość siarki zawartej w węglu przechodzi do gazów spalinowych w postaci tlenków siarki,
będących główną przyczyną powstawania kwaśnych deszczy. Jednym ze sposobów ograniczenia ich emisji może być zastosowanie procesu biologicznego ługowania siarki przed spaleniem, czyli w miejscu wydobycia. W artykule przedstawiono wyniki
bioodsiarczania węgla z KWK „Halemba” z wykorzystaniem autochtonicznych bakterii z rodzaju A. thioparus z uwzględnieniem
stopnia uziarnienia i ilości biomasy.
Abstract: In the process of coal combustion the majority amount of sulphur contained in coal passes to the combustion gases in the
form of sulphur oxides being the main reason of acid rains occurrence. One of the methods of limiting their emission may
be the use of biological process, leaching the sulphur before combustion which is in the area of exploitation. This paper
presents the results of coal biodesulphurisation in Halemba mine with the use of indigenous A. thioparus bacteria and taking
into account the grain-size distribution and the amount of biomass.
Słowa kluczowe:
węgiel, odsiarczanie, bakterie, A. thioparus
Key words:
coal, desulphurisation, bacteria, A. thioparus
1. Wprowadzenie
Węgiel kamienny jest heterogeniczną skałą osadową pochodzenia roślinnego, która w swoim składzie oprócz części
organicznych zawiera również zmienne ilości innych elementów m.in. siarki. To właśnie zawartość tego pierwiastka jest
głównym problemem podczas wykorzystywania węgla jako
paliwa stałego, ponieważ w procesie spalania węgla większość
zawartej w nim siarki przechodzi do gazów spalinowych
w postaci tlenków siarki, będących główną przyczyną powstawania kwaśnych deszczy.
Przepisy i dyrektywy unijne, szczególnie dla sektora energetycznego - Dyrektywa NEC1 i Dyrektywa LCP2, ustalają
Dyrektywa o ogólnopaństwowych pułapach emisji zanieczyszczeń
kierowanych do atmosfery, która ustala krajowe limity emisji SO2, NOx,
NH3 i NHVOCs (niemetanowych lotnych związków organicznych)
2
Dyrektywa o ograniczeniu emisji niektórych zanieczyszczeń do powietrza
z wielkich zakładów spalania
*) AGH w Krakowie
1
obowiązujące limity emisyjne tlenków siarki do powietrza.
Realizowane są one poprzez wdrażanie różnorodnych technik
odsiarczania spalin dostosowanych do jakości używanego
paliwa oraz rodzaju urządzeń pracujących w hutach, elektrowniach i elektrociepłowniach.
Wydaje się jednak, że najkorzystniejszym sposobem
ograniczenia emisji zanieczyszczeń do atmosfery byłoby
odsiarczanie węgla przed spaleniem, czyli w miejscu wydobycia. Ograniczyłoby to koszty transportu oraz ilości odpadów
powstających w wyniku spalania paliwa, choć ponad 70%
z nich podlega zagospodarowaniu głównie w górnictwie,
geotechnice i rekultywacji [7, 17, 18].
W Polsce jako jedyną metodę odsiarczania węgla stosuje
się grawitacyjny rozdział surowca surowego. Można również
w oparciu o różnice we właściwościach fizycznych materiału oddzielić piryt od węgla w młynach czy separatorach
magnetycznych, usuwając w ten sposób do 80% siarki w tej
postaci, która wykorzystywana jest później miedzy innymi
do produkcji kwasu siarkowego (VI) lub czystego żelaza. Dla
ziaren poniżej 0,5 mm realizowane jest wzbogacanie przez
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
flotację, co umożliwia usunięcie do 40% nadsiarczku żelaza(II) zawartego w węglu. Dużą wadą stosowanych fizycznych
i chemicznych technik odsiarczania jest ich wysoki koszt,
produkowanie materiałów odpadowych albo niewystarczająca selektywność. Alternatywą mogą się okazać metody
biologiczne. Ich głównymi zaletami są bardzo umiarkowane
warunki prowadzenia reakcji w porównaniu z reakcjami
chemicznymi, brak lub niskie zapotrzebowanie energii dla
reakcji biochemicznej (procesy mikrobiologiczne przebiegają
w normalnie istniejących warunkach otoczenia), mniejsza
ilość odczynników chemicznych, a przede wszystkim brak
strat węgla oraz niewytwarzanie odpadów stwarzających
poważne problemy dla środowiska.
Liczne badania wykazały przydatność bakteryjnego
ługowania z zastosowaniem bakterii Acidithiobacilllus ferrooxidans [1, 3, 4, 5, 8, 12, 13, 14, 15, 19, 20] do usuwania
siarki pirytowej z węgla. Proces ten jest najskuteczniejszy
w przypadku drobnego uziarnienia surowca, ponieważ wtedy
duża ilość siarki pirytowej zostaje uwolniona i może być usunięta przez bakterie. W trakcie bioługowania mikroorganizmy
utleniają piryt w węglu do rozpuszczalnego w wodzie kwasu
siarkowego (VI), co pozwala usunąć 90-98% siarki pirytowej.
Natomiast archeony z rodzaju Sulpholobus acidocaldarius
i bakterie Rhodococcus rodochrous oprócz siarki pirytowej
pozwalają usunąć również siarkę organiczną [6, 10]. Równie
skuteczne są termofilne, acidofilne archeony Acidianus brierleyi [11, 16].
Celem badań przedstawionych w artykule jest sprawdzenie
czy bakterie siarkowe Acidithiobacillus thioparus wyizolowane ze środowiska przedmiotowego miału węglowego mogą
być przydatne w procesie bioodsiarczania.
2. Materiały i metodyka
Nadawę do procesu bioługowania stanowiły próbki miału
węglowego pobranego z kopalni KWK „Halemba”. Próbka
miału węglowego oznaczona jako I pochodziła ze ściany 8
pokładu 415/1 znajdującej się na głębokości 611 m. Próbka
miału węglowego oznaczona jako II pochodziła ze ściany 9
pokładu 415/1 znajdującej się na głębokości 752 m. Proces
bakteryjnego ługowania prowadzono przy wykorzystaniu
autochtonicznych bakterii siarkowych Acidithiobacillus thioparus dominujących w środowisku przedmiotowego miału
węglowego.
2.1. Mikrobiologiczna ilościowa i jakościowa analiza
próbek
Analizę ilościową wykonano metodą płytkową rozcieńczeń Kocha. Próbki o masie 10 g, przeniesiono do kolb
Erlenmayera z 90 ml płynu fizjologicznego, a następnie wy-
125
trząsano przez 15 min celem przejścia mikroorganizmów do
roztworu. Tak przygotowane roztwory były rozcieńczeniem
1:10, z którego wykonano kolejne rozcieńczenia: 1:100,
1:1000 i 1:10000. Warunki hodowli poszczególnych mikroorganizmów oraz rodzaj zastosowanego podłoża zostały
przedstawione w tabeli 1.
W celach diagnostycznych sporządzono preparaty barwione metodą prostą, barwnikiem fuksyną, oraz barwione złożoną
metodą Grama. Gotowe preparaty oglądano „pod imersją”
w powiększeniu 1000-krotnym.
W przypadku grzybów, preparaty sporządzone z fragmentów grzybni zanurzonych w płynie Lugola i przykrytych szkiełkiem nakrywkowym, oglądano w powiększeniu 400-krotnym.
2.2. Bioodsiarczanie próbek miału węglowego
Badania nad możliwością usunięcia siarki na drodze bakteryjnego ługowania prowadzono przy wykorzystaniu autochtonicznych bakterii siarkowych Acidithiobacillus thioparus
dominujących w środowisku miału węglowego.
Z pobranych próbek miału wyizolowano czyste kultury
bakterii i poddano namnażaniu. Inkubację przeprowadzano
w optymalnej temperaturze 28º C przez okres 14 dni. Po tym
czasie otrzymano wystarczające ilości biomasy potrzebnej do
prowadzenia procesu biologicznego usuwania siarki.
Analizie poddano próbkę miału węglowego o znanej
zawartości siarki i różnych klasach ziarnowych (0-0,3 mm
i 0,3-6 mm), z której przygotowano naważki o masie 10 i 100
g. Zostały one umieszczone w kolbach stożkowych i zalane
pożywką w ilości 200 ml zubożoną w składniki zawierające
związki siarki. Tak przygotowane preparaty o pH równym 8,5
zaszczepiono zawiesiną bakteryjną i umieszczono na okres
30 dni w cieplarce z wytrząsarką w najbardziej optymalnej
temperaturze dla wzrostu bakterii równej 28º C.
Po upływie założonego czasu próbki miału oddzielono od
pożywki, wysuszono i przebadano na obecność siarki.
2.3. Analiza zawartości siarki w próbkach
Próbki miału węglowego oraz próbki po przeprowadzonym procesie bioodsiarczania poddano analizie na zawartość
siarki całkowitej zgodnie z normą PN-81 G-04514/02.
3. Wyniki
3.1. Mikrobiologiczna ilościowa i jakościowa analiza
próbek
Próbki miału węglowego przeanalizowano pod kątem
obecności mikroorganizmów zdolnych do procesu bioodsiar-
Tabela 1. Zestawienie warunków hodowli bakterii i grzybów
Table 1. Summary of conditions of growth of bacteria and fungi
Mikroorganizmy
Bakterie mezofilne
Bakterie psychrofilne
Grzyby pleśniowe
Acidithiobacillus ferrooxidans
Acidithiobacillus thiooxidans
Acidithiobacillus thioparus
Acidithiobacillus
denitryficans
Podłoże
MPA
MPA
Pożywka Czapek-Doxa
Płynna pożywka SilvermanaLundgrena
Płynna pożywka Collinsa
Płynna pożywka Beijerincka
Płynna pożywka Collinsa
Temperatura
o
C
37
21
28
Czas inkubacji
pH
24 (godz.)
72 (godz.)
168 (7 dni)
7,5
7,5
6,5
28
144 (6 dni)
3,5
28
28
144 (6 dni)
144 (6 dni)
4,5
8,5
28
144 (6 dni)
7,0
126
PRZEGLĄD GÓRNICZY
czania. W przypadku bakterii liczba kolonii została przeliczona na 1 g miału zgodnie z równaniem (1)
A = a·b
2014
ganizmów charakteryzujących się zdolnością do czerpania
energii koniecznej do życia z procesów utleniania nieorganicznych związków siarki. Ta zdolność powoduje ich przydatność
w procesie bioługowania siarki.
(1)
3.2. Bioodsiarczanie próbek miału węglowego
gdzie: A – liczba bakterii na 1 g miału;
a – liczba kolonii; b – stopień rozcieńczenia.
Zestawienie uzyskanych wyników procesu bioodsiarczania przedstawiono w tabelach 7 i 8.
Analiza wyników pokazała, że próba wykorzystania bakterii tionowych A. thioparus w procesie bioodsiarczania węgla
powiodła się, pozwalając na osiągnięcie stopnia redukcji siarki
całkowitej w granicach 30%. Duże znaczenie na efektywność
procesu ma wielkość próbki, a co za tym idzie stosunek ilości
zawiesiny drobnoustrojów do objętości badanego materiału. Prawie dwukrotnie lepsze wyniki uzyskano dla próbek
o masie 10 g, co podkreśla jak istotne znaczenie dla procesu
ma zachowanie odpowiednich proporcji biomasy do ilości
ługowanego węgla.
Wyniki przedstawiono w tabelach 2-6.
Analiza mikroflory miału węglowego wykazała stosunkowo ubogie życie biologiczne. Dominujący udział mają
bakterie psychrofilne, zaobserwowano również dużą liczbę
bakterii mezofilnych. Badania wykazały również obecność
bakterii tionowych z gatunku A. thioparus, nie stwierdzono
natomiast obecności bakterii A. ferrooxidans i A. thiooxidans,
najczęściej stosowanych w procesie bioodsiarczania.
W związku z powyższymi obserwacjami podjęto badania
nad zastosowaniem do procesu odsiarczania węgla bakterii
siarkowych Acidithiobacillus thioparus, które należą do or-
Tabela 2. Średnia liczba bakterii mezo- i psychrofilnych w poszczególnych próbkach i rozcieńczeniach
Table 2. Average amount of mesophilic and psychrophilic bacteria in particular samples and dilutions
Numer
próbki
1:10
>500
19
I
II
Bakterie mezofilne
Rozcieńczenie
1:100
1:1000
1:10000
320
80
11
2
-
A
74000
190
1:10
>500
1
Bakterie psychrofilne
Rozcieńczenie
1:100
1:1000
1:10000
160
35
3
-
A
27000
0
Tabela 3. Średnia liczba bakterii siarkowych w poszczególnych próbkach i rozcieńczeniach
Table 3. Average amount of sulphur bacteria in particular samples and dilutions
Numer
próbki
1:10
+
-
I
II
A. thioparus
Rozcieńczenie
1:100
1:1000
1:10000
-
A
0,1
0
1:10
-
A. thiooxidans
Rozcieńczenie
1:100
1:1000
1:10000
-
A
0
0
Tabela 4. Miano bakterii z rodzaju Acidithiobacillus w poszczególnych próbkach i rozcieńczeniach
Table 4. Bacteriological Index (BI) of Acidithiobacillus in particular samples and dilutions
Numer
próbki
1:10
-
I
II
A. ferrooxidans
Rozcieńczenie
1:100
1:1000
1:10000
-
A
0
0
1:10
+
-
A. denitryficans
Rozcieńczenie
1:100
1:1000
1:10000
+
-
A
0,01
0
Tabela 5. Zestawienie ilościowe rozpoznanych grzybów mikroskopowych
Table 5. Quantitative summary of identified microscopic fungi
Numer próbki
I
II
1:10
5
2
Liczba grzybów w poszczególnych rozcieńczeniach
1:10000
1:100
1:1000
-
Średnia liczba komórek na 1g
miału
50
20
Tabela 6. Charakterystyka jakościowa wyizolowanych mikroorganizmów
Table 6. Qualitative characteristics of isolated microorganisms
Numer próbki
I
II
Bakterie mezofilne
Bacillus sp.
Sarcina sp.
Micrococcus sp.
Diplococcus sp.
Bakterie psychrofilne
Bacillus sp.
Micrococcus sp.
Bacillus sp.
Sarcina sp.
Grzyby mikroskopowe
Aspergillus niger
Penicillium sp.
Aspergillus niger
Penicillium sp.
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
127
Tabela 7. Zawartość siarki po procesie bioodsiarczania dla materiału drobno- i gruboziarnistego
Table 7. Sulphur content after desulphurisation for fine-grained and coarse materials
Klasa ziarnowa 0-0,3 mm
Numer próbki/masa
próbki,
g
Klasa ziarnowa 0,3-6 mm
Początkowa
zawartość siarki
St, %
Zawartość siarki
po procesie
odsiarczania Sta, %
Stopień
redukcji SRS,
%
Początkowa
zawartość siarki
St, %
Zawartość siarki
po procesie
odsiarczania
Sta, %
Stopień redukcji
SRS, %
1/10
0,832
0,643
29,4
0,906
0,846
7,1
2/10
0,831
0,641
29,6
0,904
0,832
8,7
3/100
0,885
0,758
16,8
0,909
0,869
4,6
4/100
0,882
0,749
17,8
0,909
0,872
4,3
Tabela 8. Zmiany pH w poszczególnych próbkach po procesie odsiarczania
Table 8. pH changes in particular samples after desulphurisation process
Numer próbki/masa próbki, g
Klasa ziarnowa 0-0,3 mm
Klasa ziarnowa 0,3-6 mm
1/10
9,02
9,01
2/10
9,00
9,00
3/100
8,94
8,92
4/100
8,93
8,94
Przyglądając się wpływowi wielkości uziarnienia miału
węglowego na efektywność biologicznego odsiarczania węgla, obserwuje się wyższe obniżenie zawartości siarki całkowitej dla materiału drobnouziarnionego. Tłumaczyć to należy
tym, że wzrost stopnia rozdrobnienia powoduje łatwiejsze
przenikanie mikroorganizmów oraz dostateczne natlenienie.
W próbkach po procesie bioługowania zaobserwowano
podwyższenie pH z początkowego 8,5 do wartości bardziej
zasadowych, co jest spowodowane metabolitami bakterii
wydzielanymi do pożywki w trakcie inkubacji.
4. Wnioski
Na podstawie wybranych badań wyciągnięto następujące
wnioski:
– badania miału węglowego pochodzącego z kopalni KWK
„Halemba” charakteryzują się bardzo ubogą mikroflorą
bakteryjną i grzybową, na co mają wpływ niekorzystne dla
rozwoju mikroflory warunki panujące na pokładzie 415/1;
– dominującymi mikroorganizmami w badanym środowisku
są bakterie tionowe z gatunku Acidithiobacillus thioparus
oraz grzyby pleśniowe z gatunku Aspergillus niger;
– bioodsiarczanie węgla z udziałem bakterii Acidithiobacillus
thioparus umożliwiło redukcję zawartości siarki o około
30%;
– istotny wpływ na proces bioodsiarczania ma uziarnienie
miału węglowego – im mniejsze tym efektywność procesu
jest wyższa;
– skuteczność procesu zależy od stosunku ilości biomasy
do objętości badanego materiału;
– proces bioługowania powoduje podwyższenie pH z początkowego 8,5 do wartości bardziej zasadowych, co jest
spowodowane metabolitami bakterii wydzielanymi do
pożywki w trakcie inkubacji.
Literatura
1.
Aller A., Martinez O., de Linaje J.A., Rosa Mendez R., Moran A.:
Biodesulphurisation of coal by microorganisms isolated from the coal
itself. Fuel Processing Technology, 69, 2001 45–57.
2.
3.
4.
5.
6.
7.
8.
9.
10.
11.
12.
13.
14.
15.
Cara J., Vargas M., Moran A., Gomez E., Martinez O., F.J. Garcia F.J.:
Biodesulphurization of a coal by packed-column leaching. Simultaneous
thermogravimetric and mass spectrometric analyses. Fuel, 85, 2006.
1756–1762.
Cardona I.C., Márquez M.A.: Biodesulfurization of two Colombian
coals with native microorganisms. Fuel Processing Technology, 90,
2009, 1099–1106.
Cwalina B., Wilczok T., Dzierżewicz Z., Farbiszewska T.: Bioekstrakcja
siarki i metali z węgla oraz pirytów węglowych. XII Międzynarodowy
Kongres Przeróbki Węgla 23-27 maja 1994, Kraków 1994.
Dastidar M.G., Malik A., Roychoudhury P.K.: Biodesulphurization
of Indian (Assam) coal using Thiobacillus ferrooxidans. Energy
Conversion & Management, 41, , 2000. 375-388.
Demirbas A., Balat M.: Coal desulfurization via different methods.
Energy Sources, 26, , 2004. 541-550.
Gawenda T., Olejnik T.: Produkcja kruszyw mineralnych z odpadów
powęglowych w kompanii węglowej S. A. na przykładzie wybranych
kopalń,:. Mineral Resources Management. t. 24 z. 2/1 , 2008 s. 27–42.
Gomez F., Amils R., Marin I.: Microbial ecology studies for the desulfurization of Spanish coal. Fuel Processing Technology, 52, , 1997.
183-189.
Hoffmann M.R., Faust B.C., Fern A.P., Hong H. Koo, Tsuchiya H.M.:
Kinetics of the Removal of Iron Pyrite from Coal by Microbial Catalysis.
Appl. Environ. Microbiol., 42(2), 1981. 259-271.
Kargi F., Robinson J.M.: Removal of sulfur compounds from coal
by thermofilic organism Sulfolobus acidocaldarius. Applied and
Environmental Microbiology, vol.44, No.4, 1982. 878-883.
Kargi F., Weissman J.W.: A dynamic mathematical model for microbial
removal of pyritic sulfur from coal. Biotechnology and Bioengineering,
26, 1984. 604-612.
Misra M., Bukka K., Chen S.: The effect of growth medium of
Thiobacillus ferrooxidans on pyrite flotation. Minerals Engineering, 9,
1996. 157-168.
Najafpour G.D., Azizan A., Harun A.: Microbial desulfurization of
Malaysian coal in batch process using mixed culture. IJE Transactions
B: Applications, vol.15, No.3,, 2001. 227-234.
Ohmura N., Kitamura K., Saiki H.: Mechanism of microbial flotation
using Thiobacillus ferrooxidans for pyrite suppression. Biotechnology
and Bioengineering, 41, 1992. 671-676.
Ohmura N., Saiki H.: Desulfurization of Pittsburgh coal by microbial
column flotation. Applied Biochemistry and Biotechnology, 61, , 1996.
339-349.
128
PRZEGLĄD GÓRNICZY
16. Olsson G., Pott BM., Larsson L., Holst O., Karlsson H.T.: Microbial
desulfurization of coal and oxidation of pure pyrite by Thiobacillus
ferrooxidans and Acidianus brierleyi. Journal of Industrial Microbiology
1995, Volume 14, Issue 5, pp 420-423
17. Piotrowski Z.: Properties of wet fly ash suspensions seasoned in hard
coal mine underground. „Gospodarka Surowcami Mineralnymi”, 2008,
t. 24, z. 4/1.
2014
18. Pomykała R., Kępys W., Łyko P.: Wpływ temperatury oraz dodatku
cementu na czas wiązania zawiesin popiołowo-wodnych. „Rocznik
Ochrona Środowiska” 2013, t. 15.
19. Twardowska I.: Mikrobiologiczne odsiarczanie węgla. „Przegląd
Górniczy” 1995, nr 10.
20. Wilczok T., Buszman E., Cwalina B., Czogała J. Bakteryjne ługowanie
pirytu z węgla. „Fizykochemiczne problemy mineralurgii” 1981, nr 13.
Zwiększajmy prenumeratę
najstarszego – czołowego miesięcznika
Stowarzyszenia Inżynierów i Techników Górnictwa!
Liczba zamawianych egzemplarzy określa zaangażowanie jednostki
gospodarczej w procesie podnoszenia kwalifikacji swoich kadr!
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
129
UKD 622.333: 622.333-027.332: 622.333-044.382
Badania w instalacji pilotowej w Regulicach przydatności
odpadów przeróbczych z wybranych kopalń węgla
kamiennego do produkcji kruszyw mineralnych
Testing of pilot installation in Regulice for usability of tailings from selected coal
mines in the production of mineral aggregates
Dr hab. inż. Krzysztof Galos*)
Mgr inż. Jarosław Szlugaj*)
Treść: Produkcja kruszyw z odpadów z górnictwa i przeróbki węgla kamiennego rozwijana na Górnym Śląsku stanowi istotną alternatywę
dla kruszyw naturalnych, konkurując z nimi głównie pod względem ceny, przy spełnieniu podstawowych wymagań jakościowych.
