Pobierz jako PDF - Stowarzyszenie Inżynierów i Techników Górnictwa

Pobierz jako PDF - Stowarzyszenie Inżynierów i Techników Górnictwa

ISSN 0033-216X
12/2015
W GÓRNI
CT
A
W
ZYSZENIE
AR
IN
W
O
ÓW I T
IER
EC
H
KÓ
NI
N
ŻY
ST
Z
Z okazji Świąt Bożego Narodzenia
i Nowego Roku 2016
redakcja „Przeglądu Górniczego”
składa
Autorom, Czytelnikom
oraz wszystkim współpracującym
z Komitetem Redakcyjnym
najserdeczniejsze życzenia
osiągnięć w pracy zawodowej
i wszelkiej pomyślności
w życiu osobistym
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
1
założono 01.10.1903 r.
MIESIĘCZNIK STOWARZYSZENIA INŻYNIERÓW I TECHNIKÓW GÓRNICTWA
Nr 12 (1117) grudzień 2015
Tom 71 (LXXI)
UKD 622.333:330.322.5:330.4
Ocena inwestycji w górnictwie węgla
kamiennego – wady stosowanych procedur
Assessment of suitability of the used methods for evaluating
investments in coalmining industry
mgr Andrzej Szędzielarz*)
Treść: Ocena efektywności inwestycji w górnictwie skoncentrowana jest wyłącznie na perspektywie samego inwestora lub instytucji
uczestniczącej w finansowaniu inwestycji. To oczywiście bardzo racjonalne i konieczne podejście z punktu widzenia zarządzania
przedsiębiorstwem górniczym. To podstawowy obowiązek kierownictwa tych firm. Ocena taka robiona jest jednak w sposób,
jaki ocenia się każdy inny projekt komercyjny. Pojawia się tutaj wątpliwość, czy inwestycje w górnictwie, w szczególności
inwestycje początkowe, powinny być przy ocenie ich efektywności traktowane tak samo jak inne inwestycje komercyjne.
Brakuje kompleksowego podejścia do oceny takich inwestycji, do stworzenia mechanizmów, które maksymalizowałyby szanse
na osiągnięcie korzyści z realizacji takich inwestycji przez poszczególnych interesariuszy. Wydobywanie węgla jest działalnością obciążoną znaczącym oddziaływaniem na otoczenie, dlatego jego mechanizmy muszą uwzględniać interesy wszystkich
podmiotów „dotkniętych” działalnością górniczą. Każda ze stron musi w sposób przejrzysty rozumieć korzyści wynikające
z realizacji inwestycji, a ewentualne ustępstwa muszą być wzajemnie kompensowane w sposób dający poczucie osiągniętego
sukcesu. Punktem wyjścia do takich rozważań może być analiza efektywności alokacji zasobów, zwana efektywnością Kaldora
- Hicksa. Umożliwia ona konstrukcję rozwiązań mogących skompensować straty jednych interesariuszy w korelacji z zyskami
innych w taki sposób, że wszystkie strony w sposób aktywny działają na rzecz inwestycji, mając do dyspozycji przejrzyste
kryteria swoich szans na optymalizowanie korzyści z inwestycji. Rozwiązania te są szansą na uzyskanie konsensusu między
interesariuszami, w szczególności między przedsiębiorcami górniczymi a społecznością lokalną.
Abstract: Evaluation of the effectiveness of investments in the mining industry is focused exclusively on the perspective of the investor
or institution involved in financing an investment. This is obviously a very rational and necessary approach for the management of a mining company. It is the primary responsibility of the management of those companies. Such an assessment,
however, is done in a way that is evaluated as every other commercial project. Here there is doubt as to whether investments
in mining, in particular, initial investments should be in assessing their effectiveness treated the same as other commercial
investments. There is no comprehensive approach to the assessment of such investment and the creation of mechanisms
that maximize the chances of achieving the benefits of pursuing such investments by individual stakeholders. Coal mining
is an activity with significant impact on the environment, because its mechanisms must take into account the interests of
all stakeholders "affected" by mining activities. Each party must clearly understand the benefits of the investments and any
concessions have to be mutually compensated in a way that gives a sense of its success. The starting point for such considerations can be an analysis of the efficiency of resorce allocation, efficiency called Kaldor - Hicks. It enables the construction
of solutions that can compensate for the loss of some stakeholders in correlation with gains of others in such a way that all
parties while actively working for the investment, with the disposal of transparent criteria their chances of optimizing the
benefits of the investment. These solutions are an opportunity to reach a consensus among stakeholders, in particular the
mining entrepreneurs and local communities.
Słowa kluczowe:
inwestycje początkowe, efektywność inwestycji, górnictwo węgla kamiennego
Key words:
initial investment, investment efficiency, coalmining
1. Ocena efektywności inwestycji
W ocenie efektywności inwestycji istotnym zagadnieniem
pozostaje jej szczegółowa definicja. Stąd pytanie, czym jest
efektywność inwestycji górniczych, po co przygotowuje się
*) Uniwersytet Ekonomiczny w Katowicach
ocenę efektywności i kto to robi lub kto to robić powinien.
Najczęściej efektywność inwestycji definiuje się jako relację
między efektami osiągniętymi w wyniku realizacji inwestycji
a wielkością zaangażowanych środków. Tak też ocenia się
projekty realizowane w górnictwie. Efekty inwestycji górniczych odnosi się jednak wyłącznie do kwestii ekonomicznych,
a zaangażowane środki ogranicza się wyłącznie do nakładów
2
PRZEGLĄD GÓRNICZY
finansowych. Ocenę efektywności przygotowuje przedsiębiorca górniczy, a w przypadku gdy w projekt inwestycyjny
angażowane są środki finansowe z zewnątrz (kredyt bankowy,
obligacje, leasing itp.) to taką analizę przygotowuje również
dawca tych środków. Czy ktoś jeszcze? W zasadzie nie.
W przypadku inwestycji odtworzeniowych, szczególnie gdy
mamy do czynienia z wymianą maszyn, urządzeń, wyposażenia itp., to ocenę wykonywaną wyłącznie przez przedsiębiorcę górniczego i instytucje finansujące można przyjąć za
wystarczającą.
Co jednak w przypadku inwestycji początkowych, inwestycji polegających na przygotowaniu do eksploatacji nowych
złóż? Czy zarówno po stronie efektów, jak i nakładów nie
powinno się przeprowadzić analizy efektywności takiej inwestycji z punktu widzenia również innych interesariuszy?
Powinno tak właśnie być, ale pozostali interesariusze albo nie
są zainteresowani taką analizą albo ze względu na aktualne
rozwiązania prawne, nawet gdy przeprowadzona zostanie
taka analiza, to jej wyniki nie mogą zostać wykorzystane do
skonstruowania korzystniejszych warunków realizacji inwestycji dla interesariuszy.
W żadnym akcie prawnym nie ma zapisów mówiących
o konieczności analiz związanych z realizacją inwestycji
górniczych uwzględniających kwestie, które zostały powyżej wskazane. Może poza jedną sprawą odnoszącą się do
racjonalnego wykorzystania zasobów1. Tak naprawdę to
przedsiębiorca górniczy proponuje sposób zagospodarowania
złoża w przygotowanym przez siebie projekcie jego zagospodarowania (PZZ). Robi to oczywiście zgodnie ze stosownym
zaleceniem ministra środowiska, ale przygotowując PZZ powinien również uwzględnić optymalny wariant wykorzystania
zasobów złoża, z uwzględnieniem geologicznych warunków
jego występowania, wymagań w zakresie ochrony środowiska, bezpieczeństwa powszechnego, bezpieczeństwa życia
i zdrowia ludzkiego itp.2 Czy te dokumenty poddawane są
analizie? Chyba nie, a już na pewno nie robi się takiej analizy
w skojarzeniu z innymi efektami z punktu widzenia państwa.
Nie wykonuje się również analizy efektywności inwestycji
górniczych z perspektywy efektów i nakładów dla społeczności lokalnych i lokalnych władz. Prawo tego nie wymaga,
a z własnej inicjatywy władze lokalne tego nie robią, ponieważ ich kompetencje związane z procesem koncesyjnym na
wydobywanie węgla związane są z potwierdzeniem lub nie,
zgodności planowanej działalności inwestycyjnej z przeznaczeniem nieruchomości3.
Ocena efektywności inwestycji w górnictwie skoncentrowana jest, jak wynika z powyższego, wyłącznie na perspektywie samego inwestora lub instytucji uczestniczącej
w finansowaniu inwestycji. To oczywiście bardzo racjonalne
i konieczne podejście z punktu widzenia zarządzania przedsiębiorstwem górniczym. To podstawowy obowiązek kierownictwa tych firm. Ocena taka robiona jest jednak w sposób, jaki
ocenia się każdy inny projekt komercyjny. Pojawia się tutaj
wątpliwość, czy inwestycje w górnictwie, w szczególności
inwestycje początkowe, powinny być przy ocenie ich efektywności traktowane tak samo jak inne inwestycje komercyjne.
Brakuje kompleksowego podejścia do oceny takich inwestycji, do stworzenia mechanizmów, które maksymalizowałyby
1
2
3
Art. 26, ust.3 Prawa Geologicznego i Górniczego (Dz.U. nr 163 z 2011
roku poz.981)
§1 ust.1 Rozporządzenia Ministra Środowiska z dnia 27 czerwca 2005 r.
w sprawie szczegółowych wymagań, jakim powinny odpowiadać
projekty zagospodarowania złóż (Dz.U. Nr 128 poz. 1075 z dnia 13
lipca 2005 r.)
Art. 7 Prawa Geologicznego i Górniczego (Dz.U. z 2011 Nr 163 poz.
981)
2015
szanse na osiągnięcie korzyści z realizacji takich inwestycji
przez poszczególnych interesariuszy.
Wydobywanie węgla jest działalnością obciążoną znaczącym oddziaływaniem na otoczenie, dlatego jego mechanizmy muszą uwzględniać interesy wszystkich podmiotów
„dotkniętych”działalnością górniczą. Każda ze stron musi
w sposób przejrzysty rozumieć korzyści wynikające z realizacji inwestycji, a ewentualne ustępstwa muszą być wzajemnie
kompensowane w sposób dający poczucie osiągniętego sukcesu. Punktem wyjścia do takich rozważań może być analiza
efektywności alokacji zasobów, zwana efektywnością Kaldora
- Hicksa. Umożliwia ona konstrukcję rozwiązań mogących
skompensować straty jednych interesariuszy w korelacji
z zyskami innych, w taki sposób, że wszystkie strony w sposób
aktywny działają na rzecz inwestycji, mając do dyspozycji
przejrzyste kryteria swoich szans na optymalizowanie korzyści z inwestycji. Rozwiązania te są szansą na uzyskanie
konsensusu między interesariuszami, w szczególności między
przedsiębiorcami górniczymi a społecznością lokalną. To jest
zadanie państwa, jako największego interesariusza, który musi
być liderem wdrożenia tych rozwiązań. Im szybciej powstanie
taka inicjatywa tym lepiej, bo jesteśmy w Polsce w przededniu
intensyfikacji projektów inwestycyjnych polegających na
udostępnianiu nowych złóż.
2. Inwestycje górnicze a procedura koncesyjna
Wydobywanie węgla jest działalnością koncesjonowaną,
a ponadto podlega jeszcze innym przepisom prawa mającym znaczący wpływ na realizacje inwestycji w górnictwie.
Przedsiębiorca zamierzający rozpocząć eksploatację z nowego
złoża musi poddać się procedurze określonej przez prawo
geologiczne i górnicze. Składając wniosek o udzielenie
koncesji na wydobywanie węgla, musi w załączeniu złożyć
kilka dokumentów. Ich uzyskanie wiąże się z poddaniem się
weryfikacji, której kryteria nie są precyzyjnie zdefiniowane. Przede wszystkim chodzi o decyzję o środowiskowych
uwarunkowaniach realizacji inwestycji. Procedura związana
z wydaniem tej decyzji uwzględnia udział społeczeństwa
w ostatecznym jej podjęciu. Na przełomie 2001 i 2002 roku
Polska ratyfikowała Konwencję o Dostępie do Informacji,
Udziale Społeczeństwa w Podejmowaniu Decyzji oraz
Dostępie do Sprawiedliwości w Sprawach Dotyczących
Środowiska (tzw. Konwencja z Aarhus). Począwszy od 2004
roku, polscy obywatele, tak jak obywatele innych krajów
członkowskich Unii Europejskiej, mogą prowadzić odpowiednie działania w przedmiotowym zakresie, także w oparciu
o przepisy unijne. O publicznym dostępie do informacji o środowisku mówi dyrektywa 2003/4/WE, udział społeczeństwa
w sporządzaniu planów i programów ochrony środowiska
gwarantuje dyrektywa 2003/35/WE, (wymogi dotyczące
konsultacji społecznych precyzuje z kolei dyrektywa 85/337/
EWG w art. 6)4.
W polskim ustawodawstwie, do listopada 2008 roku sprawy
te normowało prawo ochrony środowiska, natomiast obecnie
regulują to zapisy ustawy o udostępnianiu informacji o środowisku i jego ochronie, udziale społeczeństwa w ochronie
środowiska oraz o ocenach oddziaływania na środowisko5.
4
5
Dyrektywa Rady 85/337/EWG z dnia 27 czerwca 1985 roku w sprawie
oceny skutków niektórych publicznych i prywatnych przedsięwzięć dla
środowiska (Dz.U. L 175 z 5 lipca 1985, str. 40)
Ustawa z dnia 3 października 2008 r. o udostępnianiu informacji o środowisku i jego ochronie, udziale społeczeństwa w ochronie środowiska
oraz o ocenach oddziaływania na środowisko (Dz.U. z 2008 r. Nr 199
poz. 1227)
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Dostępowi do informacji o środowisku i jego ochronie
poświęcony jest cały Dział II (w szczególności art. 8-15).
O udziale społeczeństwa, w tym organizacji ekologicznych,
w ochronie środowiska mówi cały Dział III (art. 29-45).
W Dziale V (art. 72 ust. 1 pkt 4-5) znajduje się natomiast
szczegółowy zapis, mówiący o objęciu dokumentowania
i eksploatacji kopalin postępowaniem w sprawie wydania
decyzji środowiskowej. W myśl art. 79 ust. 1 przed wydaniem
decyzji o środowiskowych uwarunkowaniach, stanowiącej
element niezbędny do uzyskania koncesji na eksploatację węgla, organ właściwy do jej wydania - wójt, burmistrz, prezydent
miasta lub regionalny dyrektor ochrony środowiska - zapewnia
możliwość udziału społeczeństwa w wyżej wymienionym
postępowaniu. Wydając decyzję o środowiskowych uwarunkowaniach…6, właściwy organ opiera się na raporcie o oddziaływaniu inwestycji na środowisko, a Art. 66 ust. 1 pkt 15
omawianej ustawy stawia wymóg przedstawienia w raporcie
oddziaływania na środowisko «analizy możliwych konfliktów
społecznych związanych z planowanym przedsięwzięciem».
Kolejną sprawą jest konieczność wykazania przez przedsiębiorcę „prawa do nieruchomości (przestrzeni), w granicach
której ma być wykonywana zamierzona działalność, lub prawo, o ustanowienie którego ubiega się wnioskodawca”.7 Nie
jest jasne o co w tym zapisie chodzi w przypadku eksploatacji
podziemnej węgla. Wnioskując o koncesję, przedsiębiorca
przedstawia we wniosku projektowany obszar górniczy. Czy
w tym kontekście, przedsiębiorca ma dysponować prawem do
wszystkich nieruchomości znajdujących się na powierzchni w
projektowanym obszarze górniczym czy tylko dotyczy to tych
nieruchomości, które będą przeznaczone do budowy obiektów
górniczych na powierzchni. Tak czy inaczej, dotychczasowy
właściciel nieruchomości, może wyrazić swoje stanowisko
w sprawie podjęcia eksploatacji, nie zgadzając się na sprzedaż lub dzierżawę terenu i może w ten sposób zablokować
uzyskanie koncesji.
Na koniec kilka słów o ustawie o planowaniu i zagospodarowaniu przestrzennym. Określa ona tryb konsultacji
społecznych, które muszą zostać przeprowadzone w trakcie
procedury sporządzania i uchwalania studium kierunków
i uwarunkowań zagospodarowania przestrzennego (art. 11)
oraz miejscowych planów zagospodarowania przestrzennego
(art. 17-18). Pamiętać trzeba, że są to dokumenty, na podstawie których, zgodnie z wymogami prawa geologicznego
i górniczego (art. 16 ust. 5) następują uzgodnienia lokalizacji
zakładów górniczych z odpowiednimi organami administracyjnymi. W uzupełnieniu należy przypomnieć o możliwości
przeprowadzenia konsultacji z mieszkańcami danej jednostki
administracyjnej, które przewidują ustawy o samorządzie
gminnym8, powiatowym9 i województwa10.
3. Propozycja nowego spojrzenia na ocenę inwestycji
W przypadku przedsiębiorstw górniczych mamy do czynienia z nietypowym przedmiotem (celem) ich działalności.
Eksploatują własność Skarbu Państwa i to własność szcze
Pełna nazwa tego dokumentu to: decyzja o środowiskowych uwarunkowaniach zgody na realizację przedsięwzięcia
7
Art. 24 ust. 2 pkt 2 Prawa Geologicznego i Górniczego (Dz.U. z 2011
roku nr 163 poz. 981)
8
Art.5a Ustawy z dnia 8 marca 1990 r. o samorządzie gminnym (Dz.U.
z 1990 roku nr 16 poz. 95)
9
Art. 3d Ustawy z dnia 5 czerwca 1998 r. o samorządzie powiatowym
(Dz.U. z 1998 roku, Nr 91, poz. 578)
10
Art.10a Ustawy z dnia 5 czerwca 1998 r. o samorządzie województwa
(Dz.U. z 1998 roku, nr 91 poz. 576)
6
3
gólną, bo traktowaną jako zasoby strategiczne państwa, które
mają zasadniczy wpływ na bezpieczeństwo energetyczne
kraju. Czy to nie jest wystarczający powód, aby ocenę inwestycji nie pozostawiać wyłącznie samym przedsiębiorcom górniczym? Czy to nie jest wystarczający powód, aby taką ocenę
przygotowano również z perspektywy innych interesariuszy?
Istotnym byłoby w tym przypadku wyróżnić dwie grupy
podmiotów, które powinny być żywotnie zainteresowane
skutkami (mam tutaj na myśli zarówno korzyści jak i koszty)
realizacji inwestycji górniczych, w szczególności inwestycji
początkowych:
– państwo reprezentowane przez ministra środowiska,
ministra finansów, ministra gospodarki, ministra
skarbu,
– samorząd lokalny i lokalna społeczność.
Najbardziej znaczącym interesariuszem jest tutaj państwo.
Efekty realizacji inwestycji górniczych mają z punktu widzenia państwa wielowymiarowy charakter:
– polityczny (eksploatacja węgla jest działalnością koncesjonowaną, odnosi się do strategicznych zasobów
mających wpływ na bezpieczeństwo energetyczne
- w tym zawiera się również kontrola efektywności
zagospodarowania zasobów),
– społeczny (znacząca liczba nowych miejsc pracy,
poprawa jakości życia),
– finansowy (podatki i opłaty bezpośrednie i pośrednie).
Właścicielem zasobów jest państwo i nie powinno uciekać
od odpowiedzialności za to co z tym majątkiem się dzieje.
Górnictwo jest bardzo ważną strategiczną branżą, stanowiącą
koło napędowe gospodarki. Państwo tworzy opracowania
mówiące o strategicznym znaczeniu węgla dla bezpieczeństwa
energetycznego kraju. I co z tego wynika w praktyce? Czy
przedsiębiorca górniczy może liczyć na rozwiązania prawne
pokazujące, że w istocie węgiel kamienny jest strategicznym
zasobem? Obserwując praktyki stosowane w trakcie procedury koncesyjnej i sposób interpretowania prawa, można
odnieść wrażenie, że stworzono niedostatecznie precyzyjne
prawo i pozostawiono strony zaangażowane w ten proces
samym sobie, licząc na tajemniczą, niewidzialną rolę rynku.
Nawet reprezentujące państwo organy działają odrębnie,
bez porozumienia ze sobą, każdy z nich trzyma się wyłącznie kompetencji sobie przypisanych. Obowiązujące prawo
i praktyki jego interpretacji doprowadziły do zantagonizowania stron, którym nie pozostało nic innego tylko korzystanie
z drogi sądowej do rozstrzygania sporów. Co prawda droga
taka jest wpisana w cywilizowany sposób rozstrzygania
sporów, ale problem polega na tym, że obowiązujące prawo,
poprzez swoją ułomność, generuje zbyt dużą liczbę takich
obszarów, które stanowią przedmiot wzajemnych roszczeń.
Najczęściej do takich sporów dochodzi między przedsiębiorcą
górniczym a samorządem lub społecznością lokalną.
Pojawia się tutaj dość specyficzny problem, gdyż
o ostatecznym rozstrzygnięciu co do realizacji inwestycji
górniczych nie decyduje jej ocena efektywności, ale o podjęciu
wydobycia, porzuceniu projektu lub zmianie obiektu
zainteresowania przez przedsiębiorcę górniczego decyduje
właśnie społeczne przyzwolenie na eksploatację kopaliny
w danym rejonie. To właśnie różni inwestycje górnicze od
innych przedsięwzięć inwestycyjnych (poza nielicznymi
wyjątkami związanymi z wyjątkową szkodliwością dla
środowiska naturalnego planowanych inwestycji).
Społeczność lokalna to nie tylko pojedynczy mieszkańcy,
grupy mieszkańców, organizacje społeczne i wszelkiego autoramentu stowarzyszenia, często zawiązywane w celu organizowania protestów. Ogromną rolę ogrywają również w tym
procesie władze samorządowe (wójtowie, burmistrzowie,
prezydenci). To one są organami rozstrzygającymi w kwestii
4
PRZEGLĄD GÓRNICZY
realizacji projektów inwestycyjnych w górnictwie zgodnie
z obowiązującymi regulacjami prawnymi:
– uzgadniają koncesję na wydobywanie kopalin energetycznych11,
– wydają decyzje o środowiskowych uwarunkowaniach
realizacji inwestycji12.
W praktyce oznacza to, że swoimi decyzjami stanowią
o uruchomieniu bądź zaniechaniu projektów inwestycyjnych
w górnictwie. W przypadku uzgadniania koncesji, kompetencje władz samorządowych zostały ustawowo ograniczone do
stwierdzenia czy zamierzona działalność „uniemożliwiłaby
wykorzystanie nieruchomości zgodnie z ich przeznaczeniem
określonym odpowiednio przez miejscowy plan zagospodarowania przestrzennego lub przepisy odrębne.
Braku tego planu – uniemożliwiałby wykorzystanie nieruchomości w sposób określony w studium uwarunkowań
i kierunków zagospodarowania przestrzennego gminy lub
w przepisach odrębnych”13. Praktyka wskazuje, że władze
samorządowe w procesie uzgodnieniowym nie odnoszą swojego stanowiska wyłącznie do kwestii zgodności z zapisami
miejscowego planu zagospodarowania przestrzennego, ale
również podnoszą wątki zupełnie niezwiązane z procedurą
uzgodnieniową. Najczęściej dotyczą one technologii wydobywania węgla, sposobu zabezpieczania wyrobisk górniczych
czy też wpływu wydobycia na środowisko. Odwołują się
również do zapisów w miejscowych planach zakazujących
realizacji przedsięwzięć znacząco oddziałujących na środowisko, a zgodnie z Rozporządzeniem Rady Ministrów wydobywanie kopaliny metodą podziemną w ilości większej niż
100 000 m3 rocznie zostało uznane za mogące zawsze znacząco oddziaływać na środowisko14
Można odnieść wrażenie, że mamy tutaj do czynienia
ze swoistym paradoksem. Z jednej strony stworzono nowe
prawo, dostosowujące nasze ustawodawstwo do standardów obowiązujących w Unii Europejskiej, umożliwiające
uczestnictwo społeczeństwa w procesie przygotowania inwestycji, a tak naprawdę umożliwiono współdecydowanie
o losach inwestycji. Z drugiej strony jeszcze bardzo żywe są
doświadczenia społeczności lokalnych z niedalekiej przecież
przeszłości, całkowicie odbierającej im możliwość wyrażania swojego stanowiska przy podejmowaniu ostatecznych
decyzji inwestycyjnych. Jeśli nawet takie stanowiska były
wyrażane, to decydenci przy podejmowaniu ostatecznych
decyzji inwestycyjnych je ignorowali. Społeczność lokalna
ze swoich nowych praw nadzwyczaj skrupulatnie korzysta,
a przedsiębiorcy górniczy pozostawieni zostali bez jakiegokolwiek wsparcia. Prawdą jest, że w przeszłości nadużywali
swojej pozycji, absolutnie źle zapisując się w pamięci lokalnych społeczności, ale nie powinien to być powód skrajnego
odwrócenia ról. Nie powinno dochodzić do sytuacji, gdy
protesty lokalnej społeczności traktowane są jako okazja do
„odegrania” się za wszystkie minione krzywdy wyrządzane
przez przedsiębiorstwa górnicze. W powszechnym przekonaniu, eksploatacja kopalin traktowana jest wciąż jako brutalna ingerencja w środowisko. Zagrożenia o jakich mówią
lokalne społeczności w związku z planowaną eksploatacją są
Art. 23. Ustawy z dnia 9 czerwca 2011 r. Prawo geologiczne i górnicze
(Dz.U. z 2011 roku Nr 163, poz.981)
12
Art. 75. Ustawy z dnia 3 października 2008 r. o udostępnianiu informacji
o środowisku i jego ochronie, udziale społeczeństwa w ochronie środowiska oraz o ocenach oddziaływania na środowisko (Dz.U. z 2008 roku
Nr 199, poz. 1227)
13
Art.29. Ustawy z dnia 9 czerwca 2011 r. Prawo geologiczne i górnicze(Dz.U. z 2011 roku Nr 163, poz.981)
14
§2.1 pkt 27. Rozporządzenia Rady Ministrów z dnia 9 listopada 2010
w sprawie przedsięwzięć mogących znacząco oddziaływać na środowisko
(Dz.U. Nr 213/2010 poz.1397)
11
2015
w większości przypadków wyolbrzymiane, a „opinie co do
rodzaju, nasilenia, zasięgu i skutków oddziaływań bywają
wręcz irracjonalne”15.
Na podstawie umowy o użytkowaniu górniczym i koncesji,
przedsiębiorca górniczy eksploatuje złoża węgla i nie powinno
być obojętne w jaki sposób to robi. Gdybyśmy w uproszczeniu
założyli, że skutki prowadzenia przedsięwzięć inwestycyjnych
będą dotyczyły wyłącznie przedsiębiorstwa górniczego, to
takie podejście byłoby do przyjęcia. Uproszczenie to odnosi
się do zwykłych konsekwencji związanych z powodzeniem
lub fiaskiem inwestycji powszechnie odnoszących się do firm
komercyjnych (wzrost lub spadek przychodów, wzrost lub
spadek rentowności, wzrost lub spadek zatrudnienia, poprawa
lub pogorszenie stanu oddziaływania na środowisko itp.).
W górnictwie mamy do czynienia jeszcze z konsekwencjami, które nie są przedmiotem finansowej analizy efektywności
inwestycji.
Wielkości uwzględniane w analizie są przyjmowane przez
samego przedsiębiorcę i nie ma żadnych mechanizmów mobilizujących go do uzyskania jeszcze lepszych parametrów
niefinansowych.
W przypadku gdy mamy jeszcze do czynienia z zasobami
węgla do tej pory nieeksploatowanymi, problem ten nabiera
szczególnego wymiaru.
Rozszerzenie zakresu oceny inwestycji początkowych
w górnictwie powinno stać się nową normą, ale wyniki tych
analiz muszą zostać skorelowane z rozwiązaniami prawnymi
które:
– zachęcą przedsiębiorcę do efektywniejszego wykorzystania złóż,
– zachęcą przedsiębiorcę do stosowania technologii
minimalizujących skutki eksploatacji na powierzchnię,
– zachęcą przedsiębiorcę do stosowania technologii
poprawiających bezpieczeństwo,
– uproszczą procedury uzyskania koncesji, szczególnie
w procesie uzgodnienia koncesji z samorządem lokalnym (zgodność z miejscowymi planami zagospodarowania przestrzennego),
– nie bez znaczenia są również korzyści w postaci
nowych miejsc pracy i wysokości nakładów inwestycyjnych.
Najważniejsza zasada jaka musi być stosowana przy
analizie efektów takiej inwestycji to jej makroekonomiczna
perspektywa. Rachunek powinien zostać przeprowadzony
z punktu widzenia państwa.
Oprócz oceny efektywności inwestycji konieczne jest
wdrożenie programu wsparcia takiej inwestycji. Szczególnie
ważne jest przygotowanie rozwiązań, które w przypadku
gdy wyniki analizy efektów inwestycji dla większości interesariuszy będą korzystne, uproszczą procedury wydawania
koncesji na eksploatację węgla. Takim rozwiązaniom muszą
towarzyszyć propozycje innego rozdysponowania podatków
i opłat pobieranych przez państwo. Nie ma bowiem żadnych
mechanizmów prawnych ani finansowych, które zachęcałyby
samorządy lokalne i społeczność lokalną do przychylniejszego
patrzenia na inwestycje górnicze. Dotychczasowe rozwiązania traktują inwestycje początkowe w górnictwie tak samo
jak każdą inną inwestycję. Sposób dystrybuowania efektów
finansowych uzyskiwanych przez państwo z takich inwestycji
słabo zachęca lokalne władze i lokalną społeczność do zabiegania o takie inwestycje.
Jakie jest wyjście z tej sytuacji? Wydaje się dość proste
i często wskazywane przez przedsiębiorców górniczych
Dr Jarosław Badera, Uniwersytet Śląski, Wydział Nauk o Ziemi,
Sosnowiec; „Gospodarka Surowcami Mineralnymi” - 2010-08-16
15
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
i samorządy lokalne. Potrzebna jest zmiana prawa. Ale co to
tak naprawdę w praktyce będzie oznaczało, gdy mamy do
czynienia z wieloma ustawami i wieloma przepisami wykonawczymi, które regulują w sposób bezpośredni lub pośrednio
kwestie uzyskiwania koncesji na wydobywanie węgla kamiennego? To musi być jeden interdyscyplinarny dokument
prawny, który skoncentruje się na ścieżce wydawania koncesji
na wydobywanie węgla w przypadku, gdy efekty finansowe,
społeczne i polityczne będą wyższe od kosztów finansowych,
społecznych i politycznych takiej inwestycji. Muszą zostać
określone zasady i kryteria analizy korzyści i kosztów, sposób
redystrybucji korzyści finansowych i społecznych oraz sposób
pokrywania kosztów zarówno finansowych, jak i społecznych.
Przedsiębiorca górniczy i samorząd lokalny przed rozpoczęciem procesu muszą mieć absolutną pewność co do jasności i
przejrzystości wszystkich kryteriów i ścieżek rozwiązywania
spornych punktów.
5
Literatura
1.
2.
3.
4.
5.
6.
7.
8.
Ustawa z dnia 9 czerwca 2011 - Prawo geologiczne i górnicze (Dz.U.
z 2011 roku Nr 163 poz. 981)
Ustawa z dnia 3 października 2008 r. – O udostępnianiu informacji
o środowisku i jego ochronie, udziale społeczeństwa w ochronie
środowiska oraz o ocenach oddziaływania na środowisko (Dz.U.
z 2008 roku Nr 199 poz. 1227)
Ustawa z dnia 8 marca 1990 r. o samorządzie gminnym (Dz.U.
z 1990 roku Nr 16 poz. 95)
Ustawa z dnia 5 czerwca 1998 r. o samorządzie powiatowym (Dz.U.
z 1998 roku Nr 91 poz. 578)
Ustawa z dnia 5 czerwca 1998 r. o samorządzie województwa (Dz.U.
z 1998 roku Nr 91 poz. 576)
Rozporządzenie Ministra Środowiska z dnia 27 czerwca 2005 r.
w sprawie szczegółowych wymagań, jakim powinny odpowiadać projekty zagospodarowania złóż (Dz.U. z 2005 roku, Nr 128 poz. 1075)
Rozporządzenie Rady Ministrów z dnia 9 listopada 2010 w sprawie
przedsięwzięć mogących znacząco oddziaływać na środowisko (Dz.U.
z 2010 roku, Nr 213 poz.1397)
Dyrektywa Rady 85/337/EWG z dnia 27 czerwca 1985 roku w sprawie
oceny skutków niektórych publicznych i prywatnych przedsięwzięć dla
środowiska (Dz.U. L 175 z 5 lipca 1985, str. 40)
Szanowni Czytelnicy!
Przypominamy o wznowieniu
prenumeraty „Przeglądu Górniczego”
Informujemy też, że od 2009 roku w grudniowym zeszycie P.G. zamieszczamy listę naszych
prenumeratorów.
6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
UKD 622.333: 330.4:622.28
Zastosowanie systemu ścianowo-podbierkowego w górnictwie
węgla kamiennego i lignitu
Longwall Top Coal Caving methods used in hard coal and lignite mining
Dr hab.inż. Waldemar
Korzeniowski, prof.nadzw.*)
Mgr inż. Dušan Terpák*)
Mgr inż. Radosław Waloski*)
Treść: W artykule scharakteryzowano systemy eksploatacji stosowane w różnych kopalniach na świecie do wybierania grubych pokładów węgla i lignitu metodą podziemną. Omówiono zróżnicowane warunki geologiczno-górnicze złóż i przedstawiono etapy
technologiczne w procesie eksploatacji wraz ze stosowanymi urządzeniami oraz ich parametrami. Pokazano ideę i schematy
systemu ścianowo-podbierkowego w różnych odmianach z wykorzystaniem kompleksu ścianowego.
Abstract: This paper presents the undergrouind mining methods used for thick hard coal seans and lignites used in the world. Geological
and mining conditions of the deposits in different countries in the world were characterized regarding specific phases of
technology and equipment used in the process with their basic parameters. The paper presents concepts and schemes of
Longwall Top Coal Caving (LTCC) mining method in different variations using longwall mechanical equipment.
Słowa kluczowe:
lignit, węgiel kamienny, system ścianowy podbierkowy, grube pokłady, obudowa zmechanizowana
Key words:
lignite, hard coal, Longwall Top Coal Caving, thick seam, roof support
1. Wprowadzenie
Systemy podbierkowe stosowane są powszechnie
w górnictwie światowym, zwłaszcza w górnictwie rudnym, w różnych odmianach. W Polsce były one stosowane
sporadycznie [18]. Od samego początku wykorzystywano
bogate doświadczenia z górnictwa rudnego, w którym różne
systemy z wypuszczaniem urobku stosowano powszechnie.
Pierwsze próby systemu ścianowego podbierkowego w kopalniach węgla kamiennego przeprowadzono we francuskiej
kopalni Ricard w 1954 r., gdzie w warstwie przyspągowej
prowadzono ścianę podłużną z zastosowaniem obudowy
indywidualnej stalowej. Warstwę dolną urabiano materiałem
wybuchowym. Urobek wypuszczano na przenośnik [7] grawitacyjnie lub z wykorzystaniem podmuchu wynikającego z
eksplozji MW. Systemy ścianowe podbierkowe we Francji
były zastosowane także w kopalni Darcy i w kopalni St. Eloy,
w której eksploatowano pokład węgla o grubości około 8 m.
Długość wyrobisk ścianowych wynosiła około 50 m,wysokość
około 2,6 m, a grubość półki stropowej ponad 5 m. Postęp
*) AGH w Krakowie
frontu ścianowego osiągał 1,5 m na dobę [13]. System ten
został również zastosowany w amerykańskich kopalniach
do wybierania pokładów węgla o grubości powyżej 5 m
[22]. Obecnie systemy ścianowe podbierkowe stosuje się w:
Australii, Chinach, Indii, Słowenii, Turcji, Słowacji, Rosji.
W projekcie technologii eksploatacji należy ustalić optymalną wysokość półki stropowej w oparciu o panujące warunki
geologiczno-górnicze oraz fizykomechaniczne właściwości
skał, umożliwiające efektywne wypuszczenie odstrzelonego
urobku z jednoczesnym skutecznym prowokowaniem zawału. W systemach podbierkowych straty złożowe wahają się
w granicach 16% do 25% [7]. W systemach z wypuszczaniem
urobku decydujące znaczenie w całym cyklu produkcyjnym
ma właściwe wypuszczanie urobku. Półkę stropową urabia
się z zastosowaniem techniki strzelniczej lub w przypadku
stropów łatwo ulegajacych zawałowi urobek ulega samourabianiu pod wpływem sił ciężkości i zmiany ciśnienia
górotworu. Znane są różne konstrukcje obudów zmechanizowanych zabezpieczających wyrobiska ścianowe. Pierwszym
rozwiązaniem była obudowa zmechanizowana z tzw. oknem
spustowym, przez które wypuszczano urobek na przenośnik
zgrzegłowy. Kolejnym rozwiązaniem było wykonanie okna
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
spustowego w osłonie odzawałowej, co umożliwiało wypuszczanie urobku na przenośnik zgrzebłowy usytuowany
w tylnej części obudowy zmechanizowanej [7]. W niektórych
przypadkach, jeżeli na to pozwalały warunki geologiczno-górnicze stosowano klasyczną obudowę zmechanizowaną
bez okna spustowego. W takim przypadku istnieje możliwość
wypuszczania urobku na przenośnik ścianowy poprzez uchylenie stropnicy pod pewnym kątem w kierunku czoła ściany.
2. Doświadczenia słowackie
W kopalniach słowackich należących do spółki HBP
a.s. Prievidza lignit eksploatowano systemem podziemnym
w kopalniach Dolina i Čáry. Kopalnie HBP a.s. rocznie produkują około 2 900 000 Mg lignitu, natomiast w kopalni Dolina
roczna produkcja wynosi około 350 000 Mg i w kopalni Čáry
około 360 000 Mg lignitu [1].
7
Do urabiania czoła ściany stosuje się kombajn ścianowy
KGS 324 o zabiorze 0,6 m. Po wykonaniu zabioru przenośnik
ścianowy przesuwa się i kombajn urabia pozostałą część
calizny. Co drugi zabiór wypuszcza górną warstwę przez
okno wysypowe obudowy zmechanizowanej na przenośnik w
przestrzeni warstwy dolnej. Wyrobisko ścianowe zabezpiecza
obudowa zmechanizowana BMV-1Mi (rys. 3), [1]. Każda
sekcja obudowy zmechanizowanej w osłonie odzawałowej
ma okno wysypowe zaopatrzone w zastawkę zamykaną
przesuwnikiem hydraulicznym. W przypadku gdy w górnej
warstwie węgiel nie ulega samourabianiu w stropie, wierci
się otwory urabiające i węgiel w warstwie górnej urabiany
jest z zastosowaniem techniki strzelniczej. W stropnicy
obudowy zmechanizowanej znajdują się otwory przeznaczone do wiercenia otworów strzałowych o średnicy 80 mm
w warstwie górnej. Odległość pomiędzy otworami wynosi
od 350 do 650 mm. Otwory wiercone są nad każdą sekcją
obudowy zmechanizowanej w układzie naprzemiennym,
to znaczy, że jeżeli nad jedną sekcją odwiercono w stropie
otwory pionowe, to nad kolejną sąsiadującą wierci się otwory
wachlarzowe [1].
Rys. 1.Kopalnie lignitu na Słowacji [6]
Fig. 1. Lignite mines in Slovakia [6]
W kopalniach lignitu Spółki HBP stosowano system komorowo-podbierkowyi ubierkowo-podbierkowy z zawałem
stropu. W stropie komory wiercono otwory urabiające strzałowe w układzie wachlarzowym. System komorowy stosowany
był w warstwach grubych do wybierania resztek pokładu lub
w miejscach, gdzie występowały zaburzenia tektoniczne,
w których nie było możliwości prowadzenia eksploatacji
systemem ścianowym. Obecnie eksploatacja lignitu odbywa
się systemem ścianowym podbierkowym z jedną warstwą lub
z podziałem na warstwy.Grubość złoża wynosi od 5 do 25
m, przy kącie nachylenia złoża wynoszącym 5° [1], (rys. 2).
Rys. 2. System podbierkowy ścianowy stosowany w kopalni Novaki
Fig. 2. Longwall Top Coal Caving method used in Novaki Mine
Rys. 3.Obudowa zmechanizowana BMV 1-Mi[5]
Fig. 3. Hydraulic Powered Roof Support BMV 1-Mi [5]
3. Doświadczenia słoweńskie
Zasoby węgla brunatnego w Słowenii szacuje się na 1
170 mln Mg, przy zasobach operatywnych na poziomie 140
milionów Mg [6]. Lignit eksploatowano w trzech kopalniach:
Velenje, Trbovlje i Goričko (rys.4). Kopalnia Velenje i Trobovlje
są kopalniami podziemnymi. Kopalnia Velenje jest jedną
z największych i najnowocześniejszych kopalń podziemnych
w Europie ze 140-letnią tradycją.Znajduje się ona w dolinie
Šaleška. Złoże lignitu w Velenji należy do najgrubszych
warstw lignitu na świecie i wynosi ponad 170 m (rys.5).
Rys. 4.Kopalnie lignitu w Słowenii [6]
Fig. 4. Lignite mines in Slovenia [6]
8
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Rys. 5.Przekrój przez złoże lignitu w kopalni Velenje [10]
Fig. 5. Geological column of coal seam in Velenje Mine [10]
3.1. Warunki górniczo-geologiczne
Złoże lignitu ma kształt soczewki. Długość złoża wynosi
około 8 km długości, 2,2 km szerokości. Miąższość złoża
zmienia się w granicach od 60 m do 170 m. Strop bezpośredni zbudowany jest z margla. Nadkład tworzą piaski i żwiry,
muły, gliny i margle. Spąg zbudowany jest z iłów marglistych,
piasków, mułowców, dolomitu i wapienia,[10].
Złoże jest eksploatowane od 1950 r. systemem ścianowym
podbierkowym z podziałem na warstwy w kierunku z góry
w dół. Strop wyrobiska zabiezpiecza obudowa zmechanizowana, a do urabiania wykorzystuje się kombajn ścianowy. Po
wykonaniu każdego zabioru przystępuję się do wypuszczania
lignitu na przenośnik zgrzebłowy, czołowo, przez obniżenie
stropnicy obudowy zmechanizowanej do czoła ściany (rys.6).
Metoda eksploatacji stosowana w kopalni Velenje okazała się
wysokoefektywna i stosowana jest do dzisiaj [9].
3.2. Parametry systemu ekploatacji i osiągnięte wyniki
przy wydobyciu
Półka stropowa o miąższości w granicach od 5 do 17 m
eksploatowana systemem ścianowym podbierkowym, przy
długości ściany wynoszącej ponad 200 m, pozwala na osiagnięcie postępu do 9 m na dobę i dziennego wydobycia ze
ściany wynoszącego ponad 16 000 Mg na dobę. Roczna pro-
dukcja wynosi 4 mln Mg/rok (największe roczne wydobycie
zanotowano w 1985 r. i wynosiło 5,1 mln Mg) [9].
4. Doświadczenia tureckie
Turecki sektor węglowy produkuje zarówno węgiel kamienny w ilości 2,3 mln Mg/rok (2012) jak i węgiel brunatny70,0 mln Mg, który używany jest głównie do wytwarzania
energii elektrycznej, [6].Większość pokładów węgla w Turcji
wydobywa się sposobem podziemnym, w tym – systemem
ścianowym podbierkowym [8]. Pokłady lignitu należą do pokładów grubych i eksploatowane są w kopalniach Tuncbilek,
Soma (rys.7). Połowa zasobów węgla brunatnego w kraju
zalicza się do pokładów grubych. Obecnie eksploatuje się
pokłady lignitu o miąższości od 5,5 do 6 m [2].
Eksplaotowane bloki pokładu lignitu charakteryzują się
długością 2–3 km i szerokością do 300 m [8]. Pokład dzieli
się na warstwy poziomie. Warstwa przyspągowa wybierana
jest systemem ścianowo-ubierkowym. Wysokość warstwy
wynosi 3 m. Złoże w górnej części pod wpływem własnego
ciężaru wypuszcza się przez okno spustowe obudowy zmechanizowanej do przestrzeni roboczej w dolnej warstwie na
przenośnik zgrzebłowy. Miąższość półki stropowej wynosi
około 5 m (rys.9.)
Rys. 6.Sposób wypuszczania lignitu stosowany w kopalni Velenje
Fig. 6. The way of lignite draw used in Velenje Mine
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
9
Rys. 7.Kopalnie lignitu w Turcji [6]
Fig. 7. Lignite mines in Turkey [6]
Rys. 8.Profil geologiczny złoża Soma [10]
Fig. 8. Geological column of Soma lignite seam [10]
Rys. 10. Lokalizacja kopalni Austar [4]
Fig. 10. Austar mine location [4]
Struktura zasobów węgla (76% na głębokości poniżej 300
m) ze względu na miąższość i upad pokładu przedstawia się
następująco:
– 86% - pokłady o miąższości od 4,5 m – 9 m,
– 51% - pokłady o miąższości od 6 m – 9 m,
– 84% - pokłady o nachyleniu poniżej 15°, [2].
Rys. 9.System podbierkowy ścianowy stosowany w kopalni lignitu Soma
Fig. 9. Longwall Top Caving used in lignite Soma Mine
5. Doświadczenia australijskie
Kopalnia Austar Coal znajduje się w pobliżu Cessnock
w Hunter Valley, Nowa Południowa Walia, (rys.10).
Obecnie w kopalni Austar eksploatuje się pokład węgla
kamiennego Greta. Grubość nadkładu wynosi 530 m. Złoże
dzieli się na warstwy o grubości od 4,5 do 6,8 m. Węgiel
zalicza się do klasy węgli koksujących i jest skłonny do
samozapalenia. Zawartość siarki w górnej warstwie pokładu
waha się w granicach od 1 do 2,5 %. Zawartość popiołu nie
przekracza 10%, [13].
W kopalni Austar złoże węgla eksploatuje się systemem
podbierkowym z wypuszczaniem urobku na przenośnik
zgrzebłowy zamontowany za tylnią częścią obudowy zmechanizowanej. Z powodzeniem wyeksploatowano pokłady
o grubości 6 m – 9 m [2]. Analogiczny system eksploatacji
wybierania grubych złóż węgla kamiennego o miąższości
6,5 m wdrożono w kopalni Goonyella w 2013 r. (Północna
Goonyella) [8]. Warstwę dolną o grubości 3 m wybiera się
systemem ścianowym za pomocą kombajnu ścianowego,
a górną warstwę o miąższości 3,5 m wypuszcza się na przenośnik znajdujący się w tylnej części obudowy, [7].
6. Doświadczenia chińskie
Produkcja węgla w Chinach stanowi 1/2 całkowitej
produkcji światowej i prawie połowę węgla uzyskuje się
z grubych pokładów węgla. W 2013 roku produkcja węgla
przekroczyła 3,5 mld Mg [11].
System ścianowy podbierkowy w Chinach jest stosowany
ponad 20 lat. [9].W 2000 roku tym systemem eksploatowano
kilkadziesiąt ścian, z czego z 32 ścian wyeksploatowano
1 mln Mg/r. [11]. W kopalni Xinglongzhuang eksploatuje
się pokład o miążości 8,6 m. W Chinach esploatowano tym
systemem nawet pokłady o grubości 15 m [8]. W warunkach
10
PRZEGLĄD GÓRNICZY
chinskich kopalń zastosowano obudowę zmechanizowaną
z wypuszczaniem urobku na przenośnik zgrzebłowy zamontowany w tylniej części obudowy, rys.11.Pierwsze próby systemu podbierkowego podjęto w 1982 r. Jako pierwsza została
wdrożona obudowa zmechanizowana z oknem spustowym.
Przy zastosowaniu ww. obudowy pojawiały się problemy
zakłócające proces eksploatacji oraz wypuszczania urobku.
Często zdarzało się, że okno spustowe było blokowane
dużymi bryłami węgla, co w konsekwecji utrudniało jego
zamknięcie, [11].
System podbierkowy ścianowy w Chinach znalazł zastosowanie również do wybierania pokładów stromych, stanowiących 17 % z sumarycznych zasobów węgla. Złoże stromo
nachylone dzieli się na warstwy poziome, przy czym warstwę
dolną wybiera się systemem ścianowym, a warstwa górna
wypuszczana jest na tylny przenośnik zgrzebłowy (rys.11).
System ten pierwszy raz zastosowano w kopalni Yaojie
Mining Bureau w 1990 r. Miąższość pokładu węgla wynosi
20 m, przy nachyleniu w zakresie 37° - 85° (śr. 61°). Długość
wyrobiska wynosiła 20 m. Wysokość wyrobiska ścianowego
wynosiła 2,5 m. Półkę stropową o miążości 7,5 m wypuszczano na tylny przenośnik zgrzebłowy [3].
Na podstawie doświadczeń chińskich kopalń węgla,
podczas eksploatacji 23 przypadków systemem ścianowym
podbierkowym, określono empiryczne zależności pomiędzy
wybranymi parametrami technologicznymi i wskaźnikiem
skłonności pokładu do zawału „y”. Uwzględniono następujące
parametry:
H – głębokość zalegania, m,
Rc – wytrzymałośc węgla na ściskanie, MPa,
C – współczynnik rozdrobnienia węgla przy samourabianiu,
[-],
Mj – miąższość stropu bezpośredniego, m.
Md – miąższość stropowej półki węglowej, m.
Zależności pomiędzy zmiennymi opisano następującym
równaniem regresji
y=0,704 + 0,0006338 · H – 0,00786 · Rc + 0,238 · C –
– 0,1797 · Mj + 0,01434 · Md
2015
Relacje pomiędzy wartościami współczynników wykorzystania złoża „ek” i wskaźnikami skłonności pokładu węgla do
zawału „y” zestawiono w tabeli 1.
7. Doświadczenia rosyjskie
W Rosji systemy podbierkowe ścianowe pierwszy raz
zastosowano w Kuźnieckim Zagłębiu Węglowym (Kuzbas),
w złożu Ansatskom [22] gdzie zasoby stromo nachylonych
(35° – 90 °), grubych pokładów(10 do 26 m) wynoszą 1,2
mld Mg, [21]. Systemy ścianowe z wypuszczaniem urobku
stosowano w kopalni im. Lenina i Schewjakowa. W kopalni
Schewjakowa wysokość wyrobiska ścianowego wynosiła 2,6
m, grubość półki stropowej w zakresie od 5,9 do 7,4 m. Obecnie
system podbierkowy ścianowy stosowany jest w kopalni
Sibirginsky, w której eksploatuję się pokłady o miąższości
3 – 16m (rys.12). Przy wybieraniu pokładu nr 4-5 o miążości
10 m na podstawie doświadczeń okazało się, że najkorzystniej
jest podzielić pokład na dwie warstwy. Urobek wypuszcza
się przez obudowę na przenośnik ścianowy. Miążość półki
stropowej nie powinna przekraczać 3,5 m. W przypadku kiedy
grubość półki stropowej przekroczy 3,5 m przy wypuszczaniu
powstają nadgabaryty węgla, co powoduje zakłócenia.
8. Podsumowanie
Systemy podziemnej eksploatacji grubych pokładów
węgla kamiennego i lignitu wykorzystują niskie parametry
wytrzymałościowe węgla do samourabiania poszczególnych,
wydzielonych warstw. Dzięki coraz powszechniejszym
zastosowaniom omówionej techniki, powiązanej z wykorzystaniem obudowy zmechanizowanej, obecnie na świecie
funkcjonuje wiele interesujących odmian systemu dostosowanych każdorazowo do specyficznych warunków geologiczno-górniczych. Z jednej strony słaby górotwór jest zaletą
sprzyjającą obniżaniu kosztu urabiania, ale z drugiej wymaga
wyjątkowej ostrożności w aspekcie zapewnienia stateczności
podziemnych wyrobisk podlegających ciśnieniu górotworu.
Tablica 1. Klasyfikacja warunków górniczych i wskaźniki techniczne systemu LTCC
Table 1. Classification of mining conditions and technical parameters of the LTCC system
Klasyfikacja LTCC
Warunki górnicze
Wskaźnik skłonności pokładu
węgla do zawału (y)
Współczynnik wykorzystania
złoża ek (%)
1
bardzo dobre
2
dobre
3
średnie
4
złe
5
bardzo złe
> 0,9
0,8 – 0,9
0,7 – 0,8
0,6 – 0,7
< 0,6
> 80
65 - 80
50 - 65
30 - 50
< 30
Rys. 11. System podbierkowy ścianowy stosowany
w Chinach (z przenośnikami za i przed obudową)
Fig. 11. Longwall Top Caving used in China (with conveyors before and behind the hydraulic support)
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
11
Rys. 12. System podbierkowy ścianowy stosowany w Rosji
Fig. 12. Longwall Top Caving used in Russia
Głównymi czynnikami wpływającymi na proces wypuszczania urobku w systemach podbierkowych są: miąższość półki
stropowej, możliwość tzw. samourabiania stropu bezpośredniego i zasadniczego, skłonność węgla do rozdrabniania pod
wpływem ciśnienia górotworu, gazowość i samozapalność
węgla. Oprócz wymienionych czynników na wypuszczanie
węgla z półki stropowej ma wpływ również miedzy innymi
kolejność wypuszczania przez „okno” w obudowie. Przy
nieprawidłowym ustaleniu grubości półki stropowej mogą
występować nadgabaryty węgla powodujące znaczny wzrost
strat i zubożenia urobku. W Polsce systemy ścianowe podbierkowe nie znalazły zastosowania. Teoretycznie, system ten
mógłby być zastosowany do eksploatacji złóż węgla brunatnego, aczkolwiek dotychczasowe analizy nie potwierdzają
efektywności ekonomicznej takiego rozwiązania.
Literatura
1.
Dokumentacja projektowa HBP Prievidza a.s. Materiały niepublikowane.
2. Hebble White B. K., Status and Prospects of Underground Thick Coal
Seam Mining Methods, The 19th International Mining Congress and
Fair of Turkey, IMCET2005, Izmir, Turkey, June 09-12, 2005.
3. Hongsheng Tu, Shihao Tu, Present situation of fully mechanized mining
technology for steeply inclined coal seams in China, Received: 10 July
2013 /Accepted: 14 July 2014, Saudi Society for Geosciences 2014
4. http://www.austarcoalmine.com.au
5. http://www.bme.sk
6. http://www.euracoal.com
7. http://www.sec.gov/Archives/edgar data/1064728/000106472812
000050/btu8k20120627exh.htm
8. http://www.yancoal.com.au/page/key-assets/technology/LTCC/
9. Humphries P., Poulsen B., Geological and Geotechnical Influences on
the Caveability and Drawability of Top Coal inLongwalls, Research
Online is the open access institutional repository for the University of
Wollongong, 2008.
10. Inci Uğur, Miocene Synvolcanic Alluvial Sedimentation in Lignitebearing Soma Basin, Western Turkey, J. of Earth Sciences (1998] 63-78
Tübitak,
11. Korski J.: Ewolucja technologii podbierkowej wybierania bardzo grubych pokładów węgla w górnictwie chińskim, „Wiadomości Górnicze”
2013, nr. 3.
12. Markič M., SachsenhoferR Reinhard F., The Velenje Lignite Its
Petrology and Genesis, Geološky Zavod Slovenije, Ljubljana, 2010.
13. Moodie A., Anderson J.: Geotechnical Considerations for Longwall Top
Coal Caving at Austar Coal Mine, Research Online is the open access
institutional repository for the University of Wollongong. For further
information contact the UOW, 2011.
14. Oitto Richard H.: Three potential longwall mining methods for thick coal
seams in the Western United States / by Richard H Oitto.[Washington]
: U.S. Dept. of the Interior, Bureau of Mines,1979.
15. Özfirat M. K, Şimşir F.: Efficiency of single pass longwall (SPL] method
in Cayirhan Colliery, Ankara/Turkey, Journal of Mining Science, Vol.
46, No. 4, 2010.
16. Özfirat M.K., Şimşir F., Gönen A.: A Brief Comparison of Longwall
Methods Used at Mining of Thick Coal Seams, The I9th International
Mining Congress and Fair of Turkey, ĎMCET2005, Izmir, Turkey, June
09-12, 2005.
17. Piechota S., Stopyra M., Poborska-Młynarska K.: Systemy podziemnej
eksploatacji złóz węgla kamiennego, rud i soli, Wydawnictwo AGH,
Kraków 2009.
18. SepiaŁ J.: Zjawiska towarzyszące przy wypuszczaniu rudy w systemie
komorowo-filarowym w kopalni Olkusz, Praca magisterska, AGH,
1969.
