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