Uruchomiona pilotowa instalacja demonstracyjna do produkcji kruszyw z odpadów powęglowych w Laboratorium Akademii
Górniczo-Hutniczej w Regulicach może być ważnym narzędziem umożliwiającym wstępne badanie odpadów powęglowych
pod kątem produkcji kruszyw. W instalacji tej w 2013 r. poddano badaniom odpady gruboziarniste 20-150 mm ze wzbogacania
węgla w separatorach cieczy ciężkiej, pochodzące z kopalń Katowickiego Holdingu Węglowego: „Wujek” i „Mysłowice-Wesoła”
(Ruch „Wesoła”). Otrzymano mieszankę 4-31,5 mm oraz materiał drobnoziarnisty niskoenergetyczny 0-4 mm. Mieszanka 4-31,5
mm otrzymana na bazie odpadu z kopalni „Wujek” wykazała lepsze parametry jakościowe niż otrzymana na bazie odpadu
z kopalni „Wesoła”: odporność na rozdrabnianie w bębnie Los Angeles 29% (Wesoła - 34%), mrozoodporność 14,1% ubytku
masy (Wesoła - 17,2%), zawartość węgla 5,1% (Wesoła – 6,0%). Produkt drobnoziarnisty 0‑4 mm niskoenergetyczny otrzymany
na bazie odpadu z kopalni „Wesoła” wykazujący wartość opałową 9,4 MJ/kg przy niskiej zawartości siarki może okazać się
przydatny do przygotowywania mieszanek paliwowych z miałem węglowym. Analogiczny produkt na bazie odpadu z kopalni
„Wujek” jest pod tym względem mniej atrakcyjny.
Abstract: Production of mineral aggregates from coal mining and processing wastes developed in Upper Silesia is a significant alternative
for natural aggregates, competing with them mainly on price, if basic quality requirements are achieved. From several years
coal mines and research institutes are engaged in scientific research on development of aggregates production technology
from mining wastes through modification of existing coal processing plants or separate mining wastes processing lines. The
pilot installation, which was implemented in the framework of “MIN-NOVATION - Mining and Mineral Processing Waste
Management Innovation Network“ can be an important facility enabling initial study on mining wastes as a source of mineral aggregates. The installation is located in the Central Laboratory of Blasting Techniques and Explosives in Regulice and
belongs to the Faculty of Mining and Geoengineering at the AGH University of Science and Technology. In 2013 the pilot
installation tested the coarse mining wastes from coal processing plants (20–150 mm), coming from the gravity beneficiation
stage (heavy liquids washers) in two hard coal mines of Katowicki Holding Weglowy, e.g.: Wujek and Myslowice-Wesola,
Wesola division. During processing of coal mining wastes two products: crushed mineral aggregate 4-31.5 mm and fine-grained low-energetic product 0-4 mm, were obtained. The mix 4-31.5 from Wujek coal processing wastes demonstrated better
quality parameters than the one from wastes in Wesola mine. It refers to Los Angeles abrasion loss which amounted to 29%
(Wesola - 34%), freeze resistance - 14.1% of weight loss (Wesola - 17.2%), total coal content 5.1% (Wesola – 6.0%). The
calorific value of fine-grained low energetic product 0-4 mm obtained from wastes from Wesola mine amounted to 9.4 MJ/
kg, with relatively low sulphur content, so this product can be useful in preparation of fuel mixes with coal fines. Analogous
product 0-4 mm obtained from wastes in Wujek mine seems to be less attractive as a fuel mix component.
*) Instytut Gospodarki Surowcami Mineralnymi i Energią PAN w Krakowie; Akademia Górniczo-Hutnicza w Krakowie
130
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
Słowa kluczowe:
odpady powęglowe, kruszywa mineralne, mieszanki dla drogownictwa, odzysk odpadów
Key words:
coal refuse, mineral aggregates, mixes for road engineering, recovery of waste
1. Wprowadzenie
Kruszywa mineralne pozyskiwane są tradycyjnie przede
wszystkim w wyniku eksploatacji odpowiednich złóż kopalin oraz przeróbki mechanicznej tych kopalin. Dążenie do
minimalizacji ilości powstających odpadów przemysłowych
(w szczególności pochodzących z górnictwa i przeróbki
kopalin) przyczynia się w istotny sposób do coraz szerszego
wykorzystywania niektórych spośród tych odpadów do produkcji kruszyw mineralnych. Stanowią one istotną alternatywę dla kruszyw naturalnych, niekiedy konkurując z nimi
pod względem parametrów jakościowych, a niemal zawsze
– pod względem ceny. Do jednych z najważniejszych grup
kruszyw pozyskiwanych z odpadów przemysłowych zaliczyć
należy kruszywa z odpadów z górnictwa i przeróbki węgla
kamiennego, których produkcja jest systematycznie rozwijana
w ostatniej dekadzie, szczególnie na Górnym Śląsku.
Przydatność niektórych odpadów z górnictwa i przeróbki węgla kamiennego pod kątem produkcji kruszyw była
w ostatnich latach przedmiotem rozlicznych badań na skalę
zarówno laboratoryjną, jak i przemysłową, przy wprowadzaniu zróżnicowanych rozwiązań technologicznych w zakresie
przeróbki odpadów pod kątem otrzymywania kruszyw
mogących znaleźć zastosowanie głównie w budownictwie
drogowym, ale także hydrotechnicznym. Uruchomiona
w ramach realizacji projektu „MIN-NOVATION – Sieć innowacji w zarządzaniu odpadami górniczymi i przeróbczymi”
[1] pilotowa instalacja demonstracyjna do produkcji kruszyw
z odpadów powęglowych pochodzących z płuczek cieczy
ciężkich w Centralnym Laboratorium Techniki Strzelniczej
i Materiałów Wybuchowych Akademii Górniczo-Hutniczej w
Regulicach, stała się ważnym narzędziem do badań wybranych
odpadów powęglowych pod kątem produkcji kruszyw na skalę
ćwierćtechniczną. Po analizie rodzajów powstających odpadów z górnictwa i przeróbki węgla kamiennego oraz ocenie
dotychczasowych kierunków rozwoju produkcji kruszyw na
bazie tych odpadów, zaprezentowano zarówno samą instalację,
jak też wstępne wyniki badań otrzymanych kruszyw na bazie
wybranych odpadów z przeróbki węgla kamiennego.
2. Podstawowe rodzaje odpadów z górnictwa i przeróbki
węgla kamiennego oraz kierunki ich wykorzystania
gospodarczego
Odpady w górnictwie węgla kamiennego są rezultatem
eksploatacji węgla kamiennego z pokładów zawierających
także m.in. osadowe skały płonne wieku karbońskiego, które
następnie są separowane na etapie przeróbki mechanicznej
urobku. Do grupy tej należą także mniejsze ilości skał płonnych, urabianych i wydobywanych na powierzchnię w wyniku
robót przygotowawczych i udostępniających w kopalniach.
Ze względu na pochodzenie odpady te zasadniczo dzieli się
na dwie grupy:
1) Odpady z górnictwa węgla kamiennego - stanowiące zwykle kilka % łącznej ilości odpadów tej grupy, pochodzące
bezpośrednio z robót przygotowawczych i udostępniających, o uziarnieniu niejednorodnym dochodzącym do 500
mm;
2) Odpady z przeróbki węgla kamiennego – stanowiące
zwykle ponad 90% łącznej ilości odpadów tej grupy,
powstające w wyniku procesów wzbogacania węgla,
w zależności od stosowanych urządzeń i technologii
wzbogacania które dzielą się na:
– odpady gruboziarniste ze wzbogacania w separatorach
cieczy ciężkiej – uziarnienie jednorodne w przedziale
20-200 mm, przy udziale substancji węglowej 5‑15%,
zawartości siarki całkowitej poniżej 1% i wilgoci rzędu
4-6%,
– odpady drobnoziarniste ze wzbogacania w osadzarkach
wodnych – jednorodny skład mineralny i uziarnienie
do 20 mm, przy wyższym udziale substancji węglowej
i siarki oraz wyższej wilgoci,
– odpady ze wzbogacania flotacyjnego – o bardzo
drobnym uziarnieniu, wysokiej zawartości substancji
węglowej, siarki całkowitej i wilgoci oraz obecności
pozostałości odczynników flotacyjnych i flokulantów
[4, 11].
Pod względem petrograficznym głównymi składnikami
odpadów przeróbczych są - w zmiennych proporcjach - iłowce
lub iłołupki oraz mułowce, w mniejszej ilości piaskowce,
z wiodącym z reguły udziałem iłowców. Skład petrograficzny
odpadów przeróbczych otrzymywanych w poszczególnych
kopalniach węgla kamiennego jest zróżnicowany, co wynika
zarówno z budowy geologicznej i rodzaju skał towarzyszących pokładom węgla, jak też technologii wzbogacania, np.
w rejonie Jastrzębia czy Bytomia udział iłowców i łupków
ilastych może niekiedy sięgać 90%, a we wschodniej części
Górnośląskiego Zagłębia Węglowego udział piaskowców
może niekiedy sięgać 70% [13, 9].
Ilość wytwarzanych w górnictwie węgla kamiennego odpadów górniczych i przeróbczych systematycznie zmniejsza
się wraz z malejącym wydobyciem surowego węgla kamiennego oraz produkcją jego handlowych sortymentów. Jeszcze
dwadzieścia lat temu było to 50-60 mln ton/rok odpadów,
w 2000 r. ok. 40 mln ton, a ostatnio już tylko niespełna 30
mln ton/rok. Zdecydowaną większość (ok. 90%) stanowią
odpady przeróbcze ze wzbogacania węgla w osadzarkach,
cieczach ciężkich i z obiegów wodno-mułowych, ok. 5%
odpady flotacyjne, a pozostałą część - odpady górnicze [7].
Mimo malejącej ilości powstających odpadów powęglowych, ostatnie lata przyniosły rozwój nowych technologii
umożliwiających lepsze ich wykorzystanie. Poza jednym
z możliwych podejść, tj. takim prowadzeniem procesów
wzbogacania, aby - obok węgla - otrzymywać od razu drugi
produkt (np. kruszywa), coraz bardziej powszechne staje się
prowadzenie odzysku uznawanej za odpad skały płonnej,
z otrzymywaniem m.in. kruszyw, surowców do produkcji
materiałów budowlanych oraz węgla [8]. Przedmiotem
szczególnego zainteresowania, ze względu na dość szerokie
możliwości ich wykorzystania gospodarczego, są odpady
przeróbcze gruboziarniste ze wzbogacania w separatorach
cieczy ciężkiej oraz powstające w niewielkich ilościach
gruboziarniste odpady górnicze z robót przygotowawczych
i udostępniających. Do głównych obecnie kierunków zagospodarowania tych odpadów powęglowych zaliczyć należy:
budownictwo inżynieryjne, hydrotechniczne i drogowe,
w tym produkcję kruszyw dla tych celów, produkcję surowców
do produkcji cementu i ceramiki budowlanej, odzysk węgla
i produkcję surowców niskoenergetycznych (mułów) do spalania w elektrowniach, wreszcie ich stosowanie jako materiału
podsadzkowego do podsadzania wyrobisk podziemnych [3].
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
3. Produkcja kruszyw na bazie surowych odpadów
z przeróbki węgla kamiennego
Głównym podmiotem zajmującym się kompleksowym
wykorzystaniem odpadów powęglowych (górniczych
i przeróbczych) na Górnym Śląsku jest firma Haldex S.A.,
prowadząca swą działalność od roku 1959. Od 2008 r. wchodzi ona w skład grupy kapitałowej Kompanii Węglowej S.A.,
pełniąc rolę operatora w zakresie zagospodarowania odpadów
powęglowych z kopalń należących do Kompanii Węglowej
S.A. W swoich zakładach Haldex S.A. odpady powęglowe
wykorzystuje kompleksowo i niemal bezodpadowo, pozyskując z nich m.in. węgiel w postaci miału energetycznego,
surowiec ilasty (tzw. łupek) dla ceramiki budowlanej i do
produkcji cementu, kruszywa dla budownictwa drogowego,
materiały do robót inżynieryjnych i rekultywacyjnych, oraz
materiał użytkowany do celów podsadzania podziemnych
wyrobisk w kopalniach węgla [8]. W ostatnim czasie ważnym elementem działalności firmy stała się produkcja – na
bazie odpadów powęglowych z kopalń Kompanii Węglowej
S.A. – pełnowartościowego, certyfikowanego kruszywa
o różnym uziarnieniu, składającego się ze zróżnicowanych
proporcji iłowców, mułowców i piaskowców.
Obecnie przeróbka odpadów powęglowych z odzyskiem
węgla i kruszyw przez firmę Haldex S.A. prowadzona jest
w trzech starszych zakładach: Z-1 Michał w Siemianowicach
Śląskich, Z-2 Szombierki w Bytomiu i Z-6 Brzezinka
w Mysłowicach-Brzezince, a także w dwóch nowych zakładach, uruchomionych w latach 2011-2012: Z-12 Panewniki
w Mikołowie i Z-3 Makoszowy w Zabrzu (łączne zdolności
przeróbcze pięciu zakładów to ponad 18000 t/d). W wymienionych zakładach ciąg technologiczny składa się z etapu przygotowania nadawy, klasyfikacji wstępnej na ruszcie wałkowym
(80 mm), kruszenia frakcji >80 mm w kruszarce szczękowej,
drugiego etapu klasyfikacji na przesiewaczu wibracyjnym (45
mm), dokruszania frakcji >45 mm, klasyfikacji w hydrocyklonach z cieczą ciężką, przemywania, odwadniania, klasyfikacji
z wydzieleniem koncentratu miału energetycznego 0-20 mm
i groszku węglowego 20-45 mm, odwadniania i klasyfikowania materiału odpadowego z hydrocyklonów z otrzymaniem
łupka ceramicznego 0-3 mm dla cementu i ceramiki budowlanej oraz kruszywa 3-45 mm [10].
W zakładach Haldex S.A. pozyskiwano od lat kruszywo 3-45 mm mające charakter mieszaniny karbońskich
łupków ilastych, iłowców, mułowców i piaskowców, przy
wyraźnej przewadze łupków ilastych oraz niskim z reguły
udziale piaskowców (do 10%). Mieszanina taka charakteryzuje się zróżnicowaną nasiąkliwością oraz zwykle niską
mrozoodpornością, znajdując zastosowanie w robotach
inżynieryjnych (budownictwo drogowe, hydrotechniczne
itp.), do rekultywacji zdegradowanych terenów, do budowy
elementów składowisk odpadów, oraz do podsadzania wyrobisk górniczych. Dokonane w ostatnim czasie modyfikacje
procesu technologicznego pozwoliły na zmianę asortymentu
wytwarzanych kruszyw, z wydzieleniem także kruszyw
o grubszym uziarnieniu, m.in.: 0-31,5, 10-31,5, 0-63, 0-200
i 63-150 mm. Łączna produkcja tych kruszyw w wymienionych zakładach w 2008 r. osiągnęła około 1,8 mln t, w tym ok.
30% kruszyw o uziarnieniu >31,5 mm [8], a po uruchomieniu
kolejnych zakładów w 2012 r. przekroczyła 3 mln ton/rok.
W ostatnich latach „Haldex” S.A. zaczął także przerabiać
odpady niezanieczyszczone węglem (odpady górnicze z robót udostępniających), które są kierowane na mobilne węzły
krusząco-sortujące, gdzie produkowane są frakcje ziarnowe
kruszyw zgodne z wymaganiami odbiorców. Działalność
tę „Haldex” S.A. prowadzi obecnie w dwóch węzłach krusząco-sortujących: Knurów (w rejonie szybu Aniołki KWK
131
„Knurów”) i „Rydułtowy” (na terenie KWK „Rydułtowy”
Ruch II Anna) o łącznej zdolności przeróbczej 4000 t/d
i produkcji rocznej przekraczającej 0,7 mln ton kruszyw/rok.
4. Innowacyjne technologie produkcji kruszyw na bazie
odpadów powęglowych
Od kilku lat krajowe kopalnie węgla kamiennego we
współpracy z wyspecjalizowanymi firmami oraz instytutami
badawczymi prowadziły dalsze badania nad możliwościami
wykorzystania poszczególnych rodzajów odpadów powęglowych do produkcji kruszyw, które mogłyby być wykorzystywane głównie w budownictwie drogowym (podbudowy
dróg) i hydrotechnicznym (nasypy, obwałowania rzek, tamy
itp.). Uzyskiwanie takich kruszyw może odbywać się albo
w istniejących zakładach przeróbki mechanicznej węgla po
modyfikacji ciągu technologicznego, albo w odrębnych zakładach przeróbki odpadów. W tym drugim przypadku instalacja
powinna być ukierunkowana na możliwość zarówno odzysku
węgla (lub materiału niskoenergetycznego), jak i kruszyw
o jak najlepszych parametrach jakościowych.
Odpady z przeróbki węgla kamiennego, a w szczególności
wytwarzane w największych ilościach odpady gruboziarniste
ze wzbogacania w separatorach cieczy ciężkiej, wykazują
duże zróżnicowanie składu litologicznego, co zależne jest
m.in. od: miejsca pochodzenia (z której kopalni i z którego
poziomu wydobycia pochodzi urobek, w wyniku przeróbki
którego otrzymywane są dane odpady) oraz stosowanej technologii przeróbki węgla. Czynniki te decydują o opracowaniu
i wyborze właściwej technologii przeróbki oraz o możliwych
kierunkach zastosowania otrzymanego kruszywa. Kluczowe
znaczenie ma również zawartość węgla organicznego w tych
odpadach [3].
W ostatnich latach podjęto kilka prób opracowania i wdrożenia innowacyjnego podejścia i zastosowania technologii
przeróbki odpadów pod kątem produkcji kruszyw. Wymienić
tu należy przede wszystkim:
– Działania Kompanii Węglowej S.A. wraz z firmą Haldex
S.A. pod kątem rozpoznania możliwości wydzielenia instalacji przydatnych do produkcji lub odzysku
kruszyw z odpadów w układach technologicznych
zakładów przeróbki mechanicznej węgla poszczególnych kopalń, m.in. z wydzieleniem strumieni odpadów
z poszczególnych węzłów technologicznych wzbogacania węgla i odrębnego ich odbioru do odzysku
w kierunku kruszywowym. Przeprowadzono m.in.
badania wstępne typu kru­szyw na zgodność z normą
PN-EN 13242:2004; badano od­pady z kilku kopalń:
„Rydułtowy” (Ruch I Rydułtowy i Ruch II Anna),
„Jankowice”, „Chwałowice” oraz ,,Marcel”. Kruszywa
4-63 mm otrzymane z odpadów z KWK „Rydułtowy”
i KWK „Marcel” można zakwalifikować – według
dawnych norm PN - jako kruszywo klasy II, a kruszywa
z odpadów z KWK „Chwałowice” i ,,Jankowice” jako
kruszywo pozaklasowe [9]. Przydatność takich kruszyw
w budownictwie jest z reguły ograniczona, np. w budowie dróg zazwyczaj do warstw nieprzemarzających, do
budowy dróg lokalnych nieulepszonych itp.
– Koncepcję rozbudowy instalacji odzysku kruszyw
w KWK „Bielszowice” z odpadu przeróbczego 20-200
mm. Odpad po oczyszczeniu z magnetytu i odwodnieniu
na przesiewaczach jest rozsiewany na frakcje ziarnowe
<200, <100 i 100-200 mm i kierowane do zbiorników produktów. Dalsze udoskonalenie procesu przeróbki miałoby
zapewnić uzyskanie kruszyw o węższych klasach ziarnowych (0-31,5, 31,5-63 i 63-100 mm) niż dotychczas [5]
132
PRZEGLĄD GÓRNICZY
– Badania nad możliwością pozyskiwania kruszyw
z odpadów powęglowych 12 kopalń należących do
Jastrzębskiej Spółki Węglowej S.A., Katowickiego
Holdingu Węglowego S.A. i Południowego Koncernu
Węglowego S.A. prowadzone przez Instytut Mechanizacji
Budownictwa i Górnictwa Skalnego w Warszawie [12];
wykazały, że jednym z warunków efektywnego pozyskiwania kruszywa dobrej jakości musi być selektywne
gromadzenie odpadów powęglowych z różnych etapów
wzbogacania. W odniesieniu do odpadu przeróbczego
gruboziarnistego <200 mm najbardziej efektywnym
sposobem na otrzymanie kruszywa o zadowalających
parametrach jest proces kilkukrotnego rozdrabniania
z międzyoperacyjnym przesiewaniem, z ewentualną dodatkową separacją gęstościową [7]. Niektóre z uzyskanych
produktów mogą być stosowane m.in.: na podbudowy
drogowe w różnych kategoriach dróg od KR1 do KR6; a
nawet do mieszanek do betonu asfaltowego przy zastosowaniu domieszki kruszyw o wysokiej mrozoodporności
oraz jako kruszywo do betonu przy zastosowaniu odpowiednich dodatków i ulepszaczy poprawiających jakość
gotowego wyrobu [12];
– Badania podjęte w Południowym Koncernie Węglowym
S.A. (obecnie: Tauron Wydobycie S.A.) nad opracowaniem i wdrożeniem technologii produkcji mieszanin
kruszywowo-spoiwowych (mieszanek kruszywowych
uszlachetnionych), z wykorzystaniem produkowanego
z odpadu przeróbczego tzw. kruszywa skalnego PKW oraz
dodatków w postaci spoiw hydraulicznych lub popiołów
lotnych ze spalania węgla pochodzących z elektrowni
Południowego Koncernu Energetycznego S.A. (obecnie:
Tauron Wytwarzanie S.A.). Instalacja taka o działaniu
ciągłym wybudowana została na podstawie włoskiej
technologii przez firmę Ciepiela Technology Promotion
najpierw w ZG Sobieski, a następnie w ZG Janina.
Wyselekcjonowane kruszywo PKW jest mieszane z określoną ilością i rodzajem spoiwa (popioły lotne, cement,
wapno) wg jednej z opracowanych receptur, co poprawia
m.in. ich wytrzymałość na ściskanie, przy zmniejszeniu
podatności na pęcznienie. Otrzymywane mieszanki mogą
znajdować zastosowanie w budowie nasypów komunikacyjnych, niwelacji terenów oraz do budowy wałów
przeciwpowodziowych [14].
5. Pilotowa instalacja demonstracyjna w Regulicach
Stacjonarna pilotowa instalacja demonstracyjna do
produkcji kruszyw z odpadów z przeróbki węgla kamiennego została uruchomiona w ramach realizacji
projektu „MIN‑NOVATION”. Jest ona zlokalizowana
w Centralnym Laboratorium Techniki Strzelniczej
i Materiałów Wybuchowych Akademii Górniczo-Hutniczej
w Regulicach koło Alwerni [1, 2].