19. The Velenje Mining Method, Premogovnik Velenje, Skupina HSE.
20. Tu Shi-Hao, Yuan Yong i inni., Research situation and prospect of fully
mechanized mining technology in thick coal seams in China, Procedia
Earth and Planetary Science 1 (2009] 35–40.
21. V.I. Klishin, Ju.S. Fokin, D.I. Kokoulin, Kubanychbek Uulu B.:
Razrabotka moshhnyh plastov mehanizirovannymi krepjami s reguliruemym vypuskom uglja, Novosibirsk «Nauka» 2006.
22. S.V. Klishin, V. I. Klishin, G. Ju. Opruk.: Modelirovanie processa vypuska uglja pri mehanizirovannoj otrabotke moshhnyh krutopadajushhih
ugol’nyh plastov, Rossijskaja Akademija Nauk Sibirskoe Otdelenie,
Fiziko – tehnicheskie problemy razrabotki poleznyh iskopaemyh, nr.
6, 2013.
23. Saginov A., Zhetesov S.S.: Dvuhzabojnaja vyemka uglja na moshhnyh
pologih plastah, Izdatel’stvo (Nauka) Kazahskoj SSR, Alma – Ata 1982..
12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
UKD 622.333: 622.83/.84:001.891.5
Wieloprzyczynowość wysokoenergetycznych wstrząsów
górniczych
Multisources of high-energy mine tremors occuring during longwall mining of coal
seam in varied geological and mining conditions
Mgr Małgorzata Knopik*)
Prof. dr hab. inż. Wacław M.
Zuberek*)
Dr Łukasz Wojtecki**)
Treść: Analiza mechanizmu ogniska wstrząsu pozwala odtworzyć sposób destrukcji górotworu w strefie ogniskowej. Najbardziej
prawdopodobne mechanizmy powstawania zjawisk sejsmicznych można określić dzięki metodzie inwersji tensora momentu
sejsmicznego. Poznanie procesów zachodzących w ogniskach wysokoenergetycznych wstrząsów towarzyszących eksploatacji
górniczej umożliwia poprawniejszą ocenę zagrożenia tąpaniami metodą sejsmologiczną. W artykule zostały przedstawione
wyniki analizy mechanizmów ognisk wysokoenergetycznych wstrząsów (o energii sejsmicznej ≥ 105 J), powstałych podczas
eksploatacji ścianowej pokładu 510 prowadzonej w jednej z kopalń GZW. Obliczone mechanizmy ognisk wstrząsów były
skorelowane z występującymi w rejonie objętej badaniami ściany warunkami górniczo-geologicznymi. W mechanizmie ognisk
analizowanych wstrząsów dominowała składowa ścinająca. Czynnikami odpowiedzialnymi za powstawanie najsilniejszych
wstrząsów były przemieszczenia na uskokach, pękanie grubej warstwy piaskowca zalegającej nad eksploatowanym pokładem oraz zmiana równowagi naprężeniowej w filarze dla przekopów skrzydłowych spowodowana prowadzoną eksploatacją.
W ogniskach kilku wstrząsów za frontem ściany stwierdzono także występowanie mechanizmu implozyjnego, wskazującego
na destrukcję skał stropowych w wyniku tworzenia się zawału.
Abstract: An analysis of the tremor source mechanism allows to reconstruct the way of rock mass destruction in the focus zone. The
most probable ways of seismic events generation may be determined using the seismic moment tensor inversion method.
Understanding the processes which take place in the high-energy tremors foci enables a proper assessment of the rockburst
hazard with the use of seismological method. In this paper the results of the analysis of the focal mechanism of high-energy
tremors (about seismic energy ≥ 105 J) generated during longwall mining of the coal seam 510 in one of the hard coal mines
in the Upper Silesian Coal Basin are presented. The determined tremors source mechanisms were correlated with geological
and mining conditions occurring in the area of the investigated longwall. In the source mechanism of the analyzed mine
tremors the shear component predominated. Dislocations on faults, cracking of thick layer of sandstone above the exploited
coal seam and change of stress equilibrium in pillar for flank drifts caused by the investigated longwall were factors responsible for high-energy tremors occurrence. In the sources of some tremors behind the longwall mechanism of implosion also
occurred, which may indicate the destruction of roof rocks because of caving formation.
Słowa kluczowe:
wstrząsy górnicze, mechanizm ognisk, tensor momentu sejsmicznego
Key words:
mine tremors, focal mechanism, seismic moment tensor
1. Wprowadzenie
Eksploatacji pokładów węgla kamiennego często towarzyszą wstrząsy górotworu, w tym także wstrząsy wysokoenergetyczne. W warunkach GZW występują wstrząsy związane
*) Uniwersytet Śląski, Wydział Nauk o Ziemi, **) Kompania Węglowa
S.A., Katowice
bezpośrednio z prowadzoną eksploatacją, których energia
sejsmiczna i liczba jest właściwa dla określonych warunków geologiczno-górniczych. W warunkach szczególnych
(resztki, krawędzie, uskoki) występują wstrząsy incydentalne, których energia sejsmiczna przeważnie jest większa
od wspomnianych wcześniej. Wstrząsy te są również związane
z prowadzoną eksploatacją. Sporadycznie występują wstrząsy
regionalne (o energii sejsmicznej rzędu 108-109J), które są
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
rezultatem całokształtu przeprowadzonych robót w danym
rejonie, a których przyczyn nie udaje się jednoznacznie powiązać z robotami aktualnie prowadzonymi lub których udział
w sprowokowaniu takich wstrząsów nie pozostaje w żadnej
proporcji do wartości wyzwolonej energii sejsmicznej [13].
Poznanie procesów odpowiedzialnych za występowanie
wstrząsów górotworu, a w szczególności wstrząsów wysokoenergetycznych podczas prowadzonej eksploatacji górniczej
umożliwia poprawniejszą ocenę stanu zagrożenia tąpaniami
metodą sejsmologiczną. Wyznaczenie mechanizmów odpowiedzialnych za powstawanie wstrząsów górotworu jest możliwe dzięki metodzie inwersji tensora momentu sejsmicznego.
Metoda inwersji tensora momentu sejsmicznego była stosowana początkowo w sejsmologii ogólnej. Znalazła ona jednak
szerokie zastosowanie do analizy wstrząsów górniczych
[6, 10, 5, 17, 15, 11, 12, 14, 9, 16] . Metodę inwersji tensora
momentu sejsmicznego zastosowano dla wysokoenergetycznych wstrząsów (o energii sejsmicznej ≥ 105 J) indukowanych
podczas eksploatacji ścianowej pokładu 510 w jednej z kopalń
GZW, dzięki czemu określono najbardziej prawdopodobny
mechanizm powstawania tych wstrząsów. Uzyskane wyniki
powiązano z lokalnymi warunkami górniczymi.
13
6 miesięcy eksploatacji, prowadzonej w zmiennych warunkach górniczo-geologicznych.
3. Aktywność sejsmiczna w rejonie objętej badaniami
ściany
W przyjętym oknie czasowym, tj. przez pierwsze 6 miesięcy biegu ściany, w rejonie objętej badaniami ściany wystąpiło
w sumie 996 wstrząsów o sumarycznej energii 6∙107 J, w tym
996 wstrząsów o energii rzędu 102 J, 422 wstrząsów o energii
rzędu 103 J, 96 wstrząsów o energii rzędu 104 J, 21 wstrząsów
o energii rzędu 105 J, 6 wstrząsów o energii rzędu 106 J i 1
wstrząs o energii rzędu 107 J (rys. 1). Przeważająca większość wysokoenergetycznych wstrząsów koncentrowała się
za frontem ściany. W analizowanym okresie ściana uzyskała
około 225 m postępu.
2. Warunki górniczo-geologiczne w rejonie badanej
ściany
Objęta badaniami ściana prowadzona była na zawał
w warstwie przystropowej pokładu 510 w kierunku z zachodu na wschód. Rozciągłość warstw w rejonie projektowanej
ściany posiada kierunek od WSW-ENE do WNW-ESE przy
upadzie rzędu 8º-19º. Miąższość pokładu 510 w tym rejonie
waha się od 5,3 m do 8,1 m. Największe miąższości pokładu
510 (do 8,10 m) występowały we wschodniej oraz północnej
części wybiegu ściany, a najmniejsze miąższości pokładu
(w granicach 5,3-6,5 m, związane ze strefami zaburzeń tektonicznych) występowały w środkowej oraz południowo-zachodniej części wybiegu ściany. Głębokość zalegania pokładu
510 w tym rejonie osiągała maksymalnie 910 m.
W spągu pokładu 510 występuje łupek ilasty, łupek piaszczysty oraz piaskowiec drobnoziarnisty. W stropie pokładu
510 występują: łupek piaszczysty, piaskowiec drobnoziarnisty,
łupek piaszczysty oraz łupek ilasty o sumarycznej miąższości
nieprzekraczającej 13 m, powyżej których zalega pokład 507.
W odległości od około 70 m nad pokładem 510 występują grube warstwy piaskowca o dużej wytrzymałości, które łącznie
z występującymi między nimi warstwami łupków piaszczystych i ilastych mają miąższość dochodzącą do 60 m.
W początkowej i środkowej części wybiegu analizowanej
ściany występowały strefy zaburzeń tektonicznych w postaci
serii uskoków o przebiegu od SW-NE do WNW-ESE. Zrzut
uskoków waha się od 0,2 m do 5,5 m, a nachylenie płaszczyzn
uskokowych zawiera się w przedziale od około 20° do około 85°.
Ściana rozpoczynała swój bieg w rejonie filara dla przekopów skrzydłowych, w sąsiedztwie uskoku o zrzucie 25 m
i przebiegu NW-SE, a następnie była prowadzona wzdłuż
zrobów wytworzonych w górnym piętrze ścianowym. Pole
objętej badaniami ściany w całości znajdowało się pod wcześniej wybranym pokładem 507. Wcześniej dokonano tutaj
również eksploatacji pokładu 502, zalegającego w odległości
około 126 m nad pokładem 510. Na wybiegu analizowanej
ściany występowała jednak resztka o nieregularnym kształcie wytworzona w pokładzie 501, zalegającym w odległości
około 140 m nad pokładem 510. Eksploatacja pokładu 510
przedmiotową ścianą trwała w sumie około 16 miesięcy.
W artykule przeanalizowano mechanizmy ognisk wysokoenergetycznych wstrząsów powstałych w okresie pierwszych
Rys. 1.Rozkład aktywności sejsmicznej w rejonie objętej badaniami ściany (w przyjętym oknie czasowym)
Fig. 1. Seismic activity distribution in the region of the investigated longwall (in the determined time window)
4. Podstawy wyznaczania mechanizmu ognisk wstrząsów
Ważnym osiągnięciem w sejsmologii górniczej jest możliwość tworzenia sejsmologicznych modeli i mechanizmów
ognisk wstrząsów górotworu spowodowanych eksploatacją
górniczą [11]. Jako podstawowy mechanizm w punktowym
źródle wstrząsu (ognisko) przyjmuję się układ odpowiednio ukierunkowanych dipoli sił. Zakłada się, że wstrząsy
powstają w wyniku działania określonych systemów sił na
pewien fragment górotworu, który stanowi ognisko wstrząsu.
Odpowiednio zorientowane w przestrzeni systemy sił determinują ściśle określone dla nich przebiegi procesów dynamicznych [15], które są źródłem promieniowania sejsmicznego
o ściśle określonej charakterystyce. Sejsmogramy zawierają
informację o układzie sił działających w ognisku wstrząsu,
a także o przebiegu zachodzącego w nim procesu dynamicznego [12]. W ogniskach wstrząsów indukowanych eksploatacją
górniczą, oprócz najczęstszych procesów ścinania, mogą
występować także inne mechanizmy [10], co zostało przedstawione na rysunku 2.
14
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Rys. 2.Powstawanie wstrząsów w różnych sytuacjach górniczych [7]: 1 – zawał, 2 – pękanie filara, 3 – tensyjne pękanie stropu nad wyrobiskiem,
4 – pękanie normalne w stropie, 5 – pękanie odwrócone przy maksymalnych naprężeniach poziomych, 6 – odwrócone pęknięcie połogie
wskutek rozwarstwienia stropu
Fig. 2. Schematic diagram of possible ways in which mine-induced tremors
can occur [5]: 1 – cavity collapse, 2 – pillar burst, 3 – tensional fault in
roof rocks, 4 – normal fault, 5 – thrust fault in condition of maximal
horizontal stress, 6 – shallow (near horizontal) thrust faulting
Do określania mechanizmu ognisk wstrząsów górotworu
stosuje się metodę inwersji tensora momentu sejsmicznego.
Tensor momentu sejsmicznego opisuje układ sił działających w źródle sejsmicznym jako liniową kombinację par
sił. Tensor ten opisuje źródło sejsmiczne w sposób zupełny
i stanowi najpełniejszy opis systemu sił występujących
w ognisku wstrząsu [2]. Tensor momentu sejsmicznego można przedstawić w sposób graficzny jako układ dziewięciu
par sił równoważnych Mij działających w ognisku wstrząsu
(rys. 3). Natomiast w zapisie cyfrowym przedstawiany jest
jako macierz 9 składowych tensora M(Mij). Przemieszczenia
w polu dalekim wywołane przez system sił występujących
w źródle sejsmicznym są sumą przemieszczeń wywołanych
przez poszczególne pary sił [1].
Inwersja tensora momentu sejsmicznego polega na obliczeniu jego składowych na podstawie zarejestrowanego przez
sieć sejsmologiczną pola przemieszczeń. Następnie przeprowadza się dekompozycję tensora momentu sejsmicznego na
część izotropową (opisującą zmiany objętościowe w źródle)
oraz dewiatorową, którą można dalej rozłożyć na liniowy
skompensowany dipol wektorowy (CLVD) i podwójną parę
sił (DBCP). Jest to najczęściej przyjmowany opis źródła
sejsmicznego w górnictwie [5, 10, 11, 12, 16]. Niestety ta
część dekompozycji jest niejednoznaczna. Część izotropowa (I) opisuje zmiany objętości w źródle („+” - eksplozja,
„–” - implozja). Liniowy skompensowany dipol wektorowy
(CLVD) opisuje mechanizm zbliżony do jednoosiowego
ściskania („–”) lub rozciągania („+”). Podwójna para sił
(DBCP) dotyczy procesów ścinania i poślizgu. Standardowo
określa się trzy modele ogniska wstrząsu opisane przez trzy
rodzaje tensora momentu sejsmicznego: pełny (zawierający: I,
CLVD, DBCP), dewiatoryczny (zawierający: CLVD, DBCP)
oraz czystego ścinania (zawierający wyłącznie DBCP).
W przypadku pełnego tensora momentu sejsmicznego, przewaga części izotropowej (I) występuje dla wstrząsów górotworu powstających np. w wyniku nacisku na pokład nadległych
warstw skalnych i przekroczenia jego wytrzymałości na ściskanie (mechanizm eksplozyjny) czy wstrząsów związanych
z zawalaniem się skał stropowych do pustki wytworzonej
w wyniku eksploatacji (mechanizm implozyjny). Liniowy
skompensowany dipol wektorowy (CLVD) może opisywać
pękanie filarów. Mechanizm, w którym dominuje podwójna
para sił (DBCP) dotyczy wstrząsów związanych głównie
z pękaniem znajdujących się w stropie pokładu grubych
warstw skał cechujących się dużą sztywnością i wytrzymałością (np. grubej warstwy mocnych skał) lub uaktywnianiem
się występujących w górotworze uskoków. Stosując metodę
inwersji momentu sejsmicznego otrzymuje się procentowy
udział w mechanizmie wstrząsu trzech składowych tensora:
składowej izotropowej I, składowej CLVD i składowej ścinającej DBCP [6, 17].
6. Wyniki obliczeń mechanizmu ognisk wysokoenergetycznych wstrząsów
Rys. 3.Układ dziewięciu par sił równoważnych Mij działających
w ognisku wstrząsu [1]
Fig. 3. The model of nine possibile pair of forces, equivalent to
Mij, acting at a seismic source [1]
Obliczenia tensora momentu sejsmicznego zostały wykonane w programie FOCI [8] w oparciu o inwersję amplitud
pierwszych wstąpień fali P, przy uwzględnieniu kierunków
pierwszych wychyleń w domenie czasu. Na podstawie zapisów kopalnianej sieci sejsmologicznej obliczono mechanizmy ognisk wysokoenergetycznych wstrząsów w rejonie
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
przedmiotowej ściany w okresie pół roku od jej uruchomienia.
Stanowiska sejsmometryczne były rozmieszczone równomiernie i optymalnie wokół objętej badaniami ściany.
Błąd wyznaczenia epicentrum wstrząsu osiągał maksymalnie wartość około 35 m, natomiast błąd wyznaczenia
hipocentrum wstrząsu w rejonie wytypowanej ściany był
większy i w skrajnych przypadkach osiągał wartość ponad
60 m. Przedstawione oszacowania błędów określono w oparciu o prace Drzęźli (1992) oraz Drzęźli i Dubińskiego (2001),
przyjmując dokładność wyznaczenia pierwszego wstąpienia
fali podłużnej na poziomie 5 ms. Prędkość rozchodzenia się
fali podłużnej przyjęto na poziomie 4000 m/s.
Przyjęto zatem poprawne określenie poziomych współrzędnych ognisk objętych badaniami wstrząsów. Dokonano
natomiast udokładnienia składowej pionowej ognisk tych
wstrząsów w programie FOCI [8], przyjmując rozwiązanie
tensora momentu sejsmicznego dla największej wartości
współczynnika jakości rozwiązania, uwzględniającego konfigurację stanowisk oraz najmniejszego błędu jego wyznaczenia. Odpowiednio zakładając zmienną głębokość ognisk
wstrząsów uzyskano każdorazowo najlepsze rozwiązanie
tensora momentu sejsmicznego. Błąd wyznaczenia najlepszego rozwiązania tensora momentu sejsmicznego był mniejszy
średnio o około 30% (w skrajnych przypadkach nawet o około
60%) w porównaniu do błędu wyznaczenia tensora momentu
15
sejsmicznego dla głębokości ogniska przed jej udokładnieniem. Współczynnik jakości rozwiązania wykazywał mniejszą
zmienność, w większości przypadków do kilku procent.
Wyniki obliczeń mechanizmów wysokoenergetycznych
wstrząsów, jakie wystąpiły w okresie pierwszych 6 miesięcy
biegu objętej badaniami ściany, w zmiennych warunkach
górniczo-geologicznych zebrano w tabeli 1.
Dominującym typem mechanizmu analizowanych ognisk
wstrząsów wysokoenergetycznych był mechanizm poślizgowy (blisko 89%). Ogniska tych wstrząsów zawierały od ponad
41% do ponad 89% składowej ścinającej (średnio około 61%).
Udział składowej izotropowej I w ogniskach tych wstrząsów
wynosił średnio około 20%, a składowej CLVD około 19%.
Dominujący był tutaj mechanizm poślizgowy normalny
(75% przypadków), natomiast w 25% ognisk wstrząsów
o mechanizmie poślizgowym przemieszczenie następowało
na uskoku odwróconym.
W około 11% analizowanych ognisk wstrząsów stwierdzono występowanie mechanizmu implozyjnego. Sytuacja
taka dotyczyła wstrząsów o mniejszych energiach, tj. do
maksymalnie 5∙105 J. Udział składowej I był tutaj największy i wynosił średnio około 45%. Udział składowej CLVD
(jednoosiowego ściskania) w ogniskach tych wstrząsów był
nieznacznie mniejszy i wynosił średnio około 41%. Składowa
ścinająca DBCP miała w ogniskach tych wstrząsów najmniejszy udział – średnio około 14%.
Energia, J
Odległość od frontu
ściany, m1
Współrzędna Z, m²
I
CLVD
DBCP
Tabela 1. Parametry sejsmologiczne i mechanizmu ognisk wysokoenergetycznych wstrząsów
Table 1. Seismological and focal mechanism parameters of high-energy tremors
1.
2012-11-13
03:07
4.0E+5
-20
-513
152,0/82,7
79,6
27,3/12,7
144,6
22.7
14
63.3
RE
2.
2012-11-17
10:27
9.0E+5
-30
-502
154,9/84,3
81,1
32,6/10,5
147,3
19
9.6
71.3
RE
3.
2012-11-20
10:41
3.0E+6
-70
-529
15,1/49,1
114,0
161,0/46,3
64,9
22
22
56
RE
4.
2012-11-27
22:26
1.0E+7
-100
-555
253,3/69,2
-101,9
103,9/23,8
-61,6
-19.2
-8.4
72.3
NO
5.
2012-12-16
05:39
9.0E+5
-110
-633
324,5/77,5
-83,1
115,5/14,2
-118,2
6.7
14.4
78.9
NO
Lp.
Data
Godzina
Parametry płaszczyzn nodalnych3
Składowe tensora, %
Typ mechanizmu4
ФA/δA
λA
ФB/δB
λB
16
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
6.
2012-12-21
07:56
2.0E+6
-90
-516
347,2/86,6
-85,5
113,8/5,6
143,2
-1.1
-9.8
89.1
NO
7.
2012-12-23
19:46
9.0E+6
-20
-511
174,2/88,2
-98,6
72,9/8,8
-11,5
-22.2
-23.1
54.7
NO
8.
2013-01-11
16:35
9.0E+5
-110
-576
278,2/55,6
-87,7
94,2/34,5
-93,3
-37.9
-18.2
43.9
NO
9.
2013-01-11
23:21
4.0E+6
-20
-628
17,3/81,6
94,5
169,0/9,5
62,0
8.6
4.6
86.8
RE
10.
2013-01-19
02:23
5.0E+5
-20
-635
152,8/56,5
-91,4
335,5/33,5
-87,9
-43.4
-38.5
18.1
IMPL
11.
2013-01-24
02:38
9.0E+6
-50
-609
184,6/83,2
-96,2
47,4/9,2
-47,6
-23.5
24
52.5
NO
12.
2013-02-02
15:44
8.0E+5
-20
-551
211,4/85,8
-110,0
110,0/20,4
-12,1
-23.8
-21.6
54.6
NO
13.
2013-02-06
20:33
9.0E+5
-70
-569
181,9/83,1
94,8
36,6/8,4
55,5
-29
-29.9
41.1
NO
14.
2013-02-16
22:23
7.0E+5
40
-515
12,0/64,9
102,9
163,8/28,0
64,6
28
27.9
44.1
RE
15.
2013-02-19
06:22
8.0E+5
-30
-523
187,1/89,6
-84,5
280,8/5,5
-176,2
-12
-16.4
71.5
NO
16.
2013-03-02
02:38
1.0E+6
20
-543
216,8/87,1
-102,8
114,3/13,1
-12,8
-18.1
-35.4
46.5
NO
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
17
17.
2013-03-06
03:28
8.0E+5
30
-550
13,5/65,3
-76,9
164,4/27,8
-116,2
-23.7
-19.8
56.5
NO
18.
2013-03-08
22:26
8.0E+5
-50
-553
33,0/76,1
-73,6
162,2/21,4
-138,7
-16.6
-7.2
76.2
NO
19.
2013-03-11
21:30
8.0E+5
-30
-569
20,5/62,4
-73,0
167,1/32,1
-119,2
-29.2
-24.4
46.4
NO
20.
2013-03-14
17:40
4.0E+5
-30
-514
45,5/78,0
-71,6
167,6/21,9
-146,0
-21.3
-15.1
63.6
NO
21.
2013-03-15
20:49
9.0E+5
-60
-544
28,1/84,2
-81,0
150,7/10,7
-147,0
0.8
16.9
82.3
NO
22.
2013-03-19
12:28
4.0E+5
-130
-560
152,1/78,0
-106,0
27,9/21,9
-36,2
-21.9
-12.1
66
NO
23.
2013-03-23
15:14
9.0E+5
30
-500
35,8/74,2
102,8
176,0/20,2
52,0
20.2
15.2
64.6
RE
24.
2013-04-01
16:16
3.0E+5
40
-575
154,7/66,5
-94,5
345,8/23,9
-79,8
-42.7
-34.2
23.1
IMPL
25.
2013-04-05
17:43
9.0E+5
-10
-543
248,2/69,4
-108,6
111,8/27,5
-49,7
-27.3
-21.1
51.6
NO
26.
2013-04-15
20:40
2.0E+5
-180
-588
103,1/58,3
-68,1 245,7/37,9
-121,1 -48.4
-49.7
1.8
IMPL
27.
2013-04-29
18:09
5.0E+5
-150
-537
16,1/68
-84,3
181/22,7
-103,9
-33.9
-28.2
37.9
NO
„-” – za frontem ściany, „+” – przed frontem ściany,
głębokość ognisk określona z dopasowania rozwiązania wg programu FOCI,
3 ΦA, ΦB – azymuty płaszczyzn nodalnych A, B, δA, δB – upady płaszczyzn nodalnych A, B, λA, λB – kąty poślizgu związane z płaszczyznami nodalnymi
A, B (wyrażone w stopniach),
4 typ mechanizmu: NO – poślizgowy normalny, RE – poślizgowy odwrócony, IMPL – implozja.
1 2 18
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Początkowo występujące wysokoenergetyczne wstrząsy
(1-3) związane były najprawdopodobniej z naruszeniem równowagi naprężeniowej występującej w filarze dla przekopów
skrzydłowych, wytworzonej podczas wieloletniej i wielopokładowej eksploatacji. Wstrząsy te lokalizowały się w caliźnie,
za frontem ściany. Wstrząsy te cechowały się mechanizmem
poślizgowym odwróconym, a udział składowej ścinającej
wynosił średnio około 64%. W rozwiązaniach mechanizmów
tych ognisk azymut jednej z płaszczyzn nodalnych korelował
się wyraźnie z krawędziami eksploatacyjnymi wytworzonymi
w pokładach wyżej zalegających i zawierał się w przedziale
od 152º-161º. Upad rozpatrywanych płaszczyzn nodalnych
zawierał się w przedziale od ponad 46º do około 84º.
Wystąpienie wysokoenergetycznych wstrząsów 4-6 i 8
wiązało się najprawdopodobniej z uaktywnieniem się uskoku
o zrzucie 25 m w wyniku rozpoczętej eksploatacji. Wstrząs
nr 4 o energii 1·107 J, był najsilniejszym w rejonie analizowanej ściany. Udział składowej ścinającej w ogniskach ww.
wstrząsów wynosił średnio około 71%, a przemieszczenie
następowało zgodnie z otrzymanym mechanizmem na uskoku normalnym. Azymut jednej z płaszczyzn nodalnych tych
wstrząsów (średnio około 300º) pokrywał się w dużym stopniu
z przebiegiem uskoku o zrzucie 25 m, tj. NW-SE. Upad rozpatrywanych płaszczyzn nodalnych zawierał się w przedziale
od około 56º do około 87º (średnio 72º). Przemieszczenie
mas skalnych dla rozpatrywanych płaszczyzn nodalnych było
zgodne ze zrzutem uskoku 25 m.
Po uzyskaniu przez ścianę około 40 m postępu wystąpił
pierwszy wstrząs związany najprawdopodobniej z pęknięciem
w grubej warstwie piaskowca (wstrząs nr 7). Kolejne tego
typu wstrząsy występowały systematycznie podczas dalszego
biegu ściany, w analizowanym oknie czasowym (wstrząsy
nr 11, 13, 15, 17-22, 27). Uwzględniając typ mechanizmu
ognisk oraz ich głębokość, a także parametry jednej z płaszczyzn nodalnych można stwierdzić, iż wymienione wstrząsy
związane były z typowymi procesami destrukcji górotworu,
zachodzącymi w wyniku pękania grubej warstwy piaskowca,
powodowanymi postępem ściany. W ogniskach tych wstrząsów udział składowej ścinającej wynosił średnio około 59%.
Azymut rozciągłości jednej z płaszczyzn nodalnych korelował
się wyraźnie z frontem ściany, tj. zawierał się w przedziale
od blisko 151° do ponad 187°. Upad rozpatrywanych płaszczyzn nodalnych wynosił średnio około 51°. Przemieszczenie
następowało w kierunku wytwarzanych zrobów (kąt poślizgu
płaszczyzn nodalnych- λ zawierał się w przedziale od -84,5°
do -147°, średnio około -114°).
Po okresie rozruchu ściany, w jej rejonie wystąpiły również 3 wstrząsy (nr 9, 14, 23) o mechanizmie poślizgowym
odwróconym. Wstrząsy te lokalizowały się stosunkowo
blisko frontu ściany, tj. od -20 m za do 40 m przed frontem
ściany. Azymut rozciągłości jednej z płaszczyzn nodalnych
korelował się wyraźnie z frontem ściany (od około 164°
do około 176°). Upad rozpatrywanych płaszczyzn nodalnych zawierał się w przedziale od około 10° do około 28°.
W ogniskach tych wstrząsów doszło najprawdopodobniej do
połogiego, odwróconego pęknięcia wskutek rozwarstwienia
stropu. Co świadczy o wysokiej składowej poziomej naprężeń.
Spośród zarejestrowanych w analizowanym oknie czasowym wysokoenergetycznych wstrząsów dwa z nich, tj. nr 16 i
25 prawdopodobnie były związane z występowaniem w polu
ściany strefy zaburzeń tektonicznych w postaci serii uskoków
o przebiegu od SW-NE do WNW-ESE i zrzucie do 5,5 m oraz
o nachyleniu płaszczyzn uskokowych w przedziale od około
20o do około 90o. W rejonie tej strefy górotwór najprawdopodobniej był znacznie osłabiony. W ogniskach wspomnianych
wstrząsów przemieszczenie następowało na uskoku normalnym, a udział składowej ścinającej wynosił odpowiednio
2015
46,5º i 51,6º. Udział implozji oraz jednoosiowego ściskania
również był wyraźny w ogniskach tych wstrząsów. Azymut
jednej z płaszczyzn nodalnych tych wstrząsów, pokrywał się
w dużym stopniu z przebiegiem wspomnianej strefy zaburzeń
tektonicznych (odpowiednio 217º i 248º). Upad rozpatrywanych płaszczyzn nodalnych wynosił odpowiednio około 69º
i około 87º.
Spośród analizowanych wstrząsów jeden z nich, tj.
wstrząs nr 12 wystąpił znacznie na północ od pola ściany,
w zrobach wyeksploatowanego górnego piętra ścianowego,
w rejonie krawędzi pokładu 501 oraz krawędzi pokładu 506,
zalegającego w odległości około 45 m nad pokładem 510.
Analiza mechanizmu ogniska wykazała, że dominowało tutaj
ścinanie (54,6%). Udział implozji i jednoosiowego ściskania
kształtował się na podobnym poziomie, tzn. 23,8% oraz
21,6%. Azymut jednej z płaszczyzn nodalnych, pokrywał się
w dużym stopniu z przebiegiem zaszłości eksploatacyjnych,
w rejonie których ognisko wstrząsu zostało zlokalizowane
(211º). Upad wspomnianej płaszczyzny nodalnej wynosił
około 86º. Uwzględniając lokalizację ogniska wstrząsu,
w tym głębokość ogniska określoną z dopasowania rozwiązania według programu FOCI oraz samo rozwiązanie mechanizmu ogniska, można przypuszczać, iż doszło tutaj do pęknięcia
we wstrząsogennej warstwie piaskowca, wskutek naruszenia
równowagi naprężeniowej w rejonie pozostawionych zaszłości eksploatacyjnych w pokładach wyżej zalegających
w wyniku prowadzonej eksploatacji.
Podczas prowadzonej eksploatacji stwierdzono wyraźny
udział czynników geologiczno-górniczych występujących
w rejonie objętej badaniami ściany na proces powstawania
wysokoenergetycznych wstrząsów. Położenie epicentrów
wysokoenergetycznych wstrząsów, które wystąpiły w rejonie objętej badaniami ściany, w przyjętym oknie czasowym
przedstawiono na mapie pokładu 510 (rys. 4).
7. Podsumowanie
Badania mechanizmu ognisk wstrząsów umożliwiają
poznanie najbardziej prawdopodobnych przyczyn powstawania wysokoenergetycznych wstrząsów górotworu
oraz wyciągnięcia wniosków o stanie naprężeń w górotworze podczas prowadzonej eksploatacji ścianowej. Wiedza ta
może być przydatna zarówno w poprawniejszej ocenie stanu
zagrożenia tąpaniami metodą sejsmologiczną, jak i ustalaniu
odpowiednich kroków w ramach aktywnej profilaktyki przeciw tąpaniowej.
Przeprowadzone badania pozwoliły ustalić prawdopodobny przebieg procesów odpowiedzialnych za powstawanie
wysokoenergetycznych wstrząsów indukowanych eksploatacją pokładu 510 wytypowaną ścianą, w zróżnicowanych
warunkach górniczo-geologicznych.
Eksploatacja w skomplikowanych warunkach górniczo-geologicznych skutkowała wieloźródłowością wysokoenergetycznych wstrząsów górniczych. Występowanie wstrząsów
związane było w początkowym okresie z uaktywnieniem
się uskoku o zrzucie 25 m oraz z naruszeniem równowagi
naprężeniowej w filarze dla przekopów skrzydłowych, tj.
z czynnikami występującymi poza polem objętej badaniami
ściany. W dalszym okresie wstrząsy wysokoenergetyczne
powstawały głównie w polu ściany, w związku z procesami
pękania wstrząsogennej warstwy piaskowca zalegającej
w znacznej odległości nad eksploatowanym pokładem.
Wstrząsy powstawały również w wyniku tworzenia się zawału
skał stropowych oraz naruszenia równowagi naprężeniowej
w rejonie zaszłości eksploatacyjnych w pokładach wyżej
zalegających.
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
19
Rys. 4.Położenie epicentrów wysokoenergetycznych wstrząsów na mapie pokładu 510
Fig. 4. Location of epicenters of high-energy tremors on the map of the coal seam no. 510
Obserwacja zmienności mechanizmu ognisk wstrząsów
w korelacji z warunkami górniczo-geologicznymi podczas
prowadzonej eksploatacji umożliwiła rozpoznanie źródeł
zagrożenia sejsmicznego.
9.
Literatura
11.
1.
2.
3.
4.
5.
6.
7.
8.
Aki K., Richards P. G.: Quantitative Seismology – Theory and Methods,
W.H. Freeman & Co., vol. 1, 2, San Francisco, 1980.
Backus G., Mulcahy M.: Moment Tensor and Other Phenomenological
Description of Seismic Sources, Geophys. J. R. Astr. Soc., 1976, s.
341-361.
Drzęźla B.: Teoretyczne i praktyczne zasady oceny błędów lokalizacji
ognisk wstrząsów oraz projektowania sieci sejsmometrów, Materiały
III Szkoły Geofizyki Górniczej, Śląskie Wydawnictwo Techniczne,
Katowice 1992, s. 126-141.
Drzęźla B., Dubiński J.: Lokalizacja ognisk wstrząsów górniczych,
w: Badania geofizyczne w kopalniach, praca zbiorowa pod red. J.
Dubińskiego, Z. Pileckiego i W. M. Zuberka, Wydawnictwo IGSMiE
PAN, Kraków 2001, s. 72-95.
Gibowicz S. J.: Mechanizm ognisk wstrząsów. Wstrząsy górnicze –
mechanizm, lokalizacja i energia, Szkoła Eksploatacji Podziemnej,
Szczyrk 1995, s. 5-30.
Gibowicz S. J., Kijko A.: An introduction to mining seismology. Int.
Geoph. Series, vol.55, Academic Press, San Diego, New York, 1994 p.
209- 216.
Hasegawa H. S., Wetmiller R. J., Gendzwill D. J.: Induced Seismicity in
Mines in Canada –An Overview, PAGEOPH, Vol. 129, Nos. 3/4, 1989,
s. 423-453.
Kwiatek G.: Foci – tensor momentu sejsmicznego – parametry spektralne. Opis programu, publikacja internetowa: www.sejsmologia-gornicza.
pl/foci/download.php, 2009
10.
12.
13.
14.
15.
16.
17.
Kwiatek G., Charalampidou E.-M., Dresden G., Stanchits S.: An improved method for seismic moment tensor inversion of acoustic emission
through assessment of sensor coupling and sensitivity to incidence angle,
Int. J. Rock Mech. Min. Sci., Vol. 65, 2014, s. 153-161.
Marcak H., Zuberek W. M.: Geofizyka górnicza, Śląskie Wydawnictwo
Techniczne, Katowice 1994, s. 143-150.
Stec K.: Metody wyznaczania mechanizmu ognisk wstrząsów, Prace
Naukowe GIG „Górnictwo i Środowisko”, 2009a, Nr 4/1, s. 223-237
Stec K.: Mechanizm ogniska wstrząsu i metody jego wyznaczania,
Warsztaty z cyklu „Zagrożenia naturalne w górnictwie”, 2009b, s. 287305.
Stec K., Patyńska R., Konopko W.: Próba zweryfikowania zapisów
względnej aktywności górotworu generowanej robotami górniczymi w
GZW w latach 1988-1998, Prace Naukowe GIG, „Górnicze Zagrożenia
Naturalne” 2011, nr 4/2, s. 451-454.
Stec K., Wojtecki Ł.: Charakterystyka mechanizmu ognisk wstrząsów
górotworu związanych z eksploatacją pokładu 510 ścianą 502 w Kopalni
Węgla Kamiennego „Bielszowice”, w: Prace Naukowe GIG, „Górnicze
Zagrożenia Naturalne” 2011, s. 61-77.
Wiejacz P.: Badania mechanizmów wstrząsów górniczych w Polsce,
w: Badania geofizyczne w kopalniach, praca zbiorowa pod red.
J. Dubińskiego, Z. Pileckiego, W. M. Zuberka, Wydawnictwo IGSMiE,
Kraków 2001, s. 25-33.
Wojtecki Ł., Talaga A., Mendecki M. J., Zuberek M. W.: The
Estimation of the Torpedo Blasting Effectiveness Based on the
Analysis of the Focal Mechanisms of Induced Mining Tremors
in Bielszowice Coal Mine, EUROCK 2013: Rock Mechanics for
Resources, Energy and Environment, CRC Press, Taylor & Francis
Group, 2013, s. 769-774.
Zuberek W.M., Dubiel R., Pierwoła J.: Tensor momentu sejsmicznego wstrząsów górniczych i tąpnięć z rejonu siodła głównego GZW,
Materiały Szkoły Eksploatacji Podziemnej, Kraków 1998, s. 383- 393.
20
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
UKD 622.333: 622.83/.84: 001.891.5
Charakterystyka „tąpaniowo-energetyczna”
dla danych zarejestrowanych w GZW –
aktualizacja do 2013 roku
Rockburst-energy characteristics for data registered in the
GZW – update to 2013
Dr inż. Iwona Gołda*)
Treść: W artykule zaprezentowana została aktualna postać punktowa charakterystyki „tąpaniowo-energetycznej”, wyznaczona na podstawie archiwalnych danych dotyczących wstrząsów i tąpnięć zarejestrowanych w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym (GZW)
w latach 1999-2013. Punktowa charakterystyka „tąpaniowo-energetyczna” w całej pracy interpretowana jest jako warunkowe,
, gdzie warunek stanowi wystąpienie wstrząsu o energii E większej od pewnej
średnie prawdopodobieństwo tąpnięcia
przyjętej wartości energii E1, natomiast średnie, ponieważ jest to wartość średnia zmiennej losowej i podkreśla to symbol kreski
nad tą zmienną. W pracy zaprezentowano charakterystyki dla okresów pięcioletnich oraz dziesięcioletnich, których graficzna
postać przedstawia zmienną w czasie zależność pomiędzy liczbą wstrząsów a liczbą tąpnięć.
Abstract: This paper presents the current version of point rockburst-energy characteristics, defined on the basis of the archival tremors
and rockburst data registered in the Upper Silesian Coal Basin (GZW) during 1999-2013. In this paper, point rockburst-energy
characteristics are interpreted as the conditional, average probability of rockburst, where the occurrence with energy tremor
E, larger than the assumed value of energy, is the condition, average because it is an average value of a random variable and
it is highlighted with a line symbol under this variable. The paper presents rockburst-energy characteristics for periods of
five and ten years, which present a time-changed relationship between the number of tremors and the number of rockburst
in graphical form.
Słowa kluczowe:
wstrząs, tąpnięcie, prawdopodobieństwo
Key words:
tremor, rockburst, probability
1. Wprowadzenie
Tąpnięcia oraz wstrząsy górnicze stanowią nierozłączny
element górnictwa i wpływają na powszechnie występujące
zagrożenie sejsmiczne i tąpaniami w podziemnych zakładach
górniczych. Liczba wstrząsów oraz tąpnięć, ich energia czy lokalizacja, jak wiadomo, wynika m.in. ze wzrostu głębokości na
jakiej prowadzone są prace, zaszłości eksploatacyjnych oraz
warunków geologicznych i powierzchniowych powodujących
tzw. eksploatację skrępowaną. W obszarze GZW głównymi
rejonami wzmożonej aktywności sejsmicznej jest niecka
bytomska, siodło główne, niecka kazimierzowska, niecka
główna, niecka jejkowicka i sfałdowania Jastrzębia. Rejony
te charakteryzują się głębokim zaleganiem pokładów węgla,
które otoczone są dodatkowo kompleksami wytrzymałego
piaskowca o różnorodnej tektonice [13]. Jak podaje Patyńska
[11] w roku 2013 spośród 29 kopalń prowadzących wydobycie na obszarze GZW aż 21 z nich eksploatowało pokłady
zaliczane do zagrożonych tąpaniami. Podkreślić należy, że
48,25% całkowitego wydobycia w GZW pochodziło właśnie
z pokładów zagrożonych tąpaniami, a w przypadku takich
kopalń jak „Bobrek-Centrum”, „Pokój”, „Bielszowice” oraz
*) Politechnika Śląska, Gliwice
„Rydułtowy-Anna” całość wydobycia pochodziła z pokładów
zagrożonych tąpaniami. Temat związany z zagrożeniem sejsmicznym oraz tąpaniami jest ciągle aktualny i wymagający
analizy, zapewne prowadzącej do polepszenia stanu wiedzy
w tym zakresie.
Na podstawie statystyki dotyczącej wstrząsów oraz tąpnięć zaprezentowanej w Raporcie rocznym o stanie podstawowych zagrożeń naturalnych i technicznych w górnictwie
węgla kamiennego [11] zauważyć można, że w roku 2013 –
w porównaniu do lat wcześniejszych – spadła liczba tąpnięć,
lecz jednocześnie zwiększyła się liczba wstrząsów, co powoduje, że relacja pomiędzy wstrząsem a tąpnięciem (zarówno
w kontekście ilościowym, jak i energetycznym) uległa zmianie. Wiadomo jednocześnie, że wstrząs górniczy (m.in. jego
„siła” w postaci energii) jest warunkiem niezbędnym, aby
doszło do tąpnięcia [3], stąd też podczas analizy sejsmicznego
zagrożenia tąpnięciem ZST lub też zagrożenia tąpnięciem ZT
istotną rolę odgrywa m.in. charakterystyka „tąpaniowo-energetyczna”, która prezentuje zależność ilościowo-energetyczną
pomiędzy zdarzeniami jakimi są wstrząsy górnicze a zdarzeniami jakimi są tąpnięcia. Istotność corocznej aktualizacji
takiej zależności w oparciu o nowe dane wydaje się bezsporna
i to właśnie jest celem artykułu.
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2. Definicje oraz ich interpretacja
Przyjmuje się, że tąpnięcie jest zdarzeniem dychotomicznym, ponieważ wystąpi lub też nie. W literaturze światowej prawdopodobieństwo takich zdarzeń aproksymowane
jest zazwyczaj za pomocą krzywej logistycznej [2], [10].
W całej pracy przyjmuje się, że warunkowe, prawdopodobieństwo tąpnięcia P(T  E ≥ E1) wskutek wstrząsu o energii
E większej od pewnej przyjętej wartości E1, zapisać można
w postaci [15]
P(T  E ≥ E1) = (1 + exp[ – α(logE1 – β)])–1
(1)
gdzie: E1 – warunek tąpnięcia w postaci wybranej wartości
energii wstrząsu, np. tzw. energii zagrażającej; α i β – parametry wyznaczane empirycznie metodą regresji liniowej. Ponadto
wykazać można, że wartości P z równania (1) zawierają się w
przedziale <0,1>
Równanie to może być też używane do aproksymacji prawdopodobieństwa. Zależność opisana równaniem (1) nazywana
jest w dalszej części pracy charakterystyką „tąpaniowo-energetyczną”, a procedura (np. minimalnokwadratowej)
estymacji parametrów (α i β) tej charakterystyki – kalibracją. W literaturze (patrz np. [14], [16], [17]) spotkać
się można także z interpretacją charakterystyki „tąpaniowo-energetycznej” jako warunkowego prawdopodobieństwa
tąpnięcia wskutek wstrząsu o energii E z pewnego przyjętego
przedziału E1 ≥ E ≥ E2.
Świadomość dwojakiej możliwości interpretacyjnej jest
szczególnie istotna w przypadku wykorzystania warunkowego
prawdopodobieństwa tąpnięcia do oceny/prognozy sejsmicznego zagrożenia tąpnięciem ZST, co (w przypadku przewyższeń
tj. E ≥ E1) przedstawić można w sposób następujący
P(T, E ≥ E1) = P(E ≥ E1) · P(T  E ≥ E1) = Z · P(T  E ≥ E1) (1)
S
gdzie: P(T, E ≥ E1) ≡ ZST – sejsmiczne zagrożenie tąpnięciem
[8] definiowane jako prawdopodobieństwo tąpnięcia wynikające wyłącznie z zagrożenia sejsmicznego wstrząsem
o energii E≥E1 i występujące pod warunkiem, że wstrząs ten
wywoła tąpnięcie P(T  E ≥ E1); P(E ≥ E1) ≡ ZS – zagrożenie
sejsmiczne definiowane jako prawdopodobieństwo przewyższenia, w określonym czasie i przestrzeni, energii E1, możliwe
do estymacji dzięki wykorzystaniu rozkładu Pareto (lub
jego logarytmicznej formy – rozkładu Gutenberga-Richtera)
i przyjęciu założenia o poissonowskim charakterze emisji
wstrząsów i ich odcinkowej stacjonarności (np. [7], [20],
[21], [22]). Zapis równania (2) jest możliwy natomiast dzięki
zastosowaniu podstawowych zasad rachunku prawdopodobieństwa, w szczególności pojęcia prawdopodobieństwa
warunkowego oraz twierdzenia o iloczynie logicznym („koniunkcji”) dwóch zdarzeń (np. tąpnięcia i wstrząsu o energii
E≥E1) – [1], [6]. Z twierdzenia tego wynika że, chcąc uzyskać
ocenę ZST, należy estymować iloczyn: prawdopodobieństwa
wystąpienia energii E≥E1 (identyfikowanego w tej pracy
z ZS) i prawdopodobieństwa warunkowego P(T|E≥E1), że dana
„przestrzeń (klasa) prób” spowoduje tąpnięcie [4], [16], [18].
Równanie (2) zapisać można również w analogiczny sposób
dla przypadku uwzględniającego estymację zagrożeń/prawdopodobieństw dla przedziału energii, jednakże w zapisach
oraz interpretacji pamiętać należy o spójności wnioskowania,
a mianowicie: jeśli zagrożenie sejsmiczne ZS to prawdopodobieństwo przewyższenia energii P(E≥E1), to prawdopodobieństwo warunkowe P(T|E≥E1) dotyczyć musi tego samego
zakresu (przewyższenia) energii. Natomiast jeśli zagrożenie
sejsmiczne ZS to prawdopodobieństwo wystąpienia energii
21
z przedziału P(E2≥E≥E1), to prawdopodobieństwo warunkowe
P(T|E2≥E≥E1) dotyczyć musi tego samego przedziału energii.
Powyższe warunkuje nie tylko interpretację, ale i graficzną
postać charakterystyki tąpaniowo-energetycznej. W pracy
zaprezentowana została postać charakterystyki tąpaniowo-energetycznej dla przewyższeń. Pamiętać należy także, że
estymator (2) przedstawia tylko część geofizyczną ogólnego
estymatora zagrożenia tąpnięciem ZT, w którym uwzględnić
można także inne czynniki kształtujące zagrożenie, takie jak
głębokość eksploatacji H czy wytrzymałość skał na ściskanie
RC [16], [17], [19].
3. Kalibracja charakterystyki - ocena punktowa i probabilistyczna P(T  E ≥ E1)
Kalibrację charakterystyki „tąpaniowo-energetycznej”
otrzymujemy poprzez przekształcenie równania (1) do postaci
(3)
Aby zwiększyć przejrzystość zapisu zastosować można
zapis skrócony, gdzie: P(T  E ≥ E1) = P a – α(logE1 – β) = K , co
umożliwia przedstawienie równania (4) w następujący sposób
K = ln[(1 – P) / P]
(4)
Równanie (4) w statystyce nazywane bywa przekształceniem lub też transformacją logistyczną (logitową), a w formie
funkcji liniowej zapisane może być w postaci
K = –αlog E1 + c
(5)
gdzie: c=α.β.
Do kalibracji charakterystyki „tąpaniowo-energetycznej”
konieczna jest statystyka związana z liczebnością wstrząsów
oraz tąpnięć w poszczególnych klasach energetycznych,
która prezentowana jest systematycznie w Raportach rocznych publikowanych przez Główny Instytut Górnictwa [11].
Prawdopodobieństwo P aproksymuje się ilorazem liczby
tąpnięć NT i liczby wstrząsów NW na podstawie danych empirycznych, a następnie układając układ j równań liniowych
z dwoma niewiadomymi (α i c) na podstawie (5), gdzie j
to przyjęta liczba przedziałów energii („przestrzeni prób”)
a log Ei oznacza dolną granicę danego przedziału. Tak powstały układ równań rozwiązany może być za pomocą układu
macierzowego AY=K
Y = (AT A)–1 AT K
(6)
gdzie: AT – oznacza macierz transponowaną, (AT A)–1 – macierz odwrotną iloczynu. Poniżej, w celu zilustrowania procedury kalibracji i graficznej interpretacji charakterystyki1,
zaprezentowano obliczenia wykonane na podstawie danych
dotyczących wstrząsów i tąpnięć zarejestrowanych w GZW
w latach 2004-2013 [11].
Na podstawie statystyki wstrząsów NW i tąpnięć NT z lat
2004-2013 w GZW, w oparciu o (4) sporządzono tabelę nr 1
1
Zaprezentowany sposób wyznaczania parametrów charakterystyki
stosować można także dla innych parametrów opisanych w Metodzie
Rozeznania Górniczego wchodzącej w skład Kompleksowej Metody
Oceny Stanu Zagrożenia Tąpaniami.
22
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Tablica 1. Uproszczona statystyka wstrząsów i tąpnięć w GZW z lat 2004-2013 obejmująca zdarzenia
w przyjętym przedziale energii oraz logarytmy górnych granic tych przedziałów
Table 1. Simplified tremors and rockburst statistics in the GZW during 2004-2013, including events in
a defined energy range and the logarithms of the top limits of these ranges
2004-2013
E, J
log Ei
NW
NT
≥1·105
5
10913
27
≥1·106
6
1750
21
≥1·107
7
175
15
≥1·108
8
15
2
≥1·109
9
2
0
5,9994
4,4108
2,3671
1,8718
-
W oparciu o uzyskane wartości oraz (5), ułożony został
układ L równań z dwoma niewiadomymi, gdzie L – jest liczbą
przedziałów energii (tutaj L=4)2:
(7)
których minimalnokwadratowe rozwiązanie wynosi α=1,4426
oraz β=9,0386 (ponieważ c=α.β to c=13,0395). Sprawdzeniem
obliczeń jest wyznaczenie sumy odchyłek εi
(8)
która powinna wynosić w przybliżeniu 0. Oprócz parametrów
α i β w wyniku minimalnokwadratowej estymacji otrzymuje
się także odchylenie standardowe zlinearyzowanego rozwiązania (tzn. odchylenie standardowe błędów dopasowania danych
empirycznych do równania K = – α(log E1 – β) w postaci
(9)
gdzie L jest liczbą „obserwacji” (tzn. przedziałów energii)
to (przybliżona) wariancja błędów dopasowai
nia do linii regresji (5). Zatem dla lat 2004-2013:
2
Pola zaszarzone w tab.1 są wynikiem braku tąpnięć związanych z energią
E ≥ 1· 109 [J], co uniemożliwia dalsze obliczenia. W rozdz. 4, tab. 2a oraz
3a zastosowano analogiczne oznaczenia.
(10)
Na rys. 1 pokazano graficzną interpretację charakterystyki
tąpaniowo-energetycznej.
Zaprezentowaną kalibrację charakterystyki wykonać można dla dowolnego okresu czasu, przygotowując odpowiadającą
mu statystykę wstrząsów i tąpnięć. Należy jednak zauważyć,
że w zaprezentowanym przykładzie, jak i zazwyczaj w praktyce, estymacja parametrów α i β oparta jest – ze względu na
małą liczbę tąpnięć – na archiwach pochodzących z dużych
obszarów (GZW) oraz z długich okresów czasu. Wartości te
(α i β) mają więc – jak również zależność (10) powstała po
ich podstawieniu – charakter „globalny” (tzn. dotyczą całego
podanego okresu czasu i wszystkich kopalń, z których dane
posłużyły do ich wyznaczenia). Z oczywistych względów
próba obliczenia α i β dla krótszych okresów czasu, lub też
mniejszych obszarów, jest nieuzasadniona lub nawet niemożliwa. Ponieważ P(T  E ≥ E1) uzyskane zostało na drodze
estymacji w oparciu o dane, które częstokroć obarczone są
niepewnością, to estymatę uzyskaną z równania (10) należy
traktować jako również obarczoną niepewnością.
Uwzględnienie niepewności oceny jest rozsądnym podejściem do zagadnienia estymat, czego potwierdzeniem jest
wydany w 1995 roku Guide to the Expression of Uncertainty
in Measurement [9], który w 1999 roku przetłumaczony został
także na język polski jako przewodnik omawiający wyrażanie
niepewności pomiaru [5]. Dokument ten traktowany jest jako
Międzynarodowa Norma Oceny Niepewności Pomiaru i powszechnie uznawany na całym świecie. Wg GUM niepewność
oceny nie jest błędem oceny, lecz wiąże się z jej rozkładem
prawdopodobieństwa, czyli z rozproszeniem wartości zmien-
Rys. 1.Charakterystyka tąpaniowo-energetyczna wyznaczona dla danych dotyczących wstrząsów i tąpnięć zarejestrowanych w GZW w latach 20042013
Fig. 1. Rockburst-energy characteristics defined for the tremors and rockburst
data registered in the GZW during 2004-2013
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
nej losowej wokół jej wartości średniej i wbrew negatywnym
odczuciom jako błąd nie powinna być traktowana. Ponadto
„wynik pomiaru tylko wtedy jest kompletny, gdy zawiera
zarówno wartość wielkości mierzonej, jak i niepewność
pomiaru, związaną z tą wartością” [5]. Stąd też, warunkowe
prawdopodobieństwo tąpnięcia P(T  E ≥ E1), dla ustalonej
wartości E1, również należy traktować jako zmienną losową
o określonym rozproszeniu, a wartość uzyskaną z (10) – dla
– kreska
różnych E1 – jako wartość średnią
nad zmienną podkreśla, że jest to wartość średnia zmiennej
losowej. Oceny uwzględniające niepewność utożsamiane są
przez autorkę z ocenami probabilistycznymi, natomiast oceny nieuwzględniające niepewności – ocenami punktowymi
(równanie (10)).
Niepewność oceny
– czyli charakterystyki
– w postaci σK opisanej równaniem (9), związana jest m.in.
z ograniczoną liczbą tąpnięć w rozpatrywanym okresie czasu
(co przekłada się na zadanie regresji liniowej), jak również
z dokładnością rejestracji energii wstrząsów. Jeśli energie
wstrząsów (stanowiące bazę danych w metodzie) wyznaczone
są niedokładnie, podział ich na podzbiory o określonych granicach (energetycznych) jest także niedokładny, a niedokładność
ta propaguje do zadania regresji, czyli oceny parametrów
charakterystyki.
23
4. Charakterystyka tąpaniowo-energetyczna na przestrzeni lat
Jak już wcześniej wspomniano, charakterystyka tąpaniowo-energetyczna wykorzystuje zależności ilościowo-energetyczne pomiędzy zdarzeniami jakimi są wstrząsy oraz
tąpnięcia. Interesujące zatem wydaje się być, jak zależność ta
zmienia się w czasie. W związku z powyższym, analogicznie
jak w rozdziale 3 (części dotyczącej kalibracji), w oparciu
o Raporty Roczne [11], [12] w tab. 2 przedstawiono uproszczoną statystykę wstrząsów i tąpnięć dla kolejno następujących po sobie dekad, rozpoczynając od okresu 1999-2008.
Na podstawie danych zawartych w tab. 2 wykonano
kalibracje charakterystyk dla poszczególnych okresów
czasu, uzyskując parametry α i β oraz σK , które zestawiono
w tab. 3.
Graficzna interpretacja charakterystyk dla kolejno następujących po sobie dekad zaprezentowana została na rys. 2.
Analogicznie, jak i wcześniej, na podstawie danych
zawartych w tab. 4 wykonano kalibracje charakterystyk dla
poszczególnych okresów czasu, uzyskując parametry α i β
oraz σK, które zestawiono w tab. 5.
Tablica 2. Uproszczona statystyka wstrząsów i tąpnięć w GZW dla wybranych dekad, obejmująca zdarzenia w przyjętym przedziale energii E oraz logarytmy górnychnych granic tych przedziałów
Table 2. Simplified tremors and rockburst statistics in the GZW for selected decades, including events in a defined
energy range and the logarithms of the top limits of these ranges
2004-2013
2003-2012
2002-2011
2001-2010
2000-2009
1999-2008
E, J
log Ei
NW
NT
NW
NT
NW
NT
NW
NT
NW
NT
NW
NT
≥1·105
5
11660
34
≥1·106
6
1782
25
≥1·107
7
177
17
≥1·108
8
9
2
≥1·109
9
1
0
5,8346
4,2525
2,2420
1,2528
-
11297
33
1694
24
182
17
10
2
1
0
5,8329
4,2425
2,2727
1,3863
-
11415
33
1654
24
177
16
11
2
2
0
5,8433
4,2183
2,3088
1,5041
-
11312
33
1612
25
180
15
14
2
2
0
5,8342
4,1507
2,3979
1,7918
-
11010
30
1650
24
179
15
16
2
2
0
5,9026
4,2158
2,3918
1,9459
-
10913
27
1750
21
175
15
15
2
2
0
5,9994
4,4108
2,3671
1,8718
-
24
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Tablica 3. Wartości parametrów charakterystyki tąpaniowo-energetycznej P(T  E ≥ E1) wraz z jej niepewnością standardową σK w zależności od dekad, dla których były wyznaczane
Table 3. Values of rockburst-energy characteristics parameters P(T  E ≥ E1) and standard uncertainty
σK depending on decades when they were determined
Przedział czasu, lata
1999-2008
2000-2009
2001-2010
2002-2011
2003-2012
2004-2013
α
1,5756
1,5309
1,4927
1,3880
1,3694
1,4426
β
8,6550
8,7428
8,8237
9,0530
9,1391
9,0386
σK
0,2196
0,2402
0,2572
0,3017
0,3535
0,3534
Rys. 2.Charakterystyka tąpaniowo-energetyczna (warunkowe średnie – pod warunkiem wystąpie) dla kopalń
nia wstrząsu o energii E≥E1 – prawdopodobieństwo tąpnięcia
GZW w wybranych dekadach
Fig. 2. Rockburst-energy characteristics (conditional average – under the condition of the tremor’s
appearance with the energy E≥E1 – probability of rockburst
GZW in selected decades
Graficzna interpretacja charakterystyk dla kolejno następujących po sobie okresów pięcioletnich zaprezentowano
na rys. 3.
Na podstawie zaprezentowanych statystyk – tab. 2 oraz
4 – widać wyraźnie, że proporcje pomiędzy liczbą tąpnięć
a liczbą wstrząsów na przestrzeni lat ulegają zmianie.
Dla przeanalizowanych okresów dziesięcioletnich, liczba
tąpnięć w stosunku do liczby wstrząsów w trzech z czterech przedziałów energetycznych okazała się największa
w latach 1999-2008 – patrz tab. 2, czego skutkiem jest największe średnie, warunkowe prawdopodobieństwo tąpnięcia
– patrz rys. 2. Najmniejsze
dotyczy lat 2003-2012, jednakże jest ono porównywalne z tym,
które wyznaczono dla lat 2002-2011 oraz aktualnej postaci
dla lat 2004-2013, dla której parametry wynoszą odpowiednio
α=1,4426 i β=9,0386, a niepewność standardowa σK =0,3534.
Analizując następujące po sobie okresy pięcioletnie, zauważyć można, że w zaprezentowanych przypadkach, liczba
tąpnięć w stosunku do liczby wstrząsów, w trzech pierwszych
klasach energetycznych jest największa w latach 2004-2008,
) for mines in the
natomiast w czwartej klasie energetycznej (tj. E≥1·108 J)
w latach 2002-2006. Stąd też w latach 2004-2008 oraz 20022006, średnie prawdopodobieństwo tąpnięcia
pod warunkiem wystąpienia wstrząsu o energii większej od
pewnej przyjętej wartości jest większe niż w pozostałych okresach czasu – patrz rys. 3. Liczba tąpnięć w stosunku do liczby
wstrząsów jest natomiast najmniejsza dla aktualnej postaci
charakterystyki tąpaniowo-energetycznej wyznaczonej dla
lat 2009-2013, co również wyraźnie widać na rys. 3. Ponadto
parametry charakterystyki tąpaniowo-energetycznej dla lat
2009-2013 wynoszą odpowiednio α=1,50267 i β=9,2734,
a niepewność standardowa σK=0,0212.
Zawarte w tab. 3 i 5 wartości parametrów charakterystyki
tąpaniowo-energetycznej są różne dla różnych okresów czasu,
zaleca się zatem aktualizację charakterystyki tąpaniowo-energetycznej (jej kalibrację) w celu uzyskania aktualnej oceny
wraz z wartością jej niepewności standardowej
σK, która może być różna, czego potwierdzeniem są zaprezentowane przykłady, w których maksymalne i minimalne
wartości niepewności standardowej σK dla przeanalizowa-
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
25
Tablica 4. Uproszczona statystyka wstrząsów i tąpnięć w GZW dla wybranych okresów pięcioletnich, obejmująca zdarzenia
w przyjętym przedziale energii oraz logarytmy górnych granic tych przedziałów
Table 4. Simplified tremors and rockburst statistics in the GZW for selected periods of five years, including events in
a defined energy range and the logarithms of the top limits of these ranges
2009-2013
2008-2012
2007-2011
2006-2010
2005-2009
2004-2008
2003-2007
2002-2006
2001-2005
2000-2004
1999-2003
E, J
log Ei
NW
NT
NW
NT
NW
NT
NW
NT
NW
NT
NW
NT
NW
NT
NW
NT
NW
NT
NW
NT
NW
NT
≥1·105
5
6208
16
≥1·106
6
1026
11
≥1·107
7
95
5
≥1·108
8
3
0
≥1·10
9
0
0
5,9584
4,5247
2,8904
-
-
6046
17
960
11
100
6
2
0
0
0
5,8711
4,4575
2,7515
-
-
6409
18
944
13
96
7
2
0
0
0
5,8723
4,2713
2,5427
-
-
6444
18
930
15
106
10
4
2
0
0
5,8777
4,1109
2,2618
0
-
6059
17
847
15
95
10
6
2
1
0
5,8733
4,0158
2,1401
0,6931
-
5452
18
756
14
82
12
6
2
1
0
5,7101
3,9703
1,7636
0,6931
-
5251
16
734
13
82
11
8
2
1
0
5,7905
4,0157
1,8648
1,0986
-
5006
15
710
11
81
9
9
2
2
0
5,8073
4,1518
2,0794
1,2528
-
4868
15
682
10
74
5
10
0
2
0
5,7793
4,2077
2,6247
-
-
4951
13
803
9
84
5
10
0
1
0
5,9398
4,4799
2,7600
-
-
5461
9
994
7
93
3
9
0
1
0
6,4065
4,9488
3,4012
-
-
nych okresów pięcioletnich wynoszą: σK min=0,0027 dla lat
2007-2011 i σK max=0,3199 dla lat 2005-2009, natomiast dla
przeanalizowanych dekad wynoszą: σK min=0,2196 dla lat 19992008 i σK max=0,3535 dla lat 2003-2012. Zauważyć można, że
niepewność standardowa σK charakterystyk kalibrowanych dla
okresów pięcioletnich jest zazwyczaj zdecydowanie mniejsza
niż dla okresów dziesięcioletnich, jednakże wydaje się, że
tak znaczna różnica wynika z liczby przyjętych/możliwych
przedziałów energetycznych, a co za tym idzie – liczby równań w zadaniu regresji minimalnokwadratowej związanej
z kalibracją charakterystyki.
26
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Tablica 5. Wartości parametrów charakterystyki tąpaniowo-energetycznej P(T  E ≥ E1) wraz z jej niepewnością
standardową σK w zależności od okresów pięcioletnich dla których były wyznaczane
Table 5. Value of rockburst-energy characteristics parameters P(T  E ≥ E1) and standard uncertainty σK depending on periods of five years when they were determined
Przedział czasu, lata
1999-2003
2000-2004
2001-2005
2002-2006
2003-2007
2004-2008
2005-2009
2006-2010
2007-2011
2008-2012
2009-2013
α
1,5340
1,5598
1,6648
1,9482
1,7416
1,7257
1,6227
1,5736
1,5773
1,5899
1,50267
β
8,9060
8,7953
8,5401
8,0720
8,3262
8,2582
8,4674
8,6116
8,6652
8,7632
9,2734
σK
0,0473
0,0689
0,0301
0,1291
0,1142
0,2452
0,3199
0,2784
0,0027
0,0613
0,0212
Rys. 3. Charakterystyka tąpaniowo-energetyczna (warunkowe średnie – pod warunkiem wystąpie) dla kopalń
nia wstrząsu o energii E≥E1 – prawdopodobieństwo tąpnięcia
GZW w wybranych okresach pięcioletnich
Fig. 3. Rockburst-energy characteristics (conditional average – under the condition of the tremor’s
appearance with the energy E≥E1 – probability of rockburst
) for mines in the
GZW in selected periods of five years
5. Podsumowanie
Charakterystyki tąpaniowo-energetyczne przedstawione
w pracy służą zaprezentowaniu zmiennej w czasie zależności
pomiędzy liczbą wstrząsów a liczbą tąpnięć w analizowanych
okresach czasu. Można zauważyć, że dla okresów dziesięcioletnich zmiany charakterystyki w czasie są nieznaczne.
W przypadku charakterystyk wyznaczanych dla okresów
pięcioletnich zmiany te są bardziej istotne i wynikają z różnych ram czasowych (a co za tym idzie różnych danych).
Pamiętać należy, że charakterystyka tąpaniowo-energetyczna uśrednia wpływ energii po obszarze i okresie czasu, dla
którego jej parametry (α, β) estymowano. Jest oczywiste, że
charakterystyka ta powinna być dostosowana do warunków
lokalnych (np. jednej kopalni i najbliższego okresu czasu),
lecz ograniczeniem jest mała liczba tąpnięć. Stosowanie
jednak zbyt długich okresów czasu, również może zaburzać
aktualność charakterystyki, stąd też podkreślenia wymaga
fakt konieczności corocznej aktualizacji tej charakterystyki
i rozsądnego dobierania okresów czasu, dla których ma być
wyznaczana.
1. Ocena punktowa charakterystyki tąpaniowo-energetycznej
to średnie prawdopodobieństwo tąpnięcia
pod warunkiem wystąpienia wstrząsu o energii E≥E1 .
2. Aktualny stan górotworu w obrębie GZW opisuje
charakterystyka z parametrami α=1,50267, β=9,2734
i σ K =0,0212 wyznaczonymi na podstawie danych
z lat 2009-2013 i to ona jest rekomendowana do użycia przy analizie zagadnień związanych z zagrożeniem
tąpaniami, jak również w przypadku prognozy sej-
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
smicznego zagrożenia tąpnięciem ZST po 2013 roku.
Pod uwagę może być również brana charakterystyka
z parametrami α=1,4426, β=9,0386 i σK=0,3534 wyznaczonymi na podstawie danych z lat 2004-2013, jednakże
wydaje się być ona mniej aktualna, niż ta wyznaczona
dla okresu pięcioletniego i jest niezalecana do prognozy
ZST po 2013 roku.
3. Zaprezentowaną kalibrację charakterystyki wykonać
można również dla innych parametrów, takich jak głębokość prowadzonej eksploatacji czy wytrzymałość
skał na ściskanie, dzięki czemu otrzymać można funkcję
prawdopodobieństwa tąpnięcia pod warunkiem wystąpienia określonych wartości wymienionych parametrów,
czyli charakterystykę tąpaniowo-głębokościową lub tąpaniowo-wytrzymałościową. Konieczne do tego celu jest
jednak zgromadzenie dostatecznie dużej i szczegółowej
bazy danych, dotyczącej występujących wstrząsów na
określonych głębokościach czy w skałach o określonej
wytrzymałości. Ciekawym zagadnieniem mogłoby okazać
się również porównanie zaprezentowanych charakterystyk
dla innych obszarów świata, gdzie prowadzona jest podziemna działalność górnicza.
Literatura
1.
2.
3.
4.
5.
6.
7.
8.
Benjamin J.R., Cornell C.A.: Rachunek prawdopodobieństwa, statystyka matematyczna i teoria decyzji dla inżynierów. Wyd. NaukowoTechniczne, Warszawa 1977.
Cox D.R.: The Analysis of Binary Data. London, Methuen, 1970.
Dubiński J.: Związki przyczynowe wstrząsów i tąpań. „Przegląd
Górniczy” 1994, Nr 2.
Dubiński J., Konopko W.: Tąpania: ocena, prognoza, zwalczanie. Wyd.
GIG, Katowice 2000.
EA-4/02 Wyrażanie niepewności pomiaru przy wzorcowaniu. Zakład
Metrologii Ogólnej Głównego Urzędu Miar, ISBN 83-906546-2-8, 1999.
Fisz M.: Rachunek prawdopodobieństwa i statystyka matematyczna.
Wydanie czwarte, Wyd. PWN, Warszawa 1969.
Gibowicz S.J., Kijko A.: An Introduction to Mining Seismology.
Academic Press, New York, 1994.
Gołda I.: Ilościowa ocena sejsmicznego zagrożenia tąpnięciem wraz
z analizą jej niepewności. Rozprawa doktorska, Gliwice 2013.
9.
10.
11.
12.
13.
14.
15.
16.
17.
18.
19.
20.
21.
22.
27
Guide to the Expression of Uncertainty in Measurment. ISO, Switzerland
1995.
Hosmer D.W., Lemeshow S.: Applied Logistic Regression. New York,
J.Wiley, 1989.
Kabiesz J.(red.): Raport roczny o stanie podstawowych zagrożeń naturalnych i technicznych w górnictwie węgla kamiennego. Wyd. GIG,
Katowice 2014.
Konopko W.(red.): Raport roczny o stanie podstawowych zagrożeń
naturalnych i technicznych w górnictwie węgla kamiennego. Wyd. GIG,
Katowice 2009.
Konopko W.: Warunki bezpiecznej eksploatacji pokładów węgla zagrożonych metanem, tąpaniamii pożarami endogenicznymi. Wyd. GIG,
Katowice 2010.
Kornowski J.: Prosta, formalna metoda łącznej oceny zagrożenia tąpnięciem, na podstawie informacji geofizycznej i Metody Rozeznania
Górniczego. „Górnictwo i Środowisko” 2010, Nr 2.
Kornowski J., Kurzeja J.: Krótkookresowa prognoza indukowanego zagrożenia sejsmicznego w górnictwie. Prace Naukowe GIG, „Górnictwo
i Środowisko” 2005 Nr 1.
Kornowski J., Kurzeja J.: Krótkookresowe, przybliżone prawdopodobieństwo tąpnięcia na podstawie prognozowanego rozkładu energii
sejsmicznej. „Mechanizacja i Automatyzacja Górnictwa”, 2007 Nr 9.
Kornowski J., Gołda I., Tarski Ł.: Ilościowa ocena zagrożenia wg
„Metody Kompleksowej”. Część I: definicje i pojęcia. „Górnictwo
i Środowisko” 2011, Nr 4.
Kornowski J., Kurzeja J.: Prediction of rockburst probability given seismic energy and factors definedby Expert Method of Hazard Evaluation
(MRG). Acta Geophysica, PAN, vol. 60, no. 2, pp. 472–486, Warszawa
2012.
Kurzeja J., Kornowski J.: The basic assumptions of the quantitative
version of the Comprehensive Method of Rockburst Hazard Evaluation.
Gospodarka Surowcami Mineralnymi, Vol. 29, Issue 2, pp. 193–204,
Kraków 2013.
Lasocki S.: Predykcja silnych wstrząsów górniczych. Zeszyty naukowe
AGH seria: „Geofizyka stosowana” 1990, z. 7.
Lasocki S.: Predykcja zagrożenia sejsmicznego. Rozdz. 7.12, w: Drzęźla
B., Dubiński J., Fajklewicz Z., Goszcz A., Marcak H., Pilecki Z.,
Zuberek W.: Poradnik Geofizyka Górniczego, T.2, Biblioteka Szkoły
Eksploatacji Podziemnej, Wyd. CPPGSMiE PAN, Kraków 1995.
Marcak H., Zuberek W.M.: Geofizyka górnicza. Śląskie Wyd.
Techniczne, Katowice 1994.
28
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
UKD 622.83/.84:001.891.3:622.324
Wpływ podsadzania pustek po podziemnym zgazowaniu
węgla na wielkość deformacji powierzchni
Influence of backfilling voids after the underground coal gasification process
on deformation level of the surface
Prof. dr hab. inż. Franciszek Plewa*)
Dr inż. Zdzisław Mysłek*)
Treść: Podziemne zgazowanie węgla jako perspektywiczna metoda pozyskiwania gazu syntezowego będzie powodować powstawanie
pustek w górotworze, które pozostawione bez wypełnienia będą przyczyną znacznych deformacji powierzchni. W artykule
przedstawiono wyniki rozważań teoretycznych nad wpływem ściśliwości podsadzki i stopnia wypełnienia na wartość współczynnika osiadania przy podsadzaniu pustek po podziemnym zgazowaniu węgla.
Abstract: Underground coal gasification as a prospective method for obtaining synthesis gas will result in the formation of voids in the
ground which with no fill left, it will cause significant deformation of the surface. This paper presents the results of theoretical
considerations on the influence of backfill compressibility and the filling degree on the value of the subsidence coefficient
in the backfill of the voids in the light of underground coal gasification.
Słowa kluczowe:
węgiel, podsadzka, zgazowanie, deformacja powierzchni
Key words:
underground coal gasification, surface deformation, synthesis gas
1. Wprowadzenie
Podziemne zgazowanie węgla jako metoda pozyskiwania
gazu syntezowego będzie powodować powstawanie pustek,
które jeżeli nie zostaną zlikwidowane przez wypełnienie podsadzką, będą przyczyną deformacji górotworu i powierzchni
[2,7]. Wypełnianie pustek po zgazowaniu węgla, w zależności
od ich ewentualnych kształtów i rozmiarów, może być teoretycznie prowadzone różnymi sposobami, do których można
zaliczyć [1]:
– klasyczną podsadzkę hydrauliczną-piaskową,
– wypełnianie mieszaniną popiołowo-wodną,
– wypełnianie suchymi popiołami z późniejszym nawilżaniem.
O wielkości deformacji powierzchni i górotworu przy
podsadzaniu pustek po zgazowaniu węgla decydować będzie
wiele czynników, wśród których najważniejsze to ściśliwość
podsadzki i stopień wypełnienia pustek [1,3,4,5,6].
*) Politechnika Śląska, Gliwice
2. Wpływ podsadzania pustek po zgazowaniu węgla na
wielkość współczynnika osiadania
Do obliczania wskaźników deformacji powierzchni przy
podziemnej eksploatacji złóż stosowany jest współczynnik
osiadania (eksploatacji), którego wartość w zależności od
systemu eksploatacji rodzaju podsadzki wynosi [1,5,6]:
– zawał
0,7–0,8,
– podsadzka pneumatyczna
0,35–0,45,
– podsadzka hydrauliczna
0,15–0,2,
– podsadzka utwardzana
0,02–0,08.
Zgodnie z definicją współczynnik osiadania jest stosunkiem objętości całkowicie wykształconej niecki osiadania
na powierzchni do objętości wyeksploatowanego złoża [2].
(1)
gdzie:
Vn – objętość niecki osiadania, m3,
Vz – objętość wyeksploatowanego złoża, m3.
Współczynnik osiadania dla podziemnego zgazowania
węgla bez podsadzania pustek
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
(2)
gdzie:
Vnzg – objętość niecki osiadania po zgazowaniu węgla, m3,
Vzgz – objętość zgazowanego złoża, m3,
Vzgz = Vzpz – Vpz
(3)
nw – stopień wypełnienia pustek podsadzką,
S – ściśliwość podsadzki.
Podstawiając wzory 7 i 8 do równania 6 otrzymamy
Vnzg + p azg · Vzgz[1 – nw (1 – S)]
[m3]
(9)
natomiast podstawiając zależność 9 do równania 5 mamy
azg + p = azg [1 – nw (1 – S)]
(10)
Równocześnie współczynnik a zg, uwzględniając podobieństwo geometryczne obu niecek osiadania, można
w przybliżeniu wyrazić jako
Vzpz – objętość złoża przed zgazowaniem, m3,
Vpz – objętość pozostałości po zgazowaniu węgla, m3,
Vpz = Vp + Vż
29
(4)
(11)
Vp – objętość popiołu, m3,
Vż – objętość żużli i innych pozostałości, m3.
Współczynnik osiadania dla zgazowania węgla z podsadzaniem pustek po zgazowaniu
gdzie:
Vzpz = Vz,
az – współczynnik osiadania (eksploatacji) dla zawału.
Ostatecznie współczynnik osiadania dla podziemnego
zgazowania węgla z podsadzaniem pustek przyjmie postać
(5)
gdzie:
Vnzg+p – objętość niecki osiadania dla zgazowania węgla
z podsadzką, m3.
Objętość niecki osiadania dla zgazowania węgla
z podsadzką można przyjąć jako równą objętości niecki dla
zgazowania węgla bez podsadzania pustek, pomniejszonej
o objętość niecki jaka nie powstanie w wyniku podsadzenia
pustek po zgazowaniu
Vnzg+p = Vnzg – Vnn
[m3]
(6)
gdzie:
Vnzg – objętość niecki po zgazowaniu węgla, m3,
Vnzg = azg · Vzgz
[m3]
(7)
Vnn – objętość o jaką należy pomniejszyć nieckę po zgazowaniu węgla w wyniku podsadzenia pustek, m3,
Vnn = Vnzg · nw (1 – S)
[m3]
(8)
(12)
3. Analiza wpływu podsadzania pustek po podziemnym
zgazowaniu węgla na wartość współczynnika osiadania
Z przedstawionych zależności wynika, że współczynnik
osiadania dla podziemnego zgazowania węgla z podsadzaniem
pustek jest funkcją współczynnika dla eksploatacji zawałowej,
objętości pozostałości po zgazowaniu, stopnia wypełnienia
pustek podsadzką i jej ściśliwości. W celu przeanalizowania
wpływu poszczególnych czynników na wartość współczynnika osiadania dla podziemnego zgazowania węgla z podsadzaniem pustek po zgazowaniu, przeprowadzono obliczenia
dla dwóch wartości współczynnika osiadania dla eksploatacji
zawałowej az = 0,7 i 0,8 oraz różnych wartości stopnia wypełnienia pustek i ściśliwości podsadzki. Dodatkowo w obliczeniach przyjęto, że objętość pozostałości po zgazowaniu
wyniesie 30% pierwotnej objętości złoża, w tym: 10% popiołu
i 20% żużla. Wyniki obliczeń ilustrują wykresy przedstawione
na rys. 1–4.
Rys. 1.Wpływ ściśliwości podsadzki na wartość współczynnika osiadania w zależności od stopnia
wypełnienia pustek przy az = 0,7 (opracowanie własne)
Fig. 1. The influence of backfill compressibility on the subsidence coefficient in dependence on fill
ratio by az = 0,7 (own study)
30
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Rys. 2.Wpływ ściśliwości podsadzki na wartość współczynnika osiadania w zależności od stopnia wypełnienia pustek przy az = 0,8 (opracowanie własne)
Fig. 2. The influence of backfill compressibility on the subsidence coefficient in dependence on fill
ratio by az = 0,8 (own study)
Rys. 3.Wpływ stopnia wypełnienia pustek na wartość współczynnika osiadania w zależności od ściśliwości podsadzki przy az = 0,7 (opracowanie własne)
Fig. 3. The influence of fill ratio on subsidence coefficient in dependence on backfill compressibility by
az = 0,7 (own study)
2015
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
31
Rys. 4.Wpływ stopnia wypełnienia pustek na wartość współczynnika osiadania w zależności od ściśliwości podsadzki przy az = 0,8 (opracowanie własne)
Fig. 4. The influence of fill ratio on subsidence coefficient in dependence on backfill compressibility by
az = 0,8 (own study)
Z przeprowadzonych obliczeń wynika, że współczynnik
osiadania dla podziemnego zgazowania węgla z podsadzaniem
pustek po zgazowaniu rośnie liniowo wraz ze wzrostem ściśliwości podsadzki i maleje ze wzrostem stopnia wypełnienia
pustek podsadzką. przykładowo dla stopnia wypełnienia
pustek po zgazowaniu równego 0,6, współczynnik osiadania
zmienia się od 0,21 dla ściśliwości podsadzki równej 5%
do 0,27 dla ściśliwości podsadzki wynoszącej 25% i współczynnika osiadania dla zawału równego 0,7 oraz od 0,24 do
0,31 przy wartości współczynnika osiadania dla eksploatacji
zawałowej równej 0,8. Współczynnik osiadania przy ściśliwości podsadzki wynoszącej 15% wyniesie od 0,16 przy
stopniu wypełnienia pustek równym 0,8 do 0,32 przy stopniu
wypełnienia pustek podsadzką wynoszącym 0,4 dla współczynnika osiadania dla zawału równego 0,7 oraz od 0,18 do
0,37 dla współczynnika osiadania dla zawału wynoszącego
0,8. Współczynnik osiadania dla podziemnego zgazowania
węgla bez podsadzania pustek po zgazowaniu i 30% objętości
pozostałości po zgazowaniu węgla będzie równy 0,49 przy
wartości współczynnika osiadania dla zawału równej 0,7 oraz
0,56 dla współczynnika osiadania dla eksploatacji zawałowej
wynoszącego 0,8.
2. Proponowana zależność na wartość współczynnika osiadania dla podziemnego zgazowania węgla z podsadzaniem pustek po zgazowaniu pozwala z zadowalającą dla
praktyki górniczej dokładnością określać wartość tego
współczynnika w zależności od stopnia wypełnienia i
ściśliwości podsadzki.
3. Z przeprowadzonych obliczeń wynika, że przy średniej
ściśliwości podsadzki równej 15% i stopniu wypełnienia
pustek wynoszącym 0,8 współczynnik osiadania będzie
wynosić 0,16 przy współczynniku osiadania dla eksploatacji zawałowej równym 0,7 i 0,18 przy współczynniku
osiadania dla zawału równym 0,8. Przy podziemnym
zgazowaniu węgla bez podsadzania pustek po zgazowaniu
współczynnik osiadania wyniesie 0,49 przy współczynniku osiadania dla zawału równym 0,7 i 0,56 przy współczynniku osiadania dla zawału wynoszącym 0,8.
Literatura
1.
2.
4. Wnioski
3.
Na podstawie przeprowadzonej analizy wpływu podsadzania pustek po podziemnym zgazowaniu węgla na wielkość
deformacji powierzchni można sformułować następujące
wnioski:
1. Podziemne zgazowanie węgla jako perspektywiczna metoda pozyskiwania gazu syntezowego będzie powodować
powstawanie pustek w górotworze, które w celu zmniejszenia deformacji powierzchni powinny być wypełnione
podsadzką.
4.
5.
6.
7.
Adamek R.: Podsadzanie wyrobisk górniczych. Śląsk, Katowice 1981.
Bednarczyk J.: Rozwój technologii podziemnego zgazowania
węgla i perspektywy jej przemysłowego wdrożenia. „Górnictwo
i Geoinżynieria” 2007, z. 2.
Kochmański T.: Obliczanie ruchów punktów górotworu pod wpływem
eksploatacji górniczej. PWN, Warszawa 1956.
Krysik M.: Podsadzka hydrauliczna w górnictwie. Śląsk, Katowice 1982.
Mysłek Z.: Wpływ ściśliwości podsadzki na wielkość deformacji powierzchni i górotworu. Zeszyty Naukowe Politechniki Śląskiej, seria
„Górnictwo” 1998, Nr 239.
Mazurkiewicz M.: Rodzaj i jakość podsadzek w świetle ochrony powierzchni. „Ochrona Terenów Górniczych” 1984, Nr 4.
Stańczyk K., Dubiński J. i inni: Podziemne zgazowanie węgla – doświadczenia światowe i eksperymenty prowadzone w KD Barbara. „Polityka
Energetyczna” 2010, t. 13, z. 2.
32
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
UKD 622.85:005.585:005.591
Regulacje prawne podziemnego składowania odpadów
Legal regulations of underground waste storage
Prof. dr hab. inż. Franciszek Plewa*)
Dr inż. Zdzisław Mysłek*)
Treść: Stosunkowo często zmieniane przepisy w zakresie ochrony środowiska, gospodarki odpadami i składowania odpadów wynikają
z potrzeby ich dostosowania do wymagań Unii Europejskiej. W artykule przedstawiono najnowsze regulacje prawne w zakresie
podziemnego składowania odpadów.
Abstract: Relatively often the rules of protection of the environment, waste management and disposal of waste, arising from the need
to adapt them to the requirements of the European Union, change. This paper presents the latest legal regulations on underground storage of the waste
Słowa kluczowe:
ochrona środowiska, gospodarka odpadami, regulacje prawne
Key words:
environment protection, waste management, legal regulations
1. Wprowadzenie
2. Prawo geologiczne i górnicze
Podziemne składowanie odpadów, jako jeden ze sposobów
ich unieszkodliwiania, pozwala na uniknięcie wielu zagrożeń
powstających przy składowaniu odpadów na powierzchni.
Należą do nich przede wszystkim erozja wietrzna i wodna oraz
zwiększone zagrożenie ze strony wód opadowych. Istotnym
czynnikiem przemawiającym za podziemnym składowaniem
odpadów jest stałość temperatury. Stabilne warunki temperaturowe w miejscu składowania wpływają korzystnie na
odpady, mogą także ograniczyć ilość wydzielanych substancji
szkodliwych. Ponadto podziemne składowanie odpadów jest
społecznie bardziej akceptowane jako potencjalnie mniej
niebezpieczne dla środowiska [1].
Podziemne składowanie odpadów w górotworze i wyrobiskach górniczych regulują przepisy prawa. Do podstawowych
aktów prawnych w tym zakresie należy zaliczyć:
– Prawo geologiczne i górnicze,
– Ustawę o odpadach wydobywczych,
– Ustawę o odpadach,
– Prawo atomowe,
– Prawo ochrony środowiska,
– Ustawę o swobodzie działalności gospodarczej.
Prawo geologiczne i górnicze [2] regulujące zasady
i warunki poszukiwania oraz wydobywania kopalin, obejmuje swym zakresem również podziemne bezzbiornikowe
magazynowanie substancji i składowanie odpadów w górotworze, w tym w podziemnych wyrobiskach górniczych,
a także podziemne składowanie dwutlenku węgla. Składowaniu
odpadów w górotworze poświęcony jest rozdział 4 działu VI
Prawa geologicznego i górniczego. Przepisów tego rozdziału
nie stosuje się do odpadów obojętnych oraz innych niż niebezpieczne i obojętne, jeżeli stanowią odpady wydobywcze
w rozumieniu ustawy o odpadach wydobywczych.
Podziemnym składowiskiem odpadów, zgodnie z artykułem
6 tego prawa, jest część górotworu, w tym podziemne wyrobisko górnicze, wykorzystywane w celu unieszkodliwiania
odpadów przez ich składowanie.
W rozdziale tym zostały określone typy podziemnych
składowisk odpadów oraz wyszczególniono odpady, których
składowanie w górotworze i podziemnych wyrobiskach
górniczych jest zabronione. Zgodnie z artykułem 125 Prawa
geologicznego i górniczego wyróżnia się następujące typy
podziemnych składowisk odpadów:
– składowisko odpadów niebezpiecznych,
– składowisko odpadów obojętnych,
– składowisko odpadów innych niż niebezpieczne i obojętne.
Do odpadów, wymienionych w artykule 126, których
składowanie podziemne jest zabronione należy zaliczyć:
*) Politechnika Śląska, Gliwice
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
– odpady występujące w postaci ciekłej, w tym odpady
zawierające wodę w ilości powyżej 95% masy całkowitej,
z wyłączeniem szlamów,
– odpady o właściwościach wybuchowych, żrących, utleniających, wysoce lub łatwopalnych,
– odpady zakaźne medyczne i zakaźne weterynaryjne,
– odpady powstające w wyniku prac naukowo-badawczych,
rozwojowych lub działalności dydaktycznej, które nie są
zidentyfikowane lub są nowe i których oddziaływanie na
środowisko jest nieznane,
– opony, z wyłączeniem opon rowerowych i opon o średnicy
zewnętrznej większej niż 1400 mm,
– inne odpady, które w warunkach składowania w górotworze, w tym w podziemnych wyrobiskach górniczych,
mogą podlegać niepożądanym zmianom fizycznym, chemicznym lub biologicznym.
Odpadami, które mogą podlegać niepożądanym przemianom są:
– odpady, które w warunkach składowania mogą wchodzić
w reakcje z wodą lub skałą macierzystą, prowadzące
do zmiany ich objętości, powstawania samozapalnych,
toksycznych lub wybuchowych substancji lub gazów lub
innych reakcji zagrażających bezpieczeństwu eksploatacji
składowiska podziemnego lub nienaruszalności bariery geologicznej, a także pojemników, w których są składowane,
– odpady ulegające biodegradacji,
– odpady o ostrym zapachu,
– odpady mogące wytwarzać mieszanki gazowo-powietrzne
o właściwościach toksycznych lub wybuchowych,
– odpady nieodpowiadające warunkom geomechanicznym
ze względu na niewystarczającą stabilność,
– odpady, które są samozapalne lub podatne na samozapłon
w danych warunkach składowania,
– odpady będące produktami gazowymi,
– odpady lotne oraz pochodzące ze zbierania w postaci
nieokreślonych mieszanin.
Prawo geologiczne i górnicze, w zakresie składowania
odpadów w górotworze, zabrania rozcieńczania lub sporządzania mieszanin odpadów ze sobą lub z innymi substancjami
lub przedmiotami w celu spełnienia kryteriów dopuszczenia
odpadów do podziemnego składowania. Wynika stąd, że
odpady powinny być składowane selektywnie.
Ustawa dopuszcza składowanie odpadów w sposób nieselektywny, pod warunkiem, że w wyniku takiego składowania
nie wystąpi zagrożenie środowiska lub nie zostaną naruszone
wymagania bezpieczeństwa składowania.
Zgodnie z art. 127 Prawa geologicznego i górniczego do
podziemnego składowania odpadów mają również zastosowanie przepisy artykułów 105–108, 119–121, 128–130, 134
i 135 oraz 137 ustawy o odpadach.
Uzupełnieniem Prawa geologicznego i górniczego
w zakresie podziemnego składowania odpadów jest rozporządzenie Ministra Środowiska z dnia 28 grudnia 2011 r. [5]
w sprawie podziemnych składowisk odpadów. Rozporządzenie
to określa szczegółowe wymagania dla poszczególnych typów
podziemnych składowisk odpadów dotyczące ich lokalizacji,
eksploatacji i zamknięcia, zakres, sposób i warunki prowadzenia monitoringu podziemnego składowiska odpadów,
rodzaje odpadów, które mogą być składowane na podziemnych składowiskach w sposób nieselektywny, a także kryteria
i procedury dopuszczenia odpadów na podziemne składowiska
odpadów.
3. Ustawa o odpadach wydobywczych
Z ustawy o odpadach wydobywczych [7] wynika, że
celem programu gospodarowania odpadami wydobywczymi
33
jest między innymi umieszczanie tych odpadów z powrotem
w wyrobiskach górniczych w zakresie, w jakim jest to technicznie i ekonomicznie uzasadnione oraz zgodne z przepisami
o ochronie środowiska, przepisami o odpadach i przepisami
prawa geologicznego i górniczego.
Wypełnianie wyrobisk górniczych odpadami wydobywczymi powinno się odbywać z uwzględnieniem następujących
warunków:
– zabezpieczenia stabilności odpadów wydobywczych,
– zapobiegania zanieczyszczeniu gleby, wód powierzchniowych i podziemnych,
– zapewnienia monitoringu wyrobisk górniczych wypełnianych odpadami wydobywczymi.
Do wypełniania wyrobisk górniczych odpadami wydobywczymi pochodzącymi z własnego zakładu górniczego
stosuje się przepisy Prawa geologicznego i górniczego.
Natomiast do wypełniania wyrobisk górniczych odpadami
wydobywczymi innymi niż z własnego zakładu górniczego
stosuje się przepisy Ustawy o odpadach. Jeżeli wypełnianie
wyrobisk górniczych odpadami wydobywczymi innymi niż
z własnego zakładu górniczego jest prowadzone w ruchu
zakładu górniczego, to zastosowanie mają również przepisy
Prawa geologicznego i górniczego. Szczegółowe warunki
dotyczące wypełniania wyrobisk górniczych w ruchu zakładu
górniczego odpadami wydobywczymi określają przepisy wydane na podstawie art. 120 ust.1 Prawa geologicznego i górniczego. Sposób realizacji warunków dotyczących wypełniania
wyrobisk górniczych odpadami wydobywczymi powinien być
przedstawiony w planie ruchu zakładu górniczego.
4. Ustawa o odpadach
Ustawa o odpadach z 2012 r. [6] w zakresie podziemnego składowania odpadów odwołuje się do przepisów Prawa
geologicznego i górniczego.
Z art. 105 ustawy o odpadach wynika, że odpady przed
umieszczeniem na podziemnym składowisku powinny być
poddane procesom przekształcania fizycznego, chemicznego,
termicznego lub biologicznego, włącznie z segregacją, w celu
ograniczenia zagrożenia dla życia i zdrowia ludzi lub dla środowiska oraz ograniczenia ilości lub objętości składowanych
odpadów, a także ułatwienia postępowania z nimi lub prowadzenia odzysku. Przepisu tego nie stosuje się do odpadów
obojętnych oraz odpadów, w stosunku do których procesy
ich przekształcania, włącznie z segregacją nie doprowadzą
do osiągnięcia wymienionych celów.
Artykuły 106–108 ustawy o odpadach regulują zasady
umieszczania różnych rodzajów odpadów na poszczególnych
typach podziemnych składowisk odpadów.
Art. 106 zabrania składowania odpadów innych niż niebezpieczne na składowiskach odpadów niebezpiecznych.
Jednocześnie zezwala na składowanie odpadów niebezpiecznych na wydzielonych częściach składowiska odpadów
innych niż niebezpieczne i obojętne. Przy czym wydzielona
część składowiska odpadów innych niż niebezpiecznych musi
spełniać wymagania określone dla składowiska odpadów
niebezpiecznych.
Na podziemnym składowisku odpadów innych niż niebezpieczne i obojętne, zgodnie z art. 107, mogą być składowane
odpady inne niż niebezpieczne i obojętne oraz stałe odpady
niebezpieczne lub odpady powstałe w wyniku przekształcania
odpadów niebezpiecznych, spełniające kryteria dopuszczenia
do składowania na składowisku odpadów innych niż niebezpieczne i obojętne.
Natomiast z art. 108 wynika, że na składowisku odpadów
obojętnych mogą być składowane tylko odpady obojętne.
34
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Artykuły 119–121, 128–130 oraz 134 i 135 ustawy o odpadach precyzują wymagania w stosunku do zarządzających
podziemnymi składowiskami w zakresie kontroli przyjmowanych odpadów do składowania oraz sposobu ich składowania.
Zrządzający podziemnym składowiskiem odpadów, przed
przyjęciem odpadów do składowania, jest zobowiązany
do ustalenia masy przyjmowanych odpadów, sprawdzenia
zgodności przyjmowanych odpadów z danymi zawartymi
w karcie przekazania odpadów, a w przypadku odpadów rtęci
metalicznej, sprawdzić pojemniki i certyfikaty wymagane dla
składowania tych odpadów.
Zarządzający składowiskiem powinien odmówić przyjęcia
odpadów do składowania w przypadku stwierdzenia niezgodności z informacjami zawartymi w podstawowej charakterystyce odpadów, niezgodności przyjmowanych odpadów
z danymi zawartymi w karcie przekazania odpadów, lub niezgodności przyjmowanych odpadów z instrukcją prowadzenia
składowiska, pozwoleniem zintegrowanym lub zezwoleniem
na przetwarzanie odpadów. W przypadku przekazywania do
składowania odpadów niezgodnych z ww. dokumentami,
zarządzający składowiskiem odpadów powinien zawiadomić
o tym wojewódzkiego inspektora ochrony środowiska.
Ponadto zarządzający podziemnym składowiskiem odpadów jest zobowiązany do składowania odpadów w sposób
selektywny, mając na uwadze uniknięcie szkodliwych dla
środowiska reakcji pomiędzy składnikami tych odpadów,
możliwość dalszego ich wykorzystania oraz rekultywację
i ponowne zagospodarowanie terenu składowiska odpadów.
Zarządzający podziemnym składowiskiem odpadów może
rozpocząć działalność polegającą na prowadzeniu składowiska
po uzyskaniu decyzji zatwierdzającej instrukcję prowadzenia
składowiska odpadów. Decyzję zatwierdzającą instrukcję
prowadzenia składowiska odpadów wydaje marszałek województwa lub regionalny dyrektor ochrony środowiska,
w przypadku przedsięwzięć na terenach zamkniętych. Organ
zatwierdzający instrukcję prowadzenia składowiska odpadów
może określić dodatkowe wymagania związane ze specyfiką
składowania odpadów. Instrukcja prowadzenia podziemnego
składowiska odpadów, stanowiąca załącznik do decyzji zatwierdzającej instrukcję prowadzenia składowiska, określa
szczegółowo zasady funkcjonowania składowiska w fazie
eksploatacyjnej i poeksploatacyjnej.
Organ zatwierdzający może odmówić zatwierdzenia
instrukcji prowadzenia podziemnego składowiska odpadów,
w przypadku gdy sposób prowadzenia składowiska mógłby
powodować zagrożenia dla życia, zdrowia ludzi lub dla środowiska, a także gdy kierownik składowiska odpadów nie
posiada świadectwa stwierdzającego kwalifikacje w zakresie
gospodarowania odpadami.
Z art. 135 wynika, że zarządzający składowiskiem odpadów jest zobowiązany do utrzymywania i prowadzenia
składowiska w sposób zapewniający właściwe funkcjonowanie urządzeń technicznych stanowiących wyposażenie
składowiska odpadów oraz zachowania wymagań sanitarnych, bezpieczeństwa i higieny pracy, przeciwpożarowych,
a także wymagań ochrony środowiska, zgodnie z instrukcją
prowadzenia składowiska odpadów i decyzją zatwierdzającą
tę instrukcję. Wszelkie zmiany na składowisku odpadów
wymagają wydania decyzji zatwierdzającej nową instrukcję
prowadzenia podziemnego składowiska odpadów.
5. Prawo atomowe
Ustawa Prawo atomowe [4] określa zasady działalności
w zakresie pokojowego wykorzystania energii atomowej
związanej z rzeczywistym i potencjalnym narażeniem na
2015
promieniowanie jonizujące od sztucznych źródeł promieniotwórczych, materiałów jądrowych, urządzeń wytwarzających
promieniowanie jonizujące, odpadów promieniotwórczych
i wypalonego paliwa jądrowego, a także zasady postępowania
z odpadami promieniotwórczymi, w tym z ich podziemnym
składowaniem.
Zgodnie z art. 53 Prawa atomowego składowiska odpadów
promieniotwórczych dzieli się na powierzchniowe i głębokie.
Do budowy i eksploatacji składowisk głębokich odpadów
promieniotwórczych stosuje się przepisy Prawa geologicznego
i górniczego dotyczące podziemnych składowisk odpadów
niebezpiecznych. Składowisko odpadów promieniotwórczych
może być uznane, w drodze decyzji Prezesa Państwowej
Agencji Atomistyki za Krajowe Składowisko Odpadów
Promieniotwórczych.
Z art. 52 wynika, że odpady promieniotwórcze, które
zostały przetworzone lub nie wymagają przetworzenia oraz
wypalone paliwo jądrowe, które nie będzie przetwarzane
powinny być składowane w składowiskach. Przy czym
wypalone paliwo jądrowe przeznaczone do składowania
należy traktować jako odpady wysokoaktywne. Odpady
promieniotwórcze mogą być składowane wyłącznie w stanie
stałym, w opakowaniach zapewniających bezpieczeństwo
ludzi i środowiska pod względem ochrony radiologicznej,
przy zapewnieniu odprowadzania ciepła i niedopuszczenia
do powstania masy krytycznej oraz przy prowadzeniu stałej
kontroli tych czynników w okresie składowania, a także po
zamknięciu składowiska.
6. Prawo ochrony środowiska
Prawo ochrony środowiska [3] określa zasady ochrony środowiska oraz warunki korzystania z jego zasobów,
z uwzględnieniem wymagań zrównoważonego rozwoju,
a w szczególności między innymi zasady ustalania warunków wprowadzania substancji i energii do środowiska, co
obejmuje również składowanie odpadów w górotworze,
w tym w podziemnych wyrobiskach górniczych. Zgodnie
z artykułem 4 Prawa ochrony środowiska korzystanie ze
środowiska wykraczające poza ramy korzystania powszechnego może być, w drodze ustawy, obwarowane obowiązkiem
uzyskania pozwolenia, ustalającego w szczególności zakres
i warunki tego korzystania, wydanego przez właściwy organ
ochrony środowiska. Przy czym powszechne korzystanie ze
środowiska przysługuje z mocy ustawy każdemu i obejmuje
korzystanie ze środowiska, bez użycia instalacji, w celu zaspokojenia potrzeb osobistych i gospodarstwa domowego,
w tym wypoczynku i uprawiania sportu, w zakresie:
1) wprowadzania do środowiska substancji i energii,
2) innych niż wymienione w punkcie 1 rodzajów korzystania
z wód w rozumieniu ustawy – Prawo wodne.
Zwykłym korzystaniem ze środowiska jest takie korzystanie wykraczające poza korzystanie powszechne, co do którego
ustawa nie wprowadza obowiązku uzyskania pozwolenia, oraz
zwykłe korzystanie z wody w rozumieniu ustawy – Prawo wodne.
Podmiot korzystający ze środowiska jest obowiązany
zapewnić przestrzeganie wymagań ochrony środowiska,
w szczególności poprzez:
– odpowiednią organizację pracy,
– powierzenie funkcji związanych z zapewnieniem ochrony
środowiska osobom posiadającym odpowiednie kwalifikacje zawodowe,
– zapoznanie pracowników, których zakres czynności wiąże
się z kwestiami ochrony środowiska, z wymaganiami
w tym zakresie, gdy nie jest konieczne odpowiednie przygotowanie zawodowe w tym zakresie,
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
– podejmowanie działań w celu wyeliminowania lub ograniczenia szkód w środowisku, wynikających z nieprzestrzegania wymagań ochrony środowiska przez pracowników,
a także podejmowania właściwych środków w celu wyeliminowania takich przypadków w przyszłości.
7. Ustawa o swobodzie działalności gospodarczej
Prowadzenie działalności gospodarczej w zakresie składowania odpadów w górotworze, w tym w podziemnych
wyrobiskach górniczych, podlega również przepisom Ustawy
o swobodzie działalności gospodarczej [8]. Z ustawy tej
wynika, że prowadzenie takiej działalności związane jest
z koniecznością uzyskania koncesji. Koncesji udziela
właściwy minister ze względu na przedmiot prowadzonej
działalności gospodarczej podlegającej koncesjonowaniu.
W tym zakresie koncesji udziela Minister Środowiska.
Koncesji udziela się na czas oznaczony, nie krótszy niż 5 lat
i nie dłuższy niż 50 lat, chyba że przedsiębiorca wnioskuje
o udzielenie koncesji na czas krótszy. Organ koncesyjny
może odmówić udzielenia koncesji, dokonać jej zmiany lub
cofnięcia, a także ograniczyć zakres koncesji:
– gdy przedsiębiorca nie spełnia warunków wykonywania
działalności gospodarczej objętej koncesją określonych
w ustawie lub warunków podanych do wiadomości przedsiębiorcom,
– ze względu na zagrożenie obronności lub bezpieczeństwa
państwa lub obywateli,
– jeżeli w wyniku przeprowadzonego przetargu udzielono
koncesji innemu przedsiębiorcy lub przedsiębiorcom,
– gdy wydano prawomocne orzeczenie zakazujące przedsiębiorcy wykonywania działalności objętej koncesją,
– gdy przedsiębiorca nie podjął w wyznaczonym terminie
działalności objętej koncesją, mimo wezwania organu koncesyjnego lub trwale zaprzestał działalności gospodarczej
objętej koncesją,
– gdy przedsiębiorca rażąco narusza warunki określone
w koncesji lub inne warunki wykonywania koncesjonowanej działalności gospodarczej, określone przepisami
prawa,
– gdy przedsiębiorca w wyznaczonym terminie nie usunął
stanu faktycznego lub prawnego niezgodnego z warunkami określonymi w koncesji lub z przepisami regulującymi
działalność gospodarczą objętą koncesją,
– gdy przedsiębiorca ogłosi upadłość,
– w przypadkach określonych w odrębnych przepisach.
35
Organ koncesyjny może również czasowo wstrzymać
udzielenie koncesji ze względu na zagrożenie obronności
lub bezpieczeństwa państwa, ogłaszając o tym w Monitorze
Polskim.
Zgodnie z przepisami tej ustawy organ koncesyjny uprawniony jest do kontroli działalności gospodarczej w zakresie:
– zgodności wykonywanej działalności z udzieloną koncesją,
– przestrzegania warunków wykonywania działalności
gospodarczej,
– obronności lub bezpieczeństwa państwa, ochrony bezpieczeństwa lub dóbr osobistych obywateli.
8. Podsumowanie
Najnowsze regulacje prawne w zakresie podziemnego
składowania odpadów dostosowują polskie przepisy do
wymagań legislacyjnych Unii Europejskiej. Szczegółowe
przepisy dotyczące podziemnego składowania odpadów
zostały sprecyzowane w ustawach i rozporządzeniach wykonawczych, wśród których do najważniejszych należy zliczyć;
Prawo geologiczne i górnicze, Prawo ochrony środowiska,
Prawo atomowe, Ustawę o odpadach, Ustawę o odpadach
wydobywczych i Ustawę o swobodzie działalności gospodarczej. Przeprowadzona analiza przepisów prawa wykazała,
że umożliwiają one bezpieczne i skuteczne podziemne składowanie odpadów.
Literatura
1.
2.
3.
4.
5.
6.
7.
8.
Palarski J., Plewa F., Mysłek Z.: Odzysk i unieszkodliwianie odpadów
w górnictwie podziemnym. Wydawnictwo Politechniki Śląskiej,
Gliwice 2012.
Prawo geologiczne i górnicze. Ustawa z dnia 9 czerwca 2011 r. z późn.
zm. Dz.U. 2011 Nr 163 poz. 981.
Prawo ochrony środowiska. Ustawa z dnia 27 kwietnia 2001 r. Dz.U.
2001 Nr 62 poz. 627.
Prawo atomowe. Ustawa z dnia 29 listopada 2000 r. Dz.U. 2012 poz.264.
Rozporządzenie Ministra Środowiska w sprawie podziemnych składowisk odpadów z dnia 28 grudnia 2011 r. Dz. U. 2011 Nr 298 poz. 1771.
Ustawa o odpadach. Ustawa z dnia 14 grudnia 2012 r. Dz.U. 2013
Nr 0 poz. 21.
Ustawa o odpadach wydobywczy. Ustawa z dnia 10 lipca 2008 r. Dz.U.
2013 poz. 1136.
Ustawa o swobodzie działalności gospodarczej. Ustawa z dnia 2 lipca
2004 r. Dz.U. 2013 poz. 672.
36
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
UKD 001.891.5: 001.891.3: 005.585
Pochłanianie promieniowania gamma w taśmach
przenośnikowych jako czynnik ograniczający stosowanie
urządzeń izotopowych
Absorption of gamma ray in conveyor belts as a limiting factor of applying devices
with radioactive sources
Mgr inż. Michał Bonczyk*)
Dr hab. inż. Bogusław Michalik*)
Treść: Rozmaite metody izotopowe stosowane w systemach automatyki kontrolno-pomiarowej wykorzystywane są niemal we wszystkich gałęziach przemysłu, szczególnie w górnictwie i energetyce. Ich zaletą jest mnogość zastosowań oraz łatwość użycia, co
jednocześnie rzutuje na ich dużą niezawodność. Wykorzystywane są miedzy innymi przy badaniu przepływów, poziomów cieczy
w zbiornikach, w pomiarach gęstości i masy (tzw. wagi izotopowe) czy w systemach wykonujących ciągły pomiar zawartości
popiołu w węglu (tzw. popiołomierze absorpcyjne). Idea badania gęstości, masy czy zawartości popiołu polega na pomiarze
wielkości osłabienia wiązki promieniowania gamma przechodzącej przez badany obiekt. Dzięki zastosowaniu odpowiedniej
kalibracji takiego systemu pomiarowego można uzyskać zależność funkcyjną między wielkością osłabienia a wymienionymi
parametrami. Trudność tego typu badań polega na tym, że w typowym układzie pomiarowym, wiązka promieniowania gamma
przechodzi nie tylko przez badany obiekt, ale również przez taśmę transportera, której obecność istotnie wpływa na wynik
pomiaru. Dzieje się tak dlatego, że pewna część promieniowania zostaje pochłonięta już w taśmie. Praca traktuje o wpływie
obecności taśm transporterowych na wyniki pomiarów urządzeniami wykorzystującymi źródła promieniotwórcze.
Abstract: Industrial automation systems with radioactive sources are applied in almost all branches of industry, especially in the mining
and energy ones. They are very easy to apply and strongly reliable. Radioactive sources are used in measuring the flow,
levels of media in containers, density, mass and ash content in coal. These measurements relay on measurement of gamma-ray absorption which is the matter of concern. After appropriate calibration of such a measurement system, one is able to
obtain relationship between absorption of radiation and mass or ash content. The major difficulty is additional absorption
in conveyor belts. This additional absorption in belts usually is non-negligible. The presented work describes the influence
of additional absorption in conveyor belts on the results of measurements which are performed by use of the devices with
radioactive sources
Słowa kluczowe:
taśmy przenośnikowe, absorpcja promieniowania gamma
Key words:
conveyor belts, absorption of gamma ray
1. Wprowadzenie
Szeroko stosowane w górnictwie wagi izotopowe umożliwiają pomiar masy urobku jeszcze w fazie transportu taśmą
przenośnikową. Idea tej metody pomiaru masy polega na
badaniu stopnia absorpcji promieniowania emitowanego ze
źródła izotopowego (np. 241Am, 59,4 keV) umieszczonego
pod taśmą transportującą urobek. Umieszczony na odpowiedniej wysokości ponad taśmą licznik zawierający na
*) Śląskie Centrum Radiometrii Środowiskowej, Główny Instytut Górnictwa
w Katowicach
ogół scyntylacyjny lub gazowy detektor promieniowania
rejestruje docierającą do niego wiązkę promieniowania.
Głównymi procesami odpowiedzialnymi za osłabienie wiązki
promieniowania są absorpcja fotoelektryczna oraz zjawisko
Comptona [6]. Prawdopodobieństwo wystąpienia tych zjawisk
silnie zależy od składu pierwiastkowego materii penetrowanej
przez wiązkę promieniowania, gęstości, grubości warstwy
oraz oczywiście od energii promieniowania. W przypadku
wag izotopowych stosowanych w górnictwie zakłada się
stały skład chemiczny (w pewnych granicach tolerancji)
badanego materiału. W związku z tym można przyjąć, że
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
osłabienie wiązki promieniowania podczas transmisji zależy
tylko od gęstości powierzchniowej, czyli ilości materiału na
powierzchni taśmy zgodnie z prawem Lamberta-Beera. Po
odpowiedniej kalibracji urządzenia można w łatwy i szybki
sposób uzyskać informację o masie urobku znajdującego się
aktualnie na taśmie.