Z instalacji (rys. 1) na skalę ćwierćtechniczną – (w wyniku przeróbki odpadów gruboziarnistych 20-150(200) mm ze
wzbogacania w separatorach cieczy ciężkiej) – otrzymujemy
kruszywa łamane odpowiednie dla budownictwa drogowego
oraz – jako koprodukt – drobnoziarnisty materiał niskoenergetyczny 0-4 mm, przydatny do spalania w tradycyjnych
elektrowniach węglowych wraz z energetycznym miałem
węglowym.
Aby osiągnąć podany cel, zaprojektowano i wykonano
stacjonarny układ technologiczny kruszenia i przesiewania
odpadów powęglowych przeróbczych gruboziarnistych 20150(200) mm, pochodzących ze wzbogacania grawitacyjnego
2014
Rys. 1. Instalacja do przeróbki odpadów powęglowych przeróbczych gruboziarnistych w Regulicach (fot. J. Szlugaj)
Fig. 1. Installation for processing of wastes from the processing
coal refuse in Regulice (photo J. Szlugaj)
urobku węglowego w separatorach cieczy ciężkiej zawiesinowej z wybranych kopalń węgla kamiennego w Górnośląskim
Zagłębiu Węglowym. Odpad taki jest mieszanką ziaren
piaskowców, mułowców i iłowców (łupków ilastych),
wykazując zwykle następujące właściwości: ścieralność
w bębnie Los Angeles >35%, mrozoodporność (ubytek masy)
>30%, zawartość węgla >12%. Linia technologiczna składa
się z węzła kruszącego i węzła przesiewającego, pozwalając
na uzyskanie mieszanki 4-31,5 mm potencjalnie przydatnej
dla budownictwa drogowego (rys. 1). Dzięki selektywnemu
odsiewaniu ziaren drobnych, otrzymywany i usuwany jest
materiał drobnoziarnisty 0-4 mm, wzbogacony w minerały
ilaste i substancję organiczną. Zakładano, że taki układ
technologiczny, z tego typu odpadów powęglowych przeróbczych, miał pozwolić na otrzymanie mieszanki 4-31,5 mm
o następujących właściwościach: odporność na rozdrabnianie
w bębnie Los Angeles <30%, mrozoodporność (ubytek masy)
<20%, zawartość węgla <8%.
Proces przeróbki jest realizowany w instalacji z zastosowaniem kruszarki udarowej listwowej oraz układu klasyfikacji
ziarnowej w przesiewaczu wibracyjnym dwupokładowym.
Właściwości głównego produktu końcowego zależą od
właściwości użytego odpadu oraz parametrów procesu,
w tym szerokości szczeliny w kruszarce i jej obrotów, a także
rozmiaru sit w przesiewaczu. Podczas kruszenia w kruszarce
udarowej skały słabsze (łupki, iłowce, częściowo mułowce)
ulegają rozdrobnieniu w większym stopniu, stąd w większej
części są kierowane do produktu drobnoziarnistego 0-4
mm, podczas gdy twardsze ziarna (piaskowców, częściowo
mułowców) są słabiej rozdrabniane i kierowane w większej części do produktu 4‑31,5 mm. Skutkuje to wyższym
(w stosunku do nadawy) udziałem ziaren twardszych w produkcie 4-31,5 mm, a tym samym pewną poprawą parametrów
fizykomechanicznych tego produktu kruszywowego. Proces
rozkruszania przyczynia się także do uwalniania substancji
węglowej występującej w przerabianym materiale w formie
przerostów, a następnie jej kierowania w większości do produktu drobnoziarnistego 0-4 mm. Nadziarno >31,5 mm jest
zawracane do procesu kruszenia.
Instalacja pilotowa jest zlokalizowana w zaadoptowanym
dawnym garażu maszyn. Jej wydajność wynosi – w zależności od ustawień urządzeń – 0,6-1,5 t/h i zależy głównie od
wydajności kruszarki udarowej. Całość instalacji znajduje
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
się wewnątrz budynku, na zewnątrz znajdują się tylko boksy
z odpadem podlegającym przeróbce oraz z otrzymywanymi
produktami. Odpad 20-150 mm jest kierowany do kosza zasypowego (3 m3), skąd jest podawany przenośnikiem taśmowym
do kruszarki udarowej listwowej M5. Skruszony materiał jest
kierowany na przesiewacz sitowy wibracyjny dwupokładowy, gdzie następuje klasyfikacja na materiał drobnoziarnisty
0-4 mm, mieszankę 4-31,5 mm oraz nadziarno >31,5 mm,
zawracane do kosza zasypowego i następnie do kruszarki.
Mieszanka 4-31,5 mm i materiał drobnoziarnisty 0-4 mm są
kierowane przenośnikami taśmowymi do pojemników produktów, które są następnie okresowo opróżniane do boksów
produktów. Całość instalacji jest odpylana dzięki urządzeniu
odpylającemu będącemu jej integralną częścią.
Założono, że otrzymywana w instalacji mieszanka 4-31,5
mm (alternatywnie: 4-16 mm) może być przydatna do niektórych warstw konstrukcji dróg, a także do budowli inżynieryjnych (wały przeciwpowodziowe, tamy). Zakładano także, że
uzysk mieszanki 4‑31,5 mm będzie się mieścił w przedziale
50-60% (w zależności od charakterystyki użytego odpadu),
a materiału drobnoziarnistego 0-4 mm – pozostałe 40-50%.
Materiał drobnoziarnisty miał być wzbogacony w substancję
węglową, stąd potencjalnie mógł być traktowany jako materiał
niskoenergetyczny.
133
Rys. 3.Mieszanka mineralna 4-31,5 mm wytworzona z odpadów przeróbczych z KWK „Mysłowice‑Wesoła” (fot.
J. Szlugaj)
Fig. 3. Crushed aggregate mix 4-31,5 mm obtained from processing wastes in Myslowice-Wesola coal mine (photo J.
Szlugaj)
6. Wyniki badań otrzymanych produktów
W okresie czerwiec-sierpień 2013 r. w uruchomionej
instalacji pilotowej w Regulicach poddano badaniom odpady powęglowe gruboziarniste 20-150 mm ze wzbogacania
w separatorach cieczy ciężkiej, pochodzące z dwóch kopalń
Katowickiego Holdingu Węglowego: „Wujek” i „MysłowiceWesoła” (Ruch „Wesoła”) (rys. 2). Wielkość prób odpadów
wykorzystanych do badań wynosiła w każdym przypadku około 300 kg. Jako produkty zastosowanego procesu otrzymano
mieszankę 4-31,5 mm (rys. 3) oraz materiał drobnoziarnisty
0-4 mm (rys. 4). W przypadku otrzymanej mieszanki 4-31,5
mm określono następnie jej skład ziarnowy, podstawowe
parametry fizykomechaniczne, zawartość wilgoci, zawartość
węgla całkowitego, natomiast w przypadku materiału drobnoziarnistego 0-4 mm - zawartość węgla całkowitego, wartość
opałową, zawartość popiołu i zawartość siarki.
Rys. 4.Produkt 0-4 mm wytworzony z odpadów przeróbczych
z KWK „Mysłowice-Wesoła” (fot. J. Szlugaj)
Fig. 4. Product 0-4 mm obtained from processing wastes in
Myslowice-Wesola coal mine (photo J. Szlugaj)
Rys. 2.Odpady przeróbcze z KWK „Mysłowice-Wesoła” (fot.
J. Szlugaj)
Fig. 2. Processing wastes from Myslowice-Wesola coal mine
(photo J. Szlugaj)
Oznaczenia składu ziarnowego i podstawowych parametrów fizykomechanicznych wykonano w Instytucie
Mechanizacji Budownictwa i Górnictwa Skalnego
w Warszawie, natomiast pozostałe badania w PAK Centrum
Badań Jakości Sp. z o.o. w Koninie. Oznaczenia podanych
parametrów przeprowadzono zgodnie z odpowiednimi normami polskimi określającymi warunki przeprowadzenia tych
oznaczeń.
Krzywą składu ziarnowego obydwu otrzymanych w instalacji mieszanek mineralnych 4‑31,5 mm (na bazie odpadów
z kopalń „Wujek” i „Mysłowice-Wesoła” Ruch „Wesoła”)
przedstawiono na rys. 5.
Podstawowe parametry jakościowe obydwu mieszanek
4-31,5 mm, otrzymanych w instalacji w Regulicach, przedstawiono w tabeli 1, a dwóch materiałów drobnoziarnistych
0-4 mm - w tabeli 2.
134
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Fig. 5. Krzywa składu ziarnowego mieszanek mineralnych
4-31,5 mm otrzymanych w instalacji w Regulicach
Fig. 5. Grain size distribution of two crushed aggregate mixes
4-31.5 mm obtained in installation in Regulice
2014
Parametry jakościowe mieszanki 4-31,5 mm, jakie były
oczekiwane do osiągnięcia w wyniku przeróbki odpadu
powęglowego w instalacji w Regulicach, tj.: odporność na
rozdrabnianie w bębnie Los Angeles <30%, mrozoodporność
<20% ubytku masy, zawartość węgla <8%, zostały osiągnięte
w wyniku przeróbki odpadu z kopalni „Wujek”. Nie zostały
natomiast osiągnięte w przypadku mieszanki z odpadu z kopalni „Wesoła”. Było to prawdopodobnie związane z większym
udziałem wtrąceń węgla w skale płonnej w odpadzie z kopalni
„Wesoła”, choć będzie to jeszcze wymagało potwierdzenia w
badaniach mineralogicznych. Warto też zauważyć, że uzysk
mieszanki 4-31,5 mm w obydwu przypadkach był nieco niższy
od zakładanego (tab. 3).
Mieszanka mineralna 4-31,5 mm otrzymana na bazie
odpadu z kopalni „Wujek” wykazuje nieco lepsze parametry
jakościowe niż analogiczna mieszanka otrzymana na bazie
odpadu z kopalni „Wesoła” (tab. 1, 3, 4). W obydwu przypadkach szczególnie niekorzystne są wartości tych parametrów,
dla których wg norm polskich podawane są wartości deklaratywne, tzn.: nasiąkliwości, mrozoodporności i odporności na
rozdrabnianie w bębnie Micro Deval (tab. 4), wpływając na
ograniczone możliwości stosowania otrzymanych kruszyw.
Tabela 1. Parametry jakościowe dwóch mieszanek 4-31,5 mm
Table 1. Quality parameters of two aggregate mixes 4-31.5 mm
Parametr
Odporność na ścieranie w bębnie Micro Deval, %
Odporność na rozdrabnianie w bębnie Los Angeles, %
Gęstość, g/cm3
Nasiąkliwość, %
Mrozoodporność, % ubytku masy
Zawartość węgla, %
Mieszanka z odpadu z kopalni „Wujek” Mieszanka z odpadu z kopalni „Wesoła”
84
78
29,0
34,0
2,56
2,45
1,6
1,9
14,1
17,2
5,1
6,0
Tabela 2. Parametry jakościowe dwóch materiałów drobnoziarnistych 0‑4 mm niskoenergetycznych
Table 2. Quality parameters of two fine-grained 0-4 mm low-energetic materials obtained
Parametr
Wartość opałowa, MJ/kg
Zawartość węgla całkowitego, %
Zawartość popiołu, %
Zawartość siarki, %
Materiał z odpadu z kopalni „Wujek”
3,6
16,4
75,4
0,90
Materiał z odpadu z kopalni „Wesoła”
9,4
29,0
58,0
0,70
Tabela 3. Porównanie parametrów dwóch mieszanek 4-31,5 mm otrzymanych w instalacji w Regulicach z wartościami
oczekiwanymi
Table 3. Comparison of parameters of two aggregate mixes 4-31.5 mm obtained in installation in Regulice to the values
expected
Parametr
Wartość oczekiwana
Odporność na rozdrabnianie w bębnie Los Angeles, %
Mrozoodporność, % ubytku masy
Zawartość węgla, %
Uzysk mieszanki 4-31,5 mm, %
<30
<20
<8
50-60
Wysoka nasiąkliwość i niska mrozoodporność decydują
o braku możliwości zastosowania otrzymanych mieszanek
kruszyw w warunkach przemarzania. Natomiast istnieje
możliwość zastosowania tych mieszanek mineralnych
poniżej zasięgu strefy przemarzania przy formowaniu
nasypów i warstw konstrukcji drogowej, niwelacji terenu
stanowiącego podłoże budowlane (pod warunkiem dobrego
Mieszanka z odpadu z kopalni
„Wujek”
29,0
14,1
5,1
45
Mieszanka z odpadu
z kopalni „Wesoła”
34,0
17,2
6,0
45
zagęszczenia materiału), wymiany i wzmocnienia gruntów,
a także do budowy wielu obiektów inżynieryjnych, takich jak
budowy nasypów hydrotechnicznych, budowy obwałowań
zbiorników wodnych i osadników, budowa grobli i zapór.
O takich kierunkach ewentualnych zastosowań decydują:
jednorodny skład granulometryczny, gruboziarniste ciągłe
uziarnienie oraz podatność na rozkruszanie, co umożliwia
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
135
Tabela 4. Porównanie parametrów jakościowych dwóch mieszanek mineralnych 4-31,5 mm otrzymanych w instalacji
w Regulicach z wymaganiami zawartymi w normach
Table 4. Comparison of quality parameters of two crushed aggregate mixes 4-31.5 mm obtained in installation in Regulice to
the requirements in standards
Badana cecha
Wynik badania
Ocena-kategorie
PN-EN 12620
PN-EN 13242
Mieszanka z odpadu z KWK „Wujek”
Wymiar kruszywa d/D
Oznaczenie
4/31,5
4/31,5
Uziarnienie, % przechodzącej masy przez:
D
100
GA 85
GA 90
1,4 D
100
GC 90/15
GC 90/10
100
D
d
0,4
d/2
0,2
Nasiąkliwość WA24, %
1,6
WA24 1,6 (wartość deklarowana)
Mrozoodporność F, %
14,1
F 14,1 (wartość deklarowana)
Frakcja 4 – 8 mm
17,6
F 17,6 (wartość deklarowana)
Frakcja 8 – 16 mm
MDE 84 (wartość
MDE 84(wartość
Odporność na rozdrabnianie MDE (Micro Deval) - frakcja 10-14
84,0
mm, %
deklarowana)
deklarowana)
Odporność na rozdrabnianie LA (Los Angeles) - frakcja 10‑14
29,0
LA 30
LA 30
mm), %
Mieszanka z odpadu z KWK „Mysłowice-Wesoła”
Wymiar kruszywa d/D
Oznaczenie
4/31,5
4/31,5
Uziarnienie, % przechodzącej masy przez:
D
100
1,4 D
100
GA 90
GA 85
D
100
GC 90/15
GC 90/10
d
0,3
d/2
0,2
Nasiąkliwość WA24, %
Mrozoodporność F, %
Frakcja 4 – 8 mm
Frakcja 8 – 16 mm
Odporność na rozdrabnianie MDE (Micro Deval) - frakcja 10-14
mm, %
Odporność na rozdrabnianie LA (Los Angeles) - frakcja 10‑14
mm), %
uzyskanie wypełnienia wolnych przestrzeni między ziarnami kruszywa w procesie zagęszczenia, bez konieczności
doziarniania, oraz ostry kształt ziaren, co pomaga w dobrym
klinowaniu się materiału, mając istotny wpływ na stateczność
budowli.
Produkt drobnoziarnisty 0‑4 mm niskoenergetyczny
otrzymany na bazie odpadu z kopalni „Wesoła”, wykazujący
wartość opałową 9,4 MJ/kg przy niskiej zawartości siarki,
może okazać się przydatny do przygotowywania mieszanek
paliwowych wraz z wyżej energetycznym miałem węglowym
i spalania w tradycyjnych elektrowniach i ciepłowniach
węglowych. Analogiczny produkt na bazie odpadu z kopalni
„Wujek” może także wykazywać taką przydatność, choć
jego wartość opałowa, tj.3,6 MJ/kg, jest wyraźnie niższa niż
materiałów niskoenergetycznych używanych do tej pory do
tych celów, tj. 6-10 MJ/kg [4].
7. Podsumowanie
Produkcja kruszywa z odpadów z górnictwa i przeróbki
węgla kamiennego jest systematycznie rozwijana na Górnym
Śląsku, stanowiąc istotną alternatywę dla kruszyw naturalnych, konkurując z nimi niekiedy pod względem parametrów
jakościowych, a niemal zawsze – pod względem ceny.
1,9
WA24 1,9 (wartość deklarowana)
17,2
22,2
F 17,2 (wartość deklarowana)
F 22,2 (wartość deklarowana)
MDE 78 (wartość
MDE 78 (wartość
deklarowana)
deklarowana)
78,0
34,0
LA 40
LA 40
Uruchomiona w ramach realizacji projektu „MINNOVATION – Sieć innowacji w zarządzaniu odpadami
górniczymi i przeróbczymi” pilotowa instalacja do produkcji
kruszyw z odpadów powęglowych pochodzących z płuczek cieczy ciężkich w Laboratorium Akademii GórniczoHutniczej w Regulicach, stała się ważnym narzędziem
umożliwiającym badanie wybranych odpadów powęglowych
pod kątem produkcji kruszyw.
Badaniom poddano odpady gruboziarniste 20-150 mm ze
wzbogacania węgla w separatorach cieczy ciężkiej, pochodzące z dwóch kopalń Katowickiego Holdingu Węglowego:
„Wujek” i „Mysłowice-Wesoła” (Ruch „Wesoła”). Jako produkty zastosowanego procesu otrzymano mieszankę 4-31,5
mm oraz materiał drobnoziarnisty niskoenergetyczny 0-4 mm.
Mieszanka 4-31,5 mm otrzymana na bazie odpadu
z kopalni „Wujek” wykazuje nieco lepsze parametry jakościowe w porównaniu z analogiczną mieszanką otrzymana
na bazie odpadu z kopalni „Wesoła”, w tym odporność na
rozdrabnianie w bębnie Los Angeles 29% (wobec 34% dla
mieszanki z odpadu z kopalni „Wesoła”), mrozoodporność
14,1% ubytku masy („Wesoła” - 17,2%), zawartość węgla
5,1% („Wesoła” – 6,0%). Uzysk mieszanki 4-31,5 mm w
obydwu przypadkach wyniósł około 45%.
Produkt drobnoziarnisty 0‑4 mm niskoenergetyczny
otrzymany na bazie odpadu z kopalni „Wesoła” wykazuje
136
PRZEGLĄD GÓRNICZY
wartość opałową 9,4 MJ/kg przy niskiej zawartości siarki, stąd
może okazać się przydatny do przygotowywania mieszanek
paliwowych z miałem węglowym. Analogiczny produkt na
bazie odpadu z kopalni Wujek wykazuje pod tym względem
niższą przydatność.
W ramach realizacji projektu „MIN-NOVATION – Sieć
innowacji w zarządzaniu odpadami górniczymi i przeróbczymi”
7.
8.
9.
10.
Literatura
1.
2.
3.
4.
5.
6.
Cała M. (red.): Mining Waste Management in the Baltic Sea
Region. MIN-NOVATION project. Wyd. AGH 2013.
Cała M., Ostręga A.: Problematyka gospodarowania odpadami z przemysłu
wydobywczego w projekcie MIN-NOVATION. „Cuprum” 2012, nr 4.
Galos K., Szlugaj J.: Odpady z górnictwa i przeróbki węgla kamiennego
jako materiały do produkcji kruszyw mineralnych. „Cuprum”, 2012 nr 4.
Galos K., Szlugaj J.: Surowce odpadowe z górnictwa i przeróbki węgla
kamiennego. W: Surowce Mineralne Polski. Mineralne surowce odpadowe. Wyd. IGSMiE PAN, 2009.
Gawenda T., Olejnik T.: Produkcja kruszyw mineralnych z odpadów
powęglowych w Kompanii Węglowej S.A. na przykładzie wybranych
kopalń. „Gospodarka Surowcami Mineralnymi – Mineral Resources
Management” 2008, t. 24, z. 2/1.
Góralczyk S.: Foresight, a problematyka odpadów z górnictwa węgla
kamiennego w Polsce. Materiały Konferencji inaugurującej projekt:
„Foresight w zakresie priorytetowych i innowacyjnych technologii
zagospodarowania odpadów pochodzących z górnictwa węgla kamiennego”. Warszawa, 2.06.2009.
11.
12.
13.
14.
2014
Góralczyk S., Mazela A., Stankiewicz J., Filipczyk M.: Przywęglowa
skała płona – odpad czy surowiec? Pr. Nauk. Inst. Górn. Pol. Wr. nr
125, 2009.
Koperski T., Cukiernik Z., Wiśniewski J.: Aspekty i uwarunkowania
związane z przekształcaniem odpadów wydobywczych w produkty.
Materiały Warsztatów „Gospodarowanie odpadami – stan aktualny i
planowane zmiany. Nowe zasady gospodarowania odpadami wydobywczymi”. Katowice 28-29.10.2008 r.
Koperski T., Lech B.: Produkcja kruszyw z odpadów powęglowych. Pr.
Nauk. Inst. Górn. Pol. Wr. nr 119, 2007.
Kucharzyk P.: Polsko Węgierska Spółka Akcyjna „Haldex” – technologia zakładów przeróbki mechanicznej odpadów górniczych. „Inżynieria
Mineralna” 2004, R. V, nr 2 (13).
Lutyński A., Blaschke W.: Aktualne kierunki zagospodarowania odpadów
przeróbczych węgla kamiennego. Materiały Konferencji inaugurującej
projekt: „Foresight w zakresie priorytetowych i innowacyjnych technologii zagospodarowania odpadów pochodzących z górnictwa węgla
kamiennego”. Warszawa 2.06.2009 r.
Mazela A.: Doświadczenia IMBIGS w wykorzystaniu odpadów z
górnictwa węgla kamiennego. Materiały Konferencji inaugurującej
projekt: „Foresight w zakresie priorytetowych i innowacyjnych technologii zagospodarowania odpadów pochodzących z górnictwa węgla
kamiennego”. Warszawa, 2.06.2009 r.
Potempa M., Szlugaj J.: Kierunki wykorzystania skał płonnych w KWK
„Piast”. Pr. Nauk. Inst. Górn. Pol. Wr. nr 119, 2007.
Wróbel J. Fraś A., Pierzchała T. Przystaś R., Machnik A., Hycnar J.:
Konsolidacja działań Południowego Koncernu Węglowego S.A. ze
spółkami energetycznymi Grupy TAURON w zakresie gospodarowania produktami ubocznymi. Materiały XXVI Konferencji z cyklu
"Zagadnienia Surowców Energetycznych i Energii w Gospodarce
Krajowej", Zakopane 14-17 października 2012 r.