Zasada działania popiołomierzy absorpcyjnych jest nieco
bardziej skomplikowana. Zwykle, urządzenia te wykorzystują
dwa źródła izotopowe (najczęściej 241Am o energii promieniowania 59,4 keV oraz 137Cs o energii promieniowania 661,7
keV). Różnice w absorpcji promieniowania o różnej energii
w materiale urobku zależą od jego składu chemicznego. Faza
mineralna tworząca popiół po spaleniu węgla różni się istotnie
od węgla składem chemicznym . Zatem obserwowane zmiany
absorpcji promieniowania w materiale urobku będą zależeć
pośrednio od zawartości popiołu. Po odpowiedniej kalibracji
układ może z dobrą dokładnością mierzyć zawartość popiołu
bezpośrednio w materiale transportowanym na taśmie [3, 4]
W warunkach rzeczywistych, taśma, która znajduje się
pomiędzy źródłem izotopowym a badanym materiałem
i detektorem powoduje dodatkowe osłabienie wiązki promieniowania. Taśma ta zazwyczaj w sposób istotny różni
się składem chemicznym od materiału (urobku) będącego
przedmiotem pomiaru. Jak już zaznaczono, dla niskich energii promieniowania, skład chemiczny (a dokładniej mówiąc,
liczby atomowe pierwiastków tworzących materiał, z którego
zbudowana jest taśma) jest istotnym czynnikiem wpływającym na ostateczną wielkość osłabienia promieniowania, a tym
samym na czułość i precyzję całego układu pomiarowego.
W krańcowym przypadku, zbyt dużego osłabienia promieniowania powodowanego obecnością taśmy, stosowanie wagi
izotopowej lub popiołomierza staje się niemożliwe.
Kryterium możliwości użycia danej taśmy w systemach
zawierających wagi izotopowe czy popiołomierze stanowi
wyznaczany eksperymentalnie współczynnik absorpcji promieniowania w materiale taśmy. Praktyka krajowych producentów urządzeń izotopowych wskazuje, że do poprawnego
funkcjonowania wagi czy popiołomierza, konieczne jest,
aby obecność taśmy nie powodowała większego osłabienia
wiązki niż około 35 % jej pierwotnego natężenia. Okazuje
się jednak, że nie wszystkie taśmy spełniają ten wymóg. Nie
funkcjonuje również nawet żaden opublikowany opis metodyki pomiaru owego współczynnika (stan na koniec 2014 roku).
Odpowiednie stanowisko badawcze umożliwia optymalizacje
konstrukcji taśmy (grubość, wytrzymałość) względem składu
pierwiastkowego materiałów użytych do jej budowy.
Co więcej, żadne laboratorium w Polsce nie ma w swojej
ofercie badania określającego wielkość pochłaniania promieniowania w materiale, z którego zbudowana jest taśma.
Opisana w artykule metodologia został wdrożona w Pracowni
Spektrometrii Promieniowania Gamma Głównego Instytutu
Górnictwa oraz została włączona do oferty badawczej instytutu.
2. Transmisja promieniowania gamma
Część promieniowania fotonowego (elektromagnetycznego) o długości fali poniżej 1 Å (10-10 m), co odpowiada energii
promieniowania powyżej 12 keV, nazywamy promieniowaniem gamma (jądrowym). Promieniowanie takie przechodząc
przez materię wywołuje wiele zjawisk fizycznych, które powodują osłabienie natężenia pierwotnie padającej wiązki. Są to
m.in. zjawisko fotoelektryczne, Comptona, kreacja par. Część
z tych zjawisk może być wyjaśniona wyłącznie w oparciu
o nowoczesną mechanikę kwantową. Ogólnie jednak można
powiedzieć, że wszystkie te zjawiska, powodują:
37
–
–
–
–
zmianę natężenia promieniowania,
zmianę energii – długości fali promieniowania,
zmianę kierunku propagacji promieniowania,
zmianę typu promieniowania, a co za tym idzie jego właściwości.
Makroskopowo, osłabienie wiązki promieniowania przechodzącego przez materię można opisać za pomocą prawa
Lamberta-Beera
(1)
gdzie:
I0 –natężenie wiązki fotonów padającej na dany ośrodek,
I –natężenie wiązki po przejściu przez ośrodek o gęstości d [g cm-3] i grubości x [cm],
µ –masowy liniowy współczynnik absorpcji [cm2g-1]
Aby wzór (1) można było stosować do przypadku taśm
transporterowych, masowy liniowy współczynnik absorpcji µ
musi uwzględniać wszystkie zjawiska związane z transportem
promieniowania w materiale taśmy. Skupmy zatem uwagę na
zakresie promieniowania gamma od 60 do 662 keV, co odpowiada dwóm najczęściej stosowanym źródłom zawierającym
izotopy – 241Am i 137Cs. W tym zakresie dominującym zjawiskiem odpowiedzialnym za absorpcję promieniowania gamma
przechodzącego przez taśmę jest zjawisko fotoelektryczne
oraz, w mniejszym stopniu, zjawisko Comptona. Zależność
liniowego masowego współczynnika absorpcji od energii
promieniowania fotonowego dla materiału taśmy transporterowej, węgla oraz wody przedstawia wykres na rysunku nr 1.
Natomiast na wykresie (rysunek 2) przedstawiono zależność
liniowego masowego współczynnika absorpcji od liczby atomowej Z materiału, w którym rozchodzi się promieniowanie
gamma o energii 60 keV.
Reasumując powyższe rozważania możemy uznać, że skolimowana wiązka promieniowania gamma o określonej energii
(długości fali) przechodząc przez materię – w rzeczywistym
przypadku przez taśmę przenośnikową i zgromadzony na niej
urobek, ulega osłabieniu. Natężenie promieniowania zostaje
zredukowane, w związku z czym, układ detekcyjny rejestruje
zmniejszoną liczbę docierających kwantów promieniowania.
Zjawisko to, zachodząc w urobku stanowi podstawę działania
wag izotopowych, ale w przypadku samej taśmy jest wysoce
niepożądane. Z punktu widzenia układu pomiarowego, jakim
jest waga izotopowa, ważne jest, aby pochłanianie promieniowania gamma w taśmie było jak najmniejsze. Im mniej
obecność taśmy będzie wpływać na pomiar osłabienia wiązki
promieniowania, tym ostateczny wynik pomiaru (masa urobku, zawartość popiołu, etc.) będzie dokładniejszy.
3. Badanie absorpcji promieniowania w taśmach
Celem sprawdzenia, a następnie porównywania własności
absorpcyjnych różnych taśm, został zbudowany układ pomiarowy wykorzystujący detektor germanowy HPGe (High Purity
Germanium Detector) wraz z wielokanałowym analizatorem
amplitudy impulsów. Próbka badanej taśmy (wycinek ok.
150 x 150 mm) umieszczana jest bezpośrednio na detektorze,
ponad nią instalowane jest izotopowe źródło promieniotwórcze – zawierające 241Am. Wysokość źródła ponad taśmą i detektorem oraz jego pozycję w płaszczyźnie poziomej można
regulować za pomocą specjalnego pozycjonera (rys. 3 a).
Pozycjoner umożliwia zachowanie identycznych warunków
pomiaru dla wszystkich badanych próbek. Aby zredukować
wpływ promieniowania tła, układ pomiarowy jest umieszczony w ołowianym domku osłonnym (grubość ścian – 10 cm).
38
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Rys. 1.Zależność masowego współczynnika absorpcji fotoelektrycznej od energii
promieniowania. Obliczenia wykonane za pomocą modelu XCOM [1, 2]
Fig. 1. The relationship between linear mass absorption coefficient and energy of
radiation. The calcultion has been done by XCOM model [1, 2]
Rys. 2. Zależność masowego współczynnika absorpcji fotoelektrycznej od liczby atomowej Z [1, 2]
Fig. 2. The realtionship between linear mass absorption coefficient and atomic number Z [1, 2]
Rys. 3.Stanowisko do pomiarów absorpcji promieniowania: a – detektor wraz z pozycjonerem źródła, b – układ z umieszczoną taśmą i źródłem 241Am
Fig. 3. Setup for radiation attenuation measurements: a – the detector with source positioner; b – the setup with tested belt and 241Am source (b)
2015
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Dla opisanego zestawu pomiarowego możemy sformułować prosty wzór na obliczenie wartości absorpcji w badanym
materiale – w tym przypadku taśmy przenośnikowej.
Współczynnik absorpcji promieniowania gamma w taśmie
jest równy
(2)
gdzie:
S0 –liczba impulsów docierających do detektora
w przypadku braku taśmy;
St– liczba impulsów docierających do detektora po przejściu wiązki przez taśmę.
Obliczony współczynnik informuje jaka część (procentowo) pierwotnego natężenia promieniowania o danej energii
zostanie zaabsorbowana w materiale taśmy.
4. Przeprowadzone pomiary
W ramach pracy wykonano pomiar współczynnika absorpcji w 40 próbkach taśm transporterowych różnych typów,
pochodzących z różnych serii produkcyjnych. Próbki taśm
wykorzystywanych do badań miały grubość 19,5 – 20,5 mm.
Taśmy były zbudowane z kompozytów tekstylno-gumowych.
Próbki do badań stanowiły fragmenty taśmy o wymiarach
150 x 150 mm. Opisane stanowisko pomiarowe wykorzystujące układ spektrometryczny umożliwiło pomiar osłabienia
wiązki promieniowania gamma zarówno w wyniku absorpcji
fotoelektrycznej, jak i zjawiska Comptona. Obserwowano
duże zróżnicowanie wyznaczonego współczynnika absorpcji
badanej serii próbek taśm. Uzyskane wyniki wahały się od
33 do 42 %. Rozkład wyników przedstawiono na wykresie
(rysunek 4).
Spośród 40 badanych próbek tylko 15 charakteryzowało
się współczynnikiem absorpcji mniejszym niż 35 %. Jak
już zaznaczono, praktyka krajowych producentów taśm oraz
producentów urządzeń izotopowych pokazuje, że do prawidłowego działania izotopowych układów pomiarowych, pochłanianie promieniowania w taśmie nie powinno przekraczać 35
%. Oznacza to, że blisko 2/3 taśm nie spełnia tego warunku.
39
Kolejnym interesującym problemem jest fakt, że zmierzona wartość współczynnika absorpcji różniła się nawet dla
próbek należących do tej samej serii produkcyjnej. W ramach
pracy wykonano pomiar współczynnika absorpcji dla 3 serii
zawierających 4 próbki. Wyniki przedstawiono w tabeli.
Tablica 1. Współczynnik absorpcji dla próbek taśm należących
do jednej serii produkcyjnej
Table 1. Attenuation coefficient in belts belonging to one manufacturing series
Nr próbki
Seria 1
Seria 2
Seria 3
1
33,4
37,0
39,1
2
33,3
37,1
38,2
3
35,0
38,9
36,5
4
32,2
39,9
36,1
Największa różnica zmierzonej wartości współczynnika
absorpcji (dla próbek 1 i 4 w serii nr 3 W: 36,1 ÷ 39,1 %)
wyniosła 3 punkty procentowe, czyli ponad 8 % względem
mniejszego z nich. Może to być spowodowane niestabilnością
procesu produkcyjnego oraz możliwymi zanieczyszczeniami
mieszanek gumowych. Opisywana w pracy metoda pomiaru
współczynnika absorpcji w taśmach może być wykorzystywana jako jedno z narzędzi kontroli jakości procesu produkcyjnego taśm transporterowych.
Wartość liniowego masowego współczynnika absorpcji
μ we wzorze (1) jest zależna od energii promieniowania oraz
od składu pierwiastkowego materiału, w którym to promieniowanie się rozchodzi. W przypadku urządzeń wykorzystujących
izotopy promieniotwórcze energia promieniowania jest określona przez zastosowanie konkretnego izotopu, w związku z
tym liniowy masowy współczynnik absorpcji μ oraz ostatecznie wartość współczynnika absorpcji będzie zależeć wyłącznie
od składu pierwiastkowego. Należy przy tym nadmienić,
że zależność od stężenia poszczególnych pierwiastków nie
jest jednakowa. Prawdopodobieństwo osłabienia wiązki na
skutek zjawiska absorpcji fotoelektrycznej silnie zależy od
liczby atomowej pierwiastków wchodzących w skład materii,
przez którą to promieniowanie przechodzi. Im liczba atomowa
będzie wyższa, tym większe prawdopodobieństwo absorpcji.
Rys. 4.Rozkład wyznaczonych wartości współczynnika absorpcji w badanej serii próbek
taśm
Fig. 4. Distribution of the obtained values of attenuation factor in the tested samples of belts
40
PRZEGLĄD GÓRNICZY
A ponieważ prawdopodobieństwo to jest proporcjonalne do
piątej potęgi liczby atomowej (rysunek 2), zatem nawet niewielkie ilości ciężkich pierwiastków (np. zanieczyszczenia)
w materiale taśmy będą powodować istotne podwyższenie
wartości współczynnika absorpcji. Ponadto nawet niewielkie
zmiany w stężeniu pierwiastków najcięższych będą finalnie
implikować duże zmiany wartości współczynnika absorpcji.
5. Podsumowanie
W ramach pracy badano absorpcję promieniowania gamma w próbkach taśm transporterowych wykorzystywanych
w przemyśle górniczym i energetycznym. Sformułowano
definicję współczynnika absorpcji promieniowania oraz przedstawiono wzór na współczynnik absorpcji W. Zaprojektowano
i zbudowano stanowisko pomiarowe do pomiaru tego współczynnika. Wykonano pomiar absorpcji promieniowania w 40
próbkach taśm transporterowych pochodzących od polskich
producentów. Na podstawie uzyskanych wyników sformułowano następujące wnioski:
1. Wyznaczony zakres zmienności wartość współczynnika
absorpcji w badanych próbkach wynosi 32,2 – 41,0 %.
2. Dla około 1/3 wszystkich badanych próbek taśm współczynnik absorpcji był mniejszy do 35 %.
2015
3. Wykazano niejednorodność współczynnika absorpcji
w próbkach taśm pochodzących z jednej serii produkcyjnej (największa różnica wynosiła 8 %).
Wiedza uzyskana w ramach artykułu może być wykorzystana w pracach badawczo-rozwojowych prowadzonych
przez producentów taśm transporterowych w celu ich dalszego
doskonalenia oraz dostosowania ich do wykorzystywanych
w przemyśle urządzeń izotopowych oraz producentów
urządzeń kontrolno-pomiarowych wykorzystujących metodę absorpcji promieniowania gamma do badań materiałów
transportowanych na przenośniku taśmowym.
Literatura
1.
2.
3.
4.
Berger, M.J. and Hubbell, J.H.: XCOM: Photon Cross Sections on
a Personal Computer, NBSIR 87-3597 1987.
Berger, R.T.: The X- or Gamma-Ray Energy Absorption or Transfer
Coefficient: Tabulations and Discussion, Rad. Res. 15, 1961 1-29.
Róg, L., Kozłowski, A., Kryca, M., Michalik, B., Smyła, J.:
Technologiczny pomiar zawartości popiołu w węglu surowym – popiołomierz RODOS-EX, „Przegląd Górniczy” (w druku).
Rysiecki S., Gola M., Sobierajski W.: Popiołomierz absorpcyjny
z mobilnym układem pomiarowym”, „Przegląd Górniczy” 2013, Nr 6.
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
41
UKD 622.333: 001.891.5: 622.324
Jednodniowe prognozy średniego stężenia metanu na wylocie
z rejonu wentylacyjnego jako podstawa do doboru środków
profilaktyki metanowej – studium przypadku
One-day prognosis of the average concentration of methane at the outlet
to the ventilation region as a basis of selecting preventing measures for methane –
case study
dr hab. inż. Henryk Badura, prof. ndzw.
w Pol. Śl.*)
mgr inż. Adam Niewiadomski*)
Treść: Artykuł realizowano na podstawie danych pomiarowych stężenia metanu na wylocie z rejonu wentylacyjnego ściany C-5
w pokładzie 401/1 w KWK „Pniówek”. Dla 152 dni obliczono wartości średnie stężenia metanu i zbadano właściwości szeregu
czasowego średniego stężenia metanu. Dla tych samych dni przeprowadzono prognozy jednodniowe stężenia metanu dwoma
metodami. Jedna z metod opiera się na autokorelacji stężenia metanu w dniu analizowanym i poprzednim, a druga uwzględnia
dodatkowo wpływ wydobycia na stężenie metanu. Wykazano, że błędy prognoz są małe, a prognozy nadają się do doboru
środków doraźnej profilaktyki metanowej.
Abstract: This paper was prepared on the basis of measurement data of concentration of methane at the outlet to the ventilation region
of C-5 longwall in the seam no. 401/1 in "Pniówek" coal mine. The average values of methane concentration were calculated
for 152 days and the properties of time series of the average methane concentration tested. Simultaneously, for those days,
one-day prognoses of methane concentration were elaborated by use of two methods. The first one is based on the autocorrelation of methane concentration in the currently analyzed day and the preceding one. Alternatively, the second method takes
also into account the influence of mining on the methane concentration. It has been proved that devations of the prognoses
are insignificant and they are suitable to the selection of preventive measures for methane.
Słowa kluczowe:
stężenie metanu, prognozy stężenia metanu, profilaktyka metanowa, autokorelacja
Key words:
methane concentration, prognoses of methane concentraiton, methane prevention, autocorrelation
1. Wprowadzenie
Zgodnie z obowiązującymi przepisami [18], „prognozy
metanowości bezwzględnej opracowuje się dla rejonu wyrobisk ścianowych w pokładzie węgla i uwzględnia w projekcie
technicznym”. Jednocześnie przepisy stanowią, że „prognozy
metanowości bezwzględnej wyrobisk wykorzystywane są dla
obliczenia potrzebnej ilości powietrza, podejmowania decyzji
o ewentualnym wprowadzeniu odmetanowania i dla ustalenia innych niezbędnych środków profilaktyki metanowej”.
Prognozy tego typu sporządzają ośrodki naukowe i badawcze,
a także osoby fizyczne posiadające uprawnienia rzeczoznawcy
do spraw ruchu zakładu górniczego [10, 12, 14, 18, 3].
*) Politechnika Śląska, Instytut Eksploatacji Złóż
Na zagrożenie metanowe w ścianie wpływa wiele czynników. Takimi czynnikami są: budowa geologiczna [21],
zagrożenia współwystępujące przy [22, 9, 19] ruchu kombajnu i przesuwaniu sekcji w ścianie [27, 13], rozkład pola
potencjałów aerodynamicznych w rejonie czynnej ściany
[6], zmiana wielkości wydobycia w ścianie [23, 2], zmiana
ciśnienia atmosferycznego [11, 15, 24, 25], stosowany układ
przewietrzania [8, 16, 20] i inne. Stan zagrożenia metanowego w rejonie ściany jest kontrolowany pomiarami stężenia
metanu i parametrów fizycznych atmosfery kopalnianej,
wykonywanymi przez systemy telemetryczne [5, 26, 28]. Na
podstawie tych pomiarów prowadzone są także badania nad
możliwościami komputerowej symulacji zagrożenia metanowego w celu jego prognozy oraz wyjaśnienia nietypowych
zdarzeń [4, 7, 6].
42
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Zachowanie odpowiedniego bezpieczeństwa eksploatacji
wymaga dostosowania profilaktyki metanowej do poziomu
zagrożenia metanowego. Pomocne w tym względzie mogą
być bieżące prognozy zagrożenia metanowego na podstawie,
pomiarów ciągłych stężenia metanu, wykonywanych w trakcie
eksploatacji ścianą.
W artykule przedstawiono walidację dwóch rodzajów
jednodniowych prognoz średniego stężenia metanu na wylocie
z rejonu ściany.
Analizie poddano zbiór pomiarów stężeń metanu wykonanych w rejonie ściany C-5 w pokładzie 401/1 w KWK
„Pniówek” [17]. Długość analizowanej ściany wynosi około
247 m, natomiast przewidywany wybieg ściany wynosi około
780 m. Maksymalna wysokość ściany nie przekracza 1,9 m,
a nachylenie podłużne 100.
Eksploatacja ścianą C-5 rozpoczęła się w styczniu 2014
roku. Eksploatacja pierwszych 35 m wybiegu ściany C-5 prowadzona była poza obrysem zrobów eksploatacyjnych ścian
znajdujących się w pokładach wyżej leżących. Od cechy 35 m
do cechy 319 m wybiegu, eksploatacja odbywa się częściowo
pod zrobami pokładu 361 oraz pod niewybranym fragmentem
pokładu 361, w pasie przy chodniku podścianowym C-6. Od
cechy 319 m do końca wybiegu ściany, eksploatacja będzie
odbywać się w całości pod zrobami pokładu 361.
W polu eksploatacyjnym stwierdzono 3 uskoki o maksymalnych zrzutach dochodzących do około 1 m, 1,4 m oraz
0,5 m.
W stropie pokładu 401/1 występują iłowce z lokalnie
występującymi przerostami mułowca o miąższości nie przekraczającej 3 m. Powyżej iłowców nieregularnie zalegają
mułowce przechodzące w piaskowce o sumarycznej miąższości od około 7 m do około 16 m. Ponadto w odległości
około 20 m od stropu pokładu 401/1 występuje pokład 363
o miąższości od 1,5 m do 2,2 m.
W spągu pokładu 401/1 zalegają iłowce oraz iłowce
z przerostami piaskowców i mułowców. Ponadto w odległości
2015
od 2 m do 5 m poniżej spągu pokładu, stwierdzono lokalne
występowanie piaskowców i mułowców zapiaszczonych
o miąższościach mieszczących się w zakresie od 2,7 m do
3,8 m. W odległości od około 3,6 m do 8,8 m występują dwie
warstwy węgla o miąższościach od 0,3 do 0,4 m i od 0,4 do
0,9 m, rozdzielone iłowcem lub łupkiem z laminami węgla.
Pokład 401/1 został zaliczony do IV kategorii zagrożenia
metanowego, klasy B zagrożenia wybuchem pyłu węglowego, II grupy samozapalności oraz jako zagrożony wyrzutami
metanu i skał. Pokład jest nieskłonny do tąpań, przewidywane
są możliwości wystąpienia wstrząsów o energiach rzędu 103
J oraz sporadycznie 104 J.
Rejon ściany przewietrzany jest w układzie „Y” (rys.
1). Powietrze świeże doprowadzane jest z poziomu 1000 m,
przez przekop wznoszący N-10 równolegle do pokładu 401/1
oraz dalej przecinkami C-1 i I C, pochylnią C-1, a następnie
chodnikiem C-5 do ściany C-5.
Powietrze zużyte ze ściany C-5 odprowadzane jest do
chodnika C-6, w którym łączy się z prądem powietrza świeżego. Dalej doświeżone powietrze odprowadzane jest pochylnią
C-4, a następnie przekopem wznoszącym C-4b, pochylnią C-3
i chodnikiem C-2 w pokładzie 363, przekopami wnoszącymi
C-4a, C-4 oraz C-3 do dalszych dróg powietrza zużytego,
w kierunku wentylacyjnego szybu V.
Rejon ściany C-5 zabezpieczony został czujnikami metanometrii stacjonarnej:
– na wlocie do ściany – metanomierz wyłączająco-rejestrujący o progu wyłączania 1,0%, w odległości 2 m od
chodnika C-5,
– na wylocie ze ściany – metanomierz wyłączająco-rejestrujący o progu wyłączania 2,0%, w odległości 2 m od
chodnika C-6,
– na wylocie z rejonu – metanomierz wyłączająco-rejestrujący o progu wyłączania 1,5% zabudowany w przekopie
wznoszącym C-4a, w odległości około 20 m przed skrzyżowaniem z przekopem wznoszącym C-4c.
Rys. 1. Schemat przewietrzania rejonu ściany C-5 [5]
Fig. 1. Scheme of ventilation of the C-5 longwall region [5]
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
43
2. Dane pomiarowe
Przedstawione w artykule obliczenia i analizy sporządzono w oparciu o pomiary stężenia metanu, zarejestrowane
przez czujnik zabudowany na wylocie z rejonu ściany C-5,
zainstalowany w przekopie wznoszącym C-4a, w odległości
około 20 m przed skrzyżowaniem z przekopem wznoszącym
C-4c. Do analizy wykorzystano pomiary w dniach od 30.01.do
30.06.2014 roku, czyli w okresie 152 dni. Udostępniony przez
KWK „Krupiński” zbiór z pomiarami stężenia metanu miał
postać rekordów, których fragment przedstawiono poniżej.
| 1.07.2014 3:57:46| 1.2%CH4 | 0:00:04|Ostrz
|
| 1.07.2014 3:57:37| 1.3%CH4 | 0:00:09|Ostrz
|
| 1.07.2014 3:55:56| 1.2%CH4 | 0:01:41|Ostrz
|
| 1.07.2014 3:55:51| 1.3%CH4 | 0:00:05|Ostrz
|
| 1.07.2014 3:55:30| 1.2%CH4 | 0:00:21|Ostrz
|
| 1.07.2014 3:55:08| 1.1%CH4 | 0:00:22|
|
| 1.07.2014 3:55:06| 1.0%CH4 | 0:00:02|
|
| 1.07.2014 3:53:28| 1.1%CH4 | 0:01:38|
|
W pierwszej kolumnie zapisana jest data pomiaru i czas
rozpoczęcia pomiaru stężenia metanu. Wartość stężenia jest
uwidoczniona w kolumnie drugiej, a kolumna trzecia zawiera
czas trwania stężenia metanu o wartości podanej w kolumnie
drugiej. Wartość stężenia metanu jest podana z dokładnością
pomiarową, czyli 0,1% CH4. Kolumna czwarta zawiera komentarze. Uwidoczniony komentarz „Ostrz” zwraca uwagę na
przekroczenie przez stężenie metanu progu ostrzegawczego,
wynoszącego 1,2%CH4.
Na podstawie pomiarów obliczono wartości średnie stężenia metanu dla poszczególnych dni, przy czym za początek
danego dnia przyjmowano godzinę 6:00:00, a za koniec
5:59:59 w dniu następnym. Takie przyjęcie dnia roboczego
jest związane z rozkładem czasu pracy w kopalni. Średnie
stężenie metanu jest średnią ważoną, przy czym wagami
są czasy trwania poszczególnych wartości stężeń metranu
(zapisane w kolumnie 3).Wartości średniego stężenia metanu
tworzą szereg czasowy (rys. 2).
W celu poznania właściwości powyższego szeregu przeprowadzono test normalności rozkładu, zbadano autokorelację
oraz sprawdzono występowanie wahań sezonowych.
Test Chi-kwadrat normalności rozkładu średniego stężenia
metanu (rys. 3) wykazał, że z prawdopodobieństwem wyższym niż 95% tezę o istnieniu rozkładu normalnego średniego
stężenia metanu należy odrzucić.
Rysunek 4 przedstawia funkcję spektrum szeregu czasowego średniego stężenia metanu. Na górnej osi, opisanej jako
„okresy”, przedstawiono długość okresu wahań wyrażoną
w dniach. Największą wartość funkcja spektrum ma dla okresu
siedmiu dni. Wahania sezonowe są zatem siedmiodniowe,
Rys. 3. Test rozkładu normalnego średniego stężenia metanu
Fig. 3. Test of normal distribution of the average methane concentration
co jest związane z tygodniowym rytmem pracy w kopalni.
Wahania siedmiodniowe widoczne są także na rysunku 2.
Rysunek 5 przedstawia wartości funkcji autokorelacji
(ACF) i autokorelacji cząstkowej (PACF), czyli zależności
stężenia metanu w dniu bieżącym od stężenia metanu w dniach
poprzednich. Funkcja autokorelacji wskazuje na zależności
pomiędzy bieżącą wartością stężenia a wartościami stężenia
w dniach poprzedzających, wskazanych na osi poziomej
(opóźnienie – rys. 5). Autokorelacja cząstkowa informuje
o czystym związku pomiędzy bieżącą wartością średniego
stężenia metanu a wartością średniego stężenia metanu
w dniu poprzednim (wskazanym przez wartość opóźnienia –
rys. 5), po wyeliminowaniu wpływu autokorelacji w dniach
pośrednich.
Poziome linie na wykresie wyznaczają przedział istotności
współczynników autokorelacji. Można zauważyć, że funkcje
autokorelacji, a przede wszystkim funkcja autokorelacji cząstkowej bardzo szybko zdążają do zera.
Z wartości tych funkcji wynika, że największy współczynnik autokorelacji i zarazem autokorelacji cząstkowej,
występuje pomiędzy dniem bieżącym a dniem bezpośrednio
go poprzedzającym. Wartość tego współczynnika wynosi
około 0,73.
Tak wysoki współczynnik autokorelacji świadczy
o istotnej zależności pomiędzy stężeniami średnimi metanu
w dniu bieżącym i poprzednim, a zarazem o możliwości
prognozy wartości stężenia metanu na podstawie modelu
autoregresyjnego.
Rys. 2.Wykres średniego stężenia metanu na wylocie z rejonu ściany C-5
Fig. 2. Graph of the average concentration of methane at the outlet from C-5 longwall region
44
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Rys. 4. Funkcja spektrum dla szeregu czasowego średniego stężenia metanu
Fig. 4. Spectrum function for the time series of the average methane concentration
Rys. 5. Funkcja autokorelacji i autokorelacji cząstkowej
Fig. 5. Autocorrelation and partial autocorrelation functions
Na rysunku 6 przedstawiono zależność stężenia metanu w dniu bieżącym od średniego stężenia metanu w dniu
poprzednim. Na rysunku jest zauważalny dość znaczny
rozrzut punktów wokół prostej, co sugeruje istnienie udziału
także innych czynników wpływających na wartość stężenia
w bieżącym dniu.
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
45
Rys. 6. Zależność średniego stężenia metanu od średniego stężenia metanu w dniu poprzednim
Fig. 6. Relation between the average methane concentration and the average methane concentration in the preceding day
3. Jednodniowa prognoza stężenia metanu
W pracy [1] wyprowadzono równania dla jednodniowej
prognozy stężenia metanu. Modele prognostyczne są funkcjami liniowymi jednej zmiennej, przy czym zmienną niezależną jest stężenie metanu w dniu poprzedzającym. Modele
prognostyczne bazują na pomiarach w dziesięciu ścianach
i obejmują 2239 dni. Dla każdego dnia tygodnia opracowano
odrębny model prognostyczny. Właściwości szeregu czasowego średniego stężenia metanu na wylocie z rejonu ściany C-5
upoważniają do przypuszczenia, że średnie dobowe stężenie
metanu może być prognozowane za pomocą tych modeli.
Aby tę tezę sprawdzić, przeprowadzono prognozy ex post dla
wszystkich dni obserwacji, za wyjątkiem pierwszego dnia.
Rysunek 7 przedstawia wykresy wartości pomiarowych
i prognozowanych średnich stężeń metanu w całym okresie
obserwacji.
W tabeli 1 przedstawiono statystyczną charakterystykę
błędów bezwzględnych i względnych przeprowadzonych
prognoz.
Tablica 1. Parametry statystyczne błędów bezwzględnych
i względnych jednodniowych prognoz średniego stężenia metanu na wylocie z rejonu ściany C-5
Table 1. Statististical parameters of absolute relative errors in
the one-day prognoses of concentration of methane
at the outlet from the C-5 longwall region
Parametr
średnia
mediana
kwartyl 3
decyl 9
Błąd bezwzględny,
%CH4
0,13
0,10
0,19
0,27
Błąd względny, %
21
12
27
45
Dotychczasowe prognozy, wykonane dla sprawdzenia
dokładności modeli prognostycznych ustalonych w pracy [1],
obarczone były błędami. Błędy bezwzględne charakteryzowały następujące wartości parametrów:
– wartość średnia błędu 0,09%CH4,
– mediana 0,07%CH4,
– trzeci kwartyl 0,12%CH4,
– dziewiąty decyl 0,19%CH4,
natomiast parametry obliczone dla błędów względnych wynosiły:
– wartość średnia błędu 24%.
– mediana 14%,
– trzeci kwartyl 28%,
– dziewiąty decyl 55%.
Porównując wartości charakteryzujące błędy bezwzględne
stwierdzono, że prognozy wykonane dla ściany C-5 są wyższe
niż dla prognoz dotychczasowych. Wartości średnie błędu
bezwzględnego różnią się o 0,04%CH4, mediany o 0,03%CH4,
trzecie kwartyle o 0,07%CH4, a dziewiąte decyle o 0,08%CH4.
Stężenie metanu na wylocie z rejonu ściany C-5 było
dość wysokie, wyższe niż w ścianach, dla których wykonano prognozy poprzednio. Wartość średnia stężenia metanu
w ścianie C-5 była wyższa niż w ścianach, dla których wykonano dotychczas analizy i wynosiła 0,78%CH4, a średnie
stężenie metanu w poszczególnych dniach często przekraczało
poziom 1%CH4. Dlatego błędy względne mają wartości parametrów statystycznych nieco niższe niż w prognozach dotychczasowych. Różnica wartości średnich błędów względnych
wynosi 3%, median 2%, trzecich kwartyli 1%, a dziewiątych
decyli 10%.
Dość znaczne błędy bezwzględne omówionych prognoz
mogą być spowodowane wpływem wahań wydobycia na
wartość stężenia metanu. W tabeli 2 przedstawiono wartości
Rys. 7.Wykresy średnich stężeń metanu z pomiarów i z prognozy
Fig. 7. Graph of the average methane concentrations from measurements and progoses
46
PRZEGLĄD GÓRNICZY
współczynników korelacji pomiędzy średnim stężeniem metanu a wydobyciem dobowym ze ściany. W tabeli oznaczono
przez:
– st_śred – średnie stężenie metanu w dobie rozpatrywanej,
– st_śred_1 – średnie stężenie metanu w dobie poprzedniej,
– W – wydobycie w dobie bieżącej,
– W_1 – wydobycie w dobie poprzedniej.
Tablica 2. Współczynniki korelacji między stężeniem średnim
metanu i wydobyciem ze ściany C-5
Table 2. Correlation coefficients between the average methane
concentration and exploitation for the C-5 longwall
st_śred
st_śred_1
W
W_1
st_śred
1
0,73
0,34
0,57
st_śred_1
0,73
1
-0,11
0,38
W
0,34
-0,11
1
0,38
W_1
0,57
0,38
0,38
1
Największy współczynnik korelacji występuje między
średnim stężeniem metanu w dniu bieżącym a średnim stężeniem metanu w dniu poprzednim (r=0,73).
Drugim, co do wartości jest współczynnik korelacji
między średnim stężeniem metanu w dniu bieżącym a wydobyciem w dniu poprzednim (0,54). Jest to spowodowane
dopływem metanu ze strefy odprężonej. Strefa ta jest stale
powiększana w związku z postępem ściany, a jej degazacja
zmienia się w czasie. Oczywiście najwięcej metanu dopływa
do rejonu ściany z warstw świeżo odprężonych, położonych
w niewielkiej odległości poziomej od czoła ściany. Dopływ
metanu z tej strefy jest jednak opóźniony, co spowodowane
jest właściwościami reologicznymi skał.
Współczynnik korelacji między średnim stężeniem metanu
a bieżącym wydobyciem wynosi r=0,34. Bieżące wydobycie
wpływa przede wszystkim na wypływ metanu z eksploatowanego pokładu (z urobku i z czoła ściany). Wartość tego
współczynnika jest zbliżona do wartości współczynnika
korelacji między wydobyciem w dniu poprzednim i średnim
stężeniem metanu w dniu poprzednim (r=0,38).
Interesująca jest zależność pomiędzy wydobyciem
w dniu bieżącym a stężeniem metanu w dniu poprzednim.
Współczynnik korelacji jest ujemny i wynosi r=-11. Oznacza
to, że wydobycie w dniu bieżącym było ograniczane ze
względu na wysokie stężenia metanu w dniu poprzednim.
Liczba tego typu zdarzeń nie była duża, stąd wartość tego
współczynnika jest mała.
Z pierwszego wiersza tabeli wynika, że zależności
średniego stężenia metanu w dniu bieżącym od wszystkich
pozostałych wielkości jest istotna.
2015
W pracy [1] został opracowany model prognostyczny
średniego stężenia metanu w oparciu o funkcję liniową wielu
zmiennych. Wyjściową postać modelu przedstawia wzór
st_śred=a0+a1*st_śred_1+a2*W+a3*W_1+ε
(1)
gdzie:
a0, a1, a2, a3 –są współczynnikami funkcji liniowej, których wartość i istotność ustala się w procesie aproksymacji,
ε –reszty (różnice pomiędzy wartościami pomiarowymi
a prognozowanymi).
W trakcie estymacji parametrów modelu należy odrzucić
zmienne nieistotne.
Aby wyznaczyć parametry równania z zadowalającą
dokładnością, należy dysponować odpowiednio liczną próbą
pomiarową. Musi zatem istnieć pewien okres eksploatacji,
w którym jedynie zbiera się wymagane dane, a nie wykonuje
się prognoz. Dotychczasowe doświadczenia wskazują, że
powinien to być okres około 30 dni.
Prognoza jednodniowa wymaga estymacji parametrów
modelu prognostycznego dla każdego dnia prognozy z osobna.
Spośród zmiennych niezależnych modelu dwie zmienne są
znane (średnie stężenie metanu i wydobycie z dnia poprzedniego), natomiast trzecia, czyli wydobycie w dniu, dla którego
jest sporządzana prognoza, jest wartością nieznaną, a jedynie
planowaną. Ponieważ w artykule prognozy są wykonywane
ex post, możliwe było przyjęcie do obliczeń rzeczywistego
wydobycia. Prognozy sporządzono dla okresu od 03.03 do
30.06.2014 roku. Na rysunku 8 przedstawiono wartości średniego stężenia metanu pomiarowe i prognozowane według
modelu (1).
Tabela 3 zawiera porównanie statystycznych parametrów
błędów prognozy stężenia metanu w oparciu o wartości stężenia metanu w dniu poprzednim (wariant 1) oraz prognozy
według modelu (1) (wariant 2).
Dane w tabeli 3, odnoszące się do wariantu 1 prognozy,
zostały obliczone na podstawie prognoz sporządzonych dla
tego samego okresu (od 03.03 do 30.06.2014 roku) jak prognozy według modelu (1), dlatego nieco różnią się od danych
zawartych w tabeli 1.
Z tabeli 3 wynika, że wszystkie parametry statystyczne
charakteryzujące błędy bezwzględne prognoz uwzględniających wydobycie są nieco mniejsze niż parametry prognoz
sporządzonych jedynie na podstawie wartości średniego
stężenia metanu w dniu poprzednim. To samo spostrzeżenie
dotyczy błędów względnych.
Rys. 8.Średnie stężenie metanu pomiarowe i prognozowane według modelu (1)
Fig. 8. The vverage methane concentration measured and prognosed acc. to the model (1)
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
47
Tablica 3. Porównanie statystycznych parametrów błędów prognoz bez (wariant 1)
i z uwzględnieniem wydobycia ze ściany (wariant 2)
Table 3. Comparison of statistical parameters of prognoses errors without (scenario
no. 1) and with longwall exploitation (scenario no. 2)
Parametr
średnia
mediana
kwartyl 3
decyl 9
Wariant 1
Błąd bezwzględny, Błąd względny,
%CH4
%
0,13
23
0,10
13
0,20
31
0,28
48
Aby posłużyć się praktycznie drugim wariantem przedstawionych prognoz jednodniowych, wykonano również
prognozy ex ante średniego stężenia metanu, przyjmując jako
zmienną niezależną wydobycie planowane w dniu, dla którego
sporządzana jest prognoza. Różnice pomiędzy wydobyciem
rzeczywistym a planowanym mieściły się w granicach od
0 do 280 ton. Prognozy zostały sporządzone dla okresu od
03.03. do 30.06.2014 roku. Na rysunku 9 przedstawiono
wartości pomiarowe oraz prognozowane stężenia metanu
w oparciu wydobycie planowane.
W tabeli 4 przedstawiono porównanie parametrów
statystycznych błędów bezwzględnych oraz względnych
wykonanych prognoz według modelu (1) z uwzględnieniem
wydobycia rzeczywistego w dniu, na który wykonywana była
prognoza (ex post – wariant 2) oraz wydobycia planowanego
(ex ante – wariant 3).
Tablica 4. Porównanie statystycznych parametrów błędów
prognoz z uwzględnieniem rzeczywistego wydobycia
ze ściany (wariant 2) oraz wydobycia planowanego
(wariant 3)
Table 4. Comparison of statistical parameters of prognoses
errors with real longwall exploitation (scenario no.
2) and the planned exploitation (scenario no. 3)
Parametr
średnia
mediana
kwartyl 3
decyl 9
Wariant 2
Wariant 3
Błąd
Błąd
Błąd
Błąd
bezwzględny,
bezwzględny,
względny, %
względny, %
%CH4
%CH4
0,11
18
0,12
18
0,08
11
0,09
11
0,16
19
0,16
21
0,26
45
0,26
41
Wariant 2
Błąd bezwzględny, Błąd względny,
%CH4
%
0,11
18
0,08
11
0,16
19
0,26
45
Z zestawionych w tabeli 4 danych wynika, że dla przedstawionych parametrów statystycznych wartości błędów
bezwzględnych oraz względnych prognoz z uwzględnieniem wydobycia rzeczywistego i planowanego są zbliżone.
Świadczy o tym również fakt, że średnia obliczona na podstawie wartości bezwzględnych różnic wynosi 0,015%CH4,
90% różnic jest nie większa niż 0,041% CH4, a maksymalna
różnica wynosi 0,111%CH4.
4. Podsumowanie
Jednodniowa prognoza średniego stężenia metanu może
być pomocna przy podejmowaniu decyzji o zastosowaniu
doraźnej profilaktyki metanowej, niewymagającej czasochłonnych prac.
Przykładem takiej profilaktyki może być zwiększenie
ilości powietrza przepływającego przez ścianę, co jest możliwe w przypadku istnienia tzw. wewnątrzrejonowej rezerwy
wentylacyjnej lub dzięki ograniczeniu pozarejonowych
strat powietrza. Do doraźnych prac profilaktycznych można
zaliczyć także zwiększenie liczby strumienic w miejscu
intensywnego wypływu metanu, zastosowanie nawiewek
(ekranów) kierujących prąd powietrza w ścianie w kierunku
zrobów, zastosowanie strumienic ułatwiających powstawanie
jednorodnej mieszaniny powietrzno-metanowej.
Służby wentylacyjne kopalni mogą podjąć decyzję
o wprowadzeniu dodatkowych działań profilaktycznych
opartych o rozwiązania organizacyjne. Przykładem takich
działań może być przebudowa sekcji w górnym odcinku
ściany po odjechaniu kombajnem na wyznaczoną odległość
od chodnika nadścianowego lub przesuwanie sekcji obudowy w górnej części ściany po wyłączeniu dostawy energii
elektrycznej.
Rys. 9.Średnie stężenie metanu pomiarowe i prognozowane według modelu (1) w oparciu o wydobycie planowane
Fig. 9. The average methane concentration measured and prognosed acc. to the model (1) on the basis of the planned exploitation
48
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Jednym ze sposobów zmniejszenia stężenia metanu może
być także zwiększenie podciśnienia w otworach drenażowych
w celu zwiększenia ujęcia metanu.
Ostatecznym środkiem może być także ograniczenie
wydobycia.
Podjęcie dodatkowych środków profilaktyki metanowej
(np. doświeżanie powietrza na wylocie ze ściany, zwiększenie
liczby otworów drenażowych, zmiana układu przewietrzania)
wymaga szczegółowej analizy sytuacji metanowej, w tym
przeprowadzenia prognozy na dłuższy okres, przykładowo
na dwa tygodnie.
Prognozy jednodniowe, wykonane w oparciu o modele
wykorzystujące zależność stężenia metanu od stężenia metanu
w dniu poprzednim, mogą być prowadzone już od drugiego
dnia prowadzenia eksploatacji ścianą. Wynika to z faktu, że
parametry tych modeli zostały estymowane na podstawie
danych z innych ścian [1]. Dotychczasowe badania wykazały,
że błędy prognoz wykonanych z zastosowaniem tych modeli
są wystarczająco dokładne dla praktyki górniczej. Mogą
one służyć także do obliczenia prognozowanej metanowości
wentylacyjnej rejonu ściany, co jest istotne w przypadku
przewietrzania rejonu ściany w układzie „U”.
Prognozy średniego stężenia metanu, wykorzystujące jako
zmienne niezależne średnie stężenie metanu w dniu poprzednim oraz wydobycie ze ściany w dniu bieżącym i poprzednim,
mogą być dokładniejsze od poprzednio omówionych prognoz,
jednak parametry modelu prognostycznego muszą być estymowane na postawie danych pomiarowych wykonanych
w rejonie danej ściany. Wymagany jest zatem pewien okres
(około 30 dni) na zebranie niezbędnych danych. Zaletą tych
prognoz jest możliwość zaplanowania wartości wydobycia
tak, aby nie występowały przekroczenia dopuszczalnego
stężenia lub dopuszczalnej metanowości wentylacyjnej.
Zaprezentowane metody prognostyczne mogą zostać
w łatwy sposób oprogramowane i dołączone do istniejących
systemów monitorujących parametry chemiczne i fizyczne
atmosfery kopalnianej. Dzięki temu mogą stać się pomocne
w ustalaniu bieżących środków prowadzonej profilaktyki
metanowej.
Literatura
1.
2.
3.
4.
5.
6.
7.
Badura H.: Metody prognoz komputerowych stężenia metanu na wylotach z rejonów ścian zawałowych w kopalniach węgla kamiennego.
Monografia. Wydawnictwo Politechniki Śląskiej. Gliwice 2013.
Badura H.: Analiza wpływu niektórych czynników na metanowość
rejonu ściany D-2 w pokładzie 409/4 w KWK „R”. „Przegląd Górniczy”
2007, Nr 4.
Borowski M., Szlązak N.: Prognozowanie wydzielania metanu do wyrobisk ścianowych w kopalniach węgla kamiennego z wykorzystaniem
sieci neuronowych. Materiały 4 Szkoły Aerologii Górniczej, Kraków
10-13.10.2006.
Dziurzyński W.: Badania modelowe przepływu mieszaniny powietrza i
gazów w rejonie ściany w aspekcie walidacji wyników komputerowej
symulacji. „Przegląd Górniczy” 2009, Nr 11-12.
Dziurzyński W., Wasilewski S., Krach A., Pałka T.: Prognoza stanu atmosfery w rejonie ściany i jej zrobach na podstawie danych z systemu
monitoringu kopalni. „Przegląd Górniczy” 2011, Nr 7-8.
Dziurzyński W., Krause E.: Influence of the field of aerodynamic potentials and surroundings of goaf on methane hazard in longwall N-12
in seam 329/1, 329/1-2 in „Krupiński” Coal Mine. Archives of Mining
Sciences Vol. 57, no. 4, 2012.
Dziurzyński W., Wasilewski S.: Ocena zagrożenia metanowego w rejonie
ściany na podstawie czujników gazometrii oraz symulacji komputerowej
8.
9.
10.
11.
12.
13.
14.
15.
16.
17.
18.
19.
20.
21.
22.
23.
24.
25.
26.
27.
28.
2015
przepływu mieszaniny powietrza i metanu. „Przegląd Górniczy” 2012,
Nr 12.
Frycz A., Szlązak J.: Wpływ rozcinki złoża w pokładach metanowych
na występowanie metanu w rejonie ściany. „Przegląd Górniczy” 1977,
Nr 2.
Konopko W., Kabiesz J., Cygankiewicz J.: Wstrząsy i tąpania jako
inicjatory zagrożenia metanowego. „Przegląd Górniczy” 1992, Nr 3.
Kozłowski B., Grębski Z.: Odmetanowanie górotworu w kopalniach.
Wydawnictwo „Śląsk”. Katowice 1982.
Krach A.: Wpływ zmian ciśnienia barometrycznego na stężenie metanu
w prądzie powietrza wypływającym z rejonu ściany z przyległymi
zrobami – model matematyczny i algorytm obliczeniowy. Archives of
Mining Sciences 49, 2004.
Krause E., Łukowicz K.: Dynamiczna prognoza metanowości bezwzględnej ścian. Poradnik techniczny. Wydawnictwo GIG, KD Barbara.
Katowice – Mikołów 2000.
Krause E.: Prognozowanie wydzielania metanu do ścian przy urabianiu
kombajnem. „Przegląd Górniczy” 2009, Nr 3-4.
Łunarzewski L.W.: Gas prediction, recovery, control and utilization
applicable to the mining industry. Presented at The Symposium on
recovery and use of coalbet methane. Katowice 1992.
Myszor H., Gruszka A.: O zależności wydzielania metanu do kopalń od
ciśnienia atmosferycznego. „Arch. Górn.” 1996, t. 41, z. 2.
Nawrat S., Kuczera Z., Napieraj S.: Badania modelowe zwalczania
zagrożenia metanowego na wylocie ściany przewietrzanej systemem
„U”. Materiały 4 Szkoły Aerologii Górniczej, Kraków, 10-13.10.2006.
Projekt techniczny ściany C-5 w pokładzie 401/1. Jastrzębska Spółka
Węglowa S.A. KWK „Pniówek”. Pawłowice Śl. 2014.
Rozporządzenie Ministra Gospodarki z dnia 28 czerwca 2002 r.
w sprawie bezpieczeństwa i higieny pracy, prowadzenia ruchu oraz
specjalistycznego zabezpieczenia przeciwpożarowego w podziemnych zakładach górniczych. DZ.U. z dnia 2 września 2002 r. Nr 139,
poz.1169 wraz z późniejszymi zmianami – ostatnia nowelizacja z dnia
25 czerwca 2010.
Sułkowski J.: Wspieranie przez naukę zwalczania pożarów i wybuchów
w kopalniach węgla kamiennego. Wydawnictwo Politechniki Śląskiej.
„Górnictwo i Geologia” 2010, t. 5, z. 3.
Szlązak J., Szlązak N.: Ocena systemów przewietrzania wyrobisk
ścianowych w kopalniach węgla kamiennego w warunkach zagrożenia
metanowego i pożarowego. Materiały 3 Szkoły Aerologii Górniczej.
Zakopane 2004.
Szlązak N., Sporysz G., Borowski M., Obracaj D.: Wpływ budowy
geologicznej złoża w południowo-wschodniej części Górnośląskiego
Zagłębia Węglowego na stan zagrożenia metanowego. „Bezpieczeństwo
Pracy i Ochrona Środowiska w Górnictwie” 2010, Nr 3.
Szlązak N., Borowski M., Kloc L., Obracaj D.: Możliwości oceny zagrożenia metanowego w ścianach w oparciu o wcześniej prowadzoną
eksploatację. „Górnictwo” 2000, R. 24, z. 4.
Szlązak N., Kubaczka C.: Okresowe zmiany wydzielania metanu do
wyrobiska ścianowego w czasie prowadzenia eksploatacji. „Górnictwo
i Geoinżynieria” 2011, R. 35, z. 4.
Szywacz J., Wasilewski S.: Analiza parametrów powietrza kopalnianego.
Rozprawy i Monografie. EMAG, Katowice 2003.
Trenczek S.: Rozszerzenie kontroli w rejonach ścian wydobywczych
o pomiary ciśnienia w aspekcie zagrożenia wybuchowego. „Mechanizacja
i Automatyzacja Górnictwa”, 2010, Nr 1.
Wasilewski S., Wojtas P., Rej A.: Analiza funkcjonowania systemów
metanometrycznych w kopalniach. „MiAG” 2005, Nr 4.
Wasilewski S.: Obserwacja zaburzeń parametrów powietrza wywołanych
pracą kombajnu w ścianie B-6 pokł. 358/1 w KWK “BUDRYK” S.A.
„Przegląd Górniczy” 2010, Nr 3-4.
Wasilewski S.: Systemy kontroli i monitorowania zagrożeń gazowych
w polskich kopalniach węgla kamiennego. „Bezpieczeństwo Pracy
i Ochrona Środowiska w Górnictwie” 2012, Nr 12.
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
49
UKD 001.891.3:622.333:622.81/.82
Przedział wiarygodności wskaźnika Grahama
Validity range of Graham index
Mgr inż. Stanisław Słowik*)
Mgr inż. Lucjan Świerczek*)
Treść: W artykule omówiono właściwości wskaźnika Grahama związane z jego konstrukcją matematyczną, z której wynika, że może
on podążać asymptotycznie w kierunku zera i nieskończoności. Następnie w oparciu o próbę złożoną z 2777 analiz chemicznych powietrza pobranego ze zrobów ścianowych i zza tam izolacyjnych wykazano, że dla skrajnych wartości mianownika
wskaźnika Grahama obserwujemy rozbieżność pomiędzy rzeczywistym stopniem zagrożenia pożarowego a prognozowanym
przez wskaźnik. Zaobserwowano, że w przypadku bardzo niskich wartości mianownika występuje tendencja do zawyżania
poziomu zagrożenia przez wskaźnik, natomiast dla bardzo wysokich wartości mianownika obserwuje się tendencję odwrotną.
Dlatego przeprowadzono analizę mającą na celu wyznaczenie przedziału wiarygodności wskaźnika Grahama w zależności
od wartości jego mianownika. W tym celu wykorzystano odpowiednie narzędzia matematyczne dające dużą pewność co do
weryfikowanych hipotez i wyznaczono przedział mianownika, dla którego można przyjąć, że wskaźnik Grahama na poziomie
prawdopodobieństwa co najmniej 95% określa prawidłowo stopień zagrożenia pożarowego. Dla przypadków wykraczających
poza wyznaczony przedział nie można już mieć takiej pewności. Uzyskane wnioski mogą być bardzo pomocne przy analizie
i ocenie zagrożenia pożarowego w kopalniach.
Abstract: This paper describes the characteristics of Graham index and its mathematical structure which shows that it can asymptotically approach zero and infinity. Based on a sample of 2777 chemical analyzes of air, taken from longwall workings as well
as from behind the isolating dams, it has been shown that for the extreme values of Graham index there is a discrepancy
between the actual level of fire risk and the one predicted by the indicator. It was observed that at the very low values of
the denominator the Graham index overestimates the level of risk and for very high values of the denominator there is an
opposite tendency. Therefore, an analysis was conducted to determine the validity range of Graham index, depending on the
values of its denominator. For this purpose an appropriate mathematical tools were used that provide high reliability of the
verified hypotheses. In the analysis the denominator range was calculated, for which it can be assumed at 95% probability
that the rate of Graham index correctly determines the degree of fire hazard. For cases outside of the estimated range there
is no certainty. The obtained results can be very helpful in the analysis and assessment of fire hazard risk in coal mines.
Słowa kluczowe:
górnictwo, zagrożenie pożarowe, profilaktyka, wskaźnik Grahama, przedział wiarygodności
Key words:
mining, fire hazard, prevention, Graham index, validity range
1. Wprowadzenie
Wskaźnik Grahama jest jednym z podstawowych wyznaczników poziomu zagrożenia pożarowego występującego
w miejscach niedostępnych kopalń węgla kamiennego (zroby,
odizolowane wyrobiska). Zdarza się, że otrzymujemy wartości
nietypowe tego wskaźnika, które nie odpowiadają poziomowi
rzeczywistego zagrożenia. W przypadku wartości ujemnych
*) Główny Instytut Górnictwa, Katowice
nie ma wątpliwości co do ich nietypowego charakteru.
Natomiast dla wartości dodatnich wiadomo na pewno, że
nietypowe przypadki występują, gdy mianownik wskaźnika
Grahama jest mniejszy od 0,1% (wówczas mamy do czynienia z zawyżaniem stopnia zagrożenia pożarowego) [9].
W artykule przedstawiono metodykę wyznaczania przedziału wiarygodności wskaźnika Grahama, która polegała
na przeprowadzeniu analizy wskaźnika z wykorzystaniem
odpowiednich narzędzi matematycznych (testy statystyczne). To pozwoliło na wyznaczenie przedziału mianownika,
50
PRZEGLĄD GÓRNICZY
dla którego z prawdopodobieństwem na poziomie co najmniej
95% można twierdzić, że wskaźnik Grahama jest wiarygodny.
Analizę oparto na 2777-elementowej próbie złożonej
z analiz chromatograficznych próbek powietrza kopalnianego
pobieranych ze zrobów ścianowych lub zza tam izolacyjnych.
2. Wstęp do analizy wskaźnika
Wskaźnik Grahama określony jest wzorem
,
(1)
gdzie: CO – stężenie tlenku węgla, %,
N2 – stężenie azotu, %,
O2 – stężenie tlenu, %.
Powyższy wzór można zapisać jako funkcję trzech zmiennych g = f(x, y, t)
(2)
Zmienna t (dla wskaźnika Grahama jest to stężenie CO)
wpływa proporcjonalnie na wartość funkcji, natomiast o przebiegu funkcji decyduje wyrażenie w nawiasie, czyli
(3)
Jeżeli w zależności (3) zastąpimy mianownik zmienną u,
to otrzymujemy wzór na hiperbolę (równoosiową, sprzężoną)
(4)
Hiperbolę taką przedstawiono na wykresie punktowym
z = f(u), sporządzonym dla analizowanej próby statystycznej,
przy czym dla większej przejrzystości rysunku ograniczono
skalę do z ≤ 40 i u ≤ 40 (rys. 1).