Praca naukowa finansowana ze środków finansowych na naukę w latach 2011-2013 przyznanych na realizację projektu międzynarodowego współfinansowanego.
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
137
138
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
Informacja
Daniny publiczne w przemyśle wydobywczym w Polsce i na świecie – wnioski z seminarium, które odbyło się w
dniu 7 kwietnia 2014 r. w Centrum Partnerstwa Społecznego „DIALOG” im. Andrzeja Bączkowskiego w Warszawie
Seminarium zorganizowane zostało przez Forum
Przemysłu Wydobywczego Pracodawców RP, Instytut
Gospodarki Surowcami Mineralnymi i Energią PAN oraz
Związek Pracodawców Polska Miedź.
Celem spotkania była dyskusja przedstawicieli branży
wydobywczej, zaproszonych przedstawicieli ministerstw
(finansów, gospodarki, środowiska, skarbu państwa, pracy
i polityki społecznej, spraw zagranicznych) oraz nauki zmierzająca do znalezienia adekwatnych rozwiązań legislacyjnych
w zakresie danin publicznych ponoszonych przez branżę,
które byłyby optymalne, zarówno dla branży, jak i budżetu
państwa. W zglobalizowanej gospodarce struktura systemu
podatków krajowych jest jednym z głównych czynników
decydujących o konkurencyjności przedsiębiorstw polskich,
zwłaszcza branży wydobywczej na rynkach zagranicznych,
tak europejskich, jak i światowych.
W debacie uczestniczyli przedstawiciele Ministerstwa
Środowiska oraz Ministerstwa Pracy i Polityki Społecznej,
przedsiębiorcy polskiego przemysłu wydobywczego reprezentujący m.in. naftę i gaz, węgiel kamienny, cement, kruszywa
oraz rudy miedzi, reprezentanci nauki polskiej oraz członkowie organizacji pozarządowych. Pozostali przedstawiciele ministerstw, tj. finansów, gospodarki oraz spraw zagranicznych,
mimo potwierdzenia uczestnictwa w Seminarium nie wzięli
w nim udziału, co niewątpliwie wpłynęło na ograniczoną
realizację założonego celu – wymiany poglądów zgodnie
z intencjami organizatorów seminarium.
Pan Andrzej Malinowski – Prezydent Pracodawców RP,
witając zebranych i dziękując za liczne przybycie, zwrócił
uwagę na istotę podejmowanych na seminarium problemów
dotyczących danin publicznych w sektorze wydobywczym i
toczących się od lat dyskusji z przedstawicielami stosownych
ministerstw. Wymiana korespondencji między sektorem
wydobywczym a Rządem RP w zakresie regulacji prawnych
dotyczących danin publicznych przedłuża się, a odpowiednie
akty nie są kierowane do Sejmu RP w celu rozpoczęcia prac legislacyjnych. Nakładane daniny publiczne podlegają częstym
zmianom lub uzupełnieniom, co prowadzi do niespójności
w ich systemie, przejawiającym się dublowaniem opłat tego
rodzaju. Ponadto daniny obejmują również prace poszukiwawcze i rozpoznawcze, które są kapitałochłonne, wieloletnie, nie
przynoszą zysków, a wiążą się z dużym ryzykiem. W ocenie
Prezydenta Pracodawców RP decyzje odnośnie danin publicznych, powinny być poprzedzone analizami i konsultacjami
z przedstawicielami branży i naukowcami.
Ideą zorganizowanego seminarium było zainicjowanie
kreatywnego dialogu pomiędzy przedstawicielami Rządu
i różnych sektorów przemysłu wydobywczego oraz nauki.
Jego wynikiem miało być powołanie zespołu roboczego, mającego wypracować racjonalne dla wszystkich stron rozwiązania, które byłyby satysfakcjonujące zarówno dla Państwa,
jak i wzmocniłyby konkurencyjność branży wydobywczej na
rynkach zagranicznych.
Przedstawiciele reprezentowanych sektorów przemysłu
wydobywczego przedstawiali problemy, z którymi borykają
się i próbują zainteresować nimi stosowne departamenty
ministerstw, na podstawie których sformułowano niżej przedstawione wnioski i konkluzje:
1. Daniny ponoszone przez przemysł wydobywczy kierowane do NFOŚiGW, budżetów gmin i państwa, są regulowane w zbyt wielkiej ilości różnych ustaw. Powinny być
uregulowane w jednej ustawie dotyczące tej branży – w
Prawie geologicznym i górniczym.
2. Wiele z danin jest ponoszonych z tego samego tytułu
wielokrotnie, np. podatek od wydobycia niektórych kopalin i opłata za użytkowanie górnicze. Brak jest korelacji
w nakładanych daninach.
3. Brak spójnej, stabilnej i międzyresortowej polityki fiskalnej skutkuje wieloma postępowaniami podatkowymi
wobec podmiotów górniczych.
4. Efektywna wielkość łącznych obciążeń podatkowych
w Polsce sięga 75% i jest znacznie wyższa niż w innych
krajach.
5. System danin wpływa negatywnie na racjonalną gospodarkę złożem. Brak promocji nowych inwestycji – brak
systemu prorozwojowego.
6. Pojawiają się nowe projekty obciążeń (w tym rozszerzenia
zakresu istniejących dla branży górniczej), w szczególności związane z ochroną środowiska, jak i podatkami
od środków trwałych i nieruchomości (np. podziemnych
wyrobisk górniczych), co stwarza zagrożenie dla racjonalnej gospodarki złożem. Może to powodować rezygnację
z eksploatacji złóż, z których wydobycie kopaliny jest
kapitałochłonne i w związku z tym bezpowrotną utratę
części lub całości ich zasobów; wysokość strat z tego tytułu
może być wielokrotnie większa od zysków z danin.
7. Daniny ponoszone są już na etapie poszukiwania i rozpoznawania złóż, które są bezdochodową działalnością
kapitałochłonną. Brak jest instrumentów wspierających
taką działalność w postaci ulg lub nawet funduszy pomocowych.
8. Niektóre z danin mogą wpływać na pogorszenie warunków działalności zakładu górniczego, w szczególności
podatek od wyrobisk może stwarzać ograniczenia w ich
wykonywaniu i utrzymaniu i przez to stanowi zagrożenie
dla bezpieczeństwa pracy.
9. Niektóre z przedsiębiorstw górniczych w końcowej fazie
działania mogą być nierentowne przy obecnym poziomie
obciążeń, ale ze względu na utrzymanie miejsc pracy
powinny mieć specjalne ulgi lub nawet dofinansowanie
na zakończenie działalności i pełne wydobycie udokumentowanych zasobów.
10.Polityka podatkowa jest elementem polityki gospodarczej
państwa, a w szczególności zapewnienia jego bezpieczeństwa surowcowego; brak dotychczas jednolitej takiej
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
polityki (strategii) stwarza zagrożenia dla tego bezpieczeństwa. Niezbędne jest stworzenie warunków dla stabilnego
wykorzystania krajowej bazy surowcowej – prowadzenia
prac poszukiwawczych i rozpoznawczych oraz zagospodarowania złóż, zapewnienia zdolności inwestycyjnej
podmiotów dokonujących kapitałochłonne i czasochłonne
inwestycje górnicze (np. budowa szybu wydobywczego
to koszt nawet do 2 mld zł i 8 lat prac, wykonanie otworu
poszukiwawczego za gazem łupkowym do 40 mln zł).
11.Niezbędne jest opracowanie strategii (polityki) surowcowej Polski, w której będą określone priorytetowe zadania
w zakresie racjonalnego wykorzystania krajowej bazy
surowcowej oraz działania poszczególnych branż górni-
139
czych; na tej podstawie mogą być sformułowane zasady
obciążania branży wydobywcze podatkami i daninami.
Uczestnicy seminarium postanowili kontynuować działania w celu wypracowania ostatecznych propozycji rozwiązań
w tym zakresie.
Dr hab. Joanna Kulczycka, prof. AGH –
IGSMiE PAN, Kraków
Prof. dr hab. inż. Marek Nieć –
IGSMiE PAN, Kraków
Dr hab. inż. Elżbieta Pietrzyk-Sokulska –
IGSMiE PAN, Kraków
Pracownicy Biura Związku Pracodawców
Polska Miedź, Lublin
140
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
Wskazówki dla Autorów współpracujących z „Przeglądem Górniczym”
Przegląd Górniczy (The Polish Mining Review) jest czasopismem naukowo-technicznym, merytorycznie obejmującym całokształt zagadnień związanych
z górnictwem kopalin stałych i jest organem Stowarzyszenia Inżynierów i Techników Górnictwa.
Przegląd Górniczy w zakresie problematyki górniczej, jest bezpośrednim kontynuatorem Przeglądu Górniczo-Hutniczego założonego w dniu 1.10.1903 r.
Miesięcznik Przegląd Górniczy znajduje się w wykazie, Ministerstwa Nauki i Szkolnictwa Wyższego, wybranych czasopism punktowanych. Zgodnie
z najnowszymi zmianami MNiSzW (załącznik do komunikatu MNiSzW z dnia 17 grudnia 2013 r.) za umieszczone w PG publikacje naukowe uzyskuje się
6 punktów.
Przegląd Górniczy podlega ocenie przez Zespół ekspertów afiliowanych przy Komitecie Ewaluacji Jednostek Naukowych, w tym celu Redakcja wypełnia, w terminach ustalonych przez MNiSzW, generator ankiety aplikacyjnej czasopisma naukowego. Nowa ankieta – kreator czasopisma Przegląd Górniczy,
w systemie PBN/New journal guestion-naire submitted to the Polish Scholarly Bibliography, została złożona 12 lipca 2013 r.
Redakcja – Komitet Redakcyjny i Rada Naukowa – przestrzega zasad opracowanych przez MNiSzW przyjmowania i przygotowania do druku zgłaszanych do publikacji artykułów – szczegółowa procedura pokazana jest w niniejszej informacji dla Autorów.
I. Schemat cyklu wydawniczego w Przeglądzie Górniczym
Wydawca Przeglądu Górniczego (ZG SITG) opracował instrukcję wydawniczą obowiązującą od roku 2011 do 2015. Obowiązuje ona Redakcję PG
i jest także informacją dla Autorów.
II Zgłaszanie artykułów do druku
Redakcja prosi Autorów zgłaszających artykuły do druku w Przeglądzie Górniczym o przestrzeganie poniższych zaleceń. Przyspieszy to istotnie datę
opublikowania artykułu.
1. Treść artykułów i sposób ich ujęcia powinny odpowiadać poziomowi i profilowi tematycznemu publikacji w „PG”.
2. Nadsyłane artykuły powinny stanowić zamkniętą tematycznie całość i ujmować w zasadzie tylko jedno zagadnienie czy też przegląd stanu i perspektyw
jakiegoś działu nauki, techniki, czy (lub) technologii górniczej.
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
141
3. Każdy artykuł należy rozpocząć krótkim wprowadzeniem i zakończyć wnioskami lub podsumowaniem. Podać należy obowiązkowo słowa kluczowe.
4. Na końcu artykułu na oddzielnej karcie zatytułowanej Literatura, należy obowiązkowo podać ponumerowany wykaz literatury. Należy zamieścić tytuły
artykułów związanych z prezentowaną tematyką publikowanych w Przeglądzie Górniczym. Wykaz artykułów, wraz ze streszczeniami, znajduje się na
stronie internetowej PG pod adresem www.sitg.pl/strona-przeglad_info.html
5. Objętość artykułów powinna mieścić się w granicach 12÷14 stron maszynopisu; jedynie wyjątkowo objętość ta może być większa, jeżeli redaktor
działowy uzna to za konieczne ze względu na celowość ujęcia w jednorazowej publikacji tematycznej całości zagadnienia, a naczelny redaktor wyrazi
na to zgodę.
6. Do każdego artykułu należy obowiązkowo dołączyć streszczenie o objętości około 20 wierszy. Streszczenia tłumaczone są na języki: angielski, rosyjski,
niemiecki i francuski. Należy je tak przygotować, aby obcojęzyczni czytelnicy abstraktów mieli jasną informację co do treści artykułu. W streszczeniu
można powołać się na wykresy, tabele, wzory. Zaleca się dołączenie tłumaczenia w języku angielskim. Mile widziane będą tłumaczenia streszczeń na
inne ww. języki.
7. Tytuły artykułów, tytuły tablic, podpisy pod rysunkami, fotografiami i innymi ilustracjami oraz słowa kluczowe obowiązkowo należy podać w językach
polskim i angielskim.
8. Do artykułów należy dołączyć fotografię Autora (Autorów) formatu 4 × 5 cm barwną lub czarno-białą (ze względu na naukowy charakter Wydawnictwa
wymaga się zdjęcia w odpowiednim ubiorze). Nie będą publikowane artykuły gdy nie będzie kompletu zdjęć autorów. Zdjęcia należy podpisać tytułami,
imionami i nazwiskami. Przy każdym nazwisku gwiazdkami należy podać afiliację autorów, której pełny tekst zamieszczony zostanie u dołu pierwszej
kolumny tekstu. Zaleca się podawanie adresów e-mailowych, które ułatwią kontakt czytelników z autorem (autorami). Adresy te umieszczane będą pod
nazwiskami autorów.
9. Tekst należy przygotować w edycji komputerowej, stosując jeden z edytorów tekstu:(Word 97, Word XP) z oznaczeniem wersji edytora tekstu i rysunków.
Do maszynopisu należy dołączyć płytę CD z plikiem tekstowym i rysunkami. Kompletny artykuł należy także przesłać pocztą elektroniczną na adres
[email protected] . Wersję poprawioną jeżeli będzie taki wymóg recenzentów, wraz z płytą CD należy przesłać pocztą na adres: Redakcja Przegląd
Górniczy, ul. Powstańców 25, 40-952 Katowice lub dostarczyć osobiście.
10. Warunkiem opublikowania artykułu jest uzyskanie dwóch pozytywnych recenzji. Recenzentów wyznacza Komitet Redakcyjny.
11. Autorzy obowiązkowo składają oświadczenie, że praca nie była i nie będzie w tej samej postaci publikowana w innym czasopiśmie, a także oświadczenia o przenoszeniu autorskich praw majątkowych i niewystępowania przypadków „ghostwriting” i „guest authorship”. Formularze oświadczeń są
w niniejszej informacji oraz do pobrania na stronie internetowej PG.
12. W przypadku konieczności wykorzystania w innych czasopismach wykresów, tablic, rysunków, fotografii, schematów itp., zamieszczonych w artykule
opublikowanym w Przeglądzie Górniczym, autorzy zobowiązują się zwrócić do Redakcji PG o wyrażenie na to zgody. Cytowane w innych czasopismach
materiały opublikowane w PG należy zaopatrzyć w informację (Przegląd Górniczy, rok, nr zeszytu, strona, nr np. fot.).
13. W artykułach nadsyłanych do PG należy stosować jednostki systemu SI (System International).
14. Autor wydrukowanego artykułu otrzymuje bezpłatnie jeden egzemplarz czasopisma. Nie dotyczy to recenzentów (opiniodawców). Redakcja nie przewiduje honorariów autorskich.
15. W związku z bardzo dużą ilością artykułów zgłaszanych do druku w PG Redakcja zastrzega sobie prawo publikowania w pierwszej kolejności prac
autorów, których afiliowana przez nich jednostka prenumeruje Przegląd Górniczy.
III Zasady recenzowania artykułów
Procedura recenzowania artykułów do druku w Przeglądzie Górniczym jest zgodna z kryteriami i trybem czasopism naukowych podanymi w załączniku Komunikatu Ministerstwa Nauki i Szkolnictwa Wyższego z dnia 4 września 2012 r. Podstawowe zasady recenzowania publikacji podano poniżej oraz
udostępniono na stronie internetowej Przeglądu Górniczego.
1. Do oceny każdej publikacji powołuje się co najmniej dwóch Recenzentów spoza jednostki naukowej afiliowanej przez Autora (Autorów) publikacji.
2. W przypadku publikacji w języku obcym, co najmniej jeden z Recenzentów jest afiliowany w instytucji zagranicznej mającej siedzibę w innym państwie
niż państwo pochodzenia Autora publikacji.
3. Autor lub Autorzy publikacji i Recenzenci nie znają swoich tożsamości (tzw. „double-blind review proces”); w innych rozwiązaniach Recenzent musi
podpisać deklarację o niewystępowaniu konfliktu interesów, przy czym za konflikt interesów uznaje się zachodzące między Recenzentem a Autorem
bezpośrednie relacje osobiste (pokrewieństwo do drugiego stopnia, związki prawne, związek małżeński), relacje podległości zawodowej lub bezpośrednią
współpracę naukową w ciągu ostatnich dwóch lat poprzedzających rok przygotowania recenzji.
4. Większość (co najmniej 75 %) Recenzentów zgłoszonych publikacji stanowią Recenzenci zewnętrzni, czyli osoby nie będące członkami Rady Naukowej
Przeglądu Górniczego, niezatrudnione w redakcji Przeglądu Górniczego lub w podmiocie, w którym afiliowany jest redaktor naczelny Przeglądu Górniczego.
5. Nazwiska Recenzentów poszczególnych publikacji lub numerów wydań Przeglądu Górniczego nie są ujawniane; raz w roku Przegląd Górniczy podaje
do publicznej wiadomości listę współpracujących Recenzentów; lista publikowana jest w zeszycie 12/danego roku i na stronie internetowej PG.
6. Kryteria kwalifikowania lub odrzucenia publikacji i formularz recenzji są podane do publicznej wiadomości na stronie internetowej Przeglądu Górniczego
oraz zamieszczone poniżej.
7. Recenzja ma formę pisemną i zawiera jednoznaczny wniosek Recenzenta dotyczący dopuszczenia artykułu do publikacji lub jego odrzucenia.
8. Artykuły informacyjne, reklamowe, teksty polemik i dyskusji nie wymagają recenzji.
IV Formularz recenzji
Redakcja Przeglądu Górniczego przygotowała formularz recenzji maszynopisu przesłanego do opublikowania w Przeglądzie Górniczym. Formularz ten
wypełniają powołani przez kolegium redakcyjne Recenzenci. Formularz zawiera odpowiedzi na podane następujące pytania.
1. Kategoria rękopisu/artykuł naukowy/ przeglądowy/ opis doświadczeń/................................................................................................................................
2. Zakres / uniwersalny/ lokalny/ ściśle lokalny/.......................................................................................................................................................................
3. Czy tytuł jest zwięzły i właściwy w stosunku do treści – (tak, nie).......................................................................................................................................
4. Czy tekst jest uporządkowany i napisany w sposób jasny – (tak, nie)...................................................................................................................................
5. Czy jasno określone są główne argumenty – (tak, nie)..........................................................................................................................................................
6. Czy wyniki są oryginalne – (tak, nie).....................................................................................................................................................................................
7. Czy wnioski są logiczne i uzasadnione – (tak, nie)................................................................................................................................................................
8. Czy dane są dokumentowane – (tabelarycznie lub graficznie) – (tak, nie).............................................................................................................................
9. Czy rysunki i tablice są właściwe i czytelne – (tak, nie)........................................................................................................................................................
10. Czy rysunki i tablice zawierają podpisy również w języku angielskim – (tak, nie)..............................................................................................................
11. Czy streszczenie wystarczająco informuje o treści artykułu – (tak, nie)...............................................................................................................................
12. Czy objętość artykułu jest właściwa – czy wymaga drobnych / znacznych zmian...............................................................................................................
13. Czy literatura jest – (optymalna/ częściowo niepotrzebna/ występują pewne braki).............................................................................................................
14. Czy artykuł można opublikować – (w obecnej formie/z poprawkami/po całkowitym przeredagowaniu)................................................................................
15. Czy artykuł należy odrzucić – (tak, nie)..................................................................................................................................................................................
142
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
Recenzent przekazuje sporządzoną na formularzu recenzję do redakcji Przeglądu Górniczego. Każda odpowiedź „nie” (za wyjątkiem pkt. 10, 11) wymaga
uzasadnienia lub zalecenia dołączonego do recenzji (na odwrocie formularza). Sekretarz redakcji kieruje recenzję zawierającą uwagi krytyczne do Autora
(zgłaszającego artykuł do druku).
Autor powinien w ciągu jednego miesiąca dokonać wymaganych poprawek. Autor może nie zgodzić się z uwagami Recenzenta – w takim przypadku
przygotowuje pisemną odpowiedź na recenzję. Jeżeli Recenzent stwierdzi konieczność, po wprowadzeniu poprawek przez autora lub nie zgodzeniu się
z uwagami powtórnej recenzji, sekretarz redakcji kieruje ponownie artykuł do Recenzenta. Nie ustosunkowanie się do propozycji Recenzenta lub brak odpowiedzi na uwagi przez Autora po miesiącu uważane będzie automatycznie – bez powiadomienia Autora za rezygnację z publikacji.
W przypadku recenzji negatywnej (odrzucenie artykułu) Kolegium Redakcyjne podejmuje decyzję o odrzuceniu pracy lub może skierować artykuł do
kolejnego Recenzenta.
Uwaga. Formularz recenzji jest do pobrania na stronie internetowej www.sitg.pl/strona-przeglad_info.html
V. Procedura zabezpieczająca przed zjawiskiem ghostwriting i guest authorship
Ministerstwo Nauki i Szkolnictwa Wyższego żąda wdrożenia procedury ujawniania wkładu poszczególnych Autorów w powstanie publikacji.
W Komunikacie z dnia 4.10.2012 roku podano, że ocena czasopisma zależeć będzie od wprowadzenia tzw. zapory ghostwriting.
„Rzetelność w nauce stanowi jeden z jej jakościowych fundamentów. Czytelnicy powinni mieć pewność, iż Autorzy publikacji w sposób przejrzysty,
rzetelny i uczciwy prezentują rezultaty swojej pracy , niezależnie od tego czy są jej bezpośrednimi autorami, czy też korzystali z pomocy wyspecjalizowanego
podmiotu (osoby fizycznej lub prawnej).
Dowodem etycznej postawy pracownika naukowego oraz najwyższych standardów redakcyjnych powinna być jawność informacji o podmiotach przyczyniających się do powstania publikacji (wkład merytoryczny, rzeczowy, finansowy ect.), co jest przejawem nie tylko dobrych obyczajów, ale także społecznej
odpowiedzialności”.