2015
Wykorzystując właściwości hiperboli w analizie wskaźnika Grahama, można stwierdzić co następuje:
– dla lewej części ramienia hiperboli (L) zauważa się, że
kiedy mianownik dąży do zera u → 0, to funkcja dąży do
nieskończoności z → ∞.
Oznacza to, że jeżeli mianownik wskaźnika Grahama ma
bardzo niskie wartości (0,265N2 – O2 → 0), to wskaźnik
osiąga bardzo wysoki poziom (G → ∞) zawyżając stopień
zagrożenia. Jak już wykazano, taka sytuacja występuje na
pewno dla mianownika mniejszego od 0,1% [9].
– dla prawej części ramienia hiperboli (P) obserwuje się
sytuację odwrotną, czyli gdy mianownik dąży do nieskończoności u → ∞, to funkcja dąży do zera z → 0.
Oznacza to, że jeżeli mianownik wskaźnika Grahama ma
bardzo wysokie wartości (0,265N2 – O2 → ∞), to wskaźnik osiąga bardzo niski poziom (G → 0). Mianownik
wskaźnika Grahama jest uzależniony od składu atmosfery kopalnianej i nigdy nie będzie dążył do wartości
nieskończonej. Jednak opierając się o zasadę symetrii
i wnioski zawarte w [9] można wykazać, że dla wartości
mianownika 0,1%, należącej do lewej części (L) pojawia
się jego symetryczny odpowiednik dla części prawej (P)
(rys. 1). Istnieje więc uzasadnione podejrzenie, że również
dla dużych wartości mianownika pojawiają się nietypowe
przypadki wskaźnika Grahama. Dlatego podczas dalszej
analizy zwrócono szczególną uwagę na ten problem.
3. Charakterystyka próby poddanej analizie
Próba statystyczna została sporządzona z 2777 elementów,
które stanowiły wyniki chromatograficznych analiz powietrza
kopalnianego pobranego ze zrobów ścianowych i zza tam
izolacyjnych. Próba obejmowała stany: normalne, zagrożenia
pożarowego i pożaru. Przeważał stan normalny, natomiast
stany zagrożenia pożarowego i pożaru były proporcjonalnie
mniejsze, adekwatnie do rzeczywistych warunków panujących
w kopalniach.
Rys. 1.Rozkład punktowy dla zależności z = 1/
(0,265N2 – O2)
Fig. 1. Point distribution for the formula z = 1/
(0,265N2 - O2)
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Przeprowadzono analizę próby pod kątem wskaźnika
Grahama i jego składowych ze szczególnym uwzględnieniem
przedstawionych wcześniej wniosków wynikających z właściwości hiperboli.
Próbę podzielono na symetryczne podpróby, wykorzystując do tego oś symetrii wyznaczoną dla hiperboli (rys.
1). Wydzielono więc dwie podpróby. Pierwsza obejmowała
przedział po lewej stronie osi symetrii 0 < 0,265 N2 – O2 ≤ 1
i oznaczono ją jako L. W jej skład weszło 1166 elementów.
Druga podpróba objęła przedział 1 < 0,265N2 – O2, który odpowiada odcinkowi hiperboli po prawej stronie osi symetrii.
Oznaczono ją jako P, a w jej skład weszło 1611 elementów.
Podstawowe statystyki opisowe próby oraz podprób L i P
przedstawiono w tabl. 1.
Z przedstawionych statystyk opisowych próby wynika, że:
– wartość środkowa wskaźnika Grahama dla podprób L i P
oraz próby jest prawie taka sama;
– wartość dolnego kwartyla wskaźnika Grahama dla podprób i próby są porównywalne. Podobnie jest z wartością
górnego kwartyla;
– podpróby wykazują wyraźne zróżnicowanie wartości
wskaźnika Grahama w zakresie średnich oraz maksymalnych i minimalnych – w podpróbie L są one wyższe niż
w podpróbie P;
– w przypadku CO próba i podpróby wykazują wyraźne
zróżnicowanie wartości średnich, środkowych, dolnego
i górnego kwartyla. W podpróbie L występują stężenia
CO wyraźnie niższe niż w podpróbie P, co jest sytuacją
odwrotną niż w przypadku wskaźnika Grahama.
Wnioski z przeprowadzonej analizy są zbieżne z uwagami
wynikającymi z właściwości hiperboli, tzn. że pojawiają się
wysokie wartości wskaźnika Grahama w przedziale, gdzie
występują niskie wartości CO i odwrotnie.
W dalszej kolejności przeprowadzono więc szczegółową
analizę próby, aby rozpoznać rozkład i kształtowanie się interesujących nas zmiennych oraz określić zakresy, w których
występują nietypowe wartości wskaźnika Grahama.
W tym celu próbę podzielono na przedziały. Posłużono
się przy tym wynikami analizy nietypowych wartości wskaź-
51
nika Grahama przedstawionych w [9], gdzie wykazano, że
wskaźnik Grahama w przedziale 0 < 0,265N2 – O2 ≤ 0,1 ma
dużą tendencję do zawyżania stopnia zagrożenia pożarowego.
Ten właśnie przedział przyjęto jako pierwszy dla podpróby
L. Następne przedziały otrzymały taką samą szerokość, aż do
wartości 0,265N2 – O2 = 1, gdzie następuje przejście krzywej
przez oś symetrii z części L na część P (rys. 1). Naszym zamiarem było zachowanie takich samych rozmiarów przedziałów
podpróby P co podpróby L, dlatego zostały one wyznaczone
w oparciu o symetrię. A więc symetrycznym odpowiednikiem
przedziału L10 (0,9 < 0,265N2 – O2 ≤ 1,0) podpróby L będzie
przedział P10 (1/1 < 0,265N2 – O2 ≤ 1/0,9) w podpróbie P,
zaś przedziałowi L9 (0,8 < 0,265N2 – O2 ≤ 0,9) odpowiada
przedział P9 (1/0,9 < 0,265N2 – O2 ≤ 1/0,8) itd. W tablicy 2
zestawiono odpowiadające sobie symetrycznie przedziały
dla obu podprób.
Tablica 2. Przedziały wyznaczone dla podrób L i P zestawione
symetrycznie
Table 2. Ranges designated for sub-samples L and P, symmetrically summarized
Przedziały dla podpróby L:
Przedziały dla podpróby P:
L1: 0 < 0,265N2 – O2 ≤ 0,1
P1: 1/0,1 < 0,265N2 – O2
L2: 0,1 < 0,265N2 – O2 ≤ 0,2
P2: 1/0,2 < 0,265N2 – O2 ≤ 1/0,1
L3: 0,2 < 0,265N2 – O2 ≤ 0,3
P3: 1/0,3 < 0,265N2 – O2 ≤ 1/0,2
L4: 0,3 < 0,265N2 – O2 ≤ 0,4
P4: 1/0,4 < 0,265N2 – O2 ≤ 1/0,3
L5: 0,4 < 0,265N2 – O2 ≤ 0,5
P5: 1/0,5 < 0,265N2 – O2 ≤ 1/0,4
L6: 0,5 < 0,265N2 – O2 ≤ 0,6
P6 1/0,6 < 0,265N2 – O2 ≤ 1/0,5
L7: 0,6 < 0,265N2 – O2 ≤ 0,7
P7: 1/0,7 < 0,265N2 – O2 ≤ 1/0,6
L8: 0,7 < 0,265N2 – O2 ≤ 0,8
P8: 1/0,8 < 0,265N2 – O2 ≤ 1/0,7
L9: 0,8 < 0,265N2 – O2 ≤ 0,9
P9: 1/0,9 < 0,265N2 – O2 ≤ 1/0,8
L10: 0,9 < 0,265N2 – O2 ≤ 1,0
P10: 1,0 < 0,265N2 – O2 ≤ 1/0,9
Wyniki statystyk podstawowych z rozbiciem na przedziały
przedstawiono w tabl. 3. Natomiast interpretację graficzną
wybranych zmiennych przedstawiono na rys. 2 do 5.
Tablica 1. Statystyki opisowe próby statystycznej oraz podprób L i P
Table 1. Descriptive statistics of the sample and sub-samples L and P
Próba bez podziału na grupy
Zmienna
N ważnych
Średnia
Mediana
Minimum
Maksimum
Dolny
Kwartyl
Górny
Kwartyl
Odch.std
Tlen, %
2777
17,8
19,4
0,3
20,9
17,1
20,3
4,1
Azot, %
2777
77,0
79,1
1,4
97,5
77,4
79,7
9,6
Metan
2777
4,3
0,4
0,0
97,2
0,0
2,9
12,0
CO,%
2777
0,0034
0,0011
0,0001
0,0437
0,0003
0,0034
0,0060
Graham
2777
0,0018
0,0010
0,000004
0,1143
0,0005
0,0022
0,0043
Podpróba: L
Tlen, %
1166
19,9
20,4
0,3
20,9
20,1
20,7
2,7
Azot, %
1166
76,7
79,0
1,4
79,7
78,4
79,2
10,0
Metan
1166
3,1
0,2
0,0
97,2
0,0
1,1
12,5
CO,%
1166
0,0007
0,0004
0,0001
0,0054
0,0001
0,0009
0,0009
Graham
1166
0,0023
0,0010
0,0001
0,1143
0,0005
0,0020
0,0064
4,3
Podpróba: P
Tlen, %
1611
16,2
17,9
0,3
20,1
15,0
19,3
Azot, %
1611
77,1
79,5
5,7
97,5
76,8
80,3
9,4
Metan
1611
5,2
0,9
0,0
92,8
0,0
4,5
11,5
CO,%
1611
0,0054
0,0024
0,0001
0,0437
0,0010
0,0066
0,0072
Graham
1611
0,0015
0,0011
0,000004
0,0124
0,0004
0,0023
0,0015
52
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Tablica 3. Statystyki podstawowe lewego i prawego ramienia hiperboli z rozbiciem na przedziały
Table 3. Basic statistics of the left and right arm of the hyperbole split into ranges
Bez podziału na grupy
Zmienna
N ważnych
Średnia
Mediana
Minimum
Maksimum
Tlen, %
Azot, %
Metan
CO,%
Graham
2777
2777
2777
2777
2777
17,8
77,0
4,3
0,0034
0,0018
19,4
79,1
0,4
0,0011
0,0010
0,3
1,4
0,0
0,0001
0,0000
20,9
97,5
97,2
0,0437
0,1143
Tlen, %
Azot, %
Metan
CO,%
Graham
66
66
66
66
66
19,4
73,4
7,0
0,0004
0,0153
Tlen, %
Azot, %
Metan
CO,%
Graham
156
156
156
156
156
20,0
75,9
4,0
0,0003
0,0019
Tlen, %
Azot, %
Metan
CO,%
Graham
175
175
175
175
175
20,3
77,5
2,0
0,0004
0,0015
Tlen, %
Azot, %
Metan
CO,%
Graham
128
128
128
128
128
20,3
77,9
1,6
0,0004
0,0011
Tlen, %
Azot, %
Metan
CO,%
Graham
149
149
149
149
149
19,9
76,6
3,3
0,0006
0,0014
110
110
110
110
110
19,7
76,3
3,7
0,0008
0,0015
Tlen, %
Azot, %
Metan
CO,%
Graham
113
113
113
113
113
19,7
76,8
3,2
0,0011
0,0018
Tlen, %
Azot, %
Metan
CO,%
Graham
92
92
92
92
92
19,5
76,4
3,8
0,0012
0,0016
Dolny
Kwartyl
17,1
77,4
0,0
0,0003
0,0005
Górny
Kwartyl
20,3
79,7
2,9
0,0034
0,0022
20,1
76,1
0,0
0,0001
0,0027
20,9
79,0
3,6
0,0006
0,0150
4,8
18,1
22,7
0,0004
0,0225
20,7
78,7
0,0
0,0001
0,0006
20,8
79,1
0,4
0,0003
0,0021
3,6
13,7
17,1
0,0003
0,0020
20,6
78,7
0,0
0,0001
0,0004
20,7
79,1
0,6
0,0004
0,0017
2,1
7,9
9,9
0,0005
0,0019
20,5
78,6
0,1
0,0001
0,0003
20,6
79,2
0,8
0,0004
0,0013
1,5
5,8
7,2
0,0004
0,0013
20,4
78,4
0,0
0,0001
0,0003
20,6
79,3
1,0
0,0007
0,0016
2,6
9,7
12,1
0,0008
0,0017
20,2
78,4
0,0
0,0002
0,0004
20,5
79,3
1,2
0,0011
0,0020
2,8
10,6
13,2
0,0010
0,0018
19,7
76,9
0,0
0,0003
0,0005
20,4
79,4
3,2
0,0015
0,0022
2,3
8,5
10,6
0,0012
0,0018
19,8
77,5
0,0
0,0004
0,0005
20,3
79,4
2,5
0,0015
0,0020
2,5
9,3
11,7
0,0013
0,0017
Odch.std
4,1
9,6
12,0
0,0060
0,0043
przedział L1: 0 < 0,265N2 - O2 ≤ 0,1
20,8
78,8
0,2
0,0002
0,0071
0,3
1,4
0,0
0,0001
0,0010
20,9
79,1
97,2
0,0020
0,1143
przedział L2: 0,1 < 0,265N2 - O2 ≤ 0,2
20,8
79,0
0,1
0,0002
0,0011
0,5
2,4
0,0
0,0001
0,0005
20,8
79,2
96,1
0,0016
0,0112
przedział L3: 0,2 < 0,265N2 - O2 ≤ 0,3
20,7
79,0
0,1
0,0002
0,0008
1,0
4,6
0,0
0,0001
0,0003
20,8
79,2
93,5
0,0031
0,0110
przedział L4: 0,3 < 0,265N2 - O2 ≤ 0,4
20,6
79,0
0,2
0,0002
0,0007
4,3
17,6
0,0
0,0001
0,0003
20,7
79,3
76,8
0,0026
0,0082
przedział L5: 0,4 < 0,265N2 - O2 ≤ 0,5
20,5
79,0
0,3
0,0003
0,0007
1,1
5,7
0,0
0,0001
0,0002
20,6
79,4
92,1
0,0041
0,0091
przedział L6: 0,5 < 0,265N2 - O2 ≤ 0,6
Tlen, %
Azot, %
Metan
CO,%
Graham
20,4
79,1
0,3
0,0005
0,0009
0,3
3,1
0,0
0,0001
0,0002
20,5
79,5
95,4
0,0047
0,0085
przedział L7: 0,6 < 0,265N2 - O2 ≤ 0,7
20,3
0,6
20,5
79,0
4,9
79,5
0,4
0,0
93,3
0,0007
0,0001
0,0048
0,0011
0,0001
0,0075
przedział L8: 0,7 < 0,265N2 - O2 ≤ 0,8
20,2
0,6
20,4
79,0
4,9
79,6
0,5
0,0
93,3
0,0008
0,0001
0,0054
0,0010
0,0001
0,0070
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Tlen, %
Azot, %
Metan
CO,%
Graham
94
94
94
94
94
19,7
77,5
2,1
0,0012
0,0014
Tlen, %
Azot, %
Metan
CO,%
Graham
83
83
83
83
83
19,6
77,5
2,6
0,0013
0,0014
Tlen, %
Azot, %
Metan
CO,%
Graham
93
93
93
93
93
19,4
77,1
3,2
0,0015
0,0015
Tlen, %
Azot, %
Metan
CO,%
Graham
115
115
115
115
115
19,1
76,5
3,9
0,0016
0,0013
Tlen, %
Azot, %
Metan
CO,%
Graham
136
136
136
136
136
19,1
77,2
2,9
0,0023
0,0017
Tlen, %
Azot, %
Metan
CO,%
Graham
134
134
134
134
134
18,4
75,1
5,9
0,0021
0,0014
Tlen, %
Azot, %
Metan
CO,%
Graham
136
136
136
136
136
18,4
76,2
4,7
0,0028
0,0015
Tlen, %
Azot, %
Metan
CO,%
Graham
151
151
151
151
151
18,3
77,5
3,3
0,0039
0,0018
Tlen, %
Azot, %
Metan
CO,%
Graham
170
170
170
170
170
17,9
78,6
2,3
0,0060
0,0021
Tlen, %
Azot, %
Metan
CO,%
Graham
242
242
242
242
242
16,3
77,1
4,9
0,0071
0,0017
przedział L9: 0,8 < 0,265N2 - O2 ≤ 0,9
20,1
10,8
20,3
79,1
44,0
79,6
0,5
0,0
44,7
0,0010
0,0001
0,0046
0,0011
0,0001
0,0056
przedział L10: 0,9 < 0,265N2 - O2 ≤ 1,0
20,0
0,8
20,2
79,2
6,7
79,7
0,3
0,0
91,2
0,0008
0,0001
0,0048
0,0008
0,0001
0,0052
przedział P10: 1,0 < 0,265N2 - O2 ≤ 1/0,9
19,9
1,1
20,1
79,1
8,0
79,8
0,5
0,0
89,7
0,0012
0,0001
0,0062
0,0011
0,0001
0,0060
przedział P9: 1/0,9 < 0,265N2 - O2 ≤ 1/0,8
19,8
0,3
20,0
79,3
5,7
79,9
0,5
0,0
92,8
0,0013
0,0001
0,0063
0,0011
0,0001
0,0054
przedział P8: 1/0,8 < 0,265N2 - O2 ≤ 1/0,7
19,7
6,8
19,9
79,3
30,3
80,1
0,5
0,0
62,0
0,0017
0,0001
0,0076
0,0013
0,0001
0,0056
przedział P7: 1/0,7 < 0,265N2 - O2 ≤ 1/0,6
19,5
0,8
19,8
79,3
9,0
80,2
0,6
0,0
88,9
0,0017
0,0001
0,0068
0,0011
0,0001
0,0043
przedział P6 1/0,6 < 0,265N2 - O2 ≤ 1/0,5
19,2
1,3
19,6
79,6
11,2
80,5
0,3
0,0
86,3
0,0023
0,0001
0,0183
0,0012
0,0001
0,0096
przedział P5: 1/0,5 < 0,265N2 - O2 ≤ 1/0,4
18,8
9,6
19,3
79,2
44,7
80,9
0,7
0,0
44,9
0,0035
0,0001
0,0117
0,0015
0,0000
0,0050
53
19,7
77,5
0,0
0,0006
0,0007
20,2
79,5
2,5
0,0015
0,0018
1,2
4,7
5,1
0,0009
0,0011
19,7
78,1
0,0
0,0005
0,0005
20,1
79,5
2,0
0,0019
0,0019
2,2
8,1
10,2
0,0011
0,0012
19,6
77,8
0,0
0,0007
0,0007
20,0
79,5
2,3
0,0018
0,0018
2,2
8,2
10,2
0,0013
0,0012
19,3
77,4
0,0
0,0009
0,0008
19,9
79,6
2,9
0,0020
0,0017
2,7
10,3
13,0
0,0012
0,0010
19,1
77,1
0,0
0,0011
0,0009
19,8
79,7
3,5
0,0032
0,0024
1,9
7,1
8,0
0,0016
0,0012
18,7
76,6
0,0
0,0010
0,0007
19,6
79,9
4,2
0,0031
0,0020
3,6
13,4
16,8
0,0016
0,0010
18,8
78,0
0,0
0,0014
0,0008
19,4
79,9
2,6
0,0039
0,0021
3,1
11,6
14,4
0,0025
0,0013
18,2
77,1
0,0
0,0015
0,0007
19,0
80,1
2,8
0,0058
0,0025
1,4
5,3
6,8
0,0029
0,0013
17,6
77,3
0,0
0,0012
0,0004
18,4
80,4
2,8
0,0092
0,0033
0,8
3,0
3,7
0,0068
0,0023
16,2
77,1
0,0
0,0011
0,0003
17,5
80,6
4,6
0,0115
0,0029
2,0
7,4
9,6
0,0084
0,0020
przedział P4: 1/0,4 < 0,265N2 - O2 ≤ 1/0,3
18,1
79,6
0,9
0,0038
0,0013
14,4
65,7
0,0
0,0001
0,0000
18,9
81,5
18,7
0,0352
0,0124
przedział P3: 1/0,3 < 0,265N2 - O2 ≤ 1/0,2
16,8
79,7
1,1
0,0038
0,0009
1,8
21,0
0,0
0,0001
0,0000
18,2
82,7
74,6
0,0437
0,0106
54
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
przedział P2: 1/0,2 < 0,265N2 - O2 ≤ 1/0,1
Tlen, %
Azot, %
Metan
CO,%
Graham
289
289
289
289
289
13,0
74,9
9,7
0,0101
0,0015
Tlen, %
Azot, %
Metan
CO,%
Graham
145
145
145
145
145
7,3
83,0
6,1
0,0076
0,0006
14,0
79,8
2,3
0,0071
0,0011
2,4
29,6
0,0
0,0001
0,0000
16,9
85,5
66,0
0,0402
0,0064
11,8
71,3
0,0
0,0011
0,0002
15,5
82,3
14,9
0,0166
0,0025
3,3
11,1
14,4
0,0097
0,0014
5,3
77,3
0,0
0,0004
0,0000
9,9
89,0
10,1
0,0106
0,0010
3,1
9,1
8,5
0,0100
0,0008
przedział P1: 1/0,1 < 0,265N2 - O2
7,6
85,5
2,4
0,0028
0,0002
0,9
43,9
0,0
0,0001
0,0000
12,6
97,5
51,7
0,0383
0,0037
Rys. 2.Wartości średnie wskaźnika Grahama z zaznaczonym zakresem nieodstających dla poszczególnych przedziałów
Fig. 2. Graham index mean values with the selection of not outliers range for individual intervals
Rys. 3 Wartości średnie tlenu z zaznaczonym zakresem nieodstających dla poszczególnych przedziałów
Fig. 3. Oxygen mean values with the selection of not outliers range for individual intervals
Nr 12
Rys. 4.Wartości średnie azotu z zaznaczonym
zakresem nieodstających dla poszczególnych przedziałów
Fig. 4. Nitrogen mean values with the selection of not outliers range for individual
intervals
Rys. 5.Wartości średnie CO z zaznaczonym
zakresem nieodstających dla poszczególnych przedziałów
Fig. 5. CO mean values with the selection of
not outliers range for individual intervals
Rys. 6.Wartości średnie etylenu z zaznaczonym zakresem nieodstających dla poszczególnych przedziałów
Fig. 6. Ethylene mean values with the selection of not outliers range for individual
intervals
PRZEGLĄD GÓRNICZY
55
56
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Rys. 7.Wartości średnie propylenu z zaznaczonym zakresem nieodstających dla
poszczególnych przedziałów
Fig. 7. Propylene mean values with the selection of not outliers range for individual intervals
Rys. 8.Wartości średnie wodoru z zaznaczonym zakresem nieodstających dla
poszczególnych przedziałów
Fig. 8. Hydrogen mean values with the selection of not outliers range for individual intervals
Z zestawienia statystyk podstawowych wskaźnika Grahama
sporządzonych dla podpróby L (0 < 0,265N2 – O2 ≤ 1) wyróżnia się przedział L1 (0 < 0,265N2 – O2 ≤ 0,1) (tabl. 3).
Wartość średnia wskaźnika Grahama jest tu prawie o rząd
wielkości większa niż w pozostałych przedziałach. Występują
również bardzo wysokie wartości nieodstające wskaźnika na
tle pozostałych przedziałów (tabl. 3, rys. 2). Sugeruje to, że
w przedziale L1 (0 < 0,265N2 –O2 ≤ 0,1) powinno występować najwyższe zagrożenie pożarowe związane z większością
elementów tego przedziału. Jednak analiza statystyk podstawowych CO oraz węglowodorów i wodoru nie potwierdza
takiego stanu – stężenia tych gazów są małe, odpowiadające
w większości niskiemu stopniowi zagrożenia pożarowego
(tabl. 3, rys. 6, 7 i 8). Potwierdza to wnioski zawarte w [9],
że w przedziale (0 < 0,265N2 – O2 ≤ 0,1) występują przypadki,
dla których wskaźnik Grahama nie oddaje prawidłowo stopnia
zagrożenia pożarowego, znacznie go zawyżając.
W statystykach podstawowych wskaźnika Grahama
w zakresie podpróby P (1 < 0,265N2 – O2) wyróżnia się prze-
dział P1 (1/0,1 < 0,265N2 – O2). W tym przedziale wartość
średnia wskaźnika jest około 3 razy niższa niż w przedziałach
L2,…, L10, P2,…, P10. Występują tu również najniższe
wartości wskaźnika w zakresie nieodstających. Można więc
wysnuć wniosek, że w przedziale P1 (1/0,1 < 0,265N2 – O2) powinno występować najniższe zagrożenie pożarowe, związane
z większością elementów tego przedziału. Jednak w przedziale
P1 występują: podwyższone stężenia CO, etylenu, propylenu,
wodoru i azotu oraz obniżone stężenia tlenu (tabl. 3, rys. 2, 3,
4, 5, 6, 7 i 8). Takie stężenia przytoczonych gazów pojawiają
się w warunkach bardzo wysokiej temperatury i braku tlenu
(podczas rozpadu termicznego węgla – pirolizy) [2][4]. I dla
takich warunków, pomimo podwyższonych wartości CO obserwujemy obniżone wartości wskaźnika Grahama.
W przedziale P1 wskaźnik Grahama sygnalizuje nam
najniższe zagrożenie, co nie odpowiada rzeczywistości.
Poniżej podano przykład jak wskaźnik Grahama zachowuje
się w warunkach wysokiej temperatury przy postępującym
spadku stężenia tlenu (tablica 4).
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
57
Tablica 4. Przykład wartości wskaźnika Grahama w warunkach spadającego stężenia tlenu i wysokiego zagrożenia
pożarowego – próbki pobrane zza tamy w 3–dniowych odstępach czasowych
Table 4. Example of Graham index values in the conditions of decreasing oxygen concentration and high level of fire
hazard - samples were taken from behind the isolation dam at 3-day intervals
Etylen
1 dzień
4 dzień
7 dzień
10 dzień
ppm
29,10
11,30
9,46
4,81
Propylen
ppm
4,23
2,25
1,86
0,81
Acetylen
ppm
5,625
2,141
0,672
0,197
CO
Tlen
Azot
CO2
Metan
Wodór
ppm
2233
1452
402
34
%
15,25
4,78
2,93
2,61
%
80,23
57,20
63,00
66,49
%
1,10
1,22
1,09
1,14
%
3,05
36,62
32,93
29,75
ppm
1312,0
196,0
6,7
3,2
4. Poszukiwanie granicznych wartości mianownika
0,265N2-O2
%
Graham
6,01
10,38
13,77
15,01
0,0371
0,0140
0,0029
0,0002
oraz P1 (1/0,1 < 0,265N2 – O2%). Po czym powtórzono testy,
porównując wartości wskaźnika Grahama grupy L2 ÷ L10
z jej symetrycznym odpowiednikiem, tj. grupą P2 ÷ P10.
Obliczone poziomy istotności testu Levene’a oraz testu
Browna i Forsythe’a przekraczały 0,05 (wynosiły odpowiednio p = 0,991074 i p = 0,133713). Natomiast wartość
odpowiedniego testu t dla jednorodnych wariancji wynosiła
t = - 1,701, a odpowiadający mu poziom istotności p = 0,089
(tabl. 5). Otrzymane wyniki pozwalają stwierdzić, że spełnione
jest założenie o jednorodności wariancji i nie można odrzucić
hipotezy zerowej, która mówi o równości średnich wskaźnika
Grahama w obu grupach.
Daje nam to podstawę do tego, aby poszukiwać granicznej
wartości mianownika wskaźnika, wykorzystując przedziały
L1 i P1, w których występują wartości zauważalnie odstające.
Z przedstawionej analizy wynika, że należy poszukiwać
dwóch wartości granicznych mianownika, które wyznaczą
przedział wiarygodności wskaźnika Grahama. Podstawą
tych poszukiwań będą przedziały skrajne, w których występują wyraźnie odstające wartości wskaźnika. A więc
przedział L1 (0 < 0,265N2 – O2 ≤ 0,1), gdzie wskaźnik
Grahama zawyża stopień zagrożenia pożarowego i przedział
P1 (1/0,1 < 0,265N2 – O2), gdzie wskaźnik wykazuje zbyt niskie wartości w stosunku do poziomu zagrożenia pożarowego.
Poszukiwanie granicznych wartości mianownika wskaźnika Grahama zostało zrealizowane jako porównanie dwóch
sąsiednich grup (grupy obejmującej przypadki odstające
z grupą sąsiednią, gdzie te przypadki zanikają). A ponieważ
pomiędzy tymi grupami nie występuje skokowa granica,
dlatego konieczne było zastosowanie metody, która tę granicę
jak najlepiej wychwyci.
Z uwagi na bardzo dużą liczność próby skorzystano
z centralnego twierdzenia granicznego, które mówi, że rozkład
średnich z próby zmierza do rozkładu normalnego, niezależnie
od rozkładu zmiennej w populacji. Przyjęte założenie pozwala
zastosować testy statystyczne, które dają dużą pewność co do
weryfikowanych hipotez.
Do poszukiwania granicy pomiędzy grupami wykorzystano program STATISTICA i testy różnic między średnimi
z dwóch prób, z uwzględnieniem jednorodności wariancji
(test t). Założono poziom istotności dla testu t równy 0,05.
Czyli z prawdopodobieństwem na poziomie co najmniej 95%
popełniamy błąd, odrzucając hipotezę zerową o braku różnicy
między średnimi, z uwzględnieniem zmienności w grupach.
Można więc przyjąć, że z prawdopodobieństwem na poziomie co najmniej 95% wyznaczone wartości graniczne będą
określać przedział mianownika, gdzie wskaźnik Grahama daje
dużą wiarygodność oceny zagrożenia pożarowego.
Analizę różnic pomiędzy średnimi rozpoczęto od porównania podgrupy L i P. Otrzymane wyniki testów nie
pozwoliły na przyjęcie hipotezy zerowej o braku różnic pomiędzy średnimi z uwzględnieniem jednorodności wariancji.
Dlatego odrzucono wartości najbardziej odstające, czyli te
występujące w przedziałach L1 (0 < 0,265N2 – O2 ≤ 0,1%)
4.1. Granica lewostronna
W przypadku granicy lewostronnej mianownika wskaźnika Grahama obserwuje się, że im bardziej jego wartość zbliża
się do zera, tym większa jest rozbieżność pomiędzy poziomem
wskaźnika Grahama a rzeczywistym stanem zagrożenia pożarowego. Rozbieżności takie na pewno występują w przedziale L1. Dlatego sposób poszukiwania wartości granicznej
mianownika polegał na tym, że przedział L1 był przesuwany
krokowo w kierunku wyższych wartości. Działanie takie
miało na celu wyrównanie różnic pomiędzy porównywanymi
grupami przez odrzucanie najbardziej zawyżonych wartości
i dobieranie wartości zbliżających się do typowych.
Przyjęto, że wskaźniki Grahama z przedziału L1 będą
porównywane ze wskaźnikami:
a) grupy obejmującej przedziały L2 ÷ L10 + P2 ÷ P10;
b) grupy obejmującej przedziały L2 ÷ L10 (zawężona do
lewej części ramienia hiperboli);
c) grupy przedziału sąsiadującego, czyli L2.
4.1.1. Test t na występowanie istotnych różnic pomiędzy
wskaźnikiem Grahama przedziału L1 a przedziału
(L2 ÷ L10 + P2 ÷ P10)
Postępowano w sposób następujący: jeżeli wykonane
testy t dla prób niezależnych wykazały, że nie można przyjąć
Tablica 5. Testy t dla prób niezależnych. Porównanie wskaźnika Grahama podgrupy lewego i prawego ramienia
hiperboli przy odrzuceniu przedziałów skrajnych L1 i P1
Table 5. T-tests for the independent samples. The comparison of Graham index subgroup of the left and right
arm of hyperbole rejecting the extreme ranges L1 and P1
Zmienna
Graham
Testy t
Grupa 1: od L2 do L10
Grupa 2: od P2 do P10
Średnia
Średnia
lewe
prawe
0,0015
0,0016
t
df
p
-1,701
2564
0,089
t oddz.
est. war.
-1,679
df
2240,61
p
dwustr.
0,093
58
PRZEGLĄD GÓRNICZY
hipotezy zerowej, która mówi o równości średnich wskaźnika
Grahama dla obu grup, to przesuwano skrajny przedział (L1)
z zachowaniem jego rozpiętości oraz odpowiednio skracano
drugą grupę (L2 ÷ L10 + P2 ÷ P10). Postępowano tak aż
do momentu uzyskania potwierdzenia, że nie występują
różnice w wartościach średnich obu grup, z uwzględnieniem
zmienności w grupach (jednorodności wariancji). Ostatni
negatywny wynik testu t przyjmowano za wartość graniczną
mianownika, od której wskaźnik Grahama nie odzwierciedla
prawidłowo stanu zagrożenia pożarowego (w tym przypadku
zawyża poziom zagrożenia). Np. pierwszą analizę wykonano porównując przedziały: L1 (0,0 < 0,265N2 – O2 ≤ 0,100)
i L2 ÷ L10 + P2 ÷ P10 (0,100 < 0,265N2 – O2 ≤ 1/0,1). Następnie
granica była przesuwana o 0,001 z zachowaniem dla grupy
L1 rozpiętości 0,1. A więc następną analizą było porównanie
grup: L1 (0,001 < 0,265N2 – O2 ≤ 0,101) i L2 ÷ L10 + P2 ÷ P10
(0,101 < 0,265N2 – O2 ≤ 1/0,1). Postępowano w ten sposób
do momentu, aż uzyskano potwierdzenie na poziomie prawdopodobieństwa równym 95%, że pomiędzy grupami nie
występują istotne różnice.
Wyniki uzyskane dla pierwszej i ostatnich analiz przedstawiono w tablicy 6.
Otrzymane wyniki dają podstawę do stwierdzenia, że
nie można odrzucić hipotezy zerowej, która mówi o braku
różnic pomiędzy średnimi wartościami wskaźnika Grahama
w przypadku porównania grup (0,112 < 0,265N2 – O2 ≤ 0,212)
i (0,212 < 0,265N2 – O2 ≤ 1/0,1). W oparciu o to stwierdzenie możemy więc przyjąć, że z prawdopodobieństwem co
najmniej 95% wskaźnik Grahama daje dużą wiarygodność
2015
oceny zagrożenia pożarowego w przedziale mianownika
powyżej lewostronnej wartości granicznej równej (0,265N2 – O2 )gr = 0,211 (tabl. 6).
4.1.2. Test t na występowanie istotnych różnic pomiędzy
wskaźnikiem Grahama przedziału L1 a przedziału
(L2 ÷ L10)
Postępowano analogicznie jak w poprzednim punkcie, przy czym pierwszą analizę wykonano porównując
przedziały: L1 (0,0 < 0,265N2 – O2 ≤ 0,100) i L2 ÷ L10
(0,100 < 0,265N2 – O2 ≤ 1,0). Następnie granica pomiędzy grupami była przesuwana z zachowaniem rozpiętości przedziału
L1 równej 0,1 aż do potwierdzenia na poziomie prawdopodobieństwa 95% braku różnic pomiędzy średnimi. Wyniki
dla pierwszej i ostatnich analiz przedstawiono w tablicy 7.
Dla tego sposobu analizy możemy przyjąć, że wskaźnik
Grahama daje dużą wiarygodność oceny zagrożenia pożarowego w przedziale mianownika powyżej lewostronnej
wartości granicznej równej (0,265N2 – O2 )gr = 0,216 (tabl. 7).
4.1.3. Test t na występowanie istotnych różnic pomiędzy
wskaźnikiem Grahama przedziału L1 a przedziału
L2
Postępowano analogicznie do poprzednich punktów,
przy czym pierwszą analizę wykonano porównując grupę L1
(0,0 < 0,265N2 – O2 ≤ 0,100) z L2 (0,100 < 0,265N2 – O2 ≤ 0,200).
Następnie obie grupy były przesuwane z zachowaniem stałej
rozpiętości każdego z przedziałów, równej 0,1. Wyniki dla
pierwszej i ostatnich analiz przedstawiono w tablicy 8.
Tablica 6. Wyniki testów t dla prób niezależnych na występowanie istotnych różnic pomiędzy wskaźnikiem Grahama przedziału L1 a przedziału (L2 ÷ L10 + P2 ÷ P10)
Table 6. The results of t-tests for independent samples in the presence of significant differences between the Graham index
in range L1 and range (L2 ÷ L10 + P2 ÷ P10)
Zmienna N ważnych
Grupa 1
Graham
66
Graham
166
Graham
166
Testy t
Średnia
Średnia
t
Grupa 1
Grupa 2
Grupa 1, (L1): (0,0 <0,265N2-O2≤ 0,10)
Grupa 2, (L2÷L10+P2÷P10): (0,10 <0,265N2-O2≤ 1/0,1)
2566
0,015316
0,001568
28,42545
Grupa 1, (L1): (0,111 <0,265N2-O2≤ 0,211)
Grupa 2, (L2÷L10+P2÷P10): (0,211 <0,265N2-O2≤ 1/0,1)
2392
0,001808
0,00155
1,987771
Grupa 1, (L1): (0,112 <0,265N2-O2≤ 0,212)
Grupa 2, (L2÷L10+P2÷P10): (0,212 <0,265N2-O2≤ 1/0,1)
2389
0,001798
0,001552
1,899102
N ważnych
Grupa 2
df
p
2630
0
2556
0,046944
2553
0,057664
Tablica 7. Wyniki testów t dla prób niezależnych na występowanie istotnych różnic pomiędzy wskaźnikiem Grahama
przedziału L1 a przedziału (L2 ÷ L10)
Table 7. The results of t-tests for independent samples in the presence of significant differences between the Graham
index in range L1 and range (L2 ÷ L10)
Zmienna
N ważnych
Grupa 1
Graham
66
Graham
163
Graham
164
Testy t
N ważnych
Średnia
Średnia
Grupa 2
Grupa 1
Grupa 2
Grupa 1, (L1): (0,0 <0,265N2-O2≤ 0,10)
Grupa 2, (L2÷L10): (0,10 <0,265N2-O2≤ 1,0)
1100
0,0153
0,0015
Grupa 1, (L1): (0,116 <0,265N2-O2≤ 0,216)
Grupa 2, (L2÷L10): (0,216 <0,265N2-O2≤ 1,0)
920
0,0018
0,0015
Grupa 1, (L1): (0,117 <0,265N2-O2≤ 0,217)
Grupa 2, (L2÷L10): (0,217 <0,265N2-O2≤ 1,0)
918
0,0017
0,0015
t
df
p
19,58
1164
0
2,352
1081
0,019
1,954
1080
0,051
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
59
Tablica 8. Wyniki testów t dla prób niezależnych na występowanie istotnych różnic pomiędzy wskaźnikiem Grahama
przedziału L1 a grupą przedziału sąsiadującego L2
Table 8. The results of t-tests for independent samples in the presence of significant differences between the Graham
index in range L1 and adjacent range L2
Zmienna
N ważnych
Grupa 1
Graham
66
Graham
157
Graham
157
Testy t
Średnia
Średnia
Grupa 1
Grupa 2
t
Grupa 1, (L1): 0,0 <0,265N2-O2≤ 0,10
Grupa 2, (L2): (0,10 <0,265N2-O2≤ 0,20)
156
0,015316
0,001871
7,41857
Grupa 1, (L1): 0,093 <0,265N2-O2≤ 0,193
Grupa 2, (L2): (0,193 <0,265N2-O2≤ 0,293)
172
0,002016
0,001533
2,095688
Grupa 1, (L1): 0,094 <0,265N2-O2≤ 0,194
Grupa 2, (L2): (0,194 <0,265N2-O2≤ 0,294)
173
0,001978
0,001533
1,949453
N ważnych
Grupa 2
Dla tego sposobu analizy możemy przyjąć, że wskaźnik
Grahama daje dużą wiarygodność oceny zagrożenia pożarowego w przedziale mianownika powyżej lewostronnej
wartości granicznej równej (0,265N2 – O2)gr = 0,193 (tabl. 8).
Przeprowadzone testy wskazują na to, że przedział,
w którym zawiera się wartość graniczna mianownika wskaźnika Grahama jest bardzo wąski. Można to zaobserwować po
tym, jak mocno spada prawdopodobieństwo wraz z obniżaniem się wartości mianownika (niezależnie od obranej metody
jego wyznaczania). Np. zmniejszenie wartości mianownika
o 0,001 powoduje, że obliczone prawdopodobieństwo jest
już poniżej wymaganego poziomu p = 0,05 (tabl. 6, 7 i 8).
A więc odpowiednio zaokrąglając którykolwiek z otrzymanych wyników spowodujemy, że uzyskana wartość będzie
zawierać przedział, w którym występują wszystkie obliczone
graniczne wartości mianownika, tj. wg każdej z trzech zastosowanych metod.
W wyniku przeprowadzonych analiz otrzymano dla lewej strony mianownika wskaźnika Grahama trzy wartości
graniczne, które są bardzo zbliżone: 0,193; 0,211 oraz 0,216
i średnio równe 0,207.
Warto w tym miejscu zauważyć, że w górnictwie australijskim funkcjonuje zasada, według której, jeżeli wartość
mianownika wskaźnika Grahama wynosi poniżej 0,2, to
obliczony wskaźnik jest niemiarodajny [3]. Wartość ta jest
zbliżona do wyznaczonych przez nas wartości granicznych
oraz ich średniej.
4.2. Granica prawostronna
Granicę prawostronną mianownika wskaźnika Grahama
poszukiwano analogicznie jak w przypadku granicy lewo-
df
p
220
0
327
0,036878
328
0,052093
stronnej, tj. wykonując trzy warianty testów t, gdzie wskaźniki
Grahama z przedziału P1 porównywano ze wskaźnikami:
d) grupy obejmującej przedziały L2 ÷ L10 + P2 ÷ P10;
e) grupy obejmującej przedziały P2 ÷ P10;
f) grupy przedziału sąsiadującego, czyli P2.
4.2.1. Test t na występowanie istotnych różnic pomiędzy
wskaźnikiem Grahama przedziału P1 a przedziału
(L2 ÷ L10 + P2 ÷ P10)
Postępowano analogicznie do poprzednich punktów,
przy czym pierwszą analizę wykonano porównując grupę
P1 (1/0,1 < 0,265N2 – O2) z grupą L2 ÷ L10 + P2 ÷ P10
(0,100 < 0,265N2 – O2 ≤ 1/0,1). Następnie grupa P1 była
przesuwana z zachowaniem swojej rozpiętości zaś grupa
L2 ÷ L10 + P2 ÷ P10 była odpowiednio skracana. Wyniki
dla pierwszej i ostatnich analiz przedstawiono w tablicy 9.
W oparciu o otrzymane wyniki testów możemy przyjąć,
że z prawdopodobieństwem na poziomie co najmniej 95%
wskaźnik Grahama daje dużą wiarygodność oceny zagrożenia
pożarowego w przedziale mianownika poniżej prawostronnej
wartości granicznej równej (0,265N2 – O2 )gr = 1/0,172 = 5,81
(tabl. 9).
4.2.2. Test t na występowanie istotnych różnic pomiędzy
wskaźnikiem Grahama przedziału P1 a przedziału
(P2 ÷ P10)
Postępowano analogicznie do poprzednich przypadków, wyniki dla pierwszej i ostatnich analiz przedstawiono
w tablicy 10.
W oparciu o otrzymane wyniki testów możemy przyjąć,
że z prawdopodobieństwem na poziomie co najmniej 95%
wskaźnik Grahama daje dużą wiarygodność oceny zagrożenia
Tablica 9. Wyniki testów t dla prób niezależnych na występowanie istotnych różnic pomiędzy wskaźnikiem Grahama
przedziału P1 a przedziału (L2 ÷ L10 + P2 ÷ P10)
Table 9. The results of t-tests for independent samples in the presence of significant differences between the Graham
index in range P1 and range (L2 ÷ L10 + P2 ÷ P10)
Zmienna
N ważnych
Grupa 1
Graham
2566
Graham
2364
Graham
2354
Testy t
N ważnych
Średnia
Średnia
Grupa 2
Grupa 1
Grupa 2
t
Grupa 1, (L2 ÷ L10 + P2 ÷ P10): (0,10 < 0,265N2 – O2 ≤ 1/0,10)
Grupa 2, (P1): (1/0,10 <0,265N2-O2)
145
0,001568
0,000603
7,128928
Grupa 1, (L2 ÷ L10 + P2 ÷ P10): (0,100 < 0,265N2 – O2 ≤ 1/0,172)
Grupa 2, (P1): (1/0,172 <0,265N2-O2 ≤ 1/0,072)
270
0,001575
0,001371
1,984037
Grupa 1, (L2 ÷ L10 + P2 ÷ P10): (0,100 < 0,265N2 – O2 ≤ 1/0,175)
Grupa 2, (P1): (1/0,175 <0,265N2-O2 ≤ 1/0,075)
274
0,001574
0,001403
1,665269
df
p
2709
0,0000000
2632
0,047355
2626
0,095978
60
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Tablica 10. Wyniki testów t dla prób niezależnych na występowanie istotnych różnic pomiędzy wskaźnikiem Grahama
przedziału P1 a przedziału (P2 ÷ P10)
Table 10. The results of t-tests for independent samples in the presence of significant differences between the Graham
index in range P1 and range (P2 ÷ P10)
Zmienna
N ważnych
Grupa 1
Graham
1466
Graham
1243
Graham
1235
Testy t
N ważnych
Średnia
Średnia
Grupa 2
Grupa 1
Grupa 2
t
Grupa 1, (P2 ÷ P10): (1 < 0,265N2 – O2 ≤ 1/0,10)
Grupa 2, (P1): (1/0,10 <0,265N2-O2)
145
0,001615
0,000603
7,754938
Grupa 1, (P2 ÷ P10): (1 < 0,265N2 – O2 ≤ 1/0,179)
Grupa 2, (P1): (1/0,179 <0,265N2-O2≤ 1/0,079)
277
0,001635
0,001427
2,041768
Grupa 1, (P2 ÷ P10): (1 < 0,265N2 – O2 ≤ 1/0,181)
Grupa 2, (P1): (1/0,181 <0,265N2-O2≤ 1/0,081)
275
0,001635
0,001440
1,905374
pożarowego w przedziale mianownika poniżej prawostronnej
wartości granicznej równej (0,265N2 – O2 )gr = 1/0,179 = 5,59
(tabl. 10).
4.2.3. Test t na występowanie istotnych różnic pomiędzy
wskaźnikiem Grahama przedziału P1 a przedziału
P2
Postępowano analogicznie do poprzednich punktów, zaś
wyniki uzyskane dla pierwszej i ostatnich analiz przedstawiono w tablicy 11.
W oparciu o otrzymane wyniki testów możemy przyjąć,
że z prawdopodobieństwem na poziomie co najmniej 95%
wskaźnik Grahama daje dużą wiarygodność oceny zagrożenia
pożarowego w przedziale mianownika poniżej prawostronnej
wartości granicznej równej (0,265N2 – O2 )gr = 1/0,172 = 5,81
(tabl. 11).
W wyniku przeprowadzonych analiz otrzymano dla prawej strony mianownika wskaźnika Grahama trzy wartości
graniczne: 5,81; 5,59 oraz 5,81, które są średnio równe 5,7.
5. Podsumowanie
Wiarygodność przeprowadzonej analizy oparto na 2777elementowej próbie złożonej z analiz chromatograficznych
próbek powietrza kopalnianego pobieranych ze zrobów
ścianowych lub zza tam izolacyjnych.
Wykazano, że wskaźnik Grahama G rozpatrywany jako
zależność względem mianownika jest zbiorem hiperboli
różnicowanych przez mnożnik CO,
u = (0,265N2 – O2).
, gdzie:
df
p
1609
0,0000000
1518
0,041347
1508
0,056922
W oparciu o takie założenie przeprowadzono dokładną
analizę próby w zakresie interesujących nas zmiennych
i stwierdzono, że zarówno z lewej jak i prawej strony przedziału mianownika wskaźnika Grahama pojawiają się wyraźnie odstające wartości tego wskaźnika, które nie oddają
prawidłowo stopnia zagrożenia pożarowego.
Poszukiwano dwóch wartości granicznych mianownika,
które będą wyznaczać przedział wiarygodności wskaźnika
Grahama. Wykorzystano w tym celu testy t dla prób niezależnych, które dają dużą pewność co do weryfikowanych hipotez
(poziom istotności przyjęto równy 0,05).
Ustalono, że graniczna wartość mianownika wskaźnika
Grahama wynosi:
– dla lewej strony (0,265N2 – O2)gr = 0,2;
– dla prawej strony (0,265N2 – O2)gr = 5,7.
W przedziale lewostronnym, czyli dla wartości mianownika (0,265N2 – O2)gr ≤ 0,2, obserwujemy próbki charakteryzujące się zawartością tlenu: od 10,2% do 20,9% (średnia
20,6%, mediana 20,8%), azotu: od 39% do 79,2% (średnia
78,2%, mediana 79,0%), CO2: od 0,1% do 0,9% (średnia
0,1%, mediana 0,1%), CH4: od 0,0% do 48,0% (średnia
1,1%, mediana 0,1%). Można zauważyć, że zdecydowanie
przeważają tu próbki z wysoką zawartością tlenu, niską zawartością CO2 i metanu. Dlatego zawyżanie stopnia zagrożenia
pożarowego przez wskaźnik Grahama najczęściej występuje
w przypadku próbek pobranych z miejsc niedostępnych
i jednocześnie dobrze przewietrzanych, np. ze zrobów ścian
o dużej intensywności przewietrzania lub zza nieszczelnych
tam izolacyjnych, w których dodatkowo różnica potencjałów
wywołuje wciąganie powietrza za tamę. Wartość mianownika
(0,265N2 – O2)gr ≤ 0,2 może też być skutkiem niedokładnie
pobranej próbki powietrza do analizy.
Tablica 11.Wyniki testów t dla prób niezależnych na występowanie istotnych różnic pomiędzy wskaźnikiem Grahama
przedziału P1 a przedziału P2
Table 11. Results of t-tests for independent samples in the presence of significant differences between the Graham index
in range P1 and range P2
Zmienna
N ważnych
Grupa 1
Graham
289
Graham
275
Graham
271
Testy t
N ważnych
Średnia
Średnia
Grupa 2
Grupa 1
Grupa 2
t
Grupa 1, (P2): (1/0,20 < 0,265N2 – O2 ≤ 1/0,10)
Grupa 2, (P1): (1/0,10 <0,265N2-O2)
145
0,001473
0,000603
6,955220
Grupa 1, (P2): (1/0,272 < 0,265N2 – O2 ≤ 1/0,172)
Grupa 2, (P1): (1/0,172 <0,265N2-O2≤ 1/0,072)
270
0,001657
0,001371
2,105520
Grupa 1, P2 ÷ (P10): (1/0,275 < 0,265N2 – O2 ≤ 1/0,175)
Grupa 2, (P10): (1/0,175 <0,265N2-O2≤ 1/0,075)
274
0,001633
0,001403
1,685397
df
p
432
0,0000000
543
0,035705
543
0,092487
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
W przedziale prawostronnym, czyli dla wartości mianownika (0,265N2 – O2)gr ≥ 5,7, obserwujemy próbki charakteryzujące się zawartością tlenu: od 0,9% do 16,3% (średnia
10,3%, mediana 10,9%), azotu: od 45,6% do 97,5% (średnia
78,7%, mediana 81,1%), CO2: od 0,1% do 10,3% (średnia
2,8%, mediana 2,1%), CH4: od 0,0% do 46,7% (średnia 7,8%,
mediana 2,4%). W tym przedziale zdecydowanie przeważają
próbki z niską zawartością tlenu oraz zwiększoną zawartością
azotu, CO2 i metanu. Dlatego przypadki zaniżania stopnia
zagrożenia pożarowego przez wskaźnik Grahama obserwuje
się najczęściej dla próbek pobieranych z głębokich zrobów,
z rurociągów odmetanowania, zza tam izolacyjnych, a szczególnie w przypadkach stosowania inertyzacji zrobów azotem
lub dwutlenkiem węgla.
Przypadki niepoprawnej oceny poziomu zagrożenia pożarem endogenicznym przez wskaźnik Grahama zostały przedstawione m.in. w [5] i [13]. Wskazano, że metan niezwiązany
z reakcją utleniania, który dopływa z jakiegoś „zbiornika” do
miejsca pobierania próbek gazowych poddawanych analizie,
„fałszuje” wartość wskaźnika [5]. Za „fałszowanie” wartości
wskaźnika Grahama odpowiada też dopływ do miejsca pobierania próbki azotu stosowanego do inertyzacji [13].
Występujące nieprawidłowości spowodowały, że w górnictwie światowym przyjmuje się różne ograniczenia w stosowaniu wskaźnika Grahama, zazwyczaj odnoszą się one do
dolnego przedziału mianownika wskaźnika Grahama [3], [7].
Przyczyn nieprawidłowej oceny stopnia zagrożenia pożarowego na podstawie wartości wskaźnika Grahama poszukuje
się głównie w sposobie określania ubytku tlenu [1]. Jednak,
jak podano w [9], nie rozwiązuje to problemu. W artykule
wykazano, że nieprawidłowa ocena stopnia zagrożenia pożarowego w oparciu o wskaźnik Grahama związana jest z
mianownikiem, czyli ubytkiem tlenu, ale wynika głównie z
konstrukcji matematycznej wzoru służącego do obliczania
tego wskaźnika. W związku z tym niezależnie od tego, czy
na skład pobieranej próbki powietrza będą oddziaływać gazy
inertne (azot, CO2), metan, czy inne czynniki, to jeżeli mianownik znajdzie się w przedziale o niskiej wiarygodności,
wówczas wskaźnik Grahama nie będzie prawidłowo oddawał
poziomu zagrożenia pożarowego.
Wyprowadzony zakres wiarygodności wskaźnika
Grahama może być pomocny m.in. przy obserwacji zagrożenia
pożarowego podczas inertyzacji, po otamowaniu wyrobisk
oraz przy ocenie prawidłowości pobierania próbek gazowych.
W oparciu o przeprowadzoną analizę sformułowano następujący wniosek:
Jeżeli wartości mianownika wskaźnika Grahama
zawierają się w przedziale 0,2 < 0,265N2 – O2 < 5,7, to
wskaźnik Grahama cechuje się dużą wiarygodnością
i można przyjąć, że na poziomie prawdopodobieństwa co
najmniej 95% przedstawia prawidłowo stopień zagrożenia
pożarowego. W pozostałych przypadkach nie można już
61
mieć takiej pewności, dlatego wskazane jest wówczas, aby
korzystać z innych kryteriów określania stopnia zagrożenia pożarowego (np. z precyzyjnej analizy chromatograficznej próbek powietrza kopalnianego).
Literatura
1.
2.
3.
4.
5.
6.
7.
8.
9.
10.
11.
12.
13.
Brady, D.: Problems with Determining Oxygen Deficiencies in Ratios
Used for Assessing Spontaneous Combustion Activity in Aziz. Coal
Operators’ Conference, University of Wollongong & the Australasian
Institute of Mining and Metallurgy, 2008, 209-216, Coal 2008.
Cygankiewicz J.: Ocena rozwoju ognisk samozagrzewania na podstawie
precyzyjnej analizy chemicznej prób powietrza kopalnianego. „Prace
Naukowe Głównego Instytutu Górnictwa” 1996, Nr 14.
Cygankiewicz J., Gapiński D.: Analiza metod oceny zagrożenia pożarami
endogenicznymi przyjętych w górnictwie polskim na tle rozwiązań
stosowanych w innych krajach. Zagrożenia aerologiczne w kopalniach
węgla kamiennego – profilaktyka, zwalczanie, modelowanie, monitoring, str. 15-28, 2013.
Cygankiewicz J., Krause E.: Kryteria warunkujące bezpieczeństwo
prowadzenia eksploatacji w pokładach silnie metanowych i zagrożonych
pożarami endogenicznymi, na przykładzie ściany nr 9 w pokładzie 405/2
w kopalni „Sośnica”. Prace Naukowe GIG. „Górnictwo i Środowisko”
2005, Nr 2.
Lasek S., Stacha G., Trenczek S.: Doświadczenia uzyskane w trakcie
eksploatacji ściany 3J w pokładzie 502 partii J w KWK „Śląsk” w zakresie wpływu zagrożenia tąpaniami na eskalację zagrożenia metanowego.
Materiały 2 Szkoły Aerologii Górniczej. Zakopane 7-10 października
2002. Wyd. Sekcja Aerologii Górniczej Komitetu Górnictwa PAN,
Kraków 2002, str. 249-263.
Luszniewicz A., Słaby T.: Statystyka z pakietem komputerowym
STATISTICA PL. Teoria i zastosowania. Wydawnictwo C.H. Beck,
2008.
Mackenzie-Wood P., Strang J.: Fire gases and their interpretation. The
Mining Engineer, June 1990.
Mazur M.: Systemy ochrony powietrza. Wydawnictwa NaukowoDydaktyczne, Kraków.
Słowik S., Świerczek L.: Ujemne i zawyżone wartości wskaźnika
Grahama. „Przegląd Górniczy” 2014, Nr 12.
Wacławik J., Cygankiewicz J., Branny M.: Niektóre zagadnienia pożarów
endogenicznych. Biblioteka szkoły eksploatacji podziemnej, 2000.
Paca zbiorowa: „Poradnik Górnika” t.3, str. 254-257.
Rozporządzenie Ministra Gospodarki z dnia 28 czerwca 2002 r.
w sprawie bezpieczeństwa i higieny pracy, prowadzenia ruchu oraz
specjalistycznego zabezpieczenia przeciwpożarowego w podziemnych
zakładach górniczych – wraz z późniejszymi zmianami.
Trenczek S.: Ocena stanu zagrożenia pożarem endogenicznym, na
podstawie temperatury zrobów wyznaczonej metodą gazów istotnych.
Zeszyty Naukowe Politechniki Śląskiej, seria „Górnictwo” 2003,
z. 258.
62
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
UKD 622.333: 005.585: 622.81/.82
Zwilżacze jako element pyłowej profilaktyki
przeciwwybuchowej w polskim górnictwie węgla kamiennego
Wetting agents as the element of dust explosion-proof prevention
in the Polish mining industry
dr hab. inż. Krzysztof Cybulski,
prof. GIG*)
mgr inż. Aneta Wieczorek*)
mgr inż. Bogdan Malich*)
Treść: Walka z zagrożeniem wybuchem pyłu węglowego opiera się na stosowaniu pyłowej profilaktyki przeciwwybuchowej. Jedną,
z linii obrony, przynoszącą bardzo dobre rezultaty jest neutralizacja pyłu węglowego poprzez zraszanie i zmywanie wodą. Na
skuteczność tych działań ogromny wpływ ma zjawisko zwilżalności pyłu węglowego. Pyły węglowe występujące w większości polskich kopalń są pyłami trudno zwilżalnymi, co spowodowane jest zbyt dużym napięciem powierzchniowym wody. Aby
uzyskać odpowiednią skuteczność zmywania oraz zraszania należy stosować środki powierzchniowo czynne, tzw. zwilżacze.
W artykule omówiono zjawisko zwilżalności pyłów węglowych oraz sposób działania i właściwości dostępnych na polskim
rynku zwilżaczy.
Abstract: The struggle with the threat of coal dust explosion is based upon the usage of dust counter-explosive prevention. One of
the lines of defense, which brings very good results, is the neutralization of coal dust through sprinkling and washing with
water. The phenomenon of coal dust wettability has an enourmous impact on the effectiveness of these actions. Coal dust
which occurs in the majority of Polish mines is hard-wettable which is caused by too high surface tension of water. In order
to obtain the suitable effectiveness of washing and sprinkling it is necessary to use surface-active agents, so called dampers.
The phenomenon of wettability of coal dust as well as the way of action and properties of dampers available on the Polish
market were discussed in this paper.
Słowa kluczowe:
pył węglowy, pył kopalniany, środki chemiczne, zagrożenie pyłowe
Key words:
coal dust, minedust, chemicals, dust hazard
1. Wprowadzenie
Zagrożenie wybuchem pyłu węglowego należy do podstawowych zagrożeń naturalnych występujących w podziemnych wyrobiskach zakładów górniczych wydobywających
węgiel kamienny. Mimo, że zarówno dobrze rozpoznane są
warunki, w jakich może dojść do powstawania wybuchu
pyłu węglowego, a także prowadzone są na szeroką skalę
działania związane ze stosowaniem pyłowej profilaktyki
przeciwwybuchowej, to jednak co pewien czas w światowym,
jak i polskim górnictwie węglowym dochodzi do wybuchów.
Wybuch pyłu węglowego w kopalni, a w szczególności
wielkość jego zasięgu, która determinuje przeważnie znaczną
liczbę ofiar oraz ogromne straty materialne, określane jest
już mianem katastrofy górniczej. Dlatego też od wielu lat
w jednostkach naukowo-badawczych prowadzone są inten*) Kopalnia Doświadczalna „BARBARA” Głównego Instytutu Górnictwa
sywne prace związane z udoskonalaniem metod i sposobów
zwalczania zagrożenia wybuchem pyłu węglowego. Prace te
są realizowane w obszarach wszystkich tzw. podstawowych
linii obrony przeciwko wybuchom pyłu węglowego. Dotyczą
one zarówno działań profilaktycznych (dwie pierwsze linie)
związanych z ograniczeniem powstawania pyłu węglowego,
jego usuwaniem, neutralizacją oraz zwalczaniem inicjałów wybuchu, jak również z podnoszeniem skuteczności aktywnego
przeciwdziałania wybuchom pyłu węglowego w postaci stref
zabezpieczających oraz zapór przeciwwybuchowych (trzecia
i czwarta linia).
Celowym jednak jest, by pyłową profilaktykę przeciwwybuchową zintensyfikować przede wszystkim w zakresie
działań ograniczających do minimum możliwość emisji pyłu
węglowego do wyrobisk górniczych oraz pozbawiając go
własności lotnych. Jest to ważne nie tylko z punktu widzenia
konieczności obniżania poziomu zagrożenia wybuchem, ale
także znacząco wpływa na skuteczność zwalczania zagrożenia
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
pyłami szkodliwymi dla zdrowia i poprawę komfortu pracy
górników. Badania skuteczności działania powietrzno-wodnych systemów zraszających w warunkach dołowych wykazują obniżanie się wielkości zapylenia powietrza nawet o 80
%, przy jednoczesnym wzroście zawilgocenia zalegających
osadów pyłowych o ponad 50 % [4].
2. Sposoby zwalczania zagrożenia
Najskuteczniejszym sposobem zwalczania zagrożenia
wybuchem pyłu węglowego jest usuwanie jego nagromadzeń powstających w wyrobiskach górniczych, a następnie
powtarzanie tych działań z taką częstością, by zagwarantować
stałe utrzymywanie się ilości zalegającego pyłu węglowego
znacznie poniżej dolnej granicy wybuchowości pyłu. Jednak
z uwagi na powszechność występowania nagromadzeń pyłowych w wyrobiskach górniczych, taki zakres działań profilaktycznych ogranicza się praktycznie do komór funkcyjnych, czy
też wyrobisk podszybii i to w najbliższym sąsiedztwie szybów.
2.1. Neutralizacja pyłu węglowego
Wobec powyższego w obszarze działań profilaktycznych
pozostaje jedynie, stosowana obecnie na szeroką skalę w
podziemnych wyrobiskach górniczych, neutralizacja pyłu
węglowego, która polega na dodawaniu do niego substancji
niepalnych, w takiej ilości, że powstała w ten sposób mieszanina
pyłowa nie przejawia już zdolności wybuchowych. Zasadniczo
substancjami tymi są pyły kamienne oraz woda, a także w dużo
mniejszym stopniu środki higroskopijne, czy też pyły dymnicowe. W przypadku pyłów kamiennych, dodawanie ich do
zalegających osadów pyłów węglowych (opylanie wyrobisk)
powoduje stopniowe zwiększanie się udziału procentowego
zawartości części niepalnych stałych w mieszaninie tych
pyłów, określanych też jako pyły kopalniane. Zgodnie z wymogami przepisów górniczych, minimalna zawartość części
niepalnych stałych w pyle kopalnianym powinna wynosić,
przykładowo przy utrzymywaniu stref zabezpieczających
w polach metanowych, co najmniej 80 %. Innymi słowy mówiąc,
dla zneutralizowania pod względem wybuchowym 1 kg pyłu
węglowego zalegającego w wyrobisku górniczym w polu
metanowym należy użyć, co najmniej 4 kg pyłu kamiennego
przeciwwybuchowego. Biorąc pod uwagę fakt, iż skuteczność
działania pyłu kamiennego w pyłowej profilaktyce przeciwwybuchowej uzależniona jest przede wszystkim od jego lotności, to
jego zastosowanie nie ogranicza powstawania pyłu węglowego,
tym bardziej nie zmniejsza jego lotności. Po wystąpieniu czynnika aerodynamicznego (podmuchu), zdolnego do utworzenia
obłoku pyłowo-powietrznego, ziarna pyłu kamiennego „zasłaniają” ziarna pyłu węglowego, uniemożliwiając w ten sposób
dostęp do nich płomieniowi inicjału, tworząc coś na wzór
niepalnego ekranu, zasłony. Stosowanie pyłu kamiennego do
opylania wyrobisk jest domeną wyrobisk suchych, w których
istnieje gwarancja długotrwałego utrzymywania lotności przez
te pyły. Nie bez znaczenia są też dość duże koszty stosowania
tego rodzaju profilaktyki przeciwwybuchowej.
2.2. Zraszanie wodą
Z dotychczasowej praktyki górniczej wynika, że najlepsze rezultaty w ograniczeniu powstawania pyłu węglowego
i w zwalczaniu jego lotności uzyskuje się poprzez stosowanie
wody. Podstawowe rozwiązania aktualnie stosowane w tym
zakresie to zraszanie na organach maszyn urabiających, zraszanie na przesypach i wysypach odstawy urobku, czy też
zmywanie zalegąjących w wyrobiskach górniczych osadów
63
pyłowych. Choć neutralizacja pyłu węglowego za pomocą
wody jest rozwiązaniem prostym i stosunkowo tanim, to
jednak jej wymagana skuteczność uzależniona jest od kilku
czynników. Podstawowe znaczenie przypisuje się tutaj zjawisku zwilżalności pyłu węglowego, czyli jego zdolności do
utrzymywania kontaktu z cieczą (wodą) poprzez oddziaływania międzycząsteczkowe. Z uwagi na fakt, iż pyły węglowe
powstające z większości eksploatowanych w Polsce pokładów
węgla są trudno zwilżalne, często zauważane jest występowanie
na spągu wyrobisk górniczych, zjawiska unoszenia się suchego
i lotnego pyłu węglowego na powierzchni wody. Stosowanie
zraszania i zmywania w takich warunkach za pomocą samej
wody jest niewystarczające i mało skuteczne, z powodu dużego
napięcia powierzchniowego wody stosowanej w kopalniach.
Napięcie powierzchniowe powstaje wskutek działania sił
przyciągania pomiędzy molekułami wody. W sytuacji, gdy
siły te, określane siłami spójności (kohezji) fazy wodnej,
mają większą wartość w stosunku do wartości sił przylegania
(adhezji) występujących na granicy fazy woda - pył węglowy,
to powierzchnia ziaren pyłu nie jest zwilżana.
W celu uzyskania wymaganej skuteczności zraszania
konieczne jest dodawanie do stosowanej wody domieszek
zwilżaczy, składających się w głównej mierze z substancji
powierzchniowo-czynnych, których głównym zadaniem jest
zmniejszenie napięcia powierzchniowego wody. Substancje
powierzchniowo-czynne, inaczej zwane surfaktantami, ze
względu na swoje specyficzne właściwości, określane ogółem
jako aktywność powierzchniowo-czynna, wykorzystywane są w
wielu gałęziach przemysłu. W przemyśle węglowym stosowane
są zazwyczaj podczas procesu wzbogacania węgla (flotacji),
a głównie jako element pyłowej profilaktyki przeciwwybuchowej.
Surfaktanty posiadają charakterystyczną budowę cząsteczkową, składającą się jednocześnie z dwóch części o przeciwnym powinowactwie do wody: z grupy, która ma bardzo słabe
powinowactwo do wody, nazywanej grupą hydrofobową oraz
z grupy, która ma silne powinowactwo do wody, określanej jako
grupa hydrofilowa (rys. 1).
Rys. 1.Podstawowa budowa cząsteczki substancji powierzchniowo-czynnej (surfaktantu)
Fig. 1. The basic construction of a molecule of the surface-active substance (surfactant)
W chwili, gdy cząsteczka substancji powierzchniowo-czynnej o takiej budowie zostanie rozpuszczona w wodzie,
to grupy hydrofobowe zaburzają strukturę wody poprzez niszczenie jej wiązań wodorowych i tworzenie własnych struktur
w pobliżu tych grup, podnosząc tym samym energię swobodną
powstałego roztworu oraz powodując jednocześnie dążenie do
minimalizacji powierzchni kontaktu tych grup z wodą.W wyniku tego zniekształcenia, niektóre cząsteczki surfaktantu
zostają przesunięte na granicę międzyfazową roztworu (faza
roztwór-ciało stałe), z grupami hydrofobowymi ułożonymi w
ten sposób, aby minimalizować kontakt z cząsteczkami wody.
Powierzchnia roztworu pokrywa się pojedynczą warstwą czą-
64
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Rys. 2.Orientacja cząsteczek substancji powierzchniowo-czynnej (surfaktantu) na powierzchni wody
Fig. 2. Orientation of molecules of the surface-active substance (surfactant) on the water
surface
steczek surfaktantu, którego grupy hydrofobowe są skierowane
ku ciału stałemu. Ponieważ cząsteczki tego ciała są niepolarne,
podobnie jak grupy hydrofobowe, to następuje zmniejszenie
wartości swobodnej energii międzyfazowej dwóch kontaktujących się faz na powierzchni roztworu. Powoduje to
w konsekwencji zmniejszenie się napięcia powierzchniowego
wody. Jednocześnie, grupy hydrofilowe, odpowiadające za
dobrą rozpuszczalność w wodzie, zapobiegają całkowitemu
usunięciu surfaktantu z wody, jako osobnej fazy. Tym samym
specyficzna struktura budowy cząsteczki surfaktantu powoduje orientację tych cząsteczek na powierzchni wody w ten
sposób, że grupa hydrofilowa skierowana jest do fazy wodnej,
a grupa hydrofobowa do ciała stałego, powodując w ten sposób
zmniejszenie napięcia powierzchniowego wody (rys. 2).
3. Badania nad doborem zwilżaczy
W laboratorium Zakładu Zwalczania Zagrożeń Pyłowych
Kopalni Doświadczalnej „BARBARA” Głównego Instytutu
Górnictwa od wielu lat prowadzone są prace i badania związane z:
– określaniem konieczności używania zwilżaczy jako domieszek do wody stosowanej w układach zraszających przy
pozbawianiu lotności pyłów węglowych pochodzących
z różnych typów węgla,
– doborem optymalnych stężeń zwilżaczy w ich wodnych
roztworach, czy też oceną skuteczności działania różnych
zwilżaczy.
Badania te prowadzone są z wykorzystaniem, opracowanej w ramach prowadzonej działalności statutowej Instytutu,
metody badań skuteczności zwilżania pyłów węglowych
i kopalnianych w celu pozbawiania ich lotności za pomocą
wodnych roztworów zwilżaczy. Metoda polega na pomiarze
czasu całkowitego zwilżenia (tonięcia) badanych próbek pyłu
„czystą” wodą lub wodnym roztworem danego zwilżacza,
a na podstawie otrzymanych wyników wykreśla się tzw.
krzywą zwilżalności, czyli krzywą zależności czasu trwania
całkowitego zwilżenia próbki badanego pyłu od procentowej
zawartości zwilżacza w jego wodnym roztworze [5].
Z danych uzyskanych na podstawie dotychczas przeprowadzonych badań wynika, że skuteczność zwilżalności pyłów
węglowych mocno uzależniona jest od stopnia uwęglenia
węgla, z którego pochodzi dany pył. Przykładowo, dla pyłów
węglowych pochodzących z węgli płomiennych (typ 31) średni
czas całkowitego zwilżania bywa każdorazowo co najmniej
dwukrotnie krótszy, niż dla pyłów węglowych pochodzących
z węgli koksowych (typ węgla 35), a zwilżalność pyłów węglowych pochodzących z węgli gazowych (typ 33) kształtuje
się pomiędzy wcześniej opisanymi przypadkami. Obserwuje
się również sytuacje, w których pyły węglowe pochodzące
z pokładów węgla grupy 100 oraz niektórych części pokładów
węgla grupy 200 (w obu przypadkach typ węgla 31.1 i 31.2) nie
wymagają, w celu pozbawienia ich lotności, bezwzględnego
stosowania wodnych roztworów zwilżaczy. Sama woda (bez
jakichkolwiek domieszek) jest w stanie pozbawić te pyły lotności. Jednak i w takich przypadkach zalecane jest dodawanie
do stosowanej wody niewielkich ilości zwilżaczy (około 0.05 %),
z uwagi na znaczne skrócenie się czasu zwilżania takiego pyłu.
Aktualnie zdecydowana większość występujących w polskim
górnictwie węglowym pyłów, w celu ich skutecznego zwilżenia, a tym samym całkowitego pozbawienia lotności, wymaga
bezwzględnego stosowania wodnych roztworów zwilżaczy[1].
Na rysunkach nr 3 i nr 4 przedstawiono skuteczność zwilżania pyłu węglowego, odpowiednio, przez „czystą wodę”
oraz wodny roztwór zwilżacza.
Trudna zwilżalność pyłów węglowych to nie tylko zagadnienie problematyczne w kwestii zapewnienia wysokiej
skuteczności działań związanych ze stosowaniem pyłowej
profilaktyki przeciwwybuchowej, ale również w zakresie prawidłowej oceny rzeczywistego stanu zagrożenia wybuchem
pyłu węglowego występującego w wyrobiskach górniczych.
Ocenę taką przeprowadza się na podstawie wyników analiz laboratoryjnych prób pyłu kopalnianego pobranych w tych wyrobiskach. Przedstawione już wcześniej zjawisko unoszenia
się suchego, lotnego pyłu na powierzchni wody, stwarza duże
trudności w prawidłowym, zgodnie z wymogami stosownych
polskich norm, pobieraniu takich prób.
Rys. 3.Zwilżalność pyłu węglowego przez „czystą” wodę (pył
unoszący się na powierzchni wody)
Fig. 3. Coal dust wettability by „pure” water (dust floating on
the water surface)
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Rys. 4.Zwilżalność pyłu węglowego przez wodny roztwór zwilżacza (pył całkowicie zwilżony przez roztwór)
Fig. 4. Coal dust wettability by aqueous solution of a damper
(dust completely wetted by the solution)
Według odpowiednich zapisów tych norm, w przypadku
dużego zawilgocenia zalegających osadów pyłowych, próby zalegającego pyłu kopalnianego należy pobierać metodą
punktową, a nie metodą pasową (zmiatanie) przewidzianą do
stosowania w miejscach suchych. Określona laboratoryjnie
wielkość procentowej zawartości wody przemijającej w takiej
próbie może wykazywać, że pył ten jest zabezpieczony przed
możliwością powstania i przeniesienia wybuchu. W przypadku
jednak, gdy ilość unoszącego się suchego pyłu na powierzchni
wody jest dość znaczna, wystąpienie słabego podmuchu może
unieść w powietrze zwilżone pyły i utworzyć obłok pyłowo-powietrzny zdolny do zapoczątkowania wybuchu.
Obecnie w polskim górnictwie węglowym stosowane
są dwa rodzaje zwilżaczy różniące się między sobą konsystencją: zwilżacze stałe w postaci lasek o wadze około 0.5 kg
oraz zwilżacze płynne w postaci cieczy. Oferowane na rynku
zwilżacze i bez względu na ich konsystencję stanowią mieszaninę soli sodowej sulfobursztynianu di(2-etyloheksylu)
jako substancji bazowej oraz szeregu dodatków np. chlorku
wapnia w przypadku zwilżaczy stałych, a także inhibitorów
korozji, odkamieniaczy, substancji zagęszczających, wody
oraz innych dodatków w przypadku zwilżaczy płynnych.
Często też nazwy dodatków oraz ich procentowy udział
w wyrobie końcowym stanowi tajemnicę handlową producentów. Zwilżacze charakteryzują się niepalnością, całkowitą lub
nieograniczoną rozpuszczalnością w wodzie, jednorodnością
w całej swej masie, gęstością wynoszącą około 1 g/cm3, brakiem zapachu lub zapachem słabym, przemijającym oraz barwą
od przeźroczystej, poprzez białą, kremową, jasnożółtą, aż do
ciemnobrązowej. Wartość pH wodnych roztworów zwilżaczy
badana w temperaturze 200 C waha się w granicach od 6 do
9. Pod względem bezpieczeństwa wobec załogi, producenci
w kartach charakterystyki swoich produktów deklarują, że na
podstawie przeprowadzonych badań toksykologicznych, część
produkowanych przez nich zwilżaczy jest nieszkodliwa dla
ludzi, natomiast w przypadku kilku zwilżaczy stwierdzono,
że podczas długotrwałej ekspozycji mogą one powodować
uszkodzenie oczu oraz działać żrąco lub drażniąco na błony
śluzowe, oczy i skórę. Jednak według przeprowadzonych badań
w warunkach dołowych, stosowanie wodnych roztworów tych
zwilżaczy w stężeniach 0.15, 0.20 % nie powoduje przekroczenia
dopuszczalnych stężeń czynników chemicznych w powietrzu
kopalnianym [2].
65
Producenci zwilżaczy w instrukcjach ich stosowania
podają, że zwilżacze stosowane są jako dodatek do wody
w profilaktyce pyłowej podczas okresowego zmywania stropu
i ociosów wyrobisk (w tym przy wykonywaniu i utrzymywaniu stref zabezpieczających oraz w rejonach wykonywania
robót strzałowych), wtłaczania wody do pokładów oraz przy
likwidacji szkodliwego zapylenia w podziemnych wyrobiskach
powstającego podczas pracy kombajnów ścianowych, chodnikowych i innych maszyn i urządzeń górniczych powodujących
zapylenie powietrza, a także na trasach odstawy urobku, w tym
również w kurtynach wodnych oraz systemach mgłowych.
Niektóre ze zwilżaczy, zgodnie z uzyskanym certyfikatem
mogą być stosowane w podziemnych wyrobiskach zakładów
górniczych w polach niemetanowych i metanowych, w wyrobiskach zaliczonych do stopnia «a», «b» lub «c» niebezpieczeństwa wybuchu metanu oraz do klasy «A» lub «B» zagrożenia
wybuchu pyłu węglowego. Zarówno w przypadku zwilżaczy
o konsystencji stałej i płynnej, do ich dozowania w systemie
wodnych układów zraszających, niezbędne jest zastosowanie
specjalnych dozowników wyposażonych także w zestawy
zgrubnej filtracji wody. Dozowniki budowane są w ciągach
wodnych pomiędzy rurociągiem p.poż. a układami zraszania.
W przypadku zwilżaczy stałych w dozownikach wykorzystuje
się efekt omywania ich strumieniem wody, natomiast w przypadku zwilżaczy płynnych ich dozowanie realizowane jest za
pomocą specjalnych pomp dozujących.
Z uwagi na fakt, iż zwilżacze stałe pojawiły się na rynku
stosunkowo najwcześniej, są one obecnie powszechnie stosowane w polskich kopalniach węgla kamiennego. Do głównych
zalet tego rodzaju zwilżaczy należy zaliczyć dobrą skuteczność zwilżania, niewielkie koszty stosowania i dozowania
(dozownik nie wymaga zasilania w energię elektryczną) oraz
łatwy transport i brak konieczności utylizacji pojemników po
ich zastosowaniu (specjalne opakowania papierowe). Jako
wady zwilżaczy stałych należy wskazać przede wszystkim
wywoływanie zwiększonej korozji elementów metalowych
i gumowych ze względu na dużą zawartość chlorku wapnia,
brak możliwości utrzymywania stałych stężeń ich wodnych
roztworów (specyficzna konstrukcja dozowników) oraz
ze względu na ich właściwości higroskopijne konieczność
przechowywania bez kontaktu bezpośredniego z atmosferą
kopalnianą. Obecnie prowadzone są badania nad nowymi
recepturami zwilżaczy stałych w zakresie wyeliminowania
chlorku wapnia jako zagęstnika.
Obecnie coraz więcej producentów przemysłu chemicznego decyduje się na rozpoczęcie produkcji zwilżaczy płynnych.
Decyzje takie podejmowane są najczęściej w oparciu o szereg
zalet, jakimi charakteryzują się zwilżacze płynne w stosunku
do zwilżaczy stałych. Chodzi tutaj głównie o większą skuteczność zwilżania pyłów, możliwość precyzyjnego dozowania
i utrzymywania właściwego stężenia ich wodnych roztworów,
ale przede wszystkim o możliwość stosowania wodnych
roztworów tych zwilżaczy najpierw w układach chłodzących kombajnów, a następnie do zraszania ich organów
urabiających. Możliwość taka wynika z faktu, iż zwilżacze
płynne nie wywołują zwiększenia zjawiska korozji, jak to
jest w przypadku zwilżaczy stałych. Jednak stosowanie tego
rodzaju zwilżaczy pociąga za sobą wiele niedogodności, które
dotyczą konieczności magazynowania, transportu i utylizacji
dużych pojemników (beczki o pojemności 200 litrów) oraz
konieczności zapewnienia zasilania dozowników.
4. Podsumowanie
Jednym ze sposobów ograniczenia zagrożenia pyłowego
jest neutralizacja pyłu węglowego poprzez pozbawienie go
66
PRZEGLĄD GÓRNICZY
lotności w miejscach jego powstawania (organy maszyn
urabiających, przesypy odstawy taśmowej urobku, zbiorniki
węgla) oraz w miejscach jego zalegania (podziemne wyrobiska górnicze). Większość pyłów węglowych występujących
w podziemnych wyrobiskach górniczych polskich kopalń
węgla kamiennego stanowią pyły trudno zwilżalne, dlatego
też w celu pozbawienia ich lotności konieczne jest stosowanie zwilżaczy, czyli substancji powierzchniowo-czynnych
obniżających napięcie powierzchniowe wody stosowanej
w profilaktyce pyłowej.
W Zakładzie Zwalczania Zagrożeń Pyłowych Kopalni
Doświadczalnej „BARBARA” Głównego Instytutu Górnictwa
od wielu lat prowadzone są prace badawcze związane ze stosowaniem zwilżaczy w polskim górnictwie węgla kamiennego,
optymalnych stężeń zwilżaczy w ich wodnych roztworach stosowanych w układach zraszających przy pozbawianiu lotności
pyłów węglowych pochodzących z różnych typów węgla oraz
oceny skuteczności działania różnych rodzajów zwilżaczy.
Opracowana w laboratorium tego Zakładu metoda badania
skuteczności zwilżania pyłów węglowych i kopalnianych
w celu pozbawiania ich lotności za pomocą wodnych roztworów zwilżaczy pozwala, na podstawie otrzymanych wyników,
na wykreślenie tzw. krzywej zwilżalności, ujmującej zależność
czasu trwania całkowitego zwilżenia próbki badanego pyłu od
procentowej zawartości zwilżacza w jego wodnym roztworze.
Z prowadzonych badań wynika między innymi,że najlepsze
wyniki zwilżalności uzyskuje, się dobierając indywidualnie rodzaj zwilżacza oraz jego optymalne wodne stężenie
w oparciu o właściwości fizyko-chemiczne danego pyłu.
2015
Ograniczanie możliwości powstawania pyłu węglowego i jego emisji do wyrobisk górniczych oraz pozbawianie
własności lotnych zalegających w wyrobiskach górniczych
osadów pyłowych za pomocą wodnych roztworów zwilżaczy
stanowią obecnie jedno z zasadniczych działań profilaktyki
pyłowej. Duża skuteczność takich działań znacząco poprawia
komfort pracy górników poprzez obniżanie zapylenia powietrza kopalnianego, ale przede wszystkim utrzymuje wysoki
stopień zabezpieczenia pyłu węglowego przed możliwością
powstania i przeniesienia wybuchu.
Literatura
1.
2.
3.
4.
5.
Cybulski K., Malich B., Wieczorek A.: Ocena skuteczności zwilżania
pyłów węglowych i kopalnianych. Journal of SustainableMining (w toku).
Orszulik E., Dudek W.: Testing dust control preparation with respect
to mine employee exposure to inhalling chemical agents. Journal of
Sustainable Mining, 2013, Vol. 12, No. 4, pp. 14–17.
Polska Norma PN-G-04037; Zabezpieczania przeciwwybuchowe zakładów górniczych. Zabezpieczenie przed wybuchem pyłu węglowego.
Oznaczanie zawartości części niepalnych w pyle kopalnianym. 1998.
Prostański D.: Use of air-and-water spraying systems for improving
dust control in mines. Journal of Sustainable Mining, 2013, Vol. 12,
No. 2, pp. 29–34.
Wieczorek A., Raudner W., Tetla M., Suchowirska M.: Opracowanie
metody oceny skuteczności pozbawienia lotności pyłów węglowych i
kopalnianych za pomocą wodnych roztworów zwilżaczy płynnych.
Katowice, praca statutowa GIG o symbolu 111 6033 3 – 220, 2013.
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
67
UKD 622.333: 001.891.5: 005.585
Technologiczny pomiar zawartości popiołu w węglu surowym
– popiołomierz RODOS-EX
Technological measurement of ash content in raw coal – ash monitor RODOS-EX
dr Leokadia Róg**)
dr inż. Artur Kozłowski
prof. ndzw. Bogusław Michalik**)
dr inż. Marek Kryca*)
mgr inż. Jarosław Smyła*)
Treść: Z wydobyciem, przeróbką i spalaniem węgla wiąże się powstawanie dużych ilości odpadów stałych, które można zagospodarować na wiele różnych sposobów, pod warunkiem, że spełniają stosowne normy. Rozwój czystych technologii węglowych, poza
spektakularnymi działaniami w zakresie CCS (sekwestracja CO2) związany jest również z podejmowaniem działań na etapie
przeróbki i wzbogacania węgla. W procesach tych bieżąca kontrola zawartości popiołu w węglu jest działaniem koniecznym,
wspomagającym proces produkcji węgla o wysokiej jakości oraz pozwala na skuteczne planowanie gospodarki odpadami.
Klasyczne laboratoryjne badania zawartości popiołu są czasochłonne i pracochłonne. Ponadto mają charakter losowy wynikający z konieczności pobrania próbki do badań. Chociaż dokładność analizy próbki jest wyższa od dokładności urządzeń
technologicznych, metody klasyczne powinny być wspomagane metodami technologicznymi. Informacja o zawartości popiołu,
uzyskana na wczesnym etapie procesu wydobycia, może być wykorzystana jako sygnał sprzężenia zwrotnego dla kombajnisty
lub umożliwić wstępną segregację urobku, minimalizując koszty transportu kamienia na powierzchnię. Przedstawione w artykule urządzenie – popiołomierz RODOS-EX – umożliwia ciągły pomiar zawartości popiołu w węglu surowym, jeszcze przed
przetransportowaniem go na powierzchnię. Urządzenie dostarcza informacji pozwalających na odpowiednie zorganizowanie
procesu wzbogacania. Autorzy omówili różnice w budowie popiołomierza przeznaczonego do zabudowy w podziemiach kopalń
względem typowych rozwiązań stosowanych w zakładach przeróbczych. Różnice wynikające z konieczności uwzględnienia
znacznie trudniejszych wymagań środowiskowych, takich jak duża wilgotność, wysoka temperatura otoczenia, zagrożenie
wybuchem metanu i pyłu węglowego czy zagrożenia mechaniczne, znalazły swoje odzwierciedlenie w budowie i parametrach
funkcjonalnych urządzenia. Jednym z istotnych problemów związanych z pomiarami zawartości popiołu w węglu surowym
jest wpływ zmian składu chemicznego na niepewność wskazań popiołomierza. Zastosowana w urządzeniu metoda pomiarowa
bazująca na pomiarze naturalnego promieniowania gamma jest stosunkowo mało wrażliwa na zmiany składu chemicznego
urobku.
*) Instytut Technik Innowacyjnych EMAG, Katowice, **) Główny Instytut
Górnictwa, Katowice
68
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Abstract: Mining, coal processing and coal combustion entail production of large quantities of solid waste that can be used in a number
of different ways, provided that they meet the relevant standards. The development of clean coal technologies, apart from
spectacular actions in the field of CCS (Carbon Capture and Storage), is also related to taking actions connected with coal
processing and enrichment. In these processes the on-line control of ash content is a necessary action, that supports the process
of production of high quality coal and allows for effective planning of waste management. Classical laboratory test of ash
content is time consuming and laborious. Furthermore, that method has a random character due to the necessity of sampling.
Although accuracy is much higher than the accuracy of any other technological devices, classical method should be supported
by technological methods. Information on ash content acquired at the early stage of the extraction process can be used as
a feedback signal for the cutting loaderman operator or may allow for the initial segregation of the output reducing the cost
of its transport to the surface. In this paper the presented device – RODOS-EX ash-meter – allows for on-line measurement
of ash-content in raw coal, before transporting it to the surface. The device provides information which allows to properly
organize the coal enrichment process. The authors discussed differences between the construction of the ash meter intended
for the use in underground coal mines and the ash meter designed to be used in coal processing plants. Strict environmental
requirements, such as high humidity, high ambient temperature, methane and coal dust explosion hazard or mechanical
threats were considered in the construction and functional parameters of the device. One of the significant problems, related
to the measurement of ash content of raw coal, is the impact of changes in the chemical composition on the uncertainty in
ash meter indications. The measurement method used in the device is based on the measurement of natural gamma radiation,
and is relatively insensitive to changes in the chemical composition of the output.
Słowa kluczowe:
promieniotwórczość naturalna, czyste technologie węglowe, popiołomierz
Key words:
natural gamma radiation, clean coal technologies, ash-meter
1. Wprowadzenie
Niestabilna sytuacja polityczna na świecie zmusza kraje
UE do podjęcia działań, których efektem ma być zmniejszenie
swojej zależności energetycznej od dostaw paliw spoza struktury unijnej. Biorąc pod uwagę uwarunkowania geograficzne
państw członkowskich oczywistym wydaje się opieranie
znacznej części energetyki cieplnej i zawodowej na węglu.
Stwarza to korzystne warunki dla rozwoju górnictwa w Polsce.
Jednakże dążenie do zwiększenia niezależności energetycznej
Unii Europejskiej musi iść w parze z poszanowaniem zasad
ochrony środowiska. Priorytetem jest więc zarówno racjonalne
i efektywne gospodarowanie złożami węgla jak i wdrażanie
technologii ograniczających wpływ wykorzystania węgla w
energetyce na środowisko.
2. Czyste technologie węglowe
Z wykorzystaniem węgla w energetyce, oprócz emisji
CO2, wiąże się istotny problem powstawania dużych ilości
odpadów towarzyszących wydobyciu, przeróbce i spalaniu
węgla. Czyste technologie to nie tylko poszukiwanie odmiennego sposobu wykorzystania energii chemicznej węgla, ale
także oferowanie węgla wysokojakościowego, który, nawet
przy tradycyjnym wykorzystaniu, będzie generował mniejsze
obciążenie dla środowiska. W rezultacie czyste technologie
węglowe są pojęciem dość szerokim, które obejmuje także
jakość odpadów [1].
Czynnikiem decydującym o jakości węgla, oczywiście
oprócz przyczyn obiektywnych takich jak pokład, z którego
pochodzi urobek, jest proces wzbogacania węgla. Wymogi
ochrony środowiska obligują do produkcji węgli energetycznych o ściśle określonych parametrach, umożliwiających ich
wykorzystanie w kotłach energetycznych [2,3,4]. W rezultacie wzbogacania węgla surowego powstają znaczne ilości
tzw. odpadowych mas skalnych. W tablicy 1 przedstawione
zostały ilości poszczególnych odpadów węglowych i innych
surowców skalnych wytworzonych w Polsce, w 2007 roku [5].
Istnieje wiele różnych sposobów wykorzystania wtórnych
odpadowych mas skalnych. Jednym z istotniejszych z punktu
widzenia niniejszej publikacji jest wykorzystanie ich jako
podsadzki i materiału uszczelniającego w robotach inżynierskich. W tym przypadku ważne jest zagospodarowanie
odpadów bez konieczności transportowania ich na powierzchnię, celem ograniczenia kosztów (o ile ich wykorzystanie na
powierzchni nie przyniesie większych korzyści). Obecnie nie
stosuje się na skalę przemysłową technologii wydzielania
z urobku kamienia, bezpośrednio w podziemiach kopalń.
Niemniej na świecie i w kraju podejmowano już tego typu
próby [6,7]
W 2008 roku w Głównym Instytucie Górnictwa zakończony został projekt przedstawiający scenariusze rozwoju technologicznego przemysłu wydobywczego węgla kamiennego w
perspektywie do 2020 roku [8] Poruszono w nim zagadnienia
dotyczące konieczności budowy węzła odkamieniania urobku
surowego, dzięki czemu możliwe będzie wydzielenie i pozostawienie części odpadów kamiennych oraz przygotowanie
nadawy na zakład przeróbczy. Przedstawiona propozycja
jest szczególnie istotna dla przypadków, gdy parametry jakościowe odpadów nie spełniają norm przewidzianych dla
konkretnego ich zastosowania [6].
3. Naturalna promieniotwórczość węgla
Węgiel występuje w złożu w postaci pokładów o budowie
warstwowej. Warstwy węgla poprzerastane są warstwami skał
płonych o grubości od ułamków milimetra do dziesiątków
centymetrów. W procesie eksploatacji pokładów skała płona
nieuchronnie wchodzi w skład urobku i po spaleniu węgla
wraz z rodzimą substancją mineralną węgla tworzy popiół [9].
W części mineralnej węgla, jak i skale płonej, tworzących popiół w spalanym węglu, występują naturalne pierwiastki promieniotwórcze. Pewne nuklidy promieniotwórcze występują
w środowisku w sposób naturalny i są źródłem tzw. naturalnej
promieniotwórczości. Część z nich występuje pojedynczo
i rozpada się bezpośrednio na nuklidy stabilne, natomiast
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
69
Tablica 1. Ilości wytwarzane i sposoby gospodarowania odpadami z wydobycia i przetwarzania węgla oraz surowców
skalnych [5]
Table 1. Quantities and methods of mine waste generated during various mining processes [5]
Grupy, podgrupy i rodzaje
odpadów
Ogółem
Powstające przy oczyszczaniu
kopalin
Z flotacyjnego wzbogacania rud
metali nieżelaznych
Mieszanki popiołowo-żużlowe
z mokrego odprowadzania
odpadów paleniskowych
Mieszaniny popiołów lotnych
i odpadów stałych z wapniowych
metod odsiarczania gazów
Popioły lotne z węgla
Odpady z flotacyjnego
wzbogacania węgla
Z wydobywania innych kopalin
niż rudy metali
Żużle, popioły paleniskowe i pyły
z kotłów
Ogółem, mln t
124,4
Odpady wytworzone w ciągu roku
Poddawane
Unieszkodliodzyskowi, %
wiane, %
76,4
20,1
Magazynowane
czasowo, %
3,5
Odpady nagromadzone
na składowiskach
własnych, mln t
1735,2
34,4
92,1
4,6
3,3
553,1
30,7
72,9
27,1
---
585,9
6,8
23,3
71,9
4,8
241,8
3,9
96,2
3,7
0,1
---
4,5
98,7
0,4
0,9
18,8
2,3
91,3
0,2
---
44,4
1,9
96,8
1,1
2,1
54,9
2,4
94,1
1,2
4,7
18,1
część występuje w tzw. szeregach promieniotwórczych i ulega
przemianom, tworząc kolejne nuklidy promieniotwórcze.
Są to powszechnie występujące uran i tor oraz występujący
w środowisku samodzielnie, niewchodzący w skład żadnego
szeregu promieniotwórczego - potas 40K. Izotopy 238U, 235U
oraz 232Th są izotopami macierzystymi naturalnych szeregów promieniotwórczych [2]. Jak wynika z literatury oraz
badań własnych, promieniotwórczość naturalna substancji
mineralnej wielokrotnie przewyższa promieniotwórczość
palnej substancji organicznej. Dzięki temu, na podstawie
analizy widma promieniowania gamma emitowanego przez
próbkę węgla, można ocenić ilość zawartego w nim popiołu.
Naturalna promieniotwórczość węgla zależy także od składu
chemicznego węgla (odmiany petrograficznej) [2].
Należy podkreślić, że węgiel kamienny występujący
w otoczeniu człowieka nie powoduje szczególnego zagrożenia
radiacyjnego. Badania prowadzone w tej dziedzinie na świecie
wykazały, że zawartość naturalnych nuklidów promieniotwórczych w węglu jest przeważnie znacznie niższa niż w innych
skałach występujących w skorupie ziemskiej (tablica 2) [10].
Tablica 2. Porównanie stężenia naturalnych nuklidów promieniotwórczych w węglu kamiennym i skorupie
ziemskiej [10]
Table 2. Comparison of the concentration of natural radionuclides in coal and earth crust [10]
Stężenie promieniotwórcze, Bq/kg
226 Ra
228 Ra
40 K
Skorupa
ziemska
Węgiel kamienny
– średnia światowa
25
25
370
20
20
50
Naturalna promieniotwórczość węgla jest istotna
w momencie, kiedy rozpatrywane jest zagadnienie odpadów
powstających w trakcie jego spalania [11]. Na rysunku 1
przedstawiono różnicę stężeń promieniotwórczych poszczególnych nuklidów promieniotwórczych w węglu, miale węglowym, żużlu i popiele. Stężenie promieniotwórcze w popiele
wydzielonym w procesie spalania z węgla jest kilkukrotnie
wyższe niż stężenie promieniotwórcze w węglu przed spale-
Rys. 1.Stężenie nuklidów promieniotwórczych w węglu i popiele z GZW [11]
Fig. 1. Concentration of radioactive coal and ash nuclides in GZ [11]
70
PRZEGLĄD GÓRNICZY
niem. Wynika to z faktu, że to w części mineralnej, która nie
ulega utlenieniu w procesie spalania, występuje największa
koncentracja naturalnych pierwiastków promieniotwórczych.
Z tego powodu, poziom naturalnej promieniotwórczości jest
jednym z parametrów determinujących wykorzystanie produktów spalania węgla.
4. Pomiar zawartości popiołu
Bardzo istotnym elementem całego cyklu produkcji węgla staje się kontrola jego parametrów jakościowych i to na
każdym etapie przygotowania. Parametry jakościowe węgla
można podzielić na dwie zasadnicze grupy [2]:
– ogólne – do których zaliczają się: zawartość wilgoci, siarki,
popiołu oraz wartość opałowa.
– technologiczne: określające właściwości węgla: zdolność
spiekania, zawartość części lotnych, podatność przemiałowa, temperatura topliwości popiołu.
Naturalna promieniotwórczość może być wykorzystana
do oceny parametrów z pierwszej grupy, a szczególnie, kontrolowania zawartości popiołu. Kontrola zawartości popiołu
w węglu przekłada się bezpośrednio na kontrolę ilości powstających odpadów (UPS ubocznych produktów spalania)
Pomiary zawartości popiołu w węglu surowym stawiają specyficzne wymagania dla przyrządów pomiarowych.
Wynikają one zarówno z warunków środowiskowych w jakich
docelowe urządzenie ma być stosowane, jak i uwarunkowań
metrologicznych. W warunkach technologicznych, zmieniająca się w sposób trudny do przewidzenia, wielkość strugi
mierzonego materiału oraz jego skład ziarnowy, ograniczają
liczbę metod pomiarowych, możliwych do zastosowania [12].
Dla zrealizowania ciągłego pomiaru zawartości popiołu wyselekcjonowane zostały dwie metody – pomiar z wykorzystaniem zewnętrznego źródła promieniowania gamma i pomiar
z wykorzystaniem naturalnej promieniotwórczości gamma
węgla, który został szerzej opisany, jako kierunek rozwojowy. Obydwie metody mogą być wykorzystane do budowy
popiołomierza przeznaczonego do zabudowy w podziemiach
kopalń. Każda z metod spełnia wymagania użytkownika, ale
posiada pewne uwarunkowania ograniczające możliwości
jej stosowania.
2015
4.1. Metoda bazująca na absorpcji promieniowania gamma z zewnętrznego źródła
Najbardziej rozpowszechnioną na świecie metodą pomiaru zawartości popiołu w węglu jest metoda absorpcji
promieniowania gamma o różnej energii. Jest to metoda
bezkontaktowa, umożliwiająca wykonanie pomiaru bezpośrednio na przenośniku transportującym węgiel surowy
[13]. Zasada pomiaru oparta jest na ocenie stopnia absorpcji
promieniowania gamma, pochodzącego z zewnętrznego źródła w materiale znajdującym się w strefie pomiarowej. Ilość
pochłoniętego promieniowania jest zależna od zawartości
popiołu i jego składu chemicznego, i gęstości nasypowej mierzonego materiału. Do pomiaru gęstości nasypowej stosuje się
źródło zawierające Cs137, emitujące promieniowanie gamma
o energii 661 keV, dla którego współczynnik absorpcji jest
słabo zależny od rodzaju materiału, a absorpcja zależy głównie od gęstości materiału w strefie pomiarowej. Natomiast
absorpcja niskoenergetycznego promieniowania gamma (60
keV) emitowanego przez źródło zawierające Am241 zależy
również od liczby atomowej pierwiastków wchodzących w
skład mierzonego materiału. Jednoczesny pomiar absorpcji
promieniowania o takich energiach umożliwia wykrycie zmian
zarówno w składzie chemicznym mierzonego materiału, jak
również jego zmian ilościowych. Zależność współczynników
absorpcji promieniowania pochodzącego z obydwóch źródeł
od liczby atomowej aborbenta przedstawia rys 2.
W praktyce, ze względu na zjawiska związane z rozpraszaniem promieniowania gamma, konieczne jest zastosowanie
silnej kolimacji po stronie źródła promieniowania i po stronie
głowicy. Rozwiązanie takie mocno zawęża strefę pomiarową
– efektywna szerokość wiązki to około 10 mm (rys. 3).
W przypadku węgla surowego, charakteryzującego się
dużą niejednorodnością, stanowi to duże ograniczenie tej
metody. Zastosowanie izotopu Am241 o małej energii promieniowania wprowadza dodatkowe ograniczenie – maksymalna grubość materiału, który może być prześwietlony tym
promieniowaniem to około 20 do 30 cm. Spadek natężenia
rejestrowanego promieniowania w niewielkim stopniu może
zostać skompensowany zwiększeniem aktywności zastosowanego źródła i ma duży wpływ na zwiększenie niepewności
Rys. 2 Zależność współczynnika absorpcji od liczby atomowej pierwiastka [15]
Fig. 2. Attenuation coefficient and atomic number ratio [15]
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
71
tego typu urządzeń są niewielkie gabaryty i związana z nimi
łatwość instalacji.
4.2. Metoda bazująca na pomiarze naturalnej promieniotwórczości gamma
Rys. 3.Geometria pomiarowa popiołomierza absorpcyjnego
Fig. 3. Measurement geometry of absorption ash-meter
pomiaru. Zmiany składu pierwiastkowego substancji mineralnej przekładają się na zmiany w wartości pochłoniętego przez
materiał promieniowania gamma. Oznacza to, że pomimo
tego, że procentowa zawartość popiołu w urobku surowym
nie uległa zmianie, to przyrząd zarejestruje zmianę natężenia promieniowania i wskaże zmianę zawartości popiołu.
Doświadczenia eksploatacyjne zebrane podczas wieloletnich
eksploatacji tego typu urządzeń w zakładach przeróbczych
kopalń wykazują, że kalibracje polegające na ustaleniu
zależności korelacyjnej pomiędzy absorpcją promieniowania gamma a zawartością popiołu są unikatowe dla każdej
z kopalń, a ponadto wymagają częstych pomiarów kontrolnych
i korekt współczynników kalibracyjnych. Konieczność taka
wynika z szybko postępującego wydobycia i zmieniających
się obszarów eksploatacji. Duży wpływ na błędy pomiarowe
ma zmieniająca się zawartość m.in. pirytów. W przypadku
kopalń, gdzie taka zmienność występuje w ramach każdej ze
ścian wydobywczych, nie ma możliwości zastosowania tego
typu popiołomierza. Uzyskiwane wówczas błędy wskazań
przekraczają 20% zawartości popiołu. Zastosowanie tej metody w podziemiach kopalń wiąże się z dodatkowym ryzykiem
związanym z instalacją źródeł izotopowych w miejscach silnie
zagrożonych wypadkami naturalnymi. Niewątpliwą zaletą
Rys. 4.Widmo naturalnego promieniowania gamma węgla
Fig. 4. Spectrum of the natural
gamma radiation of coal
Alternatywną do powyższej metodą pomiaru zawartości
popiołu, którą można wykorzystać w urządzeniach zabudowanych na przenośniku taśmociągowym, jest metoda oparta
o pomiar naturalnej promieniotwórczości gamma. Zastosowana
metoda pomiaru zawartości popiołu w węglu oparta jest na
zależności korelacyjnej między zawartością popiołu w węglu
a jego naturalną promieniotwórczością. Dla stałej masy próbek
węgla, kalibracyjnych i testowych, obserwuje się korelacyjną
liniową zależność między zawartością popiołu w węglu a jego
naturalną promieniotwórczością gamma.
A = a1 + b1N
(1)
a dla próbek węgla o zmiennej masie zależność powyższa
ma postać
(2)
A = a2 + b2N + c2M
gdzie:
A – zawartość popiołu
N – natężenie naturalnego promieniowania gamma
M – masa mierzonej próbki węgla
a1, a2, b1, b2, c2 – współczynniki równań wyznaczone
doświadczalnie.
Widmo energetyczne naturalnego promieniowania gamma
węgla przedstawiono na rysunku 4. Jest to wykres obrazujący
zależność intensywności promieniowania gamma (liczby
zliczeń N[imp/s] na osi Y) od energii promieniowania, która
na rysunku jest proporcjonalna do wielkości K (kanał analizatora - oś X).
Pokłady węgla kamiennego, które powstały w różnych warunkach geologicznych, różnią się składem mineralogicznym
zarówno części nieorganicznej, jak i skały płonej. W związku
z tym, wyróżnia się regionalne właściwości węgla kamiennego
[15]. Dla każdej kopalni należy więc indywidualnie określić
korelację między naturalną promieniotwórczością węgla
a zawartością popiołu.
72
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Stopień zróżnicowania stężenia promieniotwórczego złoż
węgla kamiennego w Polsce obrazują badania przeprowadzone przez Główny Instytut Górnictwa. Do badań wykorzystano
próbki węgla z siedmiu kopalń Górnośląskiego Zagłębia
Węglowego, w tym 12 próbek sortymentów grubych i średnich oraz 39 próbek miałów . Wyniki badań zamieszczono w
tablicach 3 i 4. Należy tutaj podkreślić, że stężenie nuklidów
promieniotwórczych najczęściej jest większe w miałach [2].
Tablica 3. Stężenie nuklidów promieniotwórczych w sortymentach grubych i średnich [2]
Table 3. Concentration of radionuclides in large and medium
coal [2]
Zawartość
Minimalna
Maksymalna
Średnia
Ra
Bq/kg
3
19
9
226
Ra
Bq/kg
1
18
6
228
40
K
Bq/kg
4
53
18
Tablica 4. Stężenie nuklidów promieniotwórczych w miałach [2]
Table 4. Concentration of radionuclides in culm
Zawartość
Minimalna
Maksymalna
Średnia
Ra
Bq/kg
5
55
26
226
Ra
Bq/kg
4
39
21
228
40
K
Bq/kg
10
319
150
2015
Charakterystykę zależności zawartości popiołu w węglu
od jego naturalnej promieniotwórczości obrazuje rysunek
5, gdzie zestawione zostały krzywe kalibracyjne uzyskane
z kilku różnych kopalń. Dane pomiarowe zostały zebrane
podczas kalibracji przenośnych popiołomierzy WALKER
produkowanych przez EMAG. Popiołomierze te posiadają
standaryzowany tor pomiarowy, co pozwala na porównanie
ich wskazań dla różnych węgli. Rysunek 5 przedstawia zależności pomiędzy rejestrowanym natężeniem promieniowania
a laboratoryjnymi oznaczeniami zawartości popiołu, w kilku
wybranych kopalniach z różnych krajów.
5. Analizator RODOS-EX
Metoda pomiaru naturalnego promieniowania gamma
została zastosowana do pomiaru ciągłego na przenośniku, w
urządzeniach o nazwie RODOS (wersja standardowa urządzenia) i RODOS-EX, czyli wersji przeznaczonej do pracy
w podziemiach kopalń. Geometria pomiarowa popiołomierza
została przedstawiona na rysunku 6, a schemat blokowy
typowej konfiguracji urządzenia na rysunku 7. Cechą charakterystyczną jest to, że pomiarem objęty jest cały materiał
na taśmociągu. Fakt ten jest następstwem niskiego poziomu
promieniowania i tym samym koniecznością maksymalizacji
ilości materiału w strefie pomiarowej.
Rys. 5.Krzywe kalibracyjne przenośnego popiołomierza WALKER
bazującego na pomiarze naturalnego promieniowania gamma
węgla
Fig 5. Calibration curves of WALKER
portable ash-meter based on the
measurement of natural gamma
radiation
Rys. 6.Geometria pomiarowa popiołomierza RODOS/RODOS-EX
Fig. 6. Measurement geometry of RODOS/RODOS-EX ash-meter
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
73
Rys. 7.Schemat blokowy popiołomierza RODOS/RODOS-EX
Fig. 7. Block diagram of RODOS/RODOS-EX ash-meter
Podstawowymi jednostkami pomiarowymi urządzenia
są głowice pomiarowe. Mierzą one intensywność promieniowania, którego źródłem jest materiał znajdujący się na
taśmie. Głowice montowane są na przenośniku taśmowym,
bezpośrednio pod górną taśmą przenośnika. Leżący na taśmie
węgiel emituje promieniowanie γ, które dociera przez taśmę,
do głowic pomiarowych. Do głowic dociera także promieniowanie emitowane przez otoczenie. Jest to promieniowanie,
które ma duży, negatywny wpływ na dokładność pomiaru. Aby
wyeliminować jego wpływ na pomiar, materiał znajdujący się
na taśmie osłonięty został ekranami ołowianymi. Ogranicza
to w znacznym stopniu wpływ promieniowania otoczenia
na wynik pomiaru. Warstwa ołowiu spoczywa na specjalnej
konstrukcji, która jest wsparta na elementach nośnych trasy
przenośnika lub stoi na własnych podporach. Ze względu na
zmienne natężenie przepływu węgla na taśmie, integralną częścią popiołomierza jest elektromechaniczna waga taśmociągowa. Jej zadaniem jest określenie masy węgla, znajdującego się
na taśmie w strefie oddziaływania, tzn. mającej bezpośrednio
wpływ na natężenie promieniowania γ rejestrowane przez
głowice pomiarowe. W popiołomierzu instalowane są dwie
głowice. Pozwala to zwiększyć dokładność pomiaru. Pomost
wagowy wagi taśmociągowej zamontowany jest na przenośniku, w taki sposób, by transportowany materiał został najpierw
zważony i następnie został przetransportowany do strefy
oddziaływania na głowice. Odległość pomiędzy pomostem
wagowym a głowicami nie przekracza kilkunastu metrów.
Zaprojektowanie urządzenia, jego wykonanie i dopuszczenie do eksploatacji w podziemiach kopalń wymagało
dostosowania konstrukcji elektrycznej i mechanicznej do
specyficznych warunków środowiskowych panujących pod
ziemią. Podstawowym wymaganiem było zapewnienie przeciwwybuchowości, co przy uwzględnieniu faktu, iż głowica
pomiarowa (detektor scyntylacyjny) wymaga zasilania napięciem kilkuset woltów i możliwie minimalnej osłony kryształu
scyntylacyjnego ze względu na tłumienie promieniowania,
Rys. 8.Sposób montażu głowic pomiarowych
Fig. 8. Installation of the measuring heads
było trudnym zadaniem. Większość modułów popiołomierza
została wykonana jako obwody iskrobezpieczne, a głowice
pomiarowe zamknięte są w obudowach ognioszczelnych,
z wyprowadzonymi iskrobezpiecznymi obwodami komunikacyjnymi. Dodatnie i stabilne temperatury panujące
w wyrobiskach kopalń pozwoliły na zrezygnowanie z układów
grzania sondy scyntylacyjnej i uproszczenie algorytmów kompensacji parametrów toru pomiarowego od zmian temperatury
otoczenia. Dostosowanie konstrukcji urządzenia do zagrożeń
wybuchem pyłu węglowego polegało na ograniczeniu możliwej do wystąpienia temperatury na zewnętrznych elementach
popiołomierza oraz zastosowaniu obudów o wymaganej
odporności na wnikanie pyłu.