Redakcja Przeglądu Górniczego wprowadza więc odpowiednie procedury aby przeciwdziałać przypadkom:
– ghostwriting – z przypadkiem tym mamy do czynienia wówczas, gdy ktoś wniósł istotny wkład w powstanie publikacji, bez ujawnienia swojego
udziału jako jeden z Autorów lub bez jego roli w podziękowaniach zamieszczonych w publikacji,
– guest authorship (honorary autorship) – z przypadkiem takim mamy do czynienia wówczas, gdy udział Autora jest znikomy lub wogóle nie miał
miejsca, a pomimo to jest autorem/współautorem publikacji.
Redakcja Przeglądu Górniczego wymagać będzie od Autorów publikacji ujawnienia wkładu poszczególnych Autorów w powstanie publikacji (z podaniem ich afiliacji oraz kontrybucji tj. kto jest autorem koncepcji, założeń, metod, protokołu itp. wykorzystywanych przy przygotowaniu publikacji); przy czym
główną odpowiedzialność ponosi Autor zgłaszający manuskrypt i podpisujący stosowne oświadczenie.
Osoba wnosząca istotny wkład w powstanie publikacji, a nie będąca współautorem, powinna być wymieniona w podziękowaniach zamieszczonych w publikacji.
Redakcja powinna uzyskać informację o źródłach finansowania publikacji, wkładzie instytucji naukowo-badawczych, stowarzyszeń i innych podmiotów
(„financial disclosure”). Informacje te są jawne i powinny się znaleźć w tekście artykułu, przed spisem literatury, w „Podziękowaniach”.
Zgodnie z tekstem Komunikatu MNiSzW redakcja będzie dokumentować wszelkie przejawy nierzetelności naukowej, zwłaszcza łamania i naruszania
zasad etyki obowiązującej w nauce. Wszelkie wykryte przypadki „ghostwriting” lub „guest authorship” będą demaskowane, włącznie z powiadomieniem
odpowiednich podmiotów (instytucje zatrudniające autorów, towarzystwa naukowe, stowarzyszenia edytorów naukowych itp.).
Uwaga. Formularz oświadczenia jest do pobrania na stronie internetowej www.sitg.pl/strona-przeglad_info.html.
VI. Instrukcja sposobu przygotowania maszynopisu artykułu
• Praca powinna być napisana jednostronnie pismem maszynowym, na ponumerowanych arkuszach A-4, na stronie około 30 wierszy pisma z około 60
znakami w wierszu; margines z lewej strony powinien mieć szerokość 3÷3,5 cm, natomiast z prawej strony około 1 cm.
• W miejscu tekstu, gdzie ma być umieszczony rysunek lub tablica, należy podać na marginesie z lewej strony: Rys. 1, Rys. 2, Tabl. 1, Tabl. 2 itd.
• Wszelkie rysunki, wykresy, schematy, fotografie należy nazywać w tekście rysunkami i numerować kolejnymi cyframi arabskimi; tablice i tabele także
numerować kolejnymi cyframi arabskimi. Pod nimi należy podać źródło pochodzenia (np. opracowanie własne lub nazwisko i pozycja literatury z której
zostało zacytowane).
• Na zacytowanie (w formie ich przedrukowania) rysunków, wykresów, schematów, tabel itp. z publikacji innych Autorów należy uzyskać zgodę redakcji
czasopisma, w którym były zamieszczone i opatrzyć podpisem „Za zgodą Redakcji czasopisma ............”.
• Nazwy użytych liter greckich należy podawać na lewym marginesie w brzmieniu fonetycznym np. α – alfa; γ – gamma.
• Do każdej pracy powinien być dołączony na oddzielnych arkuszach spis podpisów pod rysunkami i spis tablic.
• Rysunki należy wykonać w edycji komputerowej, przestrzegając obowiązujących zasad rysunkowych. Opis rysunków powinien być wykonany pismem
prostym Times o wysokości 10p. (przy założeniu, że rysunek zostanie wydrukowany w skali 1:1; maksymalna szerokość z opisem rysunku jednoszpaltowego wynosi 8,5 cm, a dwuszpaltowego 17,5 cm).
• Tablice powinny być wykonane na oddzielnych arkuszach formatu A4.
• Przy cytowaniu wzorów należy stosować podany schemat np.:
(1)
gdzie: Rm – wytrzymałość na rozciąganie, MPa
P – siła MN
F – pole przekroju próbki, m2 .
Indeksy górne, dolne i wykładniki potęgowe należy pisać szczególnie dokładnie i wyraźnie.
Wzory numerować kolejno cyframi arabskimi w nawiasach okrągłych.
• Fotografie powinny być wykonane kontrastowo na papierze gładkim, błyszczącym z delikatnym, wykonanym ołówkiem, opisem zawierającym numer
rysunku, nazwisko Autora (Autorów) i pierwsze tytuły opracowania, umieszczonym na odwrocie zdjęcia. Gdy zachodzi obawa odwrócenia fotografii lub
rysunku, należy strzałkami zaznaczyć prawidłowe jego usytuowanie (G –góra, D – dół). Minimalne wymiary fotografii (z wyjątkiem mikroskopowych)
9×12 cm. Na fotografii mikroskopowej pożądane jest umieszczenie odcinka z określeniem jego rzeczywistej długości.
• Literaturę, której wykaz podaje Autor artykułu cytuje się następujący sposób:
Książki: Nazwisko i inicjały imion autora; dwukropek; tytuł pracy (pełny); kropka; Oznaczenie wydania (np. Wyd. 3); Miejsce wydania; nazwa wydawcy
(np. Wydawn. Geologiczne) rok wydania; przecinek; liczba stronic; jeżeli cytujemy fragment tekstu (np. s. 170-173).
Przykład: Broen A.: Kombajny chodnikowe. Wyd. 2. Katowice Śl. Wydawn. Techn. 1992
Czasopisma: Nazwisko i inicjały imion autora; dwukropek; tytuł artykułu; kropka; nazwa czasopisma (ew. obowiązujący skrót) rok wydania (ew. tom
lub wolumin; t., vol); numer zeszytu ew. numer stronicy lub stronic (pierwszej i ostatniej).
Przykład: Winter K.: Desorbierbarer Methan gehalt und ausgasungs verhalten von Kohle. Glűckauf-Forschungshefte 1975, Nr 3.
Uwaga: Wszystkie elementy opisu podajemy w języku oryginału (poza oznaczeniem stronic). W przypadku alfabetów cyrylickich np. jęz. rosyjski,
ukraiński, bułgarski) stosuje się transliterację – zgodnie z normą PN-70/N-01201.
Powołania się w tekście na literaturę dokonuje się wyłącznie przez podanie w nawiasie kwadratowym numeru zgodnego ze spisem literatury, np. [3]. Nie
będą przyjmowane artykuły, w których cytowanie literatury odbywa się poprzez wymienianie w tekście nazwisk autorów i roku publikacji (sposób
stosowany w niektórych czasopismach).
Nr 5
PRZEGLĄD GÓRNICZY
143
Oświadczenie Autorów w sprawie przeniesienia
praw autorskich i majątkowych
1. Podpisani poniżej Autor/Autorzy oświadcza(ją), że napisali zgłoszony do druku w Przeglądzie Górniczym artykuł zwany
dalej „utworem” pt:
.................................................................................................................................................................................................
.................................................................................................................................................................................................
.................................................................................................................................................................................................
2. Autorzy/Autor przenosi(szą) na Stowarzyszenie Inżynierów i Techników Górnictwa Wydawcę Przeglądu Górniczego w Katowicach autorskie prawa majątkowe do utworu bez honorarium autorskiego
w zakresie opublikowania w wersji papierowej i elektronicznej utworu, w miesięczniku Przegląd Górniczy. Prawa obejmują
następujące pola eksploatacyjne:
• utrwalanie i zwielokrotnianie utworu za pomocą techniki drukowanej, reprograficznej, zapisu cyfrowego, zapisu magnetycznego,
• obrót oryginałem wydrukowanego w Przeglądzie Górniczym utworu, egzemplarzami jego kopii, ich wynajmowanie,
użyczanie, udostępnianie,
• udostępnianie utworu w taki sposób, że każdy zainteresowany może mieć do niego dostęp w czasie i miejscu przez
siebie wybranym,
3. Autor/ Autorzy zapewnia(ją), że utwór jest całkowicie oryginalny i nie był do tej pory publikowany i nie zawiera żadnych
zapożyczeń z innego dzieła, które mogłyby spowodować odpowiedzialność Wydawcy, oraz że prawa autorskie Autora/
Współautorów do tego utworu nie są ograniczone w zakresie objętym niniejszym oświadczeniem.
4. W przypadku gdy Autor/Autorzy włączył(li) do utworu ilustracje lub inne materiały chronione prawem autorskim, to obowiązany(ni) jest (są) do uzyskania pisemnego zezwolenia, od osoby uprawnionej, do ich wykorzystania przez Wydawcę
oraz zobowiązuje(ją) się do uregulowania w własnym zakresie związanych z tym kosztów.
5. Wydawca ma prawo dokonania koniecznych zmian utworu wynikających z opracowania redakcyjnego. Nie narusza ono
praw autora w zakresie autorskich praw osobistych.
6. Współautorzy oświadczają, że Autorem głównym (do korespondencji) jest:
.............................................................................tel. kontaktowy ...................................
Imię i Nazwisko
Adres zamieszkania
(z kodem)
Afiliacja
Podpis
Katowice, dnia ............................................
144
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
Oświadczenie Autorów w sprawie zapór
„GOSTHWRITING” i „GUEST AUTHORSHIP”
1. Tytuł artykułu do opublikowania w Przeglądzie Górniczym
.................................................................................................................................................................................................
.................................................................................................................................................................................................
.................................................................................................................................................................................................
2. Autor/Autorzy artykułu (podać imię i nazwisko, tytuły naukowe, email)
.................................................................................................................................................................................................
.................................................................................................................................................................................................
.................................................................................................................................................................................................
.................................................................................................................................................................................................
.................................................................................................................................................................................................
Na podstawie Komunikatu Ministerstwa Nauki i Szkolnictwa Wyższego z dnia 4 września 2012 r. wyjaśniającego pojęcia
„gosthwriting” i „guest authorship” opublikowane w Informacji dla Autorów Przeglądu Górniczego Autorzy składają
poniższe oświadczenia.
3. Oświadczenie w związku z zaporą „ghostwriting”
Autor(autorzy) oświadcza(ją), że nie zachodzi przypadek pominięcia osoby, wnoszącej istotny wkład w powstanie publikacji, w składzie autorów. Osoby pomagające w badaniach będących podstawą publikacji są wymienione
w „Podziękowaniach”.
[Uwaga: jeżeli taki przypadek nie zachodzi, proszę przekreślić ostatnie zdanie i parafować przez głównego Autora].
4. Oświadczenie w związku z zaporą „guest authorship”
Autor (autorzy) oświadcza(ją), że wśród współautorów nie ma osoby, której udział w przygotowaniu publikacji nie miał
miejsca lub jej udział był znikomy.
5. Oświadczenie o źródłach finansowania publikacji
Autor (autorzy) oświadcza(ją), że jednostki będące źródłem finansowania publikacji „financial disclosure” oraz podmioty
mające istotny wkład w przygotowanie publikacji są wymienione w „Podziękowaniach” [Uwaga: jeżeli takie przypadki nie występują, proszę przekreślić to oświadczenie i parafować przez głównego Autora].
6. Oświadczenie ujawniające wkład poszczególnych Autorów w powstanie publikacji
Autor (autorzy) oświadcza(ją) zgodnie, że ich udział procentowy w powstaniu publikacji wynosi:
– Autor główny ................................................................... udział .....................%
Imię i Nazwisko
– Współautorzy:
..............................................................................................udział ......................%
Imię i Nazwisko
..............................................................................................udział ......................%
Imię i Nazwisko
..............................................................................................udział ......................%
Imię i Nazwisko
..............................................................................................udział ......................%
Imię i Nazwisko
7. Autor (autorzy) oświadcza(ją), że powyższe informacje są zgodne z rzeczywistością oraz zdają sobie sprawę, że nieprawdziwe oświadczenia będą, zgodnie z tekstem Komunikatu MNiSzW, „demaskowane włącznie z powiadomieniem
odpowiednich podmiotów”.
Podpisy
Autor główny
Współautorzy
...............................................
.......................................
...............................................
........................................
.................................................
Nr 5
INHALT
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Nr 5
DK 662.333: 622.332: 620.91
Gawlik L., Mokrzycki E.: Die Szenarien der Anwendung von Kohle in der polnischen Energiegewinnung und -versorgung im Lichte der Klimapolitik der EU.
Przegląd Górniczy 2014 Bd. 70, Nr. 5., S. 1÷8, 8 Abb., 4 Tab., 12 Lit.
Steinkohle. Braunkohle. Energiegewinnung. EU-Klimapaket.
In dem Artikel wurden die durchgeführten Analysen der möglichen Richtungen
der Entwicklung von dem polnischen Energiesektor dargestellt, in der Perspektive
bis 2050. Der größte Wert wurde auf die zukünftige Nachfrage nach die Stein- und
Braunkohle gelegt, die von vielen Faktoren abhängen wird. Zu den wichtigsten
Faktoren gehören die Bestimmungen der EU über die Entwicklung der Preise von
CO2-Emissionrechten, sowie die zukünftigen Ziele im Bereich der Nutzung von
erneuerbaren Energien. In dem Artikel wurde auch präsentiert wie die Entwicklung
der CCS-Technologie und eventuelle Entwicklung der Schiefergasgewinnung die
Verwendung der Kohle in der Energiegewinnung in der Zukunft beeinflussen wird.
DK 622.333: 338.516.22: 622.339.13
Grudziński Z.: Die Methoden zur Beurteilung der Wettbewerbsfähigkeit der zur
Energieerzeugung bestimmten Brennstoffe. Przegląd Górniczy 2014 Bd. 70, Nr.
5., S. 9÷16, 9 Abb., 4 Tab., 27 Lit.
Kohlehöchstpreise. Wettbewerbsfähigkeit der Brennstoffe. Verhältnis der Preise
von Energieträger. Parität vom Gas.
In dem Artikel wurde die Methodik der Bestimmung der Wettbewerbsfähigkeit
der Kohlepreise dargestellt, im Vergleich zur importierten Kohle und zu anderen
Brennstoffen, die an dem Markt der elektrischen Energie vorhanden sind. Von dem
Wettbewerbsniveau der Kohle im Vergleich zu anderen Brennstoffen zeugt auch
der Preisverhältnis zwischen ihnen. Der Preis von der Braunkohle ist etwa 40%
niedriger als der Preis der Kraftwerkskohle, das Erdgas dagegen ist zirka dreimal
so teuer, als die zur Stromerzeugung bestimmte Kohle. Da der Kohleimport immer
größer wird, werden die Preise für die Großabnehmer von den Preisänderungen
auf den internationalen Märkten beeinflusst. Infolge von Berechnungen wurde
eine Simulation der Höchstpreise von Kohle beim Hersteller (loco Bergwerk)
dargestellt, die bei dem Nutzer (Kraftwerk) wettbewerbsfähig sind (d.h. sind
den Preisen der importierten Kohle gleich). In Anbetracht der Tatsache, dass in
der Zukunft wahrscheinlich das Erdgas der wichtigste Konkurrent von der zur
Stromerzeugung bestimmten Kohle sein wird, wurde die Frage der so genannten
„Parität vom Gas“ besprochen. Die erzielten Ergebnisse zeigen wie hoch die Preise
der Kohle im Vergleich zu den Erdgaspreisen sein können, damit die aus diesen
zwei Brennstoffen gewonnene Energie den gleichen Preis hat.
DK 622.333: 622.339.13: 622.339.722
Lorenz U.: Die Kraftwerkskohle in der Welt - die Situation in 2013 und die Perspektiven. Przegląd Górniczy 2014 Bd. 70, Nr. 5., S. 17÷25, 7 Abb., 1 Tab., 15 Lit.
Kraftwerkskohle. Internationale Märkte. Preisprognosen.
Im Jahr 2013 haben sich die Preise der Kraftwerkskohle auf den internationalen
Märkten auf einem niedrigen Niveau behauptet, was vor allem durch das Überangebot dieses Rohstoffes verursacht wurde. Ein globales Überangebot wird
wahrscheinlich auch im Jahr 2014, und sogar im Jahr 2015 vorhanden sein, obwohl
der Kohleverbrauch in der Welt wachsen sollte. Man kann also erwarten, dass die
Preise auch im nächsten Jahr niedrig bleiben. In dem Artikel wurde die vermutete
Entwicklung der internationalen Kraftwerkskohlemärkten dargestellt, die aus dem
Bedarf der wichtigsten Importeure und Produktionsentwicklungsplänen in den
Ländern der wichtigsten Exporteure vorausgeschätzt wird. Es wurde auch eine
Übersicht der in der letzten Zeit veröffentlichten Kohlepreisprognosen dargestellt.
DK 622.333: 338.516.22: 622.339.13
Ozga-Blaschke U.: Die Fettkohle in der Welt - die Situation in 2013 und die Perspektiven. Przegląd Górniczy 2014 Bd. 70, Nr. 5., S. 26÷31, 5 Abb., 1 Tab., 16 Lit.
Fettkohle. Preise. Verträge. Internationales Markt. Spotmarkt.
Der Fettkohlemarkt ist auf die Änderungen der wirtschaftlichen Umgebung und
auf die Konjunkturzyklen in der Stahlbranche (Hauptbenutzer von dem Koks, also
auch der Fettkohle) sehr empfindlich. In dem Artikel wurden die synthetischen
Informationen über die Situation auf dem Weltmarkt für Stahl im Jahr 2013
dargestellt, sowie Prognosen über Entwicklung des Bedarfs an die Stahlprodukte
in den nächsten Jahren. Unter Berücksichtigung dieser Informationen wurde die
Situation auf dem internationalen Markt für Fettkohle beurteilt. Es wurden auch
die Angaben über Handelsumfang und Preisänderungen im Jahr 2013 dargestellt.
Es wurde auch eine Projektion der Entwicklung von Nachfrage und Angebot durch
die wichtigsten Importeure und Exporteure der Fettkohle in der Perspektive von
fünf Jahren präsentiert, sowie die Prognosen von durchschnittlichen jährlichen
Vertragspreisen dargestellt.
DK 622.333: 339.562: 656.6: 656.2: 338.5
Stala-Szlugaj K.: Der Import von Steinkohle nach Polen. Przegląd Górniczy 2014
Bd. 70, Nr. 5., S. 32÷38, 12 Abb., 36 Lit.
PRZEGLĄD GÓRNICZY
145
2014
Import. Steinkohle. Bahngrenzübergänge. Häfen. Preise.
Der Artikel bildet eine Analyse des Imports von Steinkohle nach Polen ab.
Die kurze Geschichte des Imports in den Jahren 1960-2013 wurde präsentiert.
Die wichtigsten Lieferrichtungen der Kohle für den Innlandsmarkt, sowie die
Transportwege wurden besprochen. Im Fall von dem Bahntransport wurde die
geographische Struktur der Kohlelieferungen per Bahn nach den Grenzübergängen
dargestellt; im Fall von dem Schiffstransport wurden die Importkapazitäten der
Seehäfen präsentiert. Es wurden auch die Preise der Kohle verglichen (Feinkohle
und Grobkorn), die für die individuellen Kunden in den Jahren 2009-2013 galten.
DK 622.83/.84: 622.2-045.43: 622.624.044
Tajduś K., Misa R.: Der Einfluss des untertägigen Abbaus auf die Schnellstrassen
– die Erfahrungen im Lande und im Ausland. Przegląd Górniczy 2014 Bd. 70, Nr.
5., S. 39÷47, 9 Abb., 9 Tab., 8 Lit.
horizontale Bodenbewegungen. Oberflächedeformationen. Schnellstarassen im
Bereich des Abbaus. Bergbauschaden.
Auf der Grundlage der zugänglichen Literatur haben die Autoren die bisherigen
Erfahrungen beschrieben, die mit dem untertägigen Abbau im Bereich von Autobahnen und Schnellstrassen verbunden sind. In dem Artikel wurden die Richtlinien
präsentiert, die einem Bergbauunternehmer gestellt werden, wenn er den Abbau
unter einer Schnellstrasse plant. Die Beispiele der Koexistenz des Abbaus und den
Schnellstrassen wurden genannt; die beispielhaften in Deutschland, Polen und in
USA angewandten Lösungen wurden dargestellt.
DK 622.333: 622.2-049.7: 622.333-167/.168: 622.33-047.36
Kotyrba A.: Die zeitlichen Änderungen im Schwerefeld in dem Oberschlesischen
Steinkohlenrevier und ihr Zusammenhang mit dem bergbaulichen Abbau. Przegląd
Górniczy 2014 Bd. 70, Nr. 5., S. 48÷57, 10 Abb., 12 Lit.
Bergbau. Abbau. Untersuchungen. Überwachung.
In dem Artikel wurden die Ergebnisse der Untersuchungen von den Änderungen
des Schwerefeldes dargestellt, die gegenwärtig in dem nördlichen Teil des Oberschlesischen Kohlenreviers vorkommen. In der Vergangenheit haben in dem untersuchten Gebiet viele Steinkohlenbergwerke, sowie Zink- und Bleierzenbergwerke
unter dem Tage abgebaut. Manche Bergwerke wurden stillgelegt, andere bauen
weiter ab. In 2002 wurde in dem Untersuchungsgebiet ein Netz der geodätischen
Überwachungspunkte angelegt. Infolge von regelmäßigen Messungen an den
Punkten wurden drei Datenmengen gesammelt, die folgenden Daten umfassen: die
Werte der Komponente von senkrechter Gewichtskraft g, Bouger-Schwereanomalie
dg und die Höhe der Netzpunkte in den Jahren 2002, 2003 und 2011. Die Daten
wurden im Verhältnis zu der Geschwindigkeit der senkrechten Bewegungen von
Erdkruste im Bereich des Oberschlesischen Kohlenreviers analysiert, sowie im
Verhältnis zu der Seismizität und Hydrogeologie des Gebietes.
DK 622.333: 622.28: 622.333-049.7
Rajwa S., Pieszczek M., Guzera J.: Die Wahl des mechanisierten Ausbaus für
einen Streb in komplexen abbautektonischen Verhältnissen in KHW S.A. Steinkohlenbergwerk „Wieczorek“. Przegląd Górniczy 2014 Bd. 70, Nr. 5., S. 58÷63,
5 Abb., 1 Tab., 5 Lit.
Steinkohlenbergbau. Grubenausbau. Gewinnung.