Popiołomierz RODOS-EX, przeznaczony do ciągłego
pomiaru zawartości popiołu w węglu transportowanym
przenośnikiem taśmowym, wykonany jest jako urządzenie
przeciwwybuchowe i może być eksploatowany w podziemnych wyrobiskach zakładów górniczych ze stopniem „a”,
“b” i “c” niebezpieczeństwa wybuchu metanu oraz klasy A
i B zagrożenia wybuchem pyłu węglowego. W standardowej
aplikacji instalowane są dwie „głowice pomiarowe”. Głowica
jest urządzeniem grupy I, kategorii M2. Posiada budowę
przeciwwybuchową ognioszczelną. Zasilana jest napięciem
24V lub 42V o częstotliwości 50Hz. Może być także zasilona
napięciem stałym. Wybór napięcia zasilającego zależy od
wersji wykonania.
Głowica wyposażona jest w obwód iskrobezpieczny
o poziomie zabezpieczenia „ia” umożliwiający komunikację
w standardzie RS485 z „zespołem komunikacyjnym” typu
ZK RODOS-EX. Dane pomiarowe z głowicy przekazywane
są do zespołu komunikacyjnego. Głowice umieszczone są
pomiędzy taśmą górną a dolną przenośnika, na specjalnej
belce – zawieszeniu głowic pomiarowych. Głowice są ułożone
równolegle względem siebie i prostopadle do kierunku ruchu
taśmy( rys. 8).
74
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Rys. 9.Przekrój obudowy popiołomierza RODOS i RODOS-EX.
1,2 - taśma przenośnika, 3 - osłona ołowiana, 4 - wręga, 5 - rura usztywniająca
Fig. 9. Section of RODOS/RODOS-EX housing
1, 2 - conveyer; 3 - lead cover; 4 - frame, 5 - stiffening pipe
Nad przenośnikiem, na długości około 3m, symetrycznie
względem głowic, zabudowana jest osłona głowic (rys 9).
Ma ona na celu wyeliminowanie lub bardzo mocne osłabienie
promieniowania γ pochodzącego od skał, w których wydrążony jest chodnik.
„Zespół komunikacyjny” popiołomierza wyposażony jest
w trzy szeregowe interfejsy (niezależne układy) transmisji.
Jeden tor transmisyjny przeznaczony jest do komunikacji
z „głowicami pomiarowymi” i opcjonalnie z lokalnym wyświetlaczem, drugi do komunikacji z wagą taśmociągową.
Oba interfejsy posiadają taką samą konstrukcję, wykonane są
w standardzie RS485. Są całkowicie izolowane od pozostałych
obwodów. Dla trzeciego interfejsu możliwe są dwa wykonania. Obwód transmisji modemowej wykonany w standardzie
V34, wykorzystujący jedną parę skrętki teletechnicznej jako
połączenie modemowe, lub łącze RS422 dwuparowe, o małym
zasięgu, które umożliwia podłączenia konwertera transmisji
np. na łączność światłowodową. „Zespół komunikacyjny”
łączy się z jednostką nadrzędną, która znajduje się w strefie
bezpiecznej na powierzchni kopalni. Modem zainstalowany w
strefie bezpiecznej jest podłączony łączem RS485 z komputerem PC, na którym zainstalowane jest oprogramowanie umożliwiające gromadzenie i wizualizację danych pomiarowych
oraz nadzór na pracą popiołomierza RODOS-EX. Komputer
może być podłączony do sieci LAN i WLAN z zachowaniem
środków bezpieczeństwa na wymaganym poziomie. Zdalny
dostęp poprzez sieć WLAN umożliwia bezpośredni serwis
urządzeń oraz konserwację oprogramowania.
Miejsce instalacji części obiektowej popiołomierza
“RODOS-EX” powinno odpowiadać poniższym wymaganiom:
– na miejsce montażu należy wybrać odcinek przenośnika
o długości 6,0 m w nachyleniu nieprzekraczającym 150
oraz wolnej przestrzeni nad przenośnikiem (licząc od
górnej krawędzi taśmy przenośnika) na wysokość minimum 1,5 m,
– pomost wagowy powinien być zamontowany możliwie blisko głowic pomiarowych oraz tak, by materiał znajdujący
się nad głowicami pomiarowymi był wcześniej zważony.
W tablicy 5 przedstawione zostały podstawowe parametry
techniczne popiołomierza RODOS-EX.
Tablica 5. Parametry techniczne popiołomierza ROSDOS-EX
Table 5. Technical parameters of RODOS-EX ash-meter
Rodzaj badanego materiału
Granulacja węgla
Minimalna grubość warstwy węgla na taśmie
Maksymalna wilgotność węgla
Zakres pomiarowy A%
Błąd pomiaru (statystyczny, bezwzględny
określony wielkością 1σ)
– dla węgla grubości 0-200 mm
– dla miałów węglowych
Rodzaj pomiaru
węgiel kamienny
0-200 mm
100 mm
20%
5-80%
Czas pomiaru jednostkowy tjed.
2,0% A
1,5% A
dynamiczny,
bezstykowy,
automatyczny
5 sekund
Warunki pracy
– temperatura otoczenia:
– wilgotność względna powietrza bez
kondensacji:
od +5 do +40°C
< 95% w temp.
40°C
6. Wnioski
1. Czyste technologie węglowe obejmują szereg działań
dążących do stworzenia z węgla paliwa przyjaznego dla
środowiska. kompleksowo można to osiągnąć poprzez
zupełnie odmienne metody wykorzystania węgla, ale również przez ograniczanie ujemnego wpływu na środowisko
tradycyjnych sposobów wykorzystania energii zawartej w
węglu. Przedstawiona publikacja dotyczy wybranego, ale
niezwykle istotnego elementu, jakim jest bieżąca kontrola
zawartości popiołu w węglu. Jest to ważny parametr, który
należy stale śledzić na każdym etapie „produkcji” paliwa.
Pożądane jest wczesne rozpoznawanie parametrów ogólnych samego urobku/węgla surowego.
2. Bieżąca kontrola zawartości popiołu w węglu jest
działaniem wspomagającym proces produkcji wysokojakościowego węgla. Jest to trudne zadanie, biorąc pod
uwagę właściwości węgla i jego niejednorodność. Metody
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
laboratoryjne nie pozwalają na szybką kontrolę jakości.
Są to metody czasochłonne i pracochłonne. Biorąc pod
uwagę ilość wydobywanego, czy transportowanego
węgla, nasuwa się wniosek, że metody klasyczne muszą
być wspomagane innymi, bardziej wydajnymi metodami
kontroli jakości węgla.
3. Urządzenia technologiczne, jak opisany popiołomierz
RODOS-EX, który przewidziany jest do pracy pod ziemią,
stanowią istotne, a wręcz niezbędne narzędzie w całym
wspomnianym procesie i cyklu.
Literatura
1.
2.
3.
4.
5.
6.
Blaschke W.: Czyste technologie węglowe: nowe podejście do problemu;
„Przegląd Górniczy” 2009, Nr 10.
Róg L.: Stężenie naturalnych nuklidów promieniotwórczych w węglach
kamiennych o zróżnicowanym składzie petrograficznym i chemicznym;
Prace Naukowe Głównego Instytutu Górnictwa nr 876; Katowice 2009.
Blaschke W., Róg L.. Ostaszewski A.: Jakość produktów odpadowych
wydzielonych w procesach wzbogacania energetycznego węgla kamiennego; „Przegląd Górniczy” 2011, Nr 5.
Róg L.: Optymalizacja doboru węgla kamiennego dla poprawy sprawności kotłów energetycznych; Instal 5, 2011.
Góralczyk S.: Foresight a problematyka odpadow z górnictwa węgla
kamiennego w Polsce; „Przegląd Górniczy” 2009, Nr 10.
Osoba M.: Odkamienianie urobku surowego węgla kamiennego;
„Górnictwo i Geologia” 2011, t. 6, z. 2..
7.
8.
9.
10.
11.
12.
13.
14.
15.
75
Jędo A: Osadzarka z kołem odwadniającym do wzbogacania urobku
węgla kamiennego; Mechaniczna przeróbka kopalin i gospodarka
odpadami w aspekcie ochrony środowiska; materiały konferencyjne.
Wydawnictwo CMG KOMAG, Szczyrk 1995.
Turek M. i inni: Scenariusze rozwoju technologicznego przemysłu
wydobywczego węgla kamiennego; Wydawnictwo Głównego Instytutu
Górnictwa, Katowice 2008.
Kryca M., Sikora T.: Comparison of different methods for determination
of ash content in coal; XVI International Coal Preparation Congress;
USA Kentucky; 2010.
Skowronek J., Wysocka M.: Promieniotwórczość naturalna węgli
GZW a ich popielność; Zeszyty Naukowe Politechniki Śląskiej; Seria
„Górnictwo” 1988, z. 172.
Michalik B.: Naturalna promieniotwórczość w węglu kamiennym
i stałych produktach jego spalania; „Karbo” 2006, Nr 1.
Kryca M., Sikora T., Gola M.: Ocena pomiarów zawartości popiołu w
węglu wykonanych metodami radiometrycznymi; Sympozja i konferencje, wydawnictwo Politechnika Śląska; Automatyzacja Procesów
Przeróbki Kopalin, Gliwice 2008.
Sikora T., Smyła J., Będkowki Z.: Automation of technological processes
in a coal preparation plant and useful systems and devices for monitoring
of coal quality; AGH Journal of Mining and Geoengineering. Vol.36,
No3, 2012.
Ash monitor system LB420­- karta katalogowa firmy Berthold
Technologies.
Sikora T., Smyła J.: Wykorzystanie naturalnej promieniotwórczości
gamma do oceny jakości węgla; Sympozja i konferencje; Katedra
Elektryfikacji i Automatyzacji Górnictwa, 2009.
76
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
UKD 622.333: 001.891.3: 005.585
Porównanie modeli matematycznych
umożliwiających szacowanie
przepuszczalności względnej węgli
na podstawie ciśnień kapilarnych
Comparison of mathematical models enabling estimation the
relative permeability of the coal based on capillary pressure
mgr inż. Joanna Wartak*)
Treść: Zrozumienie mechanizmów rządzących przepływem w węglu, pozwala na poprawne określenie możliwości transportu i magazynowania metanu w złożach węgla. Przepływ płynów w ośrodku porowatym zależy w głównej mierze od ciśnienia kapilarnego
oraz przepuszczalności względnej. Znajomość tych parametrów jest więc niezbędna przy opisywaniu przepływu wody i gazu
poprzez system spękań w pokładach węgla. Badania krzywych ciśnień kapilarnych wykonuje się w celu określenia parametrów
wykształcenia przestrzeni porowej skał (wielkości promienia, kształtu oraz wzajemnego połączenia między sobą porów o różnych
promieniach). Na podstawie krzywych ciśnień kapilarnych można również wyznaczyć wartość przepuszczalności względnej dla
wody Krw i gazu Krg.Wyznaczenie własności petrofizycznych węgli kamiennych na podstawie badań laboratoryjnych wymaga
doboru odpowiedniego modelu charakteryzującego ten ośrodek skalny. W pracy dokonano analizy opisanych w literaturze
modeli pozwalających na wyznaczenie przepuszczalności względnych węgli na podstawie krzywych ciśnień kapilarnych.
Stwierdzono, że model zaproponowany przez Chen’a i współpracowników (2012) najlepiej opisuje przepuszczalność względną
węgli kamiennych. Wskazano również elementy modelu, które powinny być poddane weryfikacji. Właściwości petrofizyczne
węgli kamiennych zależą od składu petrograficznego węgla oraz stopnia jego uwęglenia. W celu doboru prawidłowego modelu
przepuszczalności względnej koniecznym jest uwzględnienie typu petrograficznego badanych węgli kamiennych. Poprawny
opis przepuszczalności względnych może wymagać również modyfikacji wybranego modelu, która pozwoli na wyznaczenie
wartości przepuszczalności względnych jak najbardziej zbliżonych do ich wartości rzeczywistych.
Abstract: Understanding the mechanisms ruling the flow in carbon, enables the correct estimation of the possibility of transport and
storage of methane in coal deposits. The flow of fluids in porous media depends largely on the capillary pressure and relative
permeability. Knowledge of these parameters is therefore essential in describing the flow of water and gas through a system
of fractures (called the cleats) in coal seams. The research of capillary pressure curves is performed to determine the parameters of the formation of pore space of rocks (radius size, shape and interconnection between pores with different radii).
On the basis of capillary pressure curves, relative permeability value for water (Krw) and gas (Krg) can also be determined.
Designation of petrophysical properties of coals on the basis of laboratory tests requires selection of an appropriate model
characterizing this medium. The study analyzes models described in the literature allowing for the determination of relative
permeability of coals based on capillary pressure curves. The model proposed by Chen et al. (2012) describes the relative
permeability of coals most accurately. The elements of the model that should be verified were indicated. Petrophysical properties of coals depend on coal petrographic composition and its degree of coalification. In order to select the correct model
of relative permeability it is necessary to take into account the petrographic type of coals. Correct description of the relative
permeability may also require modification of the chosen model which will allow to determine the relative permeability
values as much approximate to their factual values as possible.
Słowa kluczowe:
węgiel, właściwości petrofizyczne, charakterystyka przestrzeni porowej, modele przepuszczalności względnej
Key words:
coal, petrophysical properties, pore volume characteristics, relative permeability models
1. Wprowadzenie
Ciśnienie kapilarne oraz przepuszczalność względna należą do dwóch podstawowych właściwości charakteryzujących
przepływ dwufazowy oraz regulujących rozkład nasyceń w
ośrodku porowatym. W związku z tym znajomość tych pa*) AGH w Krakowie
rametrów jest niezbędna przy opisywaniu przepływu wody
i gazu poprzez system spękań w pokładach węgla. Zatem
pełna charakterystyka próbek węgla kamiennego wymaga
wyznaczenia wartości wymienionych parametrów.
Węgiel stanowi ośrodek biporowaty, który cechuje znaczna niejednorodność. System spękań oraz makropory pełnią
rolę kanałów przepływowych w matrycy węglowej, natomiast
submikropory oraz mikropory to tak zwane pory sorpcyjne.
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Dzięki zjawisku sorpcji w węglu akumulowany jest metan,
powstały w wyniku przeobrażenia substancji organicznej
w węgiel kamienny. Większość gazu w pokładach węgla
występuje w postaci zaadsorbowanej na wewnętrznej powierzchni matrycy węglowej. Proces uwalniania i przepływu metanu w węglu rozpoczyna się od obniżenia ciśnienia
w matrycy skalnej w wyniku odprężenia górotworu. Kolejno
następuje desorpcja metanu oraz jego dyfuzja z matrycy
węgla do sieci spękań. W wyniku czego w systemie spękań
odbywa się równoczesny przepływ wody oraz gazu [7].
Dlatego też, w celu określenia możliwości wydobycia gazu
z metanonośnych pokładów węgla, koniecznym jest wykonanie charakterystyki przepływu dwufazowego gaz-ciecz we
wspomnianym ośrodku.
Przepływ płynów w ośrodku porowatym zależy w głównej
mierze od dwóch parametrów - ciśnienia kapilarnego oraz
przepuszczalności względnej. Ciśnienie kapilarne można
zdefiniować jako różnicę ciśnień pomiędzy fazą niezwilżającą
oraz fazą zwilżającą w funkcji nasycenia (fazą zwilżającą).
Możliwe jest wykreślenie krzywych osuszania otrzymanych
w wyniku wypierania fazy zwilżającej z porowatego ośrodka poprzez zatłaczanie fazy niezwilżającej oraz krzywych
nasiąkania - dla wzrastających nasyceń fazą zwilżającą [1].
Znajomość wartości ciśnienia kapilarnego jest kluczowa
przy charakterystyce złóż metanu pokładów węgla, ponieważ
przepływ dwóch niemieszających się płynów poprzez system
spękań w węglu zależy od ich rozmieszczenia, co z kolei jest
funkcją ciśnienia kapilarnego systemu [10]. Krzywa ciśnień
kapilarnych wyznaczona dla ośrodka porowatego pozwala
również na wyznaczenie mikroparametrów przestrzeni porowej, takich jak rozkład promieni porów w badanej przestrzeni,
wielkość powierzchni właściwej, wielkość efektu histerezy,
czy wartość średnicy progowej dla danego ośrodka porowatego. Scharakteryzowanie i opisanie fizycznych właściwości
przestrzeni porowej węgla kamiennego pozwala na możliwie
poprawne określenie możliwości transportu i magazynowania
płynów przez analizowany ośrodek. W oparciu o uzyskane
doświadczalnie krzywe ciśnień kapilarnych można wyznaczyć wartość przepuszczalności względnej dla wody Krw
i gazu Krg [11].
Wyznaczenie równania pozwalającego na obliczenie
przepuszczalności z krzywych ciśnień kapilarnych pozwala
na uzyskanie pełniejszej charakterystyki przestrzeni porowej
węgli kamiennych, umożliwiającej określenie ich zdolności
transportowych. Wśród najpowszechniej stosowanych metod
wyznaczania przepuszczalności względnej na podstawie
danych z pomiarów ciśnień kapilarnych wyróżniamy metodę Purcell’a i metodę Burdine’a. Purcell [4] opracował
metodę pozwalająca na obliczenie przepuszczalności przy
wykorzystaniu rozkładu wielkości porów z krzywych ciśnień
kapilarnych. Metoda ta oparta jest na modelu przestrzeni porowej w postaci wiązki rurek kapilarnych. W 1950 roku Gates
wraz z Lietz’em rozwinęli rozwiązanie zaproponowane przez
Purcell’a i wykorzystali je do wyznaczania przepuszczalności względnych (metoda Purcell’a). Burdine w 1953 roku
zmodyfikował model Purcell’a, wprowadzając współczynnik
krętości szczelin jako funkcję nasycenia fazą zwilżającą.
Według modelu Purcell’a i Burdine’a analityczne wyrażenie
przepuszczalności względnych można uzyskać, jeżeli krzywe
ciśnień kapilarnych są wyrażone przez prostą funkcję matematyczną [10]. Brooks i Corey wyprowadzili zależność opisującą
krzywe ciśnień kapilarnych. Podstawiając wspomnianą relację
do wzoru Burdine’a otrzymali równania pozwalające na określenie przepuszczalności względnej. Chen wraz z zespołem
(2012) zmodyfikował model przepuszczalności względnej
przyjmując, że geometrię zeszczelinowanego węgla najlepiej
przybliża tzw. matchstick model (model złożony z zapałek).
77
2. Charakterystyka przestrzeni porowej węgla kamiennego z wykorzystaniem krzywych ciśnień kapilarnych
Charakterystyka przestrzeni porowej obejmuje pomiary
porowatości oraz przepuszczalności danej skały, zawiera
również informację odnośnie jej wykształcenia. W celu
określenia parametrów wykształcenia przestrzeni porowej
badanych skał wykonuje się badania krzywych ciśnień kapilarnych. W badaniach tych wykorzystuje się zależność wartości
ciśnienia kapilarnego od wartości promienia, a także kształtu
oraz wzajemnego połączenia między sobą porów o różnych
promieniach [9].
Wśród metod wyznaczania krzywych ciśnień kapilarnych
można wyróżnić: metodę stanów odtworzonych (metodę
płytki porowatej), metodę porozymetrii rtęciowej oraz metodę wirówkową. Możliwe jest sporządzenie krzywej dla
wzrastających ciśnień, jak i krzywych uzyskanych przy ciśnieniu malejącym [6]. Obecnie metodą najczęściej stosowaną
w Polsce, w celu charakterystyki przestrzeni porowej skał jest
porozymetria rtęciowa.
Na podstawie krzywej ciśnień kapilarnych można sporządzić charakterystykę przestrzeni porowej skał. Wyznaczyć
rozkład średnicy porów oraz określić wielkość powierzchni
właściwej skały, średniej kapilary, średnicy progowej oraz
współczynnika porowatości dynamicznej. Ponieważ rtęć nie
zwilża większości ciał stałych, krzywa ciśnień kapilarnych
otrzymana metodą porozymetrii rtęciowej jest szczególnie
odpowiednia przy analizie struktury porowej ośrodka skalnego [9].
Już sam kształt krzywej ciśnień kapilarnych pozwala na
wyciągnięcie wniosków odnośnie badanego ośrodka porowatego. Analizując krzywą uzyskaną podczas wtłaczania
fazy niezwilżającej, można zauważyć, że stosunkowo płaski, początkowy przebieg krzywej, dla malejących nasyceń,
oznacza, że znaczna część porów jest zajmowana przy takich
samych ciśnieniach (są to pory o jednakowych rozmiarach).
Z kolei mniejsza wartości nieredukowalnego nasycenia fazą
zwilżającą oznacza, że badana próbka ma pory o większych
rozmiarach. Natomiast krzywa ciśnień kapilarnych uzyskana
w wyniku wtłaczania fazy niezwilżającej, o ostrym kształcie
(wyższe wartości ciśnienia oraz większe wartości nasycenia
fazą zwilżającą) odpowiada skale o gorszych parametrach
zbiornikowych.
Podczas pomiaru ciśnień kapilarnych obserwuje się zjawisko przesunięcia krzywej osuszania względem krzywej
nasiąkania, które związane jest z tzw. efektem histerezy.
Wielkość efektu histerezy wzbogaca charakterystykę przestrzeni porowej skały opisując pośrednio kształt porów
i połączenia między nimi [6].
3. Metody wyznaczania przepuszczalności względnej
węgli kamiennych na podstawie znajomości ciśnień
kapilarnych
Opisanie przestrzeni porowej węgli kamiennych charakterystyką pomierzonych laboratoryjnie ciśnień kapilarnych
umożliwia powiązanie jej z przepuszczalnościami względnymi. Zgodnie z definicją przepuszczalność względna jest
to stosunek przepuszczalności fazowej charakteryzującej
zdolność skały do przemieszczania danego płynu w obecności innych płynów do wartości przepuszczalności przy
nasyceniu tylko jedną fazą [8]. Przepuszczalność względna
jest szczególnie istotnym parametrem przy charakteryzowaniu
zachowań przepływu dwufazowego w ośrodku porowatym.
Ponieważ przepuszczalność względna jest silnie zależna od
nasycenia, często wyrażona jest jako funkcja fazy zwilżającej.
78
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Przedstawiona w taki sposób zależność nazywana jest modelem przepuszczalności względnej.
3.1. Metoda Purcell’a
Purcell w 1949 roku wyprowadził równanie pozwalające na obliczenie przepuszczalności absolutnej z krzywej
ciśnień kapilarnych, opierając się na równaniu natężenia
przepływu zaproponowanym przez Poiseuille’a oraz równaniu
Darcy’ego. W swoich rozważaniach Purcell przyjął model
ośrodka porowatego w postaci wiązki równoległych, cylindrycznych kapilar o równej długości, lecz różnym promieniu. Model w postaci wiązki rurek kapilarnych nie obrazuje
w sposób wystarczający przestrzeni porowej ośrodka
skalnego. Droga przepływu płynu w porowatym ośrodku
skalnym jest kręta, zaś pory wewnątrz matrycy skalnej są
w mniejszym lub większym stopniu połączone. Dodatkowo
przekrój poprzeczny nie jest ani jednakowy, ani kołowy.
W celu uwzględnienia różnic między przyjętym modelem
porowatego ośrodka a ośrodkiem rzeczywistym, Purcell,
w swoim równaniu (1) wprowadził tzw. czynnik litologiczny
F, charakterystyczny dla danej skały [4].
(1)
gdzie:
k – przepuszczalność absolutna, mD
10.65666 – stała wynikająca z konwersji jednostek, md-(psia)2 /(dyna/cm)2
F – wskaźnik litologiczny
σ – napięcie międzyfazowe, N/m
θ – kąt zwilżania, rad
ф – porowatość
Sw – nasycenie faza zwilżająca
Pc – ciśnienie kapilarne, psia
W 1950 roku Gates wraz z Lietz’em rozwinęli rozwiązanie zaproponowane przez Purcell’a i wykorzystali je do
wyznaczania przepuszczalności względnych. Wzór zaproponowany przez Purcella wiąże przepuszczalność z ciśnieniem
kapilarnym w przypadku 100% nasycenia daną fazą. Formuła
dla zredukowanego nasycenia jest scałkowana od zerowej
wartości nasycenia do przyjętej wartości określającej aktualne nasycenie daną fazą [5]. W przypadku dwufazowego
przepływu przepuszczalność względna fazy zwilżającej może
być obliczona według wzoru
(2)
gdzie:
krw – przepuszczalność względna fazy zwilżającej, mD
Podobnie przepuszczalność względna fazy niezwilżającej
może być obliczona na podstawie wzoru [6]
(3)
gdzie:
krnw przepuszczalność względna fazy niezwilżającej, mD
Słabą stroną tego modelu jest założenie, że suma przepuszczalności dla poszczególnych faz jest równa jedności
krw + krw = 1, zależność ta nie jest prawdziwa dla większości
2015
porowatych ośrodków. Może to wynikać z nieuwzględnienia
współczynnika krętości ośrodka porowatego w omawianych
równaniach. Ponadto kolejna wada przedstawionego modelu
związana jest z nieuwzględnieniem w nim, resztkowego
nasycenia fazą zwilżającą oraz resztkowego nasycenia fazą
niezwilżającą [5]. Model zaproponowany przez Gates’a oraz
Lietz’a nazywany jest modelem Purcell’a, nawiązując do
równania, na podstawie którego został wyprowadzony.
3.2. Model Burdine’a
Burdine w 1953 roku zmodyfikował równania Purcell’a,
uwzględniając fakt, że droga przepływu w modelu kapilarnym ośrodka porowatego powinna być dłuższa niż odległość
między początkiem rurki kapilarnej a jej końcem. Dzięki tej
modyfikacji model ten precyzyjniej obrazuje ośrodek rzeczywisty. Burdine wprowadził do równań przepuszczalności
względnej współczynniki krętości ośrodka porowatego jako
funkcję nasycenia fazą zwilżającą [6].
Do równań Purcell’a wprowadzono znormalizowane
nasycenie skał fazą zwilżającą Sw* równe [11]
(4)
gdzie:
Swr jest rezydualnym nasyceniem fazą zwilżającą.
Przepuszczalność względna fazy zwilżającej może być
wyznaczona na podstawie równania [2]
(5)
W podobny sposób może być obliczona przepuszczalność
względna fazy niezwilżającej [2]
(6)
Znormalizowana wartość przepuszczalności względnej dla
fazy zwilżającej jest równa wartości rzeczywistej. Natomiast
w celu otrzymania rzeczywistej wartości przepuszczalności
względnej fazy niezwilżającej należy pomnożyć wartość
uzyskaną z równania (6) przez wartość punktu końcowego
krzywej przepuszczalności względnej fazy niezwilżającej.
W omawianym równaniu przepuszczalność względna fazy
niezwilżającej „rozpoczyna się”, gdy nasycenie fazą zwilżającą jest równe jedności Sw=1 (lub nasycenie fazą niezwilżającą
jest równe zero, Snw=0). Jednak, aby faza niezwilżająca mogła
się przemieszczać, wymagane jest osiągnięcie krytycznego
nasycenia tą fazą. Zatem do równania (6) należy wprowadzić wartość punktu końcowego krzywej przepuszczalności
względnej oraz krytycznego nasycenia fazą niezwilżającą, aby
otrzymać rzeczywistą wartość przepuszczalności względnej
[9]. W związku z powyższym równanie (6) można zapisać
(7)
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
gdzie:
knwr – jest przepuszczalnością względną fazy niezwilżającej
w nieredukowalnym nasyceniu fazą zwilżającą, mD
Sm – oznacza nasycenie fazą zwilżająca odpowiadające
krytycznemu nasyceniu fazą niezwilżającą.
Metoda Purcell’a oraz metoda Burdine’a należą do najczęściej wykorzystywanych metod wyznaczania przepuszczalności względnej węgli kamiennych na podstawie krzywych
ciśnień kapilarnych.
3.3. Model Brook’a i Corey’a
Przepuszczalność względną dla fazy zwilżającej oraz fazy
niezwilżającej można wyrazić analitycznie w przypadku, gdy
krzywe ciśnień kapilarnych przedstawione są za pomocą prostej funkcji matematycznej. Na podstawie przeprowadzonych
badań Brook i Corey (1966) stwierdzili, że krzywa uzyskana
podczas wtłaczania fazy niezwilżającej może być reprezentowana przez funkcję liniową w postaci [1]
(8)
gdzie:
λ – oznacza indeks dystrybucji wielkości porów,
Pe – wejściowe ciśnienie kapilarne.
Brook and Corey zauważyli, że wykres bilogarytmiczny uzyskanych wartości ciśnienia kapilarnego ln Pc i nasycenia znormalizowanego ln Sw*, jest liniowy (jeżeli wykres
jest nieliniowy, Swr jest korygowane do uzyskania liniowego
przebiegu wykresu), a jego nachylenie jest odwrotnością
indeksu dystrybucji wielkości porów (1/λ). Wysoka wartość
λ (niewielkie nachylenie), odpowiada krzywej ciśnienia kapilarnego z ograniczonym zakresem rozkładu (dystrybucji)
wielkości porów, zaś niska wartość λ (duże nachylenie), odpowiada krzywej ciśnień kapilarnych charakteryzującej ośrodek
z szerokim zakresem dystrybucji wielkości porów. Równanie
(8) przedstawia model ciśnień kapilarnych uzyskanych przy
rosnących ciśnieniach w postaci [1]
(9)
Brook i Correy zaproponowali również model dla krzywej
uzyskanej podczas wtłaczania fazy zwilżającej [5]
(10)
79
ległymi płytami. Seidle et al. w celu wyznaczenia przepływu
płynów w sieci szczelin węgla zaproponował tzw. matchstick
model (model złożony z patyczków zapałek). Model ten został
powszechnie uznany jako model koncepcyjny dla przestrzeni
porowej węgla.
Chen et al. stwierdził, że tradycyjne przedstawienie modeli przepuszczalności względnych oraz ciśnienia kapilarnego
jako jednoskładnikowych funkcji fazy zwilżającej może
w niewłaściwy sposób odwzorować wspomniane wartości
w przypadku skał o znacznej zmienności porowatości.
Węgiel kamienny stanowi ośrodek, w którym porowatość
jest kontrolowana przede wszystkim przez wpływ naprężenia
efektywnego oraz zmian związanych z pęcznieniem/ kurczeniem węgla. Zmiany porowatości węgla wpływają również
na wartości przepuszczalności względnych oraz ciśnienia
kapilarnego. Wpływ zmian porowatości na krzywą ciśnień
kapilarnych zaznacza się w dwojaki sposób: zmieniając rezydualne nasycenie daną fazą oraz zmieniając zakrzywienie
krzywej ciśnień kapilarnych [3].
W swojej pracy Chen z zespołem zaproponowali model
uwzględniający model przestrzeni porowej zaproponowany
przez Seidle’a oraz zmiany porowatości węgla.
W celu uwzględnienia zmian rezydualnego nasycenia daną
fazą wyprowadzili zależności [3]
(14)
(15)
gdzie:
nwr oraz ngr – to tzw. parametry dopasowania wprowadzone w
celu określenia związku pomiędzy rezydualnym nasyceniem
daną fazą, a stosunkiem przepuszczalności k/k0 (indeks dolny
0 - oznacza wartość w stanie początkowym)
ρg – gęstość gazu, g/cm3
Wprowadzając zależności do formuły określającej nasycenie znormalizowane uzyskujemy równanie
(16)
Występujące w równaniu znormalizowane nasycenie fazą
zwilżającą Sw* można zdefiniować przez [5]
(11)
gdzie:
Snwr jest rezydualnym nasyceniem faza niezwilżającą.
Podstawiając wyprowadzoną przez Brook’a i Corey’a
relację określającą ciśnienie kapilarne (9) do wzoru Burdine’a
otrzymuje się zależności [8]
(12)
(13)
3.3. Model Chen’a
Przepływ płynów poprzez szczeliny w matrycy węglowej
można precyzyjniej porównać do przepływu pomiędzy równo-
Kształt krzywej ciśnień kapilarnych zmienia się wraz
ze zmianą przepuszczalności (porowatości) według funkcji
J-Leveretta. W modelu Brooks’a i Corey’a zakrzywienie
krzywej ciśnień kapilarnych jest kontrolowane przez indeks
dystrybucji wielkości porów λ, tak więc może ulec zmianie
ze zmianą porowatości. Podobnie wpływ zmian porowatości na krzywą ciśnień kapilarnych dotyczy także krzywych
przepuszczalności względnych. W celu uwzględnienia tego
wpływu Chen et al. w swoim modelu wprowadzili parametr
J korygujący indeks dystrybucji szczelin, który kontroluje
kształt krzywej ciśnień kapilarnych. Model ciśnień kapilarnych zaproponowany przez Brooks’a i Corey’a przedstawili
następującym wzorem
(17)
Należy zauważyć, że parametr J nie jest stałą, lecz funkcją
zmienności porowatości/przepuszczalności [11].
80
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Chen et al. w swojej pracy zastosowali podejście podobne do zaproponowanego przez Purcella. Zauważyli, że ich
model przepuszczalności względnej jest zbieżny z modelem
Purcell’a. Dowodzi to, iż model Purcell’a może być zastosowany do złóż, których przestrzeń porową można przybliżyć
za pomocą modelu zapałkowego. W węglu można wyróżnić
spękania poziome oraz prostopadłe do nich spękania pionowe. Spękania poziome charakteryzuje większa rozciągłość,
więc mogą być one dobrze reprezentowane przez model
zapałkowy, spękania pionowe mają mniejszy zasięg i kończą się na spękaniach poziomych. W związku z tym model
zapałkowy nie odwzorowuje poprawnie spękań pionowych.
Dlatego do wzoru Purcella wprowadzono parametr krętości
w celu uwzględnienia krętego charakteru szczelin węgla.
Jeżeli pomiary zostały przeprowadzone w warunkach stałego
naprężenia oraz sorpcji, w których porowatość nie ulega zmianie podczas przepływu dwufazowego, można przyjąć, że na
przepuszczalność względną wpływa jedynie nasycenie daną
fazą. W takim przypadku do wyznaczenia przepuszczalności
względnej można wykorzystać następujące równania
(18)
(19)
gdzie:
η – parametr krętości szczelin.
Jeżeli η=2 (uważa się, że jest to wartość typowa dla izotropowych skał klastycznych) przedstawione równania redukują
się do wzorów zaproponowanych przez Burdine’a. Parametr
krętości może nie być stałą w przypadku pokładów węgla,
ponieważ jest on zależny zarówno od geometrii sieci spękań
węgla, jak i od kierunków przepływu. Sposób wycięcia rdzenia
węglowego wpływa na kierunek przepływu, a przez to może
oddziaływać na parametr krętości. Jeżeli przepływ odbywa
się w kierunku zgodnym z kierunkiem spękań poziomych,
wpływ krętości nie jest ewidentny. Odwrotnie, jeżeli kierunek
najwyższego przepływu jest w kierunku zgodnym z kierunkiem spękań pionowych, wpływ krętości będzie istotny [11].
Przyjmując model ciśnień kapilarnych w postaci zaproponowanej przez Brooks’a i Corey’a (9), Chen i innych
otrzymali [3]:
(20)
(21)
gdzie:
kwr – to wartość punktu końcowego krzywej przepuszczalności względnej fazy zwilżającej, mD
Jeżeli przepuszczalność względna mierzona jest przy
różnych wartościach ciśnienia uszczelniającego - na jej
wartość nie wpływa jedynie nasycenie daną fazą, ale zależy
ona również od zmian porowatości związanych z ciśnieniem
uszczelniającym (ciśnieniem nadkładu). W takich przypadkach zaproponowali wykorzystanie rozwiniętej postaci
równań [3]:
(22)
2015
(23)
4. Wnioski
W celu uzyskania pełnej charakterystyki przestrzeni
porowej należy określić zarówno jej mikro, jak i makroparametry. Pomiary ciśnień kapilarnych stanowią ważne źródło
informacji na temat właściwości fizycznych skał, w tym
węgli. Pozwalają na zrozumienie oraz poprawne określenie
związku pomiędzy matrycą, przestrzenią porową i płynami ją
nasycającymi, co ma bezpośredni wpływ na poprawną ocenę
właściwości petrofizycznych węgli. Na podstawie krzywych
ciśnień kapilarnych można wyznaczyć wartości przepuszczalności względnych, jednak aby otrzymane wartości były
poprawne, należy wybrać odpowiednie dla danej skały modele
przepuszczalności względnych. Pomiary ciśnień kapilarnych
pozwalają również na określenie kształtu i charakteru porów
oraz sposobu ich połączenia. Pełny obraz geometrii przestrzeni porowej węgli, ich właściwości petrofizycznych oraz
czynników wpływających na ich zmienność pozwoli na lepsze
zrozumienie mechanizmu procesu przepływu dwufazowego
w obrębie wspomnianego ośrodka.
W literaturze opisano wiele modeli analitycznych pozwalających na wyznaczenie przepuszczalności względnych na
podstawie krzywych ciśnień kapilarnych. Jednakże przy ich
doborze niezbędna jest weryfikacja modelu, pozwalającego
na wyznaczenie wartości przepuszczalności względnych jak
najbardziej zbliżonych do ich wartości rzeczywistych. Na
podstawie przeprowadzonej analizy można stwierdzić, że
model zaproponowany przez Chen’a i współpracowników
najlepiej opisuje przepuszczalność względną węgli kamiennych. Parametr ten we wspomnianym modelu przedstawiony
jest nie tylko jako funkcja nasycenia, ale zależy również
od zmian porowatości (przepuszczalności). Model Chen’a
zawiera elementy, które powinny być poddane weryfikacji.
Równania przedstawione w tym modelu zawierają tzw.
parametry dopasowania, ograniczające ich stosowalność.
Nie przeprowadzono również wystarczającej liczby badań
pozwalającej na sprawdzenie omawianego modelu. Chen
wraz z zespołem dopasowali jedynie model do zaczerpniętych z literatury wartości przepuszczalności względnych
uzyskanych dla różnych wielkości ciśnienia uszczelniającego.
W związku z brakiem danych doświadczalnych nie odnieśli się
natomiast do zmian przepuszczalności względnej związanych
ze zmianą porowatości na skutek pęcznienia/kurczenia węgla.
Koniecznym jest więc przeprowadzenie większej ilości prac
w celu zbadania wpływu zmiany porowatości na wartość
przepuszczalności względnych.
Wybór odpowiedniego modelu charakteryzującego ośrodek skalny jest najważniejszym problemem przy wyznaczaniu właściwości petrofizycznych skał na podstawie badań
laboratoryjnych. Niezbedny jest więc dobór modelu wykorzystywanego do wyznaczania przepuszczalności względnej
z krzywych ciśnień kapilarnych, który wykaże najlepsze
dopasowanie do danych eksperymentalnych przepuszczalności względnej. Ponieważ właściwości petrofizyczne węgli
kamiennych są uwarunkowane składem petrograficznym
węgla oraz stopniem jego uwęglenia, przy doborze właściwego modelu przepuszczalności względnej koniecznym jest
uwzględnienie typu petrograficznego badanych węgli kamiennych. W celu prawidłowego opisu przepuszczalności względnych wymagana może być również modyfikacja wybranego
modelu, pozwalająca na precyzyjne wyznaczenie wspomnianego parametru. Prawidłowo wyznaczone wartości ciśnienia
kapilarnego oraz przepuszczalności względnych umożliwiają
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
zrozumienie mechanizmów rządzących przepływem w węglu,
a tym samym pozwalają na poprawne określenie możliwości
transportu i magazynowania metanu w złożach węgla.
7.
Literatura
8.
1.
2.
3.
4.
5.
6.
Brooks, R.H., Corey, A.T.: Properties of porous media affecting fluid
flow. Journal of Irrigation and Drainage Engineering 1966 vol. 92, nr
2, s. 61–90.
Burdine N. T.: Relative permeability calculations from pore-size distribution data. Journal of Petroleum Technology 1953 vol 5, nr 3, s.71–78.
Chen, D., Pan, Z., Liu, J., Connell, L.D.: An improved relative permeability model for coal reservoirs. International Journal of Coal Geology
2013 vol. 109-110, s. 45-57.
Gates, J.I., Leitz, W.J.: Relative permeabilities of California cores by the
capillary pressure method. American Petroleum Institute (API) Meeting,
Los Angeles, California, May 1950 .
Li K., and Horne R. N.: Comparison of methods to calculate relative
permeability from capillary pressure in consolidated water-wet porous
media, Water Resour. Res. 2006 vol. 42.
Myśliwiec M.: Modelowanie i symulacja złóż ropy naftowej i gazu
ziemnego. „Przegląd Geologiczny” 1997, vol. 45, no 4.
9.
10.
11.
12.
13.
81
Ohen, H., Amaefule, J., Hyman, L., Daneshjou, D., Schraufnagel, R.:
A Systems Response Model for Simultaneous Determination of
Capillary Pressure and Relative Permeability Characteristics of Coalbed
Methane. SPE Annual Technical Conference and Exhibition, Dallas,
Texas, 6–9 October 1991.
Peters E. J.: Advanced Petrophysics: Dispersion, Interfacial Phenomena/
Wettability, Capillarity/Capillary Pressure, Relative Permeability. Wyd.
1. Austin TX. Live Oak Book Company 2012.
Purcell, W.R.: Capillary Pressures–Their Measurement Using Mercury
and the Calculation of Permeability Therefrom. Journal of Petroleum
Technology 1949 vol. 1, nr 2, s. 39–4.
Such P.: Nowoczesne metody badania właściwości petrofizycznych
skał oraz możliwości zastosowania otrzymanych wyników w badaniach
diagenezy. „Przegląd Geologiczny” 1997, vol. 45, nr 8.
Seidle, J.P., Jeansonne, M.W., Erickson, D.J: Application of matchstick geometry to stress dependent permeability in coals. SPE Rocky
Mountain Regional Meeting, Casper, Wyoming, May 1992.
Wang G. X., Massarotto P., Rudolph V.: An improved permeability
model of coal for coalbed methane recovery and CO2 geosequestration.
International Journal of Coal Geology 2009, nr 77, 127-136.
Zawisza L., Nowak J.: Metodyka określania parametrów filtracyjnych
skał na podstawie kompleksowej analizy danych geofizyki otworowej.
Wyd. 1. Wydawnictwa AGH, Kraków 2012.
Zwiększajmy prenumeratę
najstarszego – czołowego miesięcznika
Stowarzyszenia Inżynierów i Techników Górnictwa!
Liczba zamawianych egzemplarzy określa zaangażowanie jednostki
gospodarczej w procesie podnoszenia kwalifikacji swoich kadr!
82
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
UKD 622.81/.82:622.271:622.86/.88
Bezpieczeństwo pracy i system ratownictwa górniczego
w kopalniach odkrywkowych w Polsce. Część 1
Safety at work and mine rescue system in surface mines in Poland. Part 1
Mgr inż. Adrian Borcz*)
Prof. dr hab. inż. Wiesław Kozioł**)
Mgr inż. Andrzej Ciepliński*)
Dr inż. Łukasz Machniak*)
Treść: W artykule zaprezentowano podział zagrożeń jakie mogą przyczynić się do zaistnienia sytuacji zagrażających zdrowiu,
a nawet życiu, pracownikom polskich kopalń odkrywkowych. Następnie przedstawiono wypadkowość w górnictwie odkrywkowego na tle górnictwa w Polsce, z uwzględnieniem danych za okres lat 2008-2014. Zaprezentowano udział wypadków ciężkich
i śmiertelnych na tle wszystkich wypadków.Do wykonania analizy wykorzystano dane i raporty zgromadzone przez Wyższy
Urząd Górniczy (WUG) w Katowicach.
Abstract: This paper presents the distribution of threats that may lead to situations threatening the health and even the life of workers
in Polish surface mines. This is followed by surface mining accident rate against mining in Poland, including data for the
years 2008-2014. The share of severe and fatal accidents on the background of all accidents was presented. To perform the
analysis, data and reports collected by the State Mining Authority (SMA) in Katowice were used.
Słowa kluczowe:
bezpieczeństwo pracy, górnictwo odkrywkowe, wypadkowość, zagrożenia
Key words:
safety at work, surface mining, accident rate, threats
1. Wprowadzenie
Odkrywkowa eksploatacja złóż, w odróżnieniu od eksploatacji podziemnej, związana jest z pozyskiwaniem kopalin z mniejszych głębokości w skorupie ziemskiej. Prace
*) AGH w Krakowie **) IMBiGS w Warszawie, Oddział Katowice; AGH
w Krakowie
udostępniające, wymagane do prowadzenia eksploatacji
metodą odkrywkową, oparte są na zdejmowaniu różnych
objętości mas ziemnych i skalnych, w polskich kopalniach
węgla brunatnego w setkach milionów metrów sześciennych
rocznie, natomiast w złożach surowców skalnych w znacznie mniejszych ilościach, gdyż niektóre z tych złóż zalegają
zaledwie pod bardzo cienkimi warstwami nadkładu (humusu,
o grubościach do kilkudziesięciu centymetrów).
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Postęp prac wydobywczych wiąże się z przestrzennym
rozwojem wyrobiska górniczego w różnych kierunkach – udostępniane są nowe poziomy robocze o wysokościach niekiedy
nawet do kilkudziesięciu metrów. Samo powiększanie się
wyrobiska nie wpływa silnie na pogorszenie bezpieczeństwa
pracowników. Ich świadomość oraz prowadzenie odpowiednich zabezpieczeń i profilaktyki w zakresie BHP minimalizuje wypadki z tym związane. Jednak wraz z postępem prac
wydobywczych zmienia się infrastruktura kopalni i znacznie
bardziej zauważalne są wypadki związane z jej codziennym,
aniżeli długofalowym funkcjonowaniem. Środowisko pracy
człowieka już na etapie prowadzenia prac udostępniających
związane jest z maszynami o różnym zastosowaniu. Zestaw
urządzeń i maszyn, dobranych do prowadzenia prac wydobywczych, w dużej mierze uzależniony jest od sposobu
prowadzenia eksploatacji, a na etapie początkowym życia
kopalni zwiększa się ich liczba, która zapewni zakładane
(planowane) zdolności wydobywcze. W efekcie liczba potencjalnych zagrożeń dla człowieka, jako użytkownika tychże
maszyn i urządzeń, wzrasta.
2. Rodzaje zagrożeń w kopalniach odkrywkowych
Zagrożenia dla człowieka, jakie niesie za sobą praca
w kopalni odkrywkowej, wynikają przede wszystkim:
– z naturalnych warunków środowiska kopalni,
– ze strony wyposażenia technicznego,
– bezpośrednio z jego samych, niewłaściwych działań,
w tym z nieodpowiedniej organizacji pracy.
Z ustaleń Państwowej Inspekcji Pracy [1] wynika, iż
w latach 2012-2014 przyczynami wypadków były zagrożenia
w następujących proporcjach: organizacyjne – 49%, ludzkie –
46% oraz techniczne – 5% [7]. Rozpatrywany w niniejszym
artykule materiał obejmuje lata 2008-2014, stąd podział
przyczyn wypadków ma nieco inne proporcje.
Zgodnie z rozporządzeniem Ministra Środowiska 1
w górnictwie wyróżnia się zagrożenia naturalne: tąpania,
metan, wyrzuty gazów i skał, wybuchy pyłu węglowego, klimatyczne, wodne, osuwiskowe, erupcyjne, siarkowodorowe,
od substancji promieniotwórczych.
W górnictwie odkrywkowym występują:
1
Rozporządzenie Ministra Środowiska z dnia 29 stycznia 2013 r.
w sprawie zagrożeń naturalnych w zakładach górniczych (z późn. zm.)
83
– zagrożenia naturalne, w tym:
– zagrożenia osuwiskowe i związane z oberwaniem się
skał,
– zagrożenie sejsmiczne,
– zagrożenie wodne,
– zagrożenie pożarami i gazowe,
– zagrożenie związane ze stosowaniem środków strzałowych,
– zagrożenia techniczne od maszyn i urządzeń oraz awarie,
– organizacyjno-ludzkie.
W przypadku kopalń odkrywkowych, w odróżnieniu od
eksploatacji prowadzonej metodą podziemną, występują
bardzo rzadko zagrożenia pochodzące bezpośrednio od
górotworu czy samego złoża. Z eksploatacją związana jest
zmiana rzeźby terenu i powstawanie wyrobiska o określonych
kształtach, którego wymiary, a w tym wysokości pięter, mogą
stanowić podstawowy element zagrożenia dla pracowników,
a w pewnych etapach funkcjonowania kopalni mają one charakter stały – np. docelowy kontur wyrobiska. Profilaktyka,
czyli np. świadomość możliwego upadku z wysokości – szkolenia BHP (rys. 1) czy odpowiednie zabezpieczanie krawędzi
poziomów eksploatacyjnych, dość skutecznie minimalizuje
liczbę wypadków o tym charakterze.
Zagrożeniem ze strony calizny skalnej może być niekontrolowana utrata stateczności skarp i zboczy ruchomych
(eksploatacyjnych) czy stałych (ukształtowanych docelowo),
wynikających np. z niedopilnowania właściwego ich nachylenia oraz z obrywów skał, które pochodzić mogą z niewłaściwie
wykonanego mechanicznego usuwania nawisów skalnych
bezpośrednio po robotach strzałowych. Przyczyn możemy
również szukać w niedokładnym rozpoznaniu budowy
górotworu – np. w przypadku kopalń zwięzłych surowców
skalnych, tj. dolomity, margle, piaskowce, wapienie itp.,występują zjawiska krasowienia, tzn. naturalne erozje fizyczne
i/lub chemiczne tychże skał (rys. 2).
Jeżeli w pobliżu kopalni nie znajduje się żaden ciek wodny
lub akwen, którego wody mogą przesączać się przez masyw
skalny do wyrobiska oraz gdy nie występują silne opady
atmosferyczne, to w kopalni trudno jest mówić o zagrożeniu
wodnym. Wiele kopalń jednak przez występujące lokalnie
poziomy wodonośne – (dotyczy to przede wszystkim kopalń
wgłębnych i stokowo-wgłębnych) – należy odwadniać, ponieważ bez tego może dojść do powstawania podmyć skarp
i zboczy, a w następstwie do osuwisk.
Eksploatacja odkrywkowa prowadzona jest z zastosowaniem różnych technologii, które wykorzystują maszyny
Rys. 1.a) Spękania calizny skalnej powstałe w wyniku robót strzałowych w kopalni wapienia, b) tablica informująca
o niebezpieczeństwie upadku z wysokości (za tabliczką skarpa o wysokości ok. 20 m)
Fig. 1. a) Rock body cracking caused by blasting in a limestone mine; b) an information board about the danger of
falling (after the sign slope with approx. 20 m of height)
84
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Rys. 2.Przykład osuwiska powstałego przez kras w kopalni wapienia
Fig. 2. Example of the land slide formed by karst in limestone mine
i różnego rodzaju środki, w tym materiały wybuchowe,
do wydobywania kopaliny ze złoża. Zaliczyć można tutaj
w szczególności [2]:
– niewłaściwy stan oraz wady konstrukcyjne maszyn
i urządzeń stosowanych we wszystkich procesach produkcyjnych kopalni,
– niewłaściwy stan urządzeń alarmujących i zabezpieczających przed zagrożeniami,
– niewłaściwy stan i zabezpieczenie materiałów niebezpiecznych i pomocniczych,
– niewłaściwy stan instalacji energetycznych (energia elektryczna, sprężone gazy techniczne),
– niewłaściwy stan instalacji odwadniających i wentylacyjnych.
Ponadto gabaryty maszyn, ich masa własna oraz wynikające z charakteru ich pracy wibracje mogą przyczynić się do
utraty stateczności elementów wyrobiska.
Zagrożenia te wynikają z niedostosowania zachowania
osób pracujących w kopalni do potencjalnie niebezpiecznych
obiektów i sytuacji oraz z samej organizacji ich środowiska
pracy. Wśród zagrożeń tych wymienić można [2]:
– niewłaściwy stan zdrowia fizycznego i/lub psychicznego,
– niewłaściwe stosowanie środków ochrony osobistej lub
jego brak,
– niewłaściwe obchodzenie się z maszynami i urządzeniami
(elektrycznymi, mechanicznymi),
– niewłaściwe obchodzenie się ze środkami niebezpiecznymi (substancje chemiczne, gazy techniczne, materiały
wybuchowe itp.),
– przebywanie w niedozwolonych miejscach stanowiących
zagrożenie dla człowieka.
Pomimo postępującej eksploatacji warunki pracy
dla załogi zazwyczaj są niezmienne, bądź zróżnicowane
w nieznacznym stopniu. Powtarzalność wykonywanych zadań pozwala na nabycie biegłości i zwiększania wydajności
pracownika, jednak zmniejsza również jego czujność, a tym
samym zwiększa prawdopodobieństwo wystąpienia sytuacji
niebezpiecznych.
3. Wypadkowość
Zgodnie z odpowiednim artykułem ustawy o ubezpieczeniu społecznym2 przez wypadek przy pracy rozumie się
zdarzenie, które powoduje uraz lub śmierć osoby poszkodowanej. Natomiast przez wypadkowość rozumiemy łączną
liczbę wypadków w jednostce czasu, a w prowadzonym opisie
dotyczy ona skali jednego roku.
Opisywane w artykule wypadki mają różny charakter
(kategorię). Szczególną uwagę poświęcono wypadkom
ciężkim i śmiertelnym. Wypadki ciężkie to takie, w których
nastąpiło uszkodzenie ciała w stopniu utrudniającym normalne
funkcjonowanie organizmu, czyli m.in.: utrata wzroku, słuchu,
czucia, a także choroba nieuleczalna, która zagraża życiu
osoby poszkodowanej itp. Z kolei następstwem wypadku
śmiertelnego jest śmierć osoby poszkodowanej w przeciągu 6
miesięcy od momentu wystąpienia wypadku. Wypadki lekkie
(urazy) są wymienione fragmentarycznie jako elementy wypadków ciężkich, lecz nie są tutaj szczegółowo rozpatrywane.
Krajowe górnictwo odkrywkowe charakteryzuje się
stosunkowo małą liczbą wypadków na tle innych metod
eksploatacji kopalin, na co wskazują statystyki prowadzone
przez odpowiednie jednostki (WUG). Ich liczba w Polsce na
przełomie kilku ostatnich lat nie przekracza 4%. Dla przykładu na rys. 3 zaprezentowano procentowy udział górnictwa
odkrywkowego (3,3%) w wypadkowości za 2014 rok na tle
górnictwa podziemnego – węgla kamiennego i rud miedzi,
o najwyższej wypadkowości (ponad 90%) w kraju.
W zestawieniu wypadkowości brano pod uwagę dane
z lat 2008-2014. W okresie tym, w górnictwie odkrywkowym, odnotowano łącznie 642 wypadki, w tym 19 ciężkich
i 21 śmiertelnych. Zauważyć zatem można, iż najwięcej wypadków związanych jest z lekkimi urazami ciała. Najwięcej
w ciągu badanego okresu, bo ok.17,6% wypadków, odnotowano w roku 2010 – w tym 2 ciężkie i 2 śmiertelne. Natomiast
2
Ustawa z dnia 30 października 2002 r. o ubezpieczeniu społecznym
z tytułu wypadków przy pracy i chorób zawodowych (Dz.U. Nr 199
poz.1673 z dnia 28 listopada 2002 r. z późniejszymi zmianami)
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
85
Rys. 3.Udział procentowy wypadkowości w górnictwie w Polsce w 2014roku [na
podstawie danych WUG; 4,7]
Fig. 3. Percentage share of accident rate in mining in Poland in 2014 [on the basis
of the SMA; 4,7]
Tablica 1. Zestawienie wypadków ciężkich i śmiertelnych w górnictwie odkrywkowym na tle górnictwa w Polsce w latach
2008-2014 [4]
Table 1. Summary of serious and fatal accidents in surface mining against the background of mining in Poland in years
2008-2014 [4]
Wypadki
2008
Górnictwo
odkrywkowe
łącznie
śmiertelne
ciężkie
103
2
6
ogółem
3341
32
26
2012
Wypadki
Górnictwo
odkrywkowe ogółem
łącznie
88
2809
śmiertelne
2
28
ciężkie
2
18
%
3,1
6,3
23,1
%
3,1
7,1
11,1
2009
Górnictwo
odkrywkowe ogółem
92
2
2
3549
40
48
2013
Górnictwo
odkrywkowe ogółem
84
2551
4
21
2
16
najmniej – ok. 10% – w roku 2014, gdzie łącznie odnotowano
jednak aż 7 wypadków ciężkich i śmiertelnych (tab. 1, rys. 4).
Zarejestrowane wypadki ciężkie i śmiertelne miały miejsce
w wyrobiskach eksploatacyjnych, w zakładach przeróbczych
oraz w pobliżu pracujących maszyn i bezpośrednio na nich.