In dem Artikel wurden die Ergebnisse der Berechnungen und die Analysen
dargestellt, die mit der Etappe des Entwerfens und der Wahl von dem Ausbau
HYDROMEL-16/35-POz verbunden sind. Der Ausbau wurde unter abbautektonischen Verhältnissen des Strebes 152 im Flöz 510 des Steinkohlenbergwerks
Wieczorek angewandt. In Anlehnung an die Beobachtungen und Messungen wurde
auch eine Stellung genommen, hinsichtlich der Möglichkeit der Anwendung von
hohen Werten der Setzlast in dem mechanisierten Ausbau in Streben, in denen
eine Kohlefeste hinterlassen wird.
DK 622.333: 622.2-045.43: 621.313
Biały W.: Die Messung der Schnittkraft bei der Kohlegewinnung unter Ausnutzung des Geräts POU-BW/01-WAP. Przegląd Górniczy 2014 Bd. 70, Nr. 5., S.
64÷71, 10 Abb., 5 Lit.
Gerät. Schneidwiderstand. Gewinnbarkeit der Kohle. Messung der Schnittkraft.
Tensiometrie.
In dem Artikel wurden der Bau und das Funktionierungsprinzip eines in der Welt
einzigartigen Geräts dargestellt, das die Messung der Kräfte ermöglicht, die an
dem Prozess vom Schneiden (von der Gewinnung) der Kohle teilnehmen. Das
Gerät wurde vom Autor POU-BW/01-WAP genannt und ist das in der Welt einzige Gerät, das die direkte Bestimmung der Werte beider bei dem Schneidprozess
vorkommenden Kräften ermöglicht. Die Bestimmung der Werte der Kräfte, die
am Schneidprozess teilnehmen, ist mit Hilfe von zwei unabhängigen Messblöcken
möglich. Die Messblöcke bestehen aus tensiometrischen Sensoren für Schnittkraft
(Fs) und Anpresskraft von Meißel (Fd), sowie Sensor für Druck des Speisemediums
des Geräts. Zur Registrierung dieser Kräfte wurde ein Tangentialdrehmeißel ange-
146
INHALT
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Nr 5
wandt, der in den Schrämladern angewandt wird. Die Anlagen des Messsystems
des Geräts POU-BW/01-WAP sind die Elemente zur Messung der Schnittkraft
bei der Kohlegewinnung (PSSW). Ein integraler Teil des Geräts ist auch ein
Computerprogramm (Coal Test), mit dem die Bestimmung der Kräfte und der
Kraftmomente möglich ist, die an den Schneidekopf der Schrämladers wirken.
Somit ist die Leistung des Schneidkopfs eines Schrämladers vorausberechenbar.
Das Gerät hat das Zertifikat ATEX I M2 Ex ib I Mb, das die Arbeit unter realen
Bedingungen ermöglicht, als eine Anlage zur Anwendung in explosionsbedrohten
Zonen – laut der Richtlinie 94/9/EC.
DK 622.333: 622.6: 622.331.103
Korzeniowski W., Waloski R.: Die Analyse der Verbesserungsmöglichkeiten
der horizontalen Förderung am Beispiel von dem Bergwerk „Sobieski“. Przegląd
Górniczy 2014 Bd. 70, Nr. 5., S. 72÷79, 4 Abb., 5 Tab., 31 Lit.
Horizontale Förderung. Steinkohlenbergwerk.
Unter Ausnutzung der Erfahrungen des Bergwerks „Sobieski“, die mit der Differenzierung der Mittel des horizontalen Transports bei der Steinkohlegewinnung
verbunden sind, wurde der Versuch unternommen die technische Ausstattung zu
modifizieren. Es wurden die kritischen Stellen in der bestehenden Infrastruktur
genannt, die über relativ langer Zeit des Menschen- und Materialientransports
an den Bestimmungsort entscheiden; die alternativen Förderungsmittel wurden
vorgeschlagen. Das Ergebnis der durchgeführten Analyse ist das Bewusstsein, dass
durch das Eliminieren von dem Materialienumladen und die Verkürzung der Zeit,
die die Mannschaft für das Erreichen des Arbeitsplatzes braucht, ein relevantes
Ersparnis erzielt werden kann.
DK 622: 005.1: 005.31: 658.5: 005.342
Zając R.: Die Kontrolle des Managements im Hinblick auf die Strategie einer Organisation. Przegląd Górniczy 2014 Bd. 70, Nr. 5., S. 80÷85, 5 Abb., 5 Tab., 13 Lit.
Management. Strategie. Qualitätsziele. Balanced Scorecard.
In dem Artikel wurde das Wesen der Kontrolle des Managements dargestellt,
besonders im Hinblick auf die Zielsetzung in der Qualität der Strategie und des
Organisationsleitbildes. Es wurde ein der Werkzeuge zur Darstellung der Ziele
präsentiert, und zwar Balanced Scorecard (ausgewogener Berichtsbogen).
Es wurde der Bau des Bogens besprochen, der aus folgenden Perspektiven betrachtet wurde: Finanzen, Kunde, innere Verfahren, Wissen und Entwicklung. Die
Beispiele der Anwendung des Bogens in der Praxis und dessen Ausschnitte für
ein gewähltes Labor von ITG KOMAG wurden dargestellt.
DK 622.333-043.82: 622.347.736/.739: 622.502.17
Kustra A., Mróz C.: Eine Entscheidung über Stilllegung von einem geologischbergbaulichen Projekt mit Unterstützung der Realoptionsanalyse. Przegląd Górniczy 2014 Bd. 70, Nr. 5., S. 86÷90, 16 Lit.
Geologisch-bergbauliches Projekt. Entscheidung über Stilllegung von einem
Bergwerk. Realoptionen. Rekultivierung.
In dem Artikel wurden die Möglichkeiten der Anwendung von Realoptionsanalyse zur Unterstützung der Entscheidungsprozesse bei der Stilllegung von einem
geologisch-bergbaulichen Projekt dargestellt. Die dargestellten Untersuchungsprobleme wurden in drei Bereichen identifiziert. In dem ersten Bereich wurden das
geologisch-bergbauliche Projekt und seine Lebenszyklusetappen charakterisiert.
In dem zweiten Bereich wurde die Methodologie der Realoptionsanalyse dargestellt, sowie die Geschichte ihrer Anwendung bei der Entscheidungsproblemen der
Bergbaubranche präsentiert. Der dritte Bereich realisiert das Hauptziel des Artikels
und nennt zwei Modellen der Realoptionen, die die Entscheidung über Stilllegung
oder Weiterführung eines geologisch-bergbaulichen Projekts unterstützen könnten.
DK 622.333: 622.28: 622.333.331
Pytlik A.: Die Untersuchungen von der statischen Grenzbelastung der in dem Unterstützungs- und Ankerausbau angewandten Verzugsmatten mit der „Kastentestmethode“. Przegląd Górniczy 2014 Bd. 70, Nr. 5., S. 91÷96, 12 Abb., 2 Tab., 10 Lit.
Unterstützungsausbau. Ankerausbau. Matteverzug. „Kastentest“. Statische
Grenzbelastung. Arbeit.
In dem Artikel wurden die Ergebnisse der Untersuchungen von statischer Grenzbelastung der Verzugsmatten dargestellt, die mit der „Kastentestmethode“ untersucht
wurde. Der „Kastentest“ erlaubt es die Grenzbelastung und Verformbarkeit von
dem Spritzbeton, den Membranen und von verschiedenen Verzügen zu bestimmen
(wie z.B. des geschweißten Stahldrahtgewebes), sowie die Arbeit zu berechnen,
die sie bei der Belastung ausüben. Die vorgeschlagene Untersuchungsart entspricht
besser der wirklichen Arbeit der Verzüge und Spritzschichten in einer Strecke,
als die bisher angewandten Testmethoden, die in Anlehnung an folgende Normen
ausgeführt wurden: für Matteverzug - PN-G-15050:1996 [6], für Stahlbetonverzug
– PN-G-06021:1997 [4] und für Spritzbeton – PN-G-14100:1997 [5]. Untersucht
wurden die Verzugsmatten mit Ketten und Knoten (schwere Ausführung), Matte
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
mit Ankern (schwerer Typ) und eine Rollverzugsmatte (leichte Ausführung), die
bei dem Ankerausbau Anwendung findet.
DK 622.333: 622.28: 622.2
Dolipski M., Cheluszka P., Remiorz E., Sobota P.: Die Änderungen der Kettenbelastung in einem Kettenkratzerförderer mit einem Teleskopstoßdämpfer. Przegląd
Górniczy 2014 Bd. 70, Nr. 5., S. 97÷100, 3 Abb., 1 Tab., 2 Lit.
Kettenkratzerförderer. Teleskopstoßdämpfer. Vorspannung der Kette.
Die Vorspannung der Kratzerkette in einem Förderer wird meistens durch zyklische
Abkürzung oder Verlängerung der Kette um ein paar Glieder realisiert. Die Fördererhersteller bieten jetzt die Möglichkeit an, den Förderer mit einem Antrieb
mit Teleskopstoßdämpfer zu versehen, der durch das Schieben des Antriebkörpers
eine stufenlose Änderung der Kettenkonturlänge ermöglicht. Um die Zunahme
der Kraft in der Kette für den genannten Wert der elastischen Dehnung der Kette
zu bestimmen, ist die Kenntnis der Länge des Förderers und der Steifheit der
Gliedketten notwendig. Da die Kettensteifheit von dem Wert der Probebelastung
der Kette und der Dehnung der Kette bei dieser Belastung abhängig ist, kann für
jeden Förderer ein Basiswert des Ausfahrens von Kolbenstange des Teleskopstoßdämpfers angenommen werden. Dieser Basiswert entspricht dem Zuwachs
des Teils von der Probebelastung der Kette.
DK 622.333: 622.333-049.7: 622.333.167/.168: 622.61/.67
Hankus Ł.: Die Längsverformungen der Förderseile unter den komplexen und
sich zyklisch ändernden Belastungen. Przegląd Górniczy 2014 Bd. 70, Nr. 5., S.
101÷107, 10 Abb., 2 Tab., 5 Lit.
Bergbauliche Förderseile. Bergbau, Innovativität. Stahlseil. Eigenschaftsuntersuchung.
Die bergbaulichen Förderseile arbeiten während des Abbaus unter den komplexen
und sich zyklisch ändernden Belastungen. Der Prozess der Zunahme von Längsverformungen in der Funktion der Arbeitszeit oder in der Funktion der Zahl der
Belastungszyklen kann ein Zeichen für die fortschreitende Abschwächung sein.
In der Arbeit wurde die Charakteristik der sich zyklisch ändernden Belastungen
dargestellt, die bei der Untersuchung der Seilen mit den Dauerprüfmaschinen des
GIG-Typs vorkommen; es wurden auch die Ergebnisse der Untersuchungen von
zwei Förderseile mit verschiedener Konstruktion und dem Durchmesser von 46 und
50 mm präsentiert. Es wurde der Prozess der Zunahme von Längsverformungen der
Seilen bei einer Ermüdungsbewertung analysiert; es wurden die mathematischen
Modelle zur Darstellung ihres Verlaufs unter den komplexen und sich zyklisch
ändernden Belastungen erarbeitet. Ein Beispiel der Anwendung von dem Modell
für ein Förderseil in einer Schachtförderanlage wurde angegeben.
DK 622.333: 622.654.004.62
Korczak J., Karaban B.: Die Methode zur Erkennung der Falschalarme in dem
Telekommunikationsnetzüberwachungssystem eines Bergwerks. Przegląd Górniczy 2014 Bd. 70, Nr. 5., S. 108÷112, 3 Abb., 1 Tab., 7 Lit.
Data-Mining. Induktion der Entscheidungsbäume. Klassifikation. Telekommunikationssystem.
Die Sicherung der Arbeitssicherheit und der Kontinuität der Gewinnung sind die
Hauptaufgaben der Telekommunikationssysteme in dem Bergbau. Diese Systeme
sind trotz der modernen und innovativen Lösungen zur Überwachung der Infrastruktur nicht fehlerfrei. Ein reales Problem sind die Falschalarme über Infrastrukturbeschädigung, die negative Folgen haben wie z.B. die Erhöhung der Kosten von
laufender Gewinnung, sowie Überlastung der Betreiber mit den Informationen.
In dem Beitrag wurde eine Methode zur Erkennung der Falschalarme in dem
Telekommunikationssystem eines Bergwerks vorgeschlagen, sowie auch manche
Regeln dargestellt, die aus den Daten nützliches Wissen liefern. Die Experimente
wurden an realen Daten durchgeführt, die aus dem Telekommunikationssystem
des Bergwerks KGHM Polska Miedź S.A. stammen.
DK 622.338.4(46): 622.553: 622.2-045.43
Kozioł W., Brożyna A.: Die Technologie der Gewinnung und Rückgewinnung
von Metallen aus den Manganknollen, die auf dem Meeresboden lagern. Przegląd
Górniczy 2014 Bd. 70, Nr. 5., S. 113÷116, 7 Abb., 8 Lit.
Vorräte. Manganknolle. Gewinnung. Rückgewinnung. Gefahren.
Da sich die Landvorräte – besonders mancher metallischen Rohstoffe - erschöpfen, die für die wirtschaftliche Entwicklung notwendig sind, werden die auf dem
Meeresboden lagernde Manganknollen immer häufiger als eine potenzielle Quelle
verschiedener Metalle betrachtet. Die Lagerung in großen Tiefen, die möglichen
sehr ungünstigen Wetterbedingungen, Wellen/Wellenbewegung/Seegang, Meeresströmungen und große Entfernung von dem Land verursachen, dass die Gewinnung der Manganknollen im industriellen Maßstab ist technisch schwierig und
kostspielig. In dem Artikel wurden die grundlegenden Gewinnungsmöglichkeiten
der Manganknollen dargestellt, sowie die Technologien der Rückgewinnung von
Nr 5
INHALT
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Nr 5
Metallen aus dieser Quelle und die aus der Gewinnung resultierenden Gefahren
präsentiert.
DK 622: 622.85: 502.17
Sobczyk W., Kowalska A.: Die Beurteilung vom Einfluss der Gewinnung von
Kies aus den Legerstätten in Myscowa auf die Umwelt vom Flusstal von Wisłoka.
Przegląd Górniczy 2014 Bd. 70, Nr. 5., S. 117÷123, 10 Abb., 1 Tab., 12 Lit.
Bergbauliche Tätigkeit. Kiesgrube. Umweltschutz. Natur 2000.
Eine bergbauliche Tätigkeit darf dann ausgeübt werden, wenn sie die geschützten
Gebiete nicht beeinträchtigt. In dem Artikel wurden die unterschiedlichen Formen
vom Einfluss der Gewinnung vom Kies auf die Umwelt beschrieben. Die Schutzobjekte auf den Gebieten von Natur 2000 wurden charakterisiert. Es wurde der
Einfluss von Kiesgewinnung aus den Lagerstätten von Myscowa (Karpatenvorland)
auf die Schutzobjekte von Natur 2000 dargestellt. Es wurde geringer Einfluss
der Gewinnung auf die Biosphäre notiert. Zum Schluss wurde die Einwirkung
der Kiesgrube auf die Umwelt beurteilt. Es wurde festgestellt, dass wegen der
Entfernung der Natur-2000-Gebiete und wegen der Schutzobjekte der Einfluss
der Kiesgewinnung in Myscowa gering ist.
DK 662.333: 662.7: 604.2
Kisielowska E., Hołda A., Młynarczykowska A.: Die biologische Entschwefelung der Kohle unter Ausnutzung der Bakterien Acidithiobacillus thioparus.
Przegląd Górniczy 2014 Bd. 70, Nr. 5., S. 124÷128, 8 Tab., 20 Lit.
Kohle. Entschwefelung. Bakterien. A. thioparus.
Bei der Verbrennung von Kohle geht die Mehrheit des in ihr enthaltenen Schwefels in Form von Schwefelmonoxiden in die Abgase über, die die wichtigste
Ursache für die Entstehung des sauren Regens sind. Eine der Methoden zur
Einschränkung der Emission von Schwefelmonoxiden kann die Anwendung der
biologischen Auslaugung des Schwefels vor der Verbrennung der Kohle sein, d.h.
vor Ort der Gewinnung. In dem Artikel wurden die Ergebnisse der biologischen
Entschwefelung von Kohle aus dem Steinkohlenbergwerk Halemba dargestellt,
die unter Anwendung der autochtonen Bakterien der Sorte A. thioparus und unter
Berücksichtigung der Körnung und Biomassemenge erfolgte.
DK 622.333: 622.333-027.332: 622.333-044.382
Galos K., Szlugaj J.: Die Untersuchungen von einer Pilotanlage in Regulice im
Bereich der Tauglichkeit von Aufbereitungsabgängen aus den gewählten Steinkohlenbergwerken zur Herstellung von mineralischer Gesteinskörnung. Przegląd
Górniczy 2014 Bd. 70, Nr. 5., S. 129÷136, 5 Abb., 4 Tab., 14 Lit.
Berge. Mineralische Gesteinskörnung. Gemische für Straßenbau. Rückgewinnung.
Die Herstellung der Gesteinskörnung aus dem Berge und den Steinkohleaufbereitungsabgängen, die im Oberschlesien entwickelt wird, ist eine wesentliche Alternative für die natürliche Gesteinskörnung. Die so hergestellte Gesteinskörnung ist vor
allem preiswerter und dabei erfüllt sie die grundlegenden Qualitätsanforderungen.
Die im Labor von AGH in Regulice geschaffene experimentale Pilotanlage zur
Herstellung von Gesteinskörnung aus dem Berge kann ein wichtiges Werkzeug
sein, das die Untersuchung der Berge hinsichtlich der Gesteinskörnungsherstellung ermöglicht. In dieser Anlage wurden 2013 Großkornberge von 20-150 mm
untersucht, die aus der Schwertrübeabscheidung aus den Bergwerken Wujek und
Mysłowice-Wesoła Ruch Wesoła von Katowicki Holding Węglowy kamen. Es
wurde ein Gemisch von 4-31,5 mm und vom energiearmen Kleinkornmaterial von
0-4 mm gewonnen. Das Gemisch von 4-31,5 mm, das aus dem Berge des Bergwerks
Wujek entstand, hat bessere qualitative Parameter aufgezeigt, als das Gemisch,
das aus dem Berge des Bergwerks Wesoła hergestellt wurde: Zerkleinerungsbeständigkeit in der Trommel Los Angeles 29% (Wesoła 34%), Frostbeständigkeit
14,1% des Massenverlusts (Wesoła 17,2%), Kohlegehalt 5,1% (Wesoła 6%).
Das energiearme Kleinkornmaterial, das aus dem Berge des Bergwerks Wesoła
gewonnen wurde, hat den Heizwert von 9,4 MJ/kg und niedrigen Schwefelgehalt
und kann vielleicht bei der Vorbereitung von Brennstoffgemische mit der Feinkohle
verwendet werden. Das analoge Produkt aus dem Berge von Bergwerk Wujek ist
in dieser Hinsicht weniger attraktiv.
PRZEGLĄD GÓRNICZY
147
2014
148
SOMMAIRE
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Nr 5
UKD 662.333: 622.332: 620.91
Gawlik L., Mokrzycki E.: Scénarios de l’ utilisent du charbon dans le secteur
énergétique polonais à la lumière de la politique climatique de l'Union Européenne.
Przegląd Górniczy 2014, Vol. 70, No. 5, pp. 1÷8, fig. 8, tab. 4, rèf. 12.
Houille. Lignite. Énergie. Paquet climatique de l'UE.
Saont présentées dans l’ouvrage les analyses effectuées concernant les directions
possibles du développement du secteur polonais de l'électricité à long terme d'ici
à 2050. L'accent était mis sur une évaluation de la demande future de houille et
de lignite, qui dépendra d'un certain nombre de conditions, parmi lesquelles ce
qui sera très important c’est la décision de l’Union Européenne concernant le
développement de prix de l’autorisation pour les émissions de CO2 et le niveau des
futures cibles pour l’utilisation des sources d'énergie renouvelables. Est également
présenté l’impact sur l'utilisation future du charbon dans la production d'électricité
joué par le développement de la technologie CSC et le développement possible de
l'extraction du gaz à partir de formations de gaz de schiste en Pologne.
UKD 622.333: 338.516.22: 622.339.13
Grudziński Z.: Méthodes d'évaluation de la compétitivité des combustibles pour
la production de l'électricité. Przegląd Górniczy 2014, Vol. 70, No. 5, pp. 9÷16,
fig. 9, tab. 4, rèf. 27.
Prix maximum de charbon. Compétitivité des combustibles. Relations des prix de
l'énergie. Parité du gaz.
Est présenée dans l’article une méthodologie pour déterminer le niveau de prix
compétitif du charbon par rapport au charbon importé et aux autres combustibles
pour le marché de l'électricité. Le niveau de compétitivité du charbon par rapport
aux autres carburants est confirmé par les relations de prix entre eux. Les prix du
lignite sont environ à 40 % inférieurs aux prix du charbon énergétique, tandis que
le gaz naturel est environ trois fois plus cher que le charbon pour la production
d'électricité. En raison de l’augmentation des importations de charbon, les prix
offerts aux clients importants sont stimulés par les changements de prix sur les
marchés internationaux. À la suite de calculs sont présentées les simulations des
prix maximaux pour le charbon chez le fabricant (loco mine), qui sont compétitif
(égale aux prix des importations de charbon) chez le client (centrale électrique).
Considérant que, dans le future, le principal concurrent de la houille, destiné pour
la production d'électricité, sera probablement le gaz naturel, sont présentés les
problèmes de « parité de gaz ». Les résultats obtenus montrent ce qui peut être
le prix maximal de charbon par rapport au prix du gaz naturel afin que le prix
d'électricité provenant de ces deux carburants soit le même.
UKD 622.333: 622.339.13: 622.339.722
Lorenz U.: Charbon d'énergie dans le monde – la situation en 2013 et perspectives.
Przegląd Górniczy 2014, Vol. 70, No. 5, pp. 17÷25, fig. 7, tab. 1, rèf. 15.
Charbon d’énergie. Marchés internationaux. Prévisions de prix.
En 2013 les prix du charbon d’énergie dans le commerce international restaient à
un niveau faible, principalement en raison de l’excédent de l'offre de cette matière
première. L’excédent global de l'offre sera probablement au même niveau en
2014 et même en 2015, malgré une augmentation prévue de la consommation de
charbon dans le monde. On peut donc s’attendre que les prix resteront bas aussi
dans l'année prochaine. Est présenté dans l’ouvrage le développement prévu des
marchés internationaux de charbon de l’énergie résultant de la demande prévue
des principaux importateurs et plans pour le développement de la production dans
les pays des exportateurs principaux. Est également présenté une vue d’ensemble
de publiées récemment des prévisions des prix du charbon.
UKD 622.333: 338.516.22: 622.339.13
Ozga-Blaschke U.: Charbon à coke dans le monde – la situation en 2013 et perspectives. Przegląd Górniczy 2014, Vol. 70, No. 5, pp. 26÷31, fig. 5, tab. 1, rèf. 16.
Charbon à coke. Prix. Marché international. Marché spot.
Le marché de charbon à coke se caractérise par une grande sensibilité aux changements dans l'environnement économique et les cycles économiques dans l'industrie
sidérurgique, qui est le principal utilisateur de coke alors de charbon à coke aussi.
Sont présentées dans l'article les informations synthétiques de la situation sur le
marché mondial de l'acier en 2013 et les prévisions pour le développement de la
demande aux produits en acier dans les années à venir. Dans ce contexte est présentée l'évaluation de la situation sur le marché international de charbon à coke, les
informations sur la taille du commerce et sur les modifications des prix en 2013.
Est également présenté en projetant le développement de l'offre et la demande
par les principaux importateurs et exportateurs de charbon à coke dans le mandat
de cinq ans et les prévisions des prix moyens annuels au cours de cette période.
UKD 622.333: 339.562: 656.6: 656.2: 338.5
Stala-Szlugaj K.: Importation de charbon en Pologne. Przegląd Górniczy 2014,
Vol. 70, No. 5, pp. 32÷38, fig. 12, rèf. 36.
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
2014
Importation. Charbon. Chemins de fer. Ports. Prix.
Est présentée dans l’article l’analyse de l'importation du charbon en Pologne
avec son histoire courte dans les années 1960-2013. Sont décrits les principales
directions de livraison de charbon pour le marché intérieur, ainsi que son transport
routier. Dans le cas du chemin de fer est présentée la structure géographique des
livraisons de charbon par les chemins de fer selon les passages à la frontière et
l’importation maritime – les capacités d’importation des ports maritimes. Sont
également comparées les offres de prix de charbon (assortiment: charbon fin et
gros) addressés aux clients individuels dans les années 2009-2013.
UKD 622.83/.84: 622.2-045.43: 622.624.044
Tajduś K., Misa R.:Influence de l'exploitation miniere souterraine sur les routes
express – experiences nationales et etrangeres. Przegląd Górniczy 2014, Vol. 70,
No. 5, pp. 39÷47, fig. 9, tab. 3, rèf. 8.
Déplacements horizontals. Déformations de la surface. Routes express dans la zone
d'exploitation minière. Dégâts miniers.
Sont décrites dans l’ouvrage, basées sur la bibliographie disponible, les expériences liées avec l'exploitation souterraine dans la zone des routes express et des
autoroutes. Sont décrites les lignes directrices pour les Entrepreneurs Miniers qui
prévoit d'opérer sous la voie rapide. Sont présentés des exemples de la coexistence
de l'exploitation minière dans l’entourage de voies rapides et présentées des solutions mises en oeuvre aux Etats-Unis, en Allemagne et en Pologne.
UKD 622.333: 622.2-049.7: 622.333-167/.168: 622.33-047.36
Kotyrba A.: Changements temporels du champs de la force de gravité dans les
Houillères du Bassin de la Haute Silésie et leur relation avec l'exploitation minière.
Przegląd Górniczy 2014, Vol. 70, No. 5, pp. 48÷57, fig. 10, rèf. 12.
Industrie minière. Exploitation. Études. Monitoring.
Sont présentés dans l’article les résultats des études des changements du champ de
la force de gravité qui se produisent à présent dans la partie nord des Houillères du
Bassin de la Haute Silésie (GZW). Dans le passé, l’exploitation minière étaient réalisées dans cette région par de nombreuses mines de charbon, de minerais de plomb
et de zinc. Certaines mines ont été fermées. Les autres continuent l’exploitation
souterraine. En 2002, le réseau des points géodésiques de contrôle a été installé
dans la zone des essais. Par suite des mesures périodiques dans ces points, trois
ensembles de données couvrant la valeur de la composante verticale de la force
de gravité g, la valeur des anomalies de la force de gravité dans la réduction de
Bouguer dg et la hauteur des points de la grille des années 2002, 2003 et 2011.
Ces données ont été analysées par rapport à la vitesse des mouvements verticaux
de la croûte terrestre dans la région du bassin des Houillères de la Haute Silésie
supérieure, la sismicité induite et hydrogéologie de la région.
UKD 622.333: 622.28: 622.333-049.7
Rajwa S., Pieszczek M., Guzera J.: Sélection de soutènement mécanisé pour la
taille exploitée dans des conditions géologiques et minières complexes à KHW
S.A. l’UE "Wieczorek". Przegląd Górniczy 2014, Vol. 70, No. 5, pp. 58÷63, fig.
5, tab. 1, rèf. 5.
Industrie minière. Soutènement minier. Exploitation.
Seront présentés dans l’ouvrage présent les résultats des calculs et les analyses liées
à l'étape de la conception et sélection du soutènement HYDROMEL-16/35-POz
utilisé dans les conditions géologiques et minières de la taille 152 dans le panneau
510, à l’UE Wieczorek. Sur la base des observations et mesures au fond on s’est
également réfèré quant à l'applicabilité de grandes valeurs de la charge de pose
dans les soutènements mécanisés dans les tailles, dans lequelles est laissée dans
le toit une berme de protection.
UKD 622.333: 622.2-045.43: 621.313
Biały W.: Mesure des efforts de coupe du charbon à l'aide de l’appareil POUBW/01-WAP. Przegląd Górniczy 2014, Vol. 70, No. 5, pp. 64÷71, fig. 10, rèf. 5.
Appareil. Resistances d’abattage. Abattabilité du charbon. Mesure de l’effort de
coupe. Extensométrie. Appareil de mesure.
Sont présentée dans l’article la construction et le principe de fonctionnement de
l’appareil unique à l'échelle mondiale, qui permet de mesurer les valeurs des
forces impliquées dans le processus d’abattage de charbon nommé par l’auteur
POU-BW/01-WAP. C’est l’appareil unique dans le monde qui permet d’évaluer
directement les valeurs de deux forces composantes impliquées dans le processus
d’abattage. Détermination de la valeur des forces impliquées dans le processus
d’abattage est possible à l'aide de deux blocs de mesure indépendants qui représentent des capteurs de force: d’abattage (Fs) et de la bride du couteau (Fd) ainsi
que le capteur de pression medium qui alimente l'appareil. Pour l’enregistrement
de ces forces, le couteau utilisé dans les haveuses à tambour de contact et de
rotation a été utilisé. Un dispositif de mesurage de POU-BW/01-WAP, est un
ensemble d'éléments pour mesurer les efforts de coupe (PSSW). Partie intégrante
Nr 5
SOMMAIRE
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Nr 5
de l'instrument est aussi un logiciel spécial (charbon), par lequel il est possible
de déterminer les forces et moments de forces agissant sur la tête urabiającą
Harvester et ainsi la prédiction de ścianowego urabiającej chef d'une boîte à
rythmes. L'instrument a ATEX et M2 Ex ib et Mb, pour le travail en conditions
réelles, comme prévu pour utilisent à potentiellement explosive atmosphères-en
accord avec la Directive 94/9/ce. Les appareils de la configuration de mesure
de l’appareil POU-BW/01-WAP, sont représentés par l’ensemble des éléments
pour Mesure de la Force d’Abattage du Charbon (en polonais: PSSW). La partie
intégrale de l’appareil est également représentée par le programme spéciale à
l’ordinateur (Coal Test). Grâce à ce programme il est possible de déterminer les
forces et les moments des forces agissant sur la tête de l’haveuse et de prévoir en
même temps la puissance de la tête de la haveuse à tambour. L’appareil dispose
de certyficat ATEX XI M2 Ex ib I Mb, qui permet le fonctionnement dans les
conditions réelles comme l’appareil destiné à l’utilisation dans les atmosphères
explosives – conformément à la directive 94/9/EC.
UKD 622.333: 622.6: 622.331.103
Korzeniowski W., Waloski R.: Analyse des possibilités d'amélioration de la
fluidité du transport horizontal à l'exemple de l’Entreprise Minière « Sobieski ».
Przegląd Górniczy 2014, Vol. 70, No. 5, pp. 72÷79, fig. 4, tab. 5, rèf. 31.
Transport horizontal. Mine de charbon.
À l'aide des expériences de l’UE Sobieski, associées à différenciation de moyens
de transport horizontal utilisées dans la technologie de l'exploitation du charbon,
une tentative a été faite pour modifier l'équipement technique. Ont été indiqués les
points essentiels dans l’infrastructure existante décidant d’un temps relativement
long de la circulation des personnes et des matériaux vers les lieux de destination
et a été proposée la mise en place de moyens de transport alternatifs. Le résultat
de l'analyse effectuée est de prendre conscience des économies possibles résultant
résultant de l'élimination de transbordement des matériaux et de la réduction du
temps nécessaire pour joindre les postes de travail par le personnel.
UKD 622: 005.1: 005.31: 658.5: 005.342
Zając R.: Une vue de la gestion du point de vue de la stratégie de l'organisation.
Przegląd Górniczy 2014, Vol. 70, No. 5, pp. 80÷85, fig. 5, tab. 5, rèf. 13.
Gestion. Stratégie. Objectifs de qualité. Tableau stratégique des résultats.
Est présenté dans l’ouvrage l'essentiel de l'examen de la gestion, en particulier
en ce qui concerne la détermination des objectifs de qualité pour la stratégie et la
mission de l'organisation. Est présenté un des outils qui permet de présenter les
objectifs qui est la carte équilibrée des résultats. Est présentée la mise en page de
la carte dans quatre perspectives: financière, du client, des processus internes, des
connaissances et du développement. Est présenté l’exemple de la mise en pratique
de la Carte et les éléments de la Carte pour le laboratoire sélectionné ITG KOMAG.
UKD 622.333-043.82: 622.347.736/.739: 622.502.17
Kustra A., Mróz C.: La décision de la clôture du projet géologique et minier
assistée par le calcul des options réelles. Przegląd Górniczy 2014, Vol. 70, No.
5, pp. 86÷90, rèf. 16.
Projet géologique et minier. Décision de la fermeture de la mine. Options réelles.
Réhabilitation.
Sont présentées dans l'article les possibilités d'utilisation du calcul des options
réelles pour supporter les processus de décision au stade de la clôture du projet
géologique et minier. Présentés les problèmes de recherche ont été identifiés dans
trois domaines. Dans le premier d'entre eux est décrit le projet géologique et minier
ainsi que les étapes qui composent le cycle de sa vie. Dans le deuxième est caractérisée la méthodologie du calcul des options réelles et son utilisation historique
dans les problèmes de décision de l'industrie minière. Dans le troisième domaine,
qui représente la réalisation de l’objectif principal de l’article, sont accentués deux
modèles des options réelles qui peuvent supporter la décision de la clôture ou de
la continuation de la réalisation du projet géologique-minier.
PRZEGLĄD GÓRNICZY
149
2014
revêtements miniers et des couches projetées dans les galeries que précédemment
utilisés les tests effectués sur la base des normes relatives aux : revêtements de
grillage -PN-G-15050: 1996 [6], revêtements de béton armé -PN-G-06021: 1997
[4] et du béton projeté-PN-G-14100 : 1997 [5]. Etaient soumis aux tests les treillis
de revêtement de chaîne et de noeud du type lourd, le treillis d’accrochage du type
lourd et le treillis de protection pliable, léger, utilisé dans le boulonnage du toit.
UKD 622.333: 622.28: 622.2
Dolipski M., Cheluszka P., Remiorz E., Sobota P.: Changements de charges de
la chaîne dans le convoyeur à raclettes avec le bac télescopique. Przegląd Górniczy
2014, Vol. 70, No. 5, pp. 97÷100, fig. 3, tab. 1, rèf. 2.
Convoyeur à raclettes. Bac télescopique. Étirement initiale de la chaîne.
Etirement initial de la chaîne à raclettes dans les convoyeurs du front de la taille
est le plus souvent réalisé par le raccourcissement périodique ou le prolongement
de la chaîne à quelques liens. Les fabricants des convoyeurs du front de la taille
offrent à présent une possibilité d’équipement du convoyeur en voiture avec
un bac télescopique, offrant une possibilité de modification sans étapes de la
longueur du contour de la chaîne en déplaçant le corps de la commande. Afin de
désigner l'augmentation de la valeur de la force dans la chaîne, pour une valeur
donnée des allongements élastiques de la chaîne, il est nécessaire de connaître la
longueur du convoyeur à raclettes et la rigidité des chaines ordinaires. En raison
de la dépendance de la raideur de la chaîne de la valeur de la charge d’essais de la
chaîne et de son extension avec cette charge, il est possible d’accepter pour chaque
convoyeur la valeur de base d’étirement du vérin du servomoteur du bac télescopique correspondant à la croissance d’une partie de la charge d’essais de la chaîne.
UKD 622.333: 622.333-049.7: 622.333.167/.168: 622.61/.67
Hankus Ł.: Déformations longitudinales des câbles d’extraction dans les conditions des charges complexes variables récursivement. Przegląd Górniczy 2014,
Vol. 70, No. 5, pp. 101÷107, fig. 10, tab. 2, rèf. 5.
Câbles d’extraction. Exploitation minière souterraine. Innovation.
Lors de l’exploitation, les câbles d’extraction fonctionnent dans les conditions
de charges complexes variables récursivement et le processus d'accumulation
de déformations longitudinales en fonction du temps ou le nombre de cycles de
charges peut être l’indicatif de la faiblesse progressive. Est présentée dans l’ouvrage
la caractéristique des charges variables résursivement qui se produisent dans les
études des câbles sur les machines de fatigue du type GIG et les résultats des
études de deux câbles d’extraction de différentes constructions aux diamètres de
46 mm et 50 mm. Ont été analysés les processus de croissance des déformations
longitudinales des câbles lors de tests de fatigue et ont été élaboré les modèles
mathématiques décrivant leur progrès dans les conditions des charges complexes
variables récursivement. Est présenté un exemple de l'utilisation du modèle pour
le câble d’extraction fonctionant dans le puit d’extraction des mines.
UKD 622.333: 622.654.004.62
Korczak J., Karaban B.: La méthode de détection de fausses alarmes dans le
système de surveillance du réseau de télécommunication de la mine. Przegląd
Górniczy 2014, Vol. 70, No. 5, pp. 108÷112, fig. 3, tab. 1, rèf. 7.
Exploration de données. Arbres de décision inductifs. Classification. Système de
télécommunication.
UKD 622.333: 622.28: 622.333.331
Assurance de la sécurité du travail et le maintien de la continuité de l'exploitation
minière ce sont les tâches essentielles des systèmes de télécommunications dans
l’industrie minière. Bien que les solutions de surveillance soient modernes et
innovantes, ces systèmes ne sont pas exempts de défauts. Le problème pratique est
la présence de fausses alarmes des infrastructures endommagées, qui impliquent
les effets négatifs tels que l'augmentation de coûts de l'exploitation en cours du
système et le surchargement d’information des opérateurs. Est présentée dans la
publication présente une méthode de détection des fausses alarmes dans le système
de télécommunication de la mine et sont présentés certains règles qui fournissent
les connaissances utiles de données. Les essais ont été effectués sur les données
réelles provenant de système de télécommunication fonctionnant dans la mine de
cuivre de KGHM Cuivre Polonais S.A.
Soutènement conventionnel. Boulonnage du toit. Revêtement de grille. Test à plat.
Capacité de charge statique. Fonctionnement.
Kozioł W., Brożyna A.: Technologies d'extraction et de récupération des métaux à
partir de concrétions polymétalliques se trouvant sur le fond des océans. Przegląd
Górniczy 2014, Vol. 70, No. 5, pp. 113÷116, fig. 7, rèf. 8.
Pytlik A.: Etudes en utilisant la méthode du ‘test a plat’ de la charge statique des
grilles utilisées dans les revĕtements des soutenements conventionnel et dans le
boulonnage du toit. Przegląd Górniczy 2014, Vol. 70, No. 5, pp. 91÷96, fig. 12,
tab. 2, rèf. 10.
Sont présentés dans l’article les résultats des études de la portance statique des
grilles de revêtements en utilisant la méthode du «test à plat». Le test à plat permet
de déterminer la capacité de charge et la susceptibilité à la déformation de la gunite
et des membranes [9] et de toutes sortes de revêtements miniers, par exemple des
treillis soudés d'acier, ainsi que de calculer le fonctionnement réalisé lors de leur
charge. Proposé le moyen des essais est plus proche au fonctionnement réel des
UKD 622.338.4(46): 622.553: 622.2-045.43
Ressources minérales. Concrétions polymétalliques. Exploitation. Recupération.
Risques.
Par suite d' épuisement des ressources terrestres des minéraux et notamment de
certaines matières premières nécessaires pour le développement économique,
identifié au fond des océans, les concrétions polymétalliques, sont de plus en
plus souvent considérées comme une source potentielle d' une variété de métaux.
150
SOMMAIRE
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Nr 5
Les profondeurs importantes de dépôts, la possibilité de présence de conditions
météorologiques très défavorables, les vagues, courants océaniques et grandes
distances de terres impliquent l’exploitation industrielle difficile du point de vue
technique et très coûteuse. Sont présentés dans l'article les méthodes de base
possibles de l'exploitation des concrétions polymétalliques, les technologies
de récupération des métaux de ce type des gisements, ainsi que les risques qui
résultent de l'exploitation.
UKD 622: 622.85: 502.17
Sobczyk W., Kowalska A.: L'évaluation de l'impact de l'exploitation des dépôts de
graviers à Myscowa sur l’environnement naturel de la vallée de Wisłoka*. Przegląd
Górniczy 2014, Vol. 70, No. 5, pp. 117÷123, fig. 10, tab. 1, rèf. 12.
Activité minière. Gravières. Protection de l'environnement. Nature 2000
Activités minière peut être effectuée lorsqu'elle n’a pas d’impact négatif sur les
aires protégées. Sont décrits dans l’ouvrage les types d'impact d'extraction de dépôts
de gravier sur le milieu naturel. Sont caractérisés les éléments protegés dans la
zone de Nature 2000. Est présenté l'impact de l'exploitation minière des dépôts de
graviers à Myscowa (Région de Podkarpacie) sur les éléments de protection du
réseau Nature 2000. Il a été noté l’impact peu important de l’activité extractive
sur la biosphère. Les réflexions sont terminées par l’évaluation de l’impact de la
gravière sur l'environnement. Il a été constaté que l'impact de l'exploitation des
graviers à Myscowa est négligeable en raison de l'éloignement des zones de Nature
2000 et tenant compte des objets de protection.
UKD 662.333: 662.7: 604.2
Kisielowska E., Hołda A., Młynarczykowska A.: Biodésulphuration du charbon
avec l’utilisation de bactéries Acidithiobacillus thioparus. Przegląd Górniczy 2014,
Vol. 70, No. 5, pp. 124÷128, tab. 8, rèf. 20.
Charbon. Désulphuration. Bactéries, A. Thioparus
Dans le processus de combustion du charbon la teneur importante du soufre est
transferé dans gaz de combustion sous forme d'oxydes de soufre, qui sont la
cause principale de la création des pluies acides. Une de façons de réduire leurs
émissions peut être l'utilisation du processus biologique de lessivage du soufre
avant la combustion, alors dans la site d'extraction. Sont présentés dans l'article
les résultats du biodésulphuration du charbon provenant de l’UE Halemba en
utilisant des bactéries indigènes du type A. thioparus, compte tenu du degré de
granulométrie et de la quantité de biomasse.
UKD 622.333: 622.333-027.332: 622.333-044.382
Galos K,. Szlugaj J.: Etudes de l’ installation pilote à Regulice de l’utilité de
déchets issus de traitement de charbon dans les mines selectionnées pour la
production des agrégats minéraux. Przegląd Górniczy 2014, Vol. 70, No. 5, pp.
129÷136, fig. 5, tab. 4, rèf. 14.
Déchets issus de l’exploitation minière. Agrégats minéraux. Mélanges pour la
construction des chausses. Récupération des déchets.
Développée dans la Région de la Haute Silésie, la production des agrégats minéraux
de déchets provenant de l' industrie minière et de traitement du charbon, représente
une alternative importante pour les granulats naturels, en concurrence avec eux,
principalement en termes de prix, sous réserve des exigences de base de qualité.
Mise en fonctionnement l’installation pilote de démonstration pour la production
des agrégats de déchets issus de l’exploitation de charbon dans le Laboratoire de
l'Académie des Mines et de la Sidérurgie à Regulice, peut représenter un outil
important pour l'examen préliminaire des déchets pour la production des agrégats.
C’est dans cette installation qu’ en 2013 ont été soumis aux essais les déchets de
gros grains 20-150 mm issus de valorisation de charbon dans les séparateurs de
liquide dense provenant des mines de charbon: Wujek et Mysłowice-Wesoła
Ruch Wesoła, faisant partie de Holding de Charbon de Katowice. A été obtenu le
mélange de 4-31,5 mm et le matériel à grains fins et de faible puissance 0-4 mm.
Mélange 4-31,5 mm obtenue à partir des déchets provenant de la mine Wujek, se
caractérisait par les meilleurs paramètres de qualité que obtenue à partir des déchets
de la mine Wesoła: résistance à l'écrasement dans le tambour Los Angeles, 29 %
(Wesoła - 34 %), résistance à la gelée 14,1 % perte de poids (Wesoła -17.2%),
teneur en carbone de 5,1 % (Wesoła - 6,0 %). Le produit aux fins grains 0-4 mm à
basse énergie, obtenu à partir des déchets de la mine Wesoła, se caractérisant par
le pouvoir calorifique 9,4 MJ/kg avec une faible teneur en soufre, peut s'avérer
utile pour la préparation de mélanges de carburant avec le charbon fin. Le produit
similaire sur la base de déchets de l' UE Wujek est à cet égard moins attrayant.
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
2014
Nr 5
СОДЕРЖАНИЕ
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Nr 5
UKD 662.333: 622.332: 620.91
Гавлик Л., Мокжицки Э.: Сценарии использования угля в польской энергетике в свете климатической политики Европейского союза. Przegląd Górniczy
2014, T. 70, No. 5, c. 1÷8, рис. 8, табл. 4, лит. 12.
Каменный уголь. Бурый уголь. Энергетика. Климатический пакет.
В статье представлено проведенные анализы касающиеся возможных направлений развития польского электроэнергетического сектора в перспективе
до 2050 года. Внимание сосредоточено на оценке будущей потребности в
каменном и буром углях, которая будет зависеть от многих обусловленностей, среди которых очень важными будут решения Европейского союза
касающиеся развития цен прав для эмиссии CO2, а также уровень будущих целей в области использования возобновляемых источников энергии.
Показано также каким образом повлияет на будущее использование угля в
энергетике развитие технологии CCS, а также эвентуальное развитие добычи
газа из сланцев в Польше.
UKD 622.333: 338.516.22: 622.339.13
Грудзиньски З.: Методы оценки конкурентности топлив для производства
электрической энергии. Przegląd Górniczy 2014, T. 70, No. 5, c. 9÷16, рис. 9,
табл. 4, лит. 27.
Максимальные цены угля. Конкурентность топлив. Отношения цен носителей
энергии. Газовый паритет.
В статье представлено методику определения уровня конкурентной цены
угля по отношению к импортируемому углю, а также к другим топливам на
рынке электрической энергии. О уровне конкурентности угля по отношению
к другим топливам свидетельствуют также отношения цен между ними. Цены
бурого угля ниже на около 40% цен энергетического угля, зато нефтяной газ
дороже около в три раза угля предназначенного для производства электрической энергии. В связи с все большим импортом угля, цены в поставках
крупным потребителям стимулированы изменениями цен с международных
рынков. В результате расчетов представлено симуляцию максимальных
цен угля у производителя (loco шахта), которые являются конкурентными
(равны ценам угля из импорта) у пользователя (электростанции). Принимая
во внимание факт, что в будущем основным конкурентом угля предназначенного для производства электрической энергии будет вероятно нефтяной
газ, рассматривали вопрос т.н. «газового паритета». Полученные результаты
показывают, какие могут быть максимальные цены угля по отношению к
ценам нефтяного газа, чтобы цена электрической энергии из этих двух топлив
была тожденственна.
UKD 622.333: 622.339.13: 622.339.722
Лоренз У.: Энергетический уголь в мире – ситуация в 2013 году и перспективы. Przegląd Górniczy 2014, T. 70, No. 5, c. 17÷25, рис. 7, табл. 1, лит. 15.
Энергетический уголь. Международные рынки. Прогнозы цен.
В 2013 году цены энергетического угля в международной торговле сохранялись на низком уровне, в основном по поводу перепредложения этого сырья.
Глобальное перепредложение будет вероятно сохраняться еще в 2014 году, а
даже в 2015 – несмотря на прогнозируемое повышение потребления угля в
мире. Можно ожидать, что цены останутся низкими также в будущем году.
В статье представлено предвидимое развитие международных рынков
энергетического угля, вытекающее из прогнозируемой потребности со
стороны основных импортеров и планов развития продукции в странах
основных экспортеров. Представлено также просмотр опубликованных
недавно прогнозов цен угля.
UKD 622.333: 338.516.22: 622.339.13
Озга-Блясхке У.: Коксовый уголь в мире – ситуация в 2013 году и перспективы. Przegląd Górniczy 2014, T. 70, No. 5, c. 26÷31, рис. 5, табл. 1, лит. 16.
Коксовый уголь. Цены. Контракты. Международный рынок. Спот – рынок .
Рынок коксового угля характеризуется большой чувствительностью к изменениям хозяйственного окружения, а также конъюнктурным циклам в
обрасли стали, являющейся основным потребителем кокса и коксового угля.
В стате представлено синтетические информации о ситуации на мировом
рынке стали в 2013 году, а также прогнозы касающиеся развития потребности в стальных продуктах в ближайшие годы. На этом фоне представлено
оценку ситуации на международном рынке коксового угля, информации и
объемах торговли и изменениях цен в 2013 году. Показано также проекцию
развития спроса и предложения основными импортерами и экспортерами
коксового угля в пятилетней перспективе, а также прогнозы средних годовых
контрактных цен в этот период.
UKD 622.333: 339.562: 656.6: 656.2: 338.5
Сталя – Шлюгай К.: Импорт каменного угля в Польшу. Przegląd Górniczy
2014, T. 70, No. 5, c. 32÷38, рис. 12, лит. 36.
PRZEGLĄD GÓRNICZY
151
2014
Импорт. Каменный уголь. Железнодорожные переходы. Порты. Цены.
Статья представляет анализ импорта угля в Польшу. В ней представлено
его короткую историю на протяжении годов 1960-2013. Описано основные
направления доставок угля на национальный рынок, а также пути его транспорта. В случае железнодорожного импорта представлено географическую
структуру железнодорожных доставок угля по пограничным переходам,
а морского импорта – импортные возможности морских портов. Сравнено
также ценовые оферты угля ( сортность: штыб и групный класс) направленные индивидуальным потребителям в годы 2009-2013.
UKD 622.83/.84: 622.2-045.43: 622.624.044
Тайдусь К., Миса Р.: Влияние подземных горных работ на дороги скоростного движения – национальные и заграничные опыты. Przegląd Górniczy
2014, T. 70, No. 5, c. 39÷47, рис. 9, табл. 3, лит. 8.
Горизонтальные смещения. Деформации поверхности. Дороги скоростного
движения в районе горных работ. Повреждения в результате горных работ.
Авторы, опираясь на доступную литературу описали полученные до сих пор
опыты, связанные с горными работами в районах автострад и дорог скоростного движения. В статье приведено директивы предлагаемые Горному предпринимателю, который планирует горные работы под дорогой скоростного
движения. Представлено примеры сосуществования подземных горных
работ в районе пробега дорог скоростного движения, а также представлено
примерные решения применяемые в США, Германии и Польше.
UKD 622.333: 622.2-049.7: 622.333-167/.168: 622.33-047.36
Котырба А.: Временные вариации поля ускорения силы тяжести Земли в
Верхнесилезском угольном бассейне и их связь с горными работами. Przegląd
Górniczy 2014, T. 70, No. 5, c. 48÷57, рис. 10, лит. 12.
Горное дело. Горные работы. Испытания. Мониторинг.
В статье представлено результаты испытаний вариации поля ускорения силы
тяжести Земли происходящих актуально в северной части Верхнесилезского
угольного бассейна (GZW). В прошлом в исследуемом районе подземные
горные работы проводило много каменноугольных шахт, а также цинково –
свинцовых рудников. Часть шахт закрыли. Остальные в дальнейшем ведут
горные раоты. В 2002 году в районе испытаний создали сеть мониторинговых геодезических пунктов. В результате периодических измерений в этих
пунктах получено три фонда данных охватывающих значения вертикальной
составляющей силы тяжести Земли g, значения аномалий силы тяжести в
редукции Бугé dg, а также высоты пунктов сетки из годов 2002, 2003 и 2011.
Эти данные пронализировали по отношению к скорости горизонтальных
колебаний земной коры в районе Верхнесилезского бассейна, сейсмичности,
а также гидрогеологии района.
UKD 622.333: 622.28: 622.333-049.7
Райва С., Пещек М., Гузера Я.: Подбор механизированной крепи для лавы
проводимой в сложных геолого – горных условиях в Катовицким угольном
холдинге А.О. Каменноугольной шахте «Вечëрек». Przegląd Górniczy 2014,
T. 70, No. 5, c. 58÷63, рис. 5, табл. 1, лит. 5.
Каменноугольная промышленность. Горная крепь. Горные работы.
В настоящей статье представлено результаты расчетов, а также анализы
связанные с этапом проектирования и подбора крепи HYDROMEL-16/35POz применяемой в геолого – горных условиях лавы 152 в пласте 510, в
Каменноугольной шахте Вечëрек. Опираясь на наблюдения и подземные
измерения отнеслись также к возможности применения больших значений
предварительной опорности в механизированных крепях проводимых в лавах,
в кровле которых оставляют предохранительную угольную пачку.
UKD 622.333: 622.2-045.43: 621.313
Бялы В.: Измерение усилий резания угля с использованием инструмента
POU-BW/01-WAP. Przegląd Górniczy 2014, T. 70, No. 5, c. 64÷71, рис. 10, лит. 5.
Инструмент. Сопротивления разрушению. Разрушаемость угля. Измерение
усилия резания. Тензометрия. Измерительный инструмент.
Представлено конструкцию и принцип действия уникального в мировом
масштабе, инструмента позволяющего проводить измерение значения сил
участвующих в процессе резания (разрушения угля) называемого автором
POU-BW/01-WAP. Он является единственным в мире инструментом, с
помощью которого можно прямо определить значение двух слагающих
сил принимающих участие в процессе резания. Определение значений сил
участвующих в процессе резания возможно с помощью двух независимых
измерительных блоков, которыми являются тензометрические датчики силы:
резания (Fs) и прижима резца (Fd), а также датчик давления среды питающей
инструмент. Для регистрации этих сил использовано резец применяемый в
барабанных комбайнах для работы в лаве - тангенциально – вращательный.
152
СОДЕРЖАНИЕ
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Nr 5
Устройства измерительной системы прибора POU-BW/01-WAP, это набор
элементов для Измерения усилия резания угля (PSSW). Интегральной
частью инструмента является также специальная компьютерная программа
(Coal Test), с помощью которой можно определить силы и моменты сил
действующих на отбойную головку комбайна, и одновременно прогнозировать мощность отбойной головки барабанного комбайна для работы в
лаве. Инструмент обладает сертификатом ATEX I M2 Ex ib I Mb, который
дает возможность работы инструмента в действительных условиях, как
инструмента предназначенного для использования во взрывоопасных пространствах – согласно директиве 94/9/EC.
UKD 622.333: 622.6: 622.331.103
Кожениовски В., Вальоски Р.: Анализ возможности улучшения четкости
горизонтального транспорта на примере Горного предприятия «Собески».
Przegląd Górniczy 2014, T. 70, No. 5, c. 72÷79, рис. 4, табл. 5, лит. 31.
Горизонтальный транспорт. Каменноугольная шахта.
Используя опыты шахты Собески связанные с дифференцированием средств
горизонтального транспорта применяемых в технологии разработки каменного угля предпринято попытку модификации технического оснащения.
Показано критические места в актуально существующей инфраструктуре,
решающие о сравнительно длинном времени перемещения людей и материалов на места предназначения и предложено введение альтернативных
средств транспорта. Результатом проведенного анализа является осознание
возможности существенной экономии вытекающей из исключения перегрузки материалов и сокращения времени прихода бригады на рабочие места.
UKD 622: 005.1: 005.31: 658.5: 005.342
Зайонц Р.: Просмотр управления в аспекте стратегии организации. Przegląd
Górniczy 2014, T. 70, No. 5, c. 80÷85, рис. 5, табл. 5, лит. 13.
Управление. Стратегия. Качественные цели. стратегическая карта
результатов.
В настоящей статье представлено суть просмотра управления, особенно в
аспекте определения целей касающихся качества по отношению к стратегии
и миссии организации. Представлено один из инструментов позволющих
представлять цели, которым является Balanced Scorecard (Уравновешенная
карта результатов). Описано структуру карты, рассматриваемую в четырех
перспективах: финансовой, клиента, внутренних процессов, знаний и развития. Представлено пример использования Карты на практике и элементы
Карты для избранной лаборатории Института горной техники КОМАГ.
UKD 622.333-043.82: 622.347.736/.739: 622.502.17
Кустра А., Мруз Ц.: Решение о закрытии геолого – горного проекта вспомогаемое расчетом действительных опционов. Przegląd Górniczy 2014, T. 70,
No. 5, c. 86÷90, лит. 16.
Геолого – горный проект. Решение о ликвидации шахты. Действительные
опционы. Рекультивация.
В статье представлено возможности использования расчета действительных опционов для вспомогания процессов принятия решений на этапе
закрытия геолого – горного проекта. Представленные исследовательские
проблемы идентифицировано в трех областях. В первой области описано
геолого – горный проект и этапы составляющие цикл его жизни. Во второй
области охарактеризовано методологию расчета действительных опционов
и его историческое применение в проблемах принятия решений в горной
отрасли. Третья область представляющая собой реализацию основной цели
статьи показывает две модели действительных опционов, которые могут
вспомогать решение о закрытии или продолжению функционирования
геолого – горного проекта.
UKD 622.333: 622.28: 622.333.331
Пытлик А.: Испытания методом «ящичного теста» статической несущей
способности сеток используемых для поддержания кровли, применяемых
в поддерживающей и анкерной крепях. Przegląd Górniczy 2014, T. 70, No. 5,
c. 91÷96, рис. 12, табл. 2, лит. 10.
Поддерживающая крепь. Анкерная крепь. Сеточная затяжка. Ящичный тест.
Статическая несущая способность. Работа.
В статье представлено результаты испытаний статической несущей способности сеток используемых для поддержания кровли методом «ящичного
теста». Ящичный тест позволяет определять несущую способность и
деформируемость торкрета и мембан [9], а также разного типа горных затяжек напр. стальных сварных сеток, а также определять работу, которую
выполняют во время их нагрузки. Предложенный способ испытния более
близкий действительной работе горных затяжек и покрытий наносимых
путем распыления в горной выработке, чем применяемые до сих пор тесты
проводимые опираясь на стандарты касающиеся: сеточных затяжек - PN-
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
2014
G-15050:1996 [6], железобетонных затяжек - PN-G-06021:1997 [4], а также
набрызгбетона - PN-G-14100:1997 [5]. Испытаниям подвергнуто сетки
используемые для поддержания кровли цепно – узловые тяжелого типа, захватную сетку тяжелого типа, а также защитную сетку легкую, свертываемую,
применяемую в анкерной крепи.
UKD 622.333: 622.28: 622.2
Долипски М., Хелюшка П., Ремиож Э., Собота П.: Изменения нагрузки
цепи в скребковом конвейере с телескопическим рештаком. Przegląd Górniczy
2014, T. 70, No. 5, c. 97÷100, рис. 3, табл. 1, лит. 2.
Скребковый конвейер. Телескопический рештак. Предварительное
натяжение цепи.
Предварительное натягивание скребковой цепи в конвейерах, работающих в
лаве, проводят чаще всего посредством периодического укорачивания или удлинения цепи на несколько звеньев. Производители конвейеров работающих
в лаве предлагают актуально возможность оснащения конвейера приводом
с телескопическим рештаком, который дает возможность бесступенчатого
изменения длины цепного контура посредством передвижки корпуса привода. Для определения прироста значения силы в цепи, для данного значения
упругих удлинений цепи, необходимым является знание длины скребкового
конвейера и жесткости круглозвенных цепей. По поводу зависимости жесткости цепи от значения пробной нагрузки цепи и ее удлинения при этой
нагрузке можно для каждого конвейера принять базовое значение выдвижки
штока поршня сервомотора телескопического рештака, отвечающее приросту
части пробной нагрузки цепи.
UKD 622.333: 622.333-049.7: 622.333.167/.168: 622.61/.67
Ханкус Л.: Продольная деформация подъемных канатов в условиях сложных
циклически переменных нагрузок. Przegląd Górniczy 2014, T. 70, No. 5, c.
101÷107, рис. 10, табл. 2, лит. 5.
Стальные канаты. Подземные горные работы. Испытания свойств.
Шахтные подъемные канаты во время эксплуатации работают в условиях
сложных циклически переменных нагрузок, а процесс нарастания продольных деформаций в функции времени работы или функции числа циклов
нагрузок может быть показателем нарастающего ослабления. В работе
представлено характеристику циклически переменных нагрузок, которые
существуют в испытаниях канатов на усталостных машинах типа GIG, а
также результаты испытаний двух подъемных канатов разной конструкции
диаметром 46 и 50 мм. Проанализировано процессы нарастания продольных деформаций канатов во время усталостного испытания и разработано
математические модели описывающие их пробег в условиях сложных циклически переменных нагрузок. Приведено пример использования модели
для подъемного каната работающего в шахтном подъеме.
UKD 622.333: 622.654.004.62
Корчак Е., Карабан Б.: Метод обнаружения ложных тревог в системе проводящей мониторинг сети связи шахты. Przegląd Górniczy 2014, T. 70, No. 5,
c. 108÷112, рис. 3, табл. 1, лит. 7.
Data mining, индукционные деревья принятия решений. Классификация.
Истема связи.
Обеспечение безопасности работы и сохранение непрерывности добычи это
ключевые задачи систем связи в подземном горном деле. Эти системы несмотря на современные и инновационные решения мониторинга инфраструктуры
не лишены дефектов. Практической проблемой является появление ложных
тревог о повреждениях инфраструктуры, которые вызывают негативные последствия такие как повышение затрат на текущую эксплуатацию системы и
информационная перегрузка операторов. В публикации предложено метод
обнаружения ложных тревог в системе связи шахты, а также представлено
некоторые правила поставляющие разные полезные знания из данных. Эксперименты проведено на действительных данных происходящих из системы
связи функционирующей в шахте KGHM Polska Miedź S. A. (Горно – металлургический медный комбинат Польская медь А.О.)
UKD 622.338.4(46): 622.553: 622.2-045.43
Козиол В., Брожина А.: Технологии добычи и возврата металлов из полиметаллических конкреций залегающих на дне океанов. Przegląd Górniczy
2014, T. 70, No. 5, c. 113÷116, рис. 7, лит. 8.
Запасы полезного ископаемого. Полиметаллические конкреции. Разработка.
Возврат. Опасности.
В связи с истощением континентальных запасов полезного ископаемого, а
особенно некоторого металлического сырья необходимого для хозяйственного развития, предварительно обследованные на дне океанов полиметаллические конкреции все чаще считаются потенциальным источником разных
металлов. Очень большие глубины залегания, возможность существования
Nr 5
СОДЕРЖАНИЕ
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Nr 5
неполезных погодных условий, волны на море, морские течения, а также
большое расстояние от земель вызывают, что промышленная добыча конкреции является трудным и очень дорогостоящим мероприятием. В статье
представлено основные возможные способы добычи полиметаллических
конкреций, технологии возврата металлов из месторождений такого типа, а
также опасности вытекающие из разработки.
UKD 622: 622.85: 502.17
Собчик В., Ковальска А.: Оценка влияния разработки месторождений гравия
в Мысцовей на естественную среду долины Вислоки*. Przegląd Górniczy
2014, T. 70, No. 5, c. 117÷123, рис. 10, табл. 1, лит. 12.
Горная деятельность. Гравийные карьеры. Охрана естественной среды.
Natura 2000.
Горную деятельность можно вести, если она не воздействует негативно
на защищаемые районы. В статье описано типы воздействия разработки
гравийных месторождений на естественную среду. Охарактеризовано объекты защиты на территориях Natura 2000. Представлено влияние разработки
гравийных месторождений в Мысцовей (Подкарпатие) на объекты защиты
сети Natura 2000. Отмечено небольшое влияние добычной деятельности на
биосферу. Рассуждения кончает оценка воздействия гравийного карьера на
естественную среду. Отмечено, что влияние разработки гравия в Мысцовей,
по поводу расстояния территорий Natura 2000, а также по поводу объектов
защиты, небольшое.
UKD 662.333: 662.7: 604.2
Киселëвска Э., Холда А., Млынарчиковска А.: Биообессеривание угля с
использованием бактерий Acidithiobacillus thioparus. Przegląd Górniczy 2014,
T. 70, No. 5, c. 124÷128, табл. 8, лит. 20.
Уголь. Обессеривание. Бактерии. A. thioparus.
В процессе сгорания угля большинство серы заключенной в угле переходит
в газы сгорания в форме окислов серы, являющихся основной причиной
возникновения кислотных дождей. Одним из способов ограничения их
эмиссии может быть применение процесса биологического выщелачивания серы перед сгоранием, то есть на месте добычи. В статье представлено
результаты биообессеривания угля из Каменноугольной шахты Халемба с
использованием автохтонных бактерий типа A. thioparus с учетом степени
зернистости и объема биомассы.
UKD 622.333: 622.333-027.332: 622.333-044.382
Гальос К., Шлюгай Я.: Испытания пилотажной установки в Регулицах
пригодности отходов обогащения из избранных каменноугольных шахт для
продукции минеральных заполнителей. Przegląd Górniczy 2014, T. 70, No. 5,
c. 129÷136, рис. 5, табл. 4, лит. 14.
Угольные отходы. Минеральные заполнители. Смеси для дорожного дела.
Возврат отходов.
Продукция заполнителей из отходов добычи и переработки каменного угля
развиваемая в Верхней Силезии представляет собой существенную альтернативу для природных заполнителей, соперничая с ними в основном ценой, при
выполнении качественных требований. Приведенная в движение пилотажная
демонстрационная установка для продукции заполнителей из угольных отходов в Лаборатории Горно – металлургической академии в Регулицах может
оказаться важным инструментом позволяющим предварительно исследовать
угольные отходы с точки зрения продукции заполнителей. В этой установке
в 2013 году испытаниям подвергнуто крупнозернистые отходы 20-150 мм
из обогащения угля в сепараторах тяжелой жидкости, происходящие из
шахт Катовицкего угольного холдинга: Вуек и Мысловице – Весела Участок
Весела. Получено смесь 4-31,5 мм, а также тонкозернистый низкоэнергетический материал 0-4 мм. Смесь 4 – 31, 5 мм получена на базе отхода из
шахты Вуек обладала лучшими качественными параметрами чем полученная
на базе отхода шахты Весела: сопротивление дроблению в барабане Los
Angeles 29% (Весела - 34%), морозоустойчивость 14,1% массовой убыли
(Весела- 17,2%), содержание угля 5,1% (Весела – 6,0%). Тонкозернистый
низкоэнергетический продукт 0-4 мм полученный на базе отхода из шахты
Весела обладающий теплотворной способностью 9,4 МДж/кг при низком
содержании серы может оказаться пригодным для подготовки топливных
смесей с угольным штыбом. Аналогический продукт на базе отхода из шахты
Вуек с этой точки зрения является менее интересным.
PRZEGLĄD GÓRNICZY
153
2014
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2014
Prenumerata na 2014 rok
Cena jednego egzemplarza pojedynczego 25 zł + 5% VAT
Prenumerata całoroczna 300 zł + 5% VAT
Zamawiający . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . ...................................
Dokładny adres . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . ...................................
Nr NIP . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . dnia . . . . . . . . . . . . .
Redakcja miesięcznika
„Przegląd Górniczy”
ul. Powstańców 25
40-952 Katowice
Zamówienie
na prenumeratę . . . . . . . . . . . (liczba egzemplarzy) miesięcznika „Przegląd Górniczy”
na 2014 rok
Kwotę
zł . . . . . . . . . .
(słownie) . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
wpłacono na konto: ING Bank Śląski o/Katowice 63 1050 1214 1000 0007 0005 6898
Załączamy kopię dowodu wpłaty.
Oświadczamy, że jesteśmy płatnikami podatku VAT i upoważniamy Was do wystawienia faktur VAT bez podpisu osoby uprawnionej z naszej strony.
Zamówione egzemplarze miesięcznika proszę przesłać na adres:
....................................................................
....................................................................
....................................................................
Imię i nazwisko oraz telefon osoby kontaktowej . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
Pieczątka i podpis
" ----------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------
"
154

Podobne dokumenty