Statystyki wskazują, iż najczęstszymi przyczynami analizowanych wypadków są m.in.:
– obrywanie się skał i obsuwanie luźno usypanego materiału
skalnego,
– nieprzestrzeganie zasad bezpieczeństwa, w tym poruszania
się wśród pracujących maszyn,
– źle zabezpieczone i oznakowane miejsca pracy,
– nieprzestrzeganie technologii w rozpatrywanym procesie
technologicznym,
– wykonywanie prac przy niezabezpieczonych przenośnikach taśmowych lub bez ich uprzedniego zatrzymania,
– przebywanie pracowników w pobliżu pracujących maszyn
i urządzeń,
%
2,6
5,0
4,2
%
3,3
19,0
12,5
2010
Górnictwo
odkrywkowe ogółem
113
2
2
3377
26
32
2014
Górnictwo
odkrywkowe ogółem
69
2274
4
30
3
29
%
3,3
7,7
6,3
2011
Górnictwo
odkrywkowe ogółem
93
5
2
2975
28
25
%
3,1
17,9
8,0
%
3,0
13,3
10,3
– uderzenia przemieszczającymi się elementami maszyn lub
niezabezpieczonych narzędzi,
– upadki z wysokości na niezabezpieczonych elementach
kopalni przed spadnięciem,
– utonięcia,
– porażenie prądem,
– poślizgnięcia,
– praca pod wpływem alkoholu,
– inne.
Zestawienie wypadków ciężkich przedstawiono w tabeli 2.
Analiza danych z tabeli 2 pozwala stwierdzić, iż na
19 wymienionych wypadków ciężkich 12 miało miejsce
w kopalniach kruszyw zarówno naturalnych, jak i łamanych,
6 w kopalniach węgla brunatnego oraz 1 w kopalni surowców
ilastych.Wypadków śmiertelnych zarejestrowano nieznacznie
więcej, a szczegółowa ich charakterystyka zawarta została
w tabeli 3.
86
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Rys. 4.S t r u k t u r a
wypadków
w
górnictwie
odkrywkowym
w latach 20082014
Fig. 4. The structure
of accidents in
surface mining
in the years
2008-2014
Tablica 2. Zestawienie wypadków ciężkich w odkrywkowych zakładach górniczych w latach 2008-2014 wg danych WUG [4,7]
Table 2. Summary of serious accidents in surface mines for years 2008-2014, according to SMA data [4,7]
L.p.
Rok
zdarzenia
1
2
3
2008
4
5
2009
8
9
12
13
14
2010
2011
2012
15
16
2013
17
18
19
Koparka
wielonaczyniowa
2014
Rodzaj zdarzenia
Rodzaj poniesionych obrażeń
upadek z wysokości 2 m
–
wciągnięcie ręki osoby z obsługi pomiędzy wał
napędowy a taśmę
urazowa amputacja przedramienia
uderzenie w głowę od obracającego się elementu
stalowego
upadek z wysokości 1,8 m
uderzenie spadającym prętem stalowym o wadze ok. 30 kg
wciągnięcie ręki osoby z obsługi pod osłonę bębna
uderzenie w gałkę oczną odpryskiem metalowym
podczas uderzenia młotkiem w sworzeń zestawu
krążników
utrata przytomności
złamanie panewki stawu biodrowego
ciężkie obrażenia twarzoczaszki w okolicy oka
ściągnięcie skóry z prawej dłoni od nadgarstka,
zmiażdżenie palców oraz zerwanie ścięgien i nerwów
przebicie gałki ocznej prawego oka odpryskiem
metalowym
rana cięto-szarpana lewego uda na długości 5 cm oraz
silne stłuczenie mięśnia uda
silny uraz czaszkowo-mózgowy z wgłębieniem
Przodek eksploatacyjny
oberwanie odłamka skalnego z ociosu
odłamków kostnych do jamy czaszki, niedowład
kończyn dolnych
Samochód ciężarowy
pogorszenie stanu zdrowia a w następstwie upadek z
wieloodłamowe złamanie kręgów od Th3 do Th6
(dźwig hydrauliczny)
wysokości 1,9 m z kabiny od strony pasażera
i porażenie od tego poziomu w dół
Zakład przeróbczy
wbicie się grota wkrętaka w górną część oka
ciężkie obrażenia prawego oka nad łukiem brwiowym
upadek w wyniku uderzenia liną w nogi, a w konsekwenKoparka łańcuchowa
niekontrolowane zwolnienie liny
cji utrata kasku i uderzenie głową o zamarznięte podłoże
Przenośnik taśmowy na przerwanie linki łączącej ramiona zacisku nożycowego
złamania kości nosowej, szczęki oraz czołowej
poziomie eksploatacyjnym
ciągnionej liną ciągarki zakończonej hakiem
z wgłębieniem oraz rany tłuczone twarzy
Koparka wielonaczyniowa
oberwanie bryły skalnej o masie ok. 300 kg
złamanie miednicy
(centralna część wyrobiska)
i przygniecenie poszkodowanego
Stacja krusząca
upadek
ciężkie obrażenia ciała
uraz wielonarządowy: amputacja nogi prawej
Przodek
detonacja MW
i uszkodzenie lewej, uszkodzenie żuchwy, uszkodzenie
eksploatacyjny
żeber I, II i III, uszkodzenie lewej ręki
Przepust na drodze
przygniecenie osoby dozoru łyżką koparki
złamanie żeber oraz uszkodzenie płuca
gruntowej
Zwałowisko
pochwycenie ręki pracownika przez taśmę
urazowa amputacja przedramienia
wewnętrzne
przenośnika
przewrócenie się samochodu transportowego na drugi
Wyrobisko
urazy i pęknięcie kości miednicy oraz pęknięcie żeber
samochód podczas wyładunku mas ziemnych, przy
górnicze
i uraz kręgosłupa
niezachowaniu bezpiecznej odległości pomiędzy nimi
Zgarniarka linowa
10
11
Miejsce składowania szyn
Ładowarka
Zakład przeróbczy
Przenośnik taśmowy
(zakład przeróbczy)
6
7
Lokalizacja zdarzenia w
kopalni
Droga dojścia do miejsca
pracy (drabina)
Stacja napędowa
przenośnika taśmowego
(zakład produkcji kruszyw)
niekontrolowany obrót koparki
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
87
Tablica 3. Zestawienie wypadków śmiertelnych w odkrywkowych zakładach górniczych w latach 2008-2014 wg danych WUG [4,7]a)
Table 3. Summary of fatal accidents in surface mines for years 2008-2014, according to SMA data [4,7]
L.p.
Rok
zdarzenia
1
2
2008
3
Lokalizacja zdarzenia w kopalni
Rodzaj zdarzenia
Droga technologiczna prowadząca
do poziomu eksploatacyjnego
przygniecenie do podłoża przewracającą się ładowarką
Zakład przeróbczy-węzeł kruszenia
pochwycenie poszkodowanego przez bęben dociskowy
przenośnika i najprawdopodobniej uszkodzenie tętnicy szyjnej
oraz ubytek krwi z organizmu
Skarpa z luźno usypanego urobku
potrącenie pracownika przez cofającą się ładowarkę
2009
Taśmociąg w zakładzie
przeróbczym
4
5
2010
Komora napędu pompy
hydraulicznej koparki
Miejsce i czas
nastąpienia zgonu
śmierć po przewiezieniu
do szpitala
śmierć na miejscu
w karetce w trakcie
oczekiwania na
śmigłowiec ratunkowy
śmierć na miejscu
w karetce podczas
reanimacji, po ok. 40
min
prawdopodobne nastąpienie operatora na nieosłoniętą część taśmy
natychmiastowa śmierć
przenośnika w okolicach przesypu, w efekcie został wciągnięty
na miejscu
i zakleszczony między bęben napędowo-zrzutowy i obudowę
pochwycenie prawej ręki mechanika, przez napęd pasowy
natychmiastowa śmierć
pompy hydraulicznej koparki, podczas wykonywania czynności
na miejscu
związanych z naprawą koparki przy uruchomionym silniku
natychmiastowa śmierć
upadek z wysokości 30 m na spąg wyrobiska
na miejscu
po wyciągnięciu ciała
osunięcie stropu na operatora urządzeń przeróbczych;
spod wody stwierdzono
prawdopodobna śmierć przez utonięcie
śmierć
6
Przodek eksploatacyjny
7
Strop II piętra eksploatacyjnego
8
Krawędź zbiornika wodnego –
przebieg odstawczego rurociągu
tłocznego z koparki pływającej
ssąco-refulującej
potrącenie łyżką wchodzącego w zasięg wysięgnika i ramienia
łyżki pracownika
śmierć na miejscu
Krawędź zbiornika wodnego
wjechanie operatora jednonaczyniową ładowarką łyżkową do
zbiornika wodnego – zgon przez utonięcie
stwierdzono śmierć
następnego dnia po
odnalezieniu ciała
9
2011
Koło czerpakowe koparki
wielonaczyniowej
10
11
12
13
2012
14
15
2013
Zakład przeróbczy-węzeł
wstępnego kruszenia
Ładowarka w rejonie załadunku
kruszywa na transport odbiorców
Koparka wielonaczyniowa
skrzynia pierścieniowa 6 kv
usytuowana na konstrukcji koparki
Tunel zasypowy przenośnika
taśmowego prowadzącego
do zakładu przeróbczego
Przedpole odkrywki
16
Pobocze drogi technologicznej
w wyrobisku górniczym
17
Eksploatacja kruszywa naturalnego
18
Wyrobisko eksploatacyjne
2014
19
Pochylnia transportowa
pomiędzy dwoma poziomami
eksploatacyjnymi
20
Wyrobisko do eksploatacji
podwodnej
przemieszczenie się w niekontrolowany sposób powyżej poziomu
roboczego kosza podnośnika hydraulicznego, co spowodowało śmierć po przewiezieniu
dociśnięcie poszkodowanego, na wysokości klatki piersiowej, do
do szpitala
wału przez górną krawędź kosza i pulpit sterowniczy
pochwycenie i wciągnięcie lewej ręki poszkodowanego pomiędzy
śmierć na miejscu
dolną taśmę przenośnika a rolkę ją podtrzymującą
wjazd ładowarką do zbiornika, a w następstwie utonięcie
śmierć na miejscu
porażenie prądem elektrycznym, spowodowane zwarciem w
skrzyni pierścieniowej 6 kV
poszkodowany zmarł
niecałe 4 miesiące
później
zasypanie poszkodowanego 3 m warstwą kruszywa naturalnego
obsuwającego się z pryzmy
po odkopaniu ciała
stwierdzono śmierć
przygniecenie łyżką wiertniczą, które prawdopodobnie
spowodowało poważne obrażenia wewnętrzne
uraz - prawdopodobnie w wyniku potrącenia przez samochód,
brak świadków
uderzenie stojącego w pobliżu (niewidocznego dla operatora)
kierowcy samochodu łyżką pracującej ładowarki
śmierć po przewiezieniu
do szpitala
–
śmierć na miejscu
przytomny po zdarzeniu
podczas załadunku kierowca samochodu upadł głową, z wysokości w kopalni poszkodowany
ok. 1,2 m, na gąsienicę koparki
zmarł w szpitalu po 5
dniach hospitalizacji
Przy formowaniu końca pochylni z nieustalonych przyczyn
koparka przewróciła się na bok, na stronę po której znajdowała się
śmierć na miejscu
kabina operatora i drzwi kabiny – przygniecenie operatora koparki
do podłoża kabiną przewracającej się koparki
utonięcie w czasie wykonywania pomiarów batymetrycznych
śmierć na miejscu
1 z 21 wypadków z braku danych nie został w uwzględniony tabeli
a)
Na 20 wypadków śmiertelnych (tab. 3) 16 miało miejsce
w kopalniach kruszyw naturalnych i łamanych, 3 w kopalniach węgla brunatnego i 1 w kopalni łupków. W kopalniach
kruszyw naturalnych, prowadzących na ogół eksploatację
podwodną, najczęstszą przyczyną zgonu było utonięcie
w nie zawsze wyjaśnionych do końca (brak świadków) okolicznościach, a także potrącenie, przygniecenie lub uszkodzenie ciała przez pracującą maszynę technologiczną, a w jednym
przypadku zasypanie urobkiem.
88
PRZEGLĄD GÓRNICZY
W kopalniach węgla brunatnego doszło do porażenia
prądem elektrycznym i do wypadków z udziałem maszyny
i narzędzi.
W kopalniach zwięzłych surowców skalnych (bazaltu,
gabra, granitu, wapienia) zaistniałe wypadki miały miejsce
w zakładzie przeróbczym na technologicznych przenośnikach taśmowych, a także prawdopodobne potrącenie przez
samochód na poboczu drogi technologicznej i upadek z dużej
wysokości.
Zagrożenia techniczne, w wyniku których dochodzi do wypadków, wynikają ze złego zabezpieczenia maszyn i urządzeń
wchodzących w skład układów technologicznych, np. brak
osłon na elementach ruchomych przenośników taśmowych,
co wynika ze słabej organizacji miejsca pracy, a często z braku
środków finansowych.
4. Podsumowanie
Górnictwo odkrywkowe w Polsce eksploatuje dwa rodzaje
kopalin – surowce skalne oraz węgiel brunatny. Surowce
skalne to przede wszystkim liczna grupa kopalin, które są zróżnicowane pod względem właściwości fizykomechanicznych
– od luźnych skał okruchowych (kruszywa naturalne – żwiry,
pospółki, piaski przemysłowe) i ilastych do skał bardzo zwięzłych (kamienie łamane ibloczne).
Warunki geologiczno-górnicze, środowiskowe, finansowe
i in. decydują jaki rodzaj technologii wykorzystywany jest do
prowadzenia eksploatacji danego złoża. Ponadto usytuowane są one względem otaczającego terenu na różne sposoby,
stąd możemy wyróżnić powstające podczas ich eksploatacji
wyrobiska: stokowe, wgłębne oraz stokowo-wgłębne. Częste
występowanie poziomów wód gruntowych powoduje, iż złoża
te są w różnym stopniu zawodnione. Wiele kopalin eksploatowanych jest metodą lądową (suchą), dlatego w celu prowadzenia ich eksploatacji stosowane jest odwadnianie, natomiast
dużą część kruszyw żwirowo-piaskowych eksploatuje się spod
wody lub metodą mieszaną, z urabianiem z lądu i spod wody.
Kopalnie odkrywkowe w Polsce wykorzystują różne
technologie urabiania kopalin. Górnictwo skalne, w zależności od rodzajów kopalin, stosuje technologie z urabianiem
mechanicznym (skały okruchowe i ilaste) lub z użyciem
materiałów wybuchowych (skały zwięzłe), załadunkiem
jednonaczyniowymi koparkami lub ładowarkami łyżkowymi
w połączeniu głównie z transportem cyklicznym (samochody technologiczne). Eksploatacja spod wody oparta jest na
urabianiu pogłębiarkami różnego typu oraz na zastosowaniu
hydrotransportu, transportu taśmowego oraz samochodowego.
Natomiast górnictwo węgla brunatnego to przede wszystkim technologie ciągłe, których wydajności sięgają setek
milionów metrów sześciennych w ciągu roku, oparte na zastosowaniu urabiania wielonaczyniowymi koparkami, transportu
taśmowego oraz na zwałowaniu zwałowarkami taśmowymi,
tzw. systemy K-T-Z.
Specyficznym typem górnictwa jest eksploatacja skał na
bloki, które obecnie realizuje się głównie za pomocą urabiania
mechanicznego oraz transportu linowego lub ładowarko-samochodowego.
Do głównych zagrożeń w górnictwie odkrywkowym
należą zagrożenia:
– naturalne,
– zagrożenia związane ze stosowaniem środków strzałowych,
– zagrożenia techniczne od maszyn i urządzeń oraz awarie,
– organizacyjno-ludzkie.
Do zagrożeń naturalnych zalicza się zagrożenia przyrodnicze (atmosferyczne), geologiczno-górnicze (osuwiska,
obrywanie się skał itp.), wodne (zalanie poziomów itp.).
2015
Zastosowanie techniki strzelniczej w odkrywkowych
zakładach górniczych stwarza zagrożenia związane z rozrzutem odłamków skalnych, powstawaniem niewypałów, emisją
toksycznych gazów itp.
Zagrożenia techniczne związane są głównie z eksploatacją
maszyn i urządzeń w kopalniach (nieodpowiedni stan: maszyn
i urządzeń, instalacji energetycznych, wodnych, wentylacyjno-klimatyzacyjnych itp.).
Zagrożenia organizacyjno-ludzkie wynikają najczęściej
z braku odpowiednich zabezpieczeń i przepisów prawnych
(np. zakazów) oraz błędów ludzkich.
Z danych publikowanych w raportach WUG [4, 7] wynika,
że udział wypadków w kopalniach odkrywkowych w ogólnej
liczbie wypadków w górnictwie krajowym sięga niewiele
ponad 3,0%. Najwięcej wypadków wydarzyło się w 2010
roku (113, w tym 2 śmiertelne i 2 ciężkie), w następnych
latach liczba wypadków malała i w 2014 roku odnotowano
62 wypadki, w tym niestety 4 śmiertelne i 3 ciężkie.
Analiza raportów WUG za lata 2008–2014 pozwala na
stwierdzenie, iż na 19 wymienionych wypadków ciężkich 12
miało miejsce w kopalniach kruszyw, zarówno naturalnych,
jak i łamanych, 6 w kopalniach węgla brunatnego oraz 1
w kopalni surowców ilastych.
Wypadki te miały miejsce w różnych miejscach w obrębie kopalni i w różnych okolicznościach, a ich skutkiem
były różnorodne obrażenia jakich doznali poszkodowani.
Doszło m.in. do upadku lub przewrócenia (3), oberwania się
odłamków skalnych (2), wypadków przy niezabezpieczonych
przenośnikach taśmowych (4), detonacji pozostawionego
w otworze materiału wybuchowego (1 – kopalnia granitu
eksploatująca surowiec na bloki), a 2 wypadki nastąpiły
w rezultacie uszkodzeń i pęknięć używanych w pracy narzędzi
lub awarii maszyny. Zastosowanie techniki strzelniczej było
przyczyną 1 wypadku ciężkiego, a zatem tego typu wypadki
nie są liczne, co dobrze świadczy o obecnie stosowanych
robotach strzelniczych.
Z kolei na 21 zaistniałych w kopalniach odkrywkowych
wypadków śmiertelnych 16 miało miejsce w kopalniach
kruszyw naturalnych i łamanych, (3) w kopalniach węgla
brunatnego i tylko 1 w kopalni łupków. W kopalniach kruszyw
naturalnych prowadzących na ogół eksploatację podwodną
najczęstszą przyczyną zgonu było utonięcie (3) w nie zawsze
wyjaśnionych okolicznościach, a także potrącenie, przygniecenie lub uszkodzenie ciała przez pracującą maszynę technologiczną (5), a w (1) przypadku nawet zasypanie urobkiem.
W kopalniach zwięzłych surowców skalnych wypadki miały
miejsce w zakładzie przeróbczym na technologicznych przenośnikach taśmowych (3), prawdopodobne potrącenie przez
samochód na poboczu drogi technologicznej (1), jak również
upadek z dużej wysokości (1). W wypadkach śmiertelnych
w kopalniach węgla brunatnego doszło do 1 porażenia prądem
elektrycznym i do wypadków z udziałem maszyn (2).
Liczba zarejestrowanych wypadków o różnej skali
wskazuje na wiele nieprawidłowości i uchybień ściśle związanych z użytkowaniem maszyn i urządzeń, w tym m.in.
brak odpowiednich zabezpieczeń ruchomych elementów
układów technologicznych, niewłaściwe oznakowanie miejsc
stanowiących potencjalne zagrożenie, ale także z ich stanem
technicznym [1]. Istotnym jednak elementem stanowiącym
pierwsze zabezpieczenie pracowników przed niebezpiecznymi
zdarzeniami jest odpowiednie szkolenie w zakresie bezpieczeństwa pracy i tym samym uświadamianie ich na temat
zagrożeń możliwych do zaistnienia w różnych sytuacjach.
W związku z tym konieczne i uzasadnione jest prowadzenie
regularnych kontroli w zakresie przestrzegania odpowiednich
przepisów bezpieczeństwa i higieny pracy, podejmowanie
decyzji o tymczasowym zamykaniu miejsc szczególnie nara-
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
żających pracowników na niebezpieczeństwo i obowiązkach
szkolenia, gdyż stawka w tym zakresie jest najważniejsza,
a jest nią zdrowie i życie osób pracujących w danym zakładzie górniczym. Poczucie bezpieczeństwa wpływa na jakość
wykonywanej pracy, a tym samym na wydajność pracownika.
2.
Artykuł został opublikowany w ramach realizacji projektu rozwojowego nr PBS2/B2/10/2013, pt.:
„ M O D U Ł O WA K A P S U Ł A R AT U N K O WA D O
EWAKUACJI POSZKODOWANYCH W ŚRODOWISKU
NIEBEZPIECZNYM”
4.
Literatura
1.
Bezpieczeństwo pracy w kopalniach odkrywkowych i otworowych,
Państwowa Inspekcja Pracy. Główny inspektorat pracy. Warszawa,
styczeń 2015.
3.
5.
6.
7.
89
Kozioł W., Hebda. A., Lewicki J., Kawalec P.: Ryzyko zawodowe
w odkrywkowych zakładach górniczych. Biblioteka Szkoły Eksploatacji
Podziemnej, Kraków 2004.
Rozporządzenie Ministra Środowiska z dnia 29 stycznia 2013 r.
w sprawie zagrożeń naturalnych w zakładach górniczych (z późn. zm.).
Warszawa, 19 lutego 2013.
Stan Bezpieczeństwa i Higieny Pracy w górnictwie. WUG (Wyższy
Urząd Górniczy), lata 2008-2014, Katowice.
Ustawa z dnia 30 października 2002 r. o ubezpieczeniu społecznym
z tytułu wypadków przy pracy i chorób zawodowych (Dz. U. nr 199
poz.1673 z dnia 28 listopada 2002 r. z późniejszymi zmianami).
Modułowa kapsuła ratunkowa do ewakuacji poszkodowanych w środowisku niebezpiecznym. Zad. 1 i 2. Projekt NCBR – IMBiGS-AGH
i in. 2014.
www.wug.gov.pl
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!!!
90
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
UKD 622.271: 622.86/.88:622.332
Bezpieczeństwo pracy i system ratownictwa górniczego
w kopalniach odkrywkowych w Polsce. Część 2
Safety at work and mine rescue system in surface mines in Poland. Part 2
Prof. dr hab. inż. Wiesław Kozioł*)
Mgr inż. Adrian Borcz**)
Dr inż. Łukasz Machniak**)
Mgr inż. Andrzej Ciepliński**, *)
Treść: Artykuł stanowi kontynuację tematyki dotyczącej zagrożeń w górnictwie odkrywkowym i powstających zdarzeń wypadkowych.
Zaprezentowano modele kopalń odkrywkowych oraz systemy ratownictwa w polskim górnictwie odkrywkowym z uwagi na
rodzaje eksploatowanych kopalin, ukształtowanie (geometrię) wyrobisk górniczych oraz stosowane technologie eksploatacji
złóż, odmienne dla wydobycia różnych kopalin. Podano ocenę wpływu ważnych czynników ograniczających prowadzenie w
wyrobiskach górniczych akcji ratowniczych w przypadku zaistnienia zdarzeń wypadkowych.
Abstract: This paper is the continuation of the topic concerning threats existing in surface mines and the accidents as their results.
Models of surface mines and rescue systems were presented in Polish surface mining in terms of the types of the exploited
minerals, shape (geometry) of mine pits and applied technologies of exploitation of deposits, different for the extraction of
various minerals. Assessment of the impact of the important limiting factors of rescue operations management in open pits
in case of an accidental event was given.
Słowa kluczowe:
bezpieczeństwo pracy, górnictwo odkrywkowe, modele kopalń odkrywkowych, akcje ratownicze
Key words:
safety at work, surface mining, models of surface mines, rescue operations
1. Wprowadzenie
Górnictwo odkrywkowe zajmuje się eksploatacją różnych
typów kopalin (sypkie, miękkie, kruche, zwięzłe w tym
*) IMBiGS w Warszawie, Oddział Katowice; AGH w Krakowie
**) AGH w Krakowie
bloczne, bardzo zwięzłe) zalegających w zróżnicowanych
warunkach geologiczno-górniczych. Przykładem tego mogą
być głębokości eksploatacji od kilku metrów (piaski, skały
ilaste itd.) do 1000 m (najgłębsze kopalnie odkrywkowe rud
metali w Kanadzie, Chile i in.). W Polsce obecnie najgłębsza
jest kopalnia węgla brunatnego Bełchatów, mająca głębokość
ok. 300 m.
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Odkrywkowe wyrobiska górnicze z uwagi na różne
ukształtowanie i wyposażenie techniczne stanowią odmienne
środowiska pracy i zróżnicowane są pod kątem możliwości
prowadzenia prac ratowniczych. W związku z tym zaistniałe
wypadki wymagają podejmowania odpowiednio przygotowanych akcji ratunkowych, m.in. z uwzględnieniem odpowiedniej organizacji i dobieranego sprzętu. Także czynności
podejmowane w akcjach ratunkowych mogą się od siebie
różnić nieznacznie bądź mogą być całkowicie odmienne.
Dlatego też w pracy przeprowadzono krótką charakterystykę uwarunkowań środowiskowych kopalń odkrywkowych
i możliwości prowadzenia w nich prac ratowniczych.
Do tego celu zaproponowano zestaw czynników i warunków, które determinują możliwość podjęcia działań ratowniczych w sytuacjach zaistnienia wypadków. Prowadzenie akcji
ratunkowych związane jest z możliwością jak najszybszego
dotarcia pomocy do poszkodowanego oraz z warunkami
prowadzenia samej akcji. Zatem z punktu widzenia kopalń
ważnyjest ich przestrzenny model i lokalizacja dróg transportowych, a także techniczne wyposażenie kopalń, szczególnie
stosowane podstawowe układy technologiczne.
2. Modele funkcjonalne kopalń odkrywkowych ze szczególnym uwzględnieniem możliwości prowadzenia akcji
ratunkowych
Aby określić odpowiednie możliwości zastosowania systemów ratownictwa należy scharakteryzować modele kopalń
w jakich możemy prowadzić akcje ratunkowe. W tym celu
niezbędne jest zdefiniowanie uwarunkowań wpływających
na zagrożenia i na sposób oraz szybkość prowadzenia akcji
ratunkowych. Zaliczyć do nich należy:
– rodzaj eksploatowanych skał (zwięzłe, bloczne, okruchowe, miękkie),
– typ wyrobiska (wgłębne, stokowe, stokowo-wgłębne),
– sposób urabiania złoża i nadkładu (mechaniczny, materiałem wybuchowym),
– gabaryty wyrobiska eksploatacyjnego (np. głębokość eksploatacji), w tym wysokość pięter i kąt nachylenia skarp,
– rodzaj stosowanego transportu technologicznego,
– lokalizacja wypadku z uwagi na typ eksploatacji (ląd,
basen eksploatacyjny),
– rodzaj i stan nawierzchni dróg dojazdowych, pochylni itp.,
– odległość miejsca wypadku od miejsca przyjazdu karetki
– karetka nie zawsze ma możliwość dojechać do poszkodowanego,
– występowanie przeszkód terenowych (np. trasy przenośników taśmowych), jako ograniczeń bezpośredniego dojazdu
karetką lub innym pojazdem do miejsca wypadku,
– czynniki atmosferyczne (opady, niskie temperatury itp.),
– inne.
Eksploatacja odkrywkowa z racji prowadzenia prac wydobywczych na otwartej przestrzeni jest metodą bardziej bezpieczną od eksploatacji podziemnej (dużo mniej wypadków
śmiertelnych i ciężkich), jest również znacznie korzystniejsza
i prostsza do prowadzenia prac ratowniczych. Pomimo tego, że
warunki jakie występują w kopalniach odkrywkowych niekiedy nieznacznie różnią się od siebie, to wyróżnić jednak można
kilka modeli funkcjonalnych kopalń, wynikających m.in. z:
– rodzaju eksploatowanych skał,
– uwarunkowań eksploatacyjnych (eksploatacja lądowa,
spod wody itd.),
– stosowanych technologii urabiania i sposobów transportu
kopaliny i nadkładu (infrastruktura techniczna),
– struktur geometrycznych wyrobisk itp.
91
Uwzględnienie powyższych czynników pozwala na przyjęcie kilku typowych modeli funkcjonalnych kopalń odkrywkowych w Polsce, jak i zagranicą, dla których rozważane będą
uwarunkowania prowadzenia akcji ratunkowych.W pracy
przyjęto 5 podstawowych typów kopalń odkrywkowych,
których kolejność podano w zależności od wstępnej oceny
trudności prowadzenia akcji ratunkowych (od najtrudniejszej
do łatwiejszej):
a) kopalnie wgłębne:
– eksploatacja surowców skalnych na bloki,
– eksploatacja węgla brunatnego,
– eksploatacja spod wody kruszyw żwirowo-piaskowych,
– eksploatacja lądowa kruszyw żwirowo-piaskowych
i innych kopalin okruchowych i ilastych,
b) kopalnie stokowo-wgłębne i stokowe:
– eksploatacja zwięzłych surowców skalnych na kruszywa łamane i inne produkty.
Dla ww. pięciu modeli kopalń przyjęto 10 czynników (kryteriów) mających wpływ na prowadzenie akcji ratowniczej
w kopalni. Czynnikami tymi są:
– miejsce wypadku (ląd, basen eksploatacyjny),
– głębokość wyrobiska eksploatacyjnego,
– odległość miejsca wypadku od pochylni zjazdowych
do wyrobiska,
– możliwość bezpośredniego dojazdu karetką lub innym
pojazdem ratunkowym,
– rodzaj transportu,
– rodzaj dróg,
– rodzaj i stan nawierzchni dróg,
– wysokość piętra i kąt nachylenia skarpy (dla urabiania
podpoziomowego i braku zjazdu na spąg wyrobiska),
– przeszkody terenowe (np. trasy przenośników taśmowych),
– czynniki atmosferyczne (temperatura, opady itp.).
Wpływ poszczególnych czynników oceniono w skali
czterostopniowej jako wpływ: duży, umiarkowany, niski, nie
dotyczy. Podane oceny mają charakter wstępny (subiektywny),
tym niemniej oparte są m.in. na analizie wypadków ciężkich
i śmiertelnych przeprowadzonej w pierwszej części artykułu
[1]. W latach 2008-2014 w polskim górnictwie odkrywkowym
odnotowano łącznie 643 wypadki, w tym 39 wypadków ciężkich i śmiertelnych, czyli ok. 6% łącznej liczby odnotowanych wypadków. Wypadki ciężkie i śmiertelne miały miejsce
zarówno w wyrobiskach eksploatacyjnych, przy pracujących
maszynach w obszarze górniczym kopalń, jak również
w zakładach przeróbczych. W dalszej części zostanie podany
ich podział na poszczególne typy eksploatacji.
2.1. Eksploatacja lądowa surowców skalnych na bloki
Charakterystycznym elementem eksploatacji skał na
bloki jest zazwyczaj brak systemu kołowych dróg technologicznych. Transport poziomy stosowany do przemieszczania
bloków skalnych i materiałów kamiennych w wyrobiskach
(stokowych, stokowo-wgłębnych, wgłębnych) odbywa się
za pomocą oponowych ładowarek jednołyżkowych (często
z wymiennym osprzętem np. widłowym) lub też nośników
bloków, samochodów i dźwigów samojezdnych. Do transportu pionowego bloków skalnych, urządzeń urabiających
i innego wyposażenia w wyrobiskach wgłębnych i stokowo-wgłębnych stosowane są dźwignice linowo-torowe, dźwigi
Derrick, suwnice itp. (rys. 1a i 1b). Załoga do wyrobiska
dostaje się poprzez system drabin stałych i tymczasowych
umieszczonych w wyrobisku pomiędzy kolejnymi półkami
lub poziomami (rys. 1c).
92
PRZEGLĄD GÓRNICZY
a)
2015
b)
c)
Rys. 1. Eksploatacja złoża blocznego w wyrobisku wgłębnym a) widok ogólny wyrobiska, b) transport pionowy
kopaliny, c) układ drabin pomiędzy półkami
Fig. 1. Exploatation of dimension stones deposit in deep-seated pit: a) general view of the pit, b) vertical transport
of minerals, c) system of ladders between shelves
W związku z tym nie istnieje bezpośrednia droga dojazdu
do wyrobiska karetki bądź pojazdu ratunkowego. Biorąc pod
uwagę głębokość wyrobisk, jest to bardzo istotne ograniczenie prowadzenia akcji ratowniczych, znacznie wpływające na wydłużenie czasu dojścia do miejsca wypadku oraz
uniemożliwiające w zasadzie przewóz rannych transportem
samochodowym. W przypadku prowadzenia akcji ratunkowej
w tego typu kopalni należy najpierw odpowiednio zabezpieczyć poszkodowanego, a następnie wyciągnąć go na powierzchnię, gdzie może się nim już zająć zespół ratownictwa
medycznego. Szybki transport poszkodowanego możliwy
jest jedynie poprzez wykorzystanie transportu pionowego na
zasadach podobnych, jak w ratownictwie górskim z użyciem
śmigłowca.Wpływ wytypowanych czynników na możliwość
prowadzenia akcji ratowniczej przedstawiono w tabeli 1.
Do głównych zagrożeń wpływających na bezpieczeństwo
pracy należy zaliczyć:
– obrywy nawisów skalnych,
– zagrożenie upadkiem z wysokości,
– zagrożenia związane z użytkowaniem maszyn i urządzeń
technologicznych.
W latach 2008-2014 w kopalniach skał na bloki doszło do
3 wypadków ciężkich i 1 śmiertelnego [1]. Wypadki ciężkie
związane były m.in. z przewróceniem się poszkodowanego,
z upadkiem z wysokości (2 m), z detonacją MW, oberwaniem
się odłamka skalnego. Poszkodowani doznali różnych obrażeń, w tym urazy i rany tłuczone, złamania, urazy wielonarządowe, uszkodzenia wielu części ciała, a nawet amputacje
kończyn. Wypadek śmiertelny związany był z upadkiem
z wysokości 30 metrów na spąg wyrobiska.
2.2. Eksploatacja węgla brunatnego
W eksploatacji węgla brunatnego duża koncentracja wydobycia związana z zastosowaniem układów wydobywczych
o dużych wydajnościach i gabarytach wymaga prowadzenia
eksploatacji w wyrobiskach o dużych wymiarach – długość
frontów wynosi na ogół kilometrów. Jako przykład posłużyć
mogą głębokie polskie kopalnie węgla brunatnego, tj. KWB
„Bełchatów”, KWB „Turów”, jednak spotkać można również mniejsze i płytsze kopalnie jak KWB „Konin”, KWB
„Adamów”, KWB „Sieniawa”. Niezależnie od kształtu
Tablica 1. Wpływ czynników na możliwość prowadzenia akcji ratowniczej we wgłębnych i stokowo-wgłębnych
kopalniach przy eksploatacji skał na bloki
Table 1. The impact of factors on the possibility of conducting a rescue operation in deep-seated and hill-side
quarries in exploitation of dimension stones
Czynnik
Wpływ
Duży
1. miejsce wypadku (ląd, basen eksploatacyjny)
+
2. Głębokość wyrobiska eksploatacyjnego
3. Odległość miejsca wypadku od pochylni zjazdowych do wyrobiska
4. Możliwość bezpośredniego dojazdu karetką lub innym pojazdem ratunkowym +
5. Rodzaj transportu pionowego
+2)
6. Rodzaj dróg technologicznych
7. Rodzaj i stan nawierzchni dróg
8. Wysokość pięter i kąt nachylenia skarpy (dla urabiania podpoziomowego
i braku zjazdu na spąg wyrobiska)
9. Przeszkody terenowe (np. trasy przenośników taśmowych)
10. Czynniki atmosferyczne (temperatura, opady, itp.)
1)
2)
eksploatacja lądowa
transport linowy
Umiarkowany
Niski
Nie
dotyczy
+
+1)
+
+
+
+
+
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
wyrobiska podstawowy model geometryczny jednak jest
praktycznie podobny. W modelu tym we wkopie wyróżnia
się 4 zbocza spełniające określone funkcje: eksploatacyjne
(ruchome), transportowe, udostępniające, w celu zachowania
stateczności. W Polsce technologia wydobycia węgla brunatnego jest oparta na układach KTZ (koparka wieloczerpakowa
– taśmociąg – zwałowarka), tylko w małej kopalni „Sieniawa”
stosuje się do wydobycia koparki jednonaczyniowe.
Transport nadkładu i urobku odbywa się przenośnikami
taśmowymi, natomiast ludzi – transportem kołowym, stąd
też w wyrobiskach utrzymywane są drogi transportowe. Z
uwagi na istniejące warunki postępującej eksploatacji podzielić je można na stałe i tymczasowe, przy czym udział tych
pierwszych jest mniejszy. Drogi stałe to jeden spójny układ
pochylni zjazdowych budowanych na zboczu transportowym,
o nawierzchniach asfaltowych, betonowych lub utwardzanych
kruszywem, zatem poruszanie się po nich samochodami nie
jest problemem. Stanowią dobrej jakości drogę również dla
samochodów osobowych, w tym karetek. Natomiast drogi
tymczasowe prowadzone są po poziomach i półkach w skałach
luźnych lub spoistych (w skałach rodzimych) bez nawierzchni
(2a). Poruszanie się po nich możliwe jest głównie z użyciem
samochodów i ciężarówek na podwoziach terenowych. Drogi
te stanowią utrudnienia prowadzenia akcji ratunkowych,
zwłaszcza jeżeli na poziomach gromadzi się woda w rejonach
tras przejazdowych.
Istotne są również przeszkody terenowe w postaci rozbudowanego układu przenośników taśmowych, koniecznych
a)
do prowadzenia w ciągłej technologii wydobycia węgla brunatnego, transportujących nadkład oraz węgiel brunatny do
elektrowni (2b). Częste krzyżowanie się dróg transportowych
z przenośnikami taśmowymi stanowi źródło opóźniania
dojazdu samochodów ratunkowych do miejsca zaistnienia
wypadku.
Kopalnie węgla brunatnego wyposażone są w odpowiednio przystosowane pojazdy do akcji ratunkowych, które mogą
poruszać się na terenie obszaru górniczego, także w terenie
trudno dostępnym. Natomiast przewóz poszkodowanych
poza wyrobisko górnicze odbywa się sanitarnymi karetkami
ratunkowymi.
W zależności od głębokości wyrobiska oraz wielkości
powierzchni mogą istnieć takie miejsca, gdzie istnieje krytycznie długi czas dotarcia służb ratunkowych. Dla określonych warunków brzegowych (wymaganego czasu udzielenia
pomocy) można wykonać symulacje czasu dojazdu i wskazać
takie miejsca.
Zastosowane przy danej technologii eksploatacji koparki
i zwałowarki (rys. 3) z uwagi na swoje gabaryty i budowę
stanowią dodatkowy problem, gdyż w przypadku konieczności
prowadzenia akcji ratunkowej na ich konstrukcji koniecznym
może okazać się, podobnie jak w kopalniach surowców blocznych, użycie sprzętu wspinaczkowego.
Kopalnie węgla brunatnego należy zaliczyć do grupy kopalń
o trudnych warunkach terenowych w wyrobiskach eksploatacyjnych. Wpływ wytypowanych czynników na możliwość
prowadzenia akcji ratowniczej przedstawiono w tabeli 2.
b)
Rys. 2.Infrastruktura w kopalniach węgla brunatnego: a) droga w trudnych warunkach terenowych,
b) układ przenośników taśmowych
Fig. 2. Infrastructure in brown coal mines: a) road in difficult field conditions, b) system of conveyor
belts
a)
93
b)
Rys. 3.Maszyny podstawowe w kopalniach węgla brunatnego: a) koparka wielonaczyniowa kołowa,
b) zwałowarka
Fig. 3. Basic equipment in brown coal mines: a) bucket-wheel excavator, b) spreader
94
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Tablica 2. Wpływ czynników na możliwość prowadzenia akcji ratowniczej w wyrobiskach wgłębnych przy eksploatacji węgla
brunatnego
Table 2. The impact of factors on the possibility of conducting a rescue operation in deep-seated pits in exploitation of brown coal
Wpływ
Czynnik
Duży
1.
2.
3.
4.
5.
6.
7.
8.
Miejsce wypadku (ląd, basen eksploatacyjny)
Głębokość wyrobiska eksploatacyjnego
Odległość miejsca wypadku od pochylni zjazdowych do wyrobiska
Możliwość bezpośredniego dojazdu karetką lub innym pojazdem ratunkowym
Rodzaj transportu pionowego
Rodzaj dróg technologicznych
Rodzaj i stan nawierzchni dróg
Wysokość pięter i kąt nachylenia skarpy (dla urabiania podpoziomowego
i braku zjazdu na spąg wyrobiska)
9. Przeszkody terenowe (np. trasy przenośników taśmowych)
10. Czynniki atmosferyczne (temperatura, opady, itp.)
1)
Umiarkowany
Niski
Nie
dotyczy
+
+
+1)
+
+
+
+
+
+
+
eksploatacja lądowa
Głównymi zagrożeniami wpływającymi na bezpieczeństwo pracy są:
– osuwiska mas ziemnych,
– zagrożenia związane z użytkowaniem maszyn i urządzeń
technologicznych,
– zagrożenie pożarowe (na maszynach),
– zagrożenia wodne.
W przeciągu lat 2008-2014 w kopalniach węgla brunatnego
zanotowano 6 wypadków ciężkich oraz 3 wypadki śmiertelne
[1]. Wśród przyczyn, z których doszło do wypadków wymienić można: przerwanie naciągniętej linki ściągającej elementy
przenośnika taśmowego, niekontrolowane zwolnienie liny na
wieloczerpakowej koparce łańcuchowej, pogorszenie stanu
pracownika i upadek z samochodu ciężarowego (dźwigu
hydraulicznego) z wysokości 1,9 metra na podłoże gruntowe,
odpryśnięcie metalowego elementu podczas uderzania młotkiem na koparce wieloczerpakowej kołowej czy niekontrolowane uderzenie poszkodowanego przez ruchomy element
wyposażenia technicznego w miejscu składowania szyn.
W następstwie wymienionych wypadków poszkodowani doznali m.in. przebicia gałki ocznej, wieloodłamowe złamanie
kręgosłupa i sparaliżowanie dolnej części ciała, w wyniku
uderzenia liną przewrócenie się, utrata kasku ochronnego
i uderzenie głową o zamrożoną glebę, złamania kilku kości
a)
twarzy, w tym czołowej, nosowej, kości szczęki i ran tłuczonych, a także utrata przytomności.
Odnotowane wypadki śmiertelne związane były z przygnieceniem łyżką wiertniczą, co w następstwie skutkowało poważnymi obrażeniami wewnętrznymi ciała, porażenie prądem
na koparce wieloczerpakowej kołowej oraz niekontrolowane
przemieszczenie się kosza podnośnika hydraulicznego koparki
wieloczerpakowej kołowej i przyciśnięcie poszkodowanego
do wału przez górną krawędź kosza i pulpit sterowniczy.
2.3. Eksploatacja spod wody kruszyw żwirowo-piaskowych
Kruszywa żwirowo-piaskowe w Polsce w większości eksploatuje się obecnie spod lustra wody. Eksploatacja aktualnie
prowadzona jest w ponad 3000 złóż. Wydobycie prowadzone
jest z zastosowaniem maszyn i urządzeń pływających, ale
także pracujących z powierzchni lądu (rys. 4).
Dla pierwszej technologii zagrożenia, które można
wymienić, są głównie związane z użytkowaniem maszyn
i urządzeń wykorzystywanych do urabiania i transportu
urobku. Istotnym zagrożeniem jest możliwość wpadnięcia
człowieka do zbiornika wodnego, których głębokości wynoszą
od kilku do ponad 10 metrów.
b)
Rys. 4.Przykłady technologii wydobycia kruszyw żwirowo-piaskowych spod wody: a) pływającą pogłębiarką chwytakową, b) koparką jednonaczyniową z lądu
Fig. 4. Examples of extraction technology of sand and gravel aggregates from under the water: a) floating
grab dredger, b) single-bucket excavator form the land
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Największym zagrożeniem eksploatacji z lądu jest możliwość osunięcia się podmokłych mas skalnych, na których
posadowiona jest maszyna urabiająca, wraz z maszyną
i operatorem.
Geometria wyrobisk do eksploatacji spod wody generalnie jest identyczna w całym kraju, z uwagi na geologię tego
typu złóż, dlatego możliwe jest określenie typowej geometrii
w płaszczyźnie pionowej wyrobisk eksploatacyjnych.
Wysokość piętra nadkładowego wynosi ok. 5 metrów,
natomiast głębokość piętra złożowego ok. 10-15 metrów.
Wyróżniać się tutaj może zasięg powierzchniowy prowadzonych robót górniczych, który w zdecydowanej większości
wyrobisk eksploatacyjnych nie przekracza 10 hektarów. Zatem
najtrudniejsze pod kątem przeprowadzenia są akcje ratunkowe
w przypadku zatonięcia maszyny z człowiekiem na pokładzie.
Dodatkowy problem przy prowadzeniu akcji ratunkowej,
w przypadku gdy dochodzi do osunięcia się maszyny podczas
pracy do zbiornika eksploatacyjnego, stanowi konieczność
zatrudnienia płetwonurków. Niestety akcje ratunkowe tego
typu zazwyczaj związane są z wypadkami śmiertelnymi
i oparte są na poszukiwaniu ciała zatopionego operatora.
Wpływ typowych czynników na możliwość prowadzenia
akcji ratunkowej przedstawia tabela 3.
Do głównych zagrożeń wpływających na bezpieczeństwo
pracy należy zaliczyć:
– osuwiska mas ziemnych (przy eksploatacji z lądu),
– zagrożenia związane z użytkowaniem maszyn i urządzeń
technologicznych,
– wpadnięcie człowieka do basenu eksploatacyjnego.
W latach 2008-2014 w eksploatacji kruszyw spod wody
odnotowano 2 wypadki ciężkie oraz 4 śmiertelne [1]. Wypadek
ciężki związany był z przewróceniem się rozładowywanej
wywrotki na drugą stojącą (zbyt blisko) obok, w efekcie
czego drugi kierowca doznał złamań kilku części ciała, w tym
miednicy oraz urazu żeber i kręgosłupa.
Wypadki śmiertelne spowodowane były m.in. przez zasypanie poszkodowanego 3-metrową warstwą kruszywa, utonięcie przez wjazd do zbiornika ładowarką (w niewyjaśnionych
okolicznościach), osunięcie stropu z drugiego piętra eksploatacyjnego na operatora urządzeń przeróbczych, potrącenie
pracownika łyżką jednonaczyniowej koparki podsiębiernej,
który wszedł w zasięg jej ruchów roboczych podczas pracy.
95
Następstwami zaistniałych wypadków były m.in. przygniecenie przez obsypujące się kruszywo z pryzmy, silne obrażenia
zewnętrzne i wewnętrzne ciała czy utonięcie w zatopionej
w basenie eksploatacyjnym maszynie czy nawet utonięcie
w czasie wykonywania pomiarów batymetrycznych.
2.4. Eksploatacja lądowa kruszyw żwirowo-piaskowych
i innych kopalin okruchowych oraz ilastych
Kopalnie prowadzące eksploatację lądową kruszyw
żwirowo-piaskowych (w większości piaskowych) lub innych
kopalin okruchowych i ilastych geometrią zbliżone są do
typowych kopalń prowadzących eksploatację lądową. Ze
względu na wykorzystanie transportu kołowego konieczne
jest utrzymanie dróg technologicznych, które podobnie jak
w kopalniach węgla brunatnego dzieli się na stałe oraz tymczasowe (rys. 5).
Rys. 5. Widok skarpy eksploatacyjnej w kopalni piasku
Fig. 5. View of the operating slope in sand mine
Z uwagi na znacznie mniejsze kształty wyrobiska w stosunku do kopalń węgla brunatnego, trudne warunki terenowe
nie stanowią problemu, biorąc pod uwagę długość drogi dojazdowej do miejsc prowadzonych akcji ratunkowych.Typowe
czynniki mogące wpływać na możliwość prowadzenia akcji
ratunkowej zaprezentowano w tabeli 4.
Tablica 3. Wpływ czynników na możliwość prowadzenia akcji ratowniczej w wyrobiskach wgłębnych przy eksploatacji spod wody
kruszyw żwirowo-piaskowych
Table 3. The impact of factors on the possibility of conducting a rescue operation in deep-seated pits in exploitation of sand and
gravel aggregates from under the water
Czynnik
1. Miejsce wypadku (ląd, basen eksploatacyjny)
2. Głębokość wyrobiska eksploatacyjnego
3. Odległość miejsca wypadku od pochylni zjazdowych
do wyrobiska
4. Możliwość bezpośredniego dojazdu karetką lub innym pojazdem
ratunkowym
5. Rodzaj transportu pionowego
6. Rodzaj dróg technologicznych
7. Rodzaj i stan nawierzchni dróg
8. Wysokość pięter i kąt nachylenia skarpy (dla urabiania
podpoziomowego i braku zjazdu na spąg wyrobiska)
9. Przeszkody terenowe (np. trasy przenośników taśmowych)
10. Czynniki atmosferyczne (temperatura, opady, itp.)
1)
eksploatacja spod wody
Duży
Wpływ
Umiarkowany
+
Niski
+
+1)
+
+
+
+
+
+
+
Nie dotyczy
96
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Tablica 4. Wpływ czynników na możliwość prowadzenia akcji ratowniczej w wyrobiskach wgłębnych przy eksploatacji lądowej
kruszyw żwirowo-piaskowych oraz piasków przemysłowych
Table 4. The impact of factors on the possibility of conducting a rescue operation in deep-seated pits in exploitation of sand and
gravel aggregates and industrial sands in land mine
Czynnik
Duży
1. Miejsce wypadku (ląd, basen eksploatacyjny)
2. Głębokość wyrobiska eksploatacyjnego
3. Odległość miejsca wypadku od pochylni zjazdowych do wyrobiska
4. Możliwość bezpośredniego dojazdu karetką lub innym pojazdem
ratunkowym
5. Rodzaj transportu pionowego
6. Rodzaj dróg technologicznych
7. Rodzaj i stan nawierzchni dróg
8. Wysokość pięter i kąt nachylenia skarpy (dla urabiania podpoziomowego
i braku zjazdu na spąg wyrobiska)
9. Przeszkody terenowe (np. trasy przenośników taśmowych)
10. Czynniki atmosferyczne (temperatura, opady, itp.)
1)
Wpływ
Umiarkowany
+
Niski
Nie dotyczy
+
+1)
+
+
+
+
+
+
+
eksploatacja lądowa
Do głównych zagrożeń wpływających na bezpieczeństwo
pracy należy zaliczyć:
– osuwiska mas ziemnych,
– zagrożenia związane z użytkowaniem maszyn i urządzeń
technologicznych,
– zagrożenia wodne.
W okresie lat 2008-2014 w zakładach tego typu odnotowano 6 wypadków ciężkich oraz 8 śmiertelnych. Przyczynami
zaistniałych wypadków ciężkich były:oberwanie się ze skarpy
bryły skalnej o wadze ok. 300 kg, niekontrolowany obrót koparki, upadek z ładowarki z wysokości 1,8 metra, uderzenie
prętem stalowym o wadze 30 kg spadającym z wysokości,
czy wciągnięcie ręki operatora pod osłonę bębna przenośnika taśmowego. Ich wynikiem były obrażenia typu złamanie
miednicy, rana cięto-szarpana uda oraz stłuczenie mięśni
uda, złamanie panewki stawu biodrowego, ciężkie obrażenia
twarzoczaszki w okolicy oka, ściągnięcie skóry dłoni od
nadgarstka oraz zmiażdżenie palców oraz zerwanie ścięgien
i nerwów. Wypadki śmiertelne nastąpiły w wyniku pochwycenia, w komorze napędu pompy hydraulicznej koparki, ręki
mechanika przez napęd pasowy pompy podczas pracy silnika,
potrącenie pracownika przez cofającą się ładowarkę, przygniecenie pracownika przewracającą się ładowarką do podłoża
czy upadek kierowcy transportu kołowego z wysokości 1,2
m i uderzenie głową o gąsienicę koparki jednonaczyniowej.
a)
2.5. Eksploatacja stokowo-wgłębna i stokowa zwięzłych
surowców skalnych
Kopalnie zaliczające się do tej grupy stanowią środowiska
pracy sprzyjające prowadzeniu akcji ratunkowych (rys. 6).
Kopalnie tego typu zazwyczaj wyposażone są w utwardzone
drogi tymczasowe i stałe, zbudowane na litych podłożach
skalnych. Ich powierzchnia zazwyczaj odporna jest na działanie czynników atmosferycznych (przede wszystkim opadów)
oraz intensywnego stosowania sprzętu ciężkiego (nie powstają
koleiny). Umożliwia to poruszanie się po nich pojazdów
każdego typu, w tym samochodów osobowych.
Większość kopalń zwięzłych surowców skalnych posiada
kołowy transport samochodowy, dla którego przez cały okres
funkcjonowania utrzymuje się w kopalniach układ dróg technologicznych na wszystkich poziomach eksploatacyjnych.
Dojazd do miejsc prowadzenia robót górniczych, z uwagi
na niewielką powierzchnię wyrobisk – zazwyczaj kształtują
się na poziomie kilkudziesięciu hektarów. Zatem długość
dróg transportowych nie stanowi większego problemu dla
samochodów uczestniczących w akcji ratunkowej, w tym
karetek pogotowia. Syntetyczną ocenę wpływu wytypowanych czynników na możliwość prowadzenia akcji ratowniczej
przedstawiono w tabeli 5.
b)
Rys. 6.Wyrobisko kopalń kopalin zwięzłych: a) wgłębne, b) stokowe
Fig. 6. Open pit of compact mineral mines: a) deep-seated, b) slope
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
97
Tablica 5. Wpływ czynników na możliwość prowadzenia akcji ratowniczej w wyrobiskach stokowo-wgłębnych przy eksploatacji
zwięzłych surowców skalnych
Table 5. The impact of factors on the possibility of conducting a rescue operation in hill-side pits in exploitation of compact rock
resources
Czynnik
1. Miejsce wypadku (ląd, basen eksploatacyjny)
2. Głębokość wyrobiska eksploatacyjnego
3. Odległość miejsca wypadku od pochylni zjazdowych do wyrobiska
4. Możliwość bezpośredniego dojazdu karetką lub innym pojazdem
ratunkowym
5. Rodzaj transportu pionowego
6. Rodzaj dróg technologicznych
7. Rodzaj i stan nawierzchni dróg
8. Wysokość pięter i kąt nachylenia skarpy (dla urabiania
podpoziomowego i braku zjazdu na spąg wyrobiska)
9. Przeszkody terenowe (np. trasy przenośników taśmowych)
10. Czynniki atmosferyczne (temperatura, opady, itp.)
1)
Wpływ
Duży
Umiarkowany
Niski
Nie
dotyczy
+
+
+1)
+
+
+
+
+
+
+
eksploatacja lądowa
Do głównych zagrożeń wpływających na bezpieczeństwo
pracy należy zaliczyć:
– obrywy nawisów skalnych,
– zagrożenie upadkiem z wysokości,
– zagrożenia związane z użytkowaniem maszyn i urządzeń
technologicznych,
– zagrożenia związane z zastosowaniem do urabiania skał
materiałów wybuchowych.
W latach 2008-2014 odnotowano 2 wypadki ciężkie oraz
4 wypadki śmiertelne. Wypadki ciężkie spowodowane były
głównie przewróceniem się, niewłaściwą organizacją pracy
związaną ze zdejmowaniem pokrywy głowicy przyłączeniowej silnika kruszarki, pochwycenie i wciągniecie ręki operatora między taśmę a wał napędowy przenośnika taśmowego
kruszarki. Wynikiem zaistniałych wypadków były ciężkie
obrażenia ciała oraz wbicie się w oko mechanika odbitego
grotu wkrętaka, a także urazowa amputacja przedramienia.
Wypadki śmiertelne nastąpiły w wyniku potrącenia
w wyrobisku górniczym przez samochód (prawdopodobnie
– brak świadków), pochwycenie i wciągnięcie lewej ręki
poszkodowanego pomiędzy dolną taśmę przenośnika a rolkę
ją podtrzymującą na węźle wstępnego kruszenia (zakład
przeróbczy), wejście operatora na nieosłoniętą część taśmy
przenośnika w miejscu odległym o 1,6 metra od przesypu,
skąd został przemieszczony do dalszej części przesypu, a następnie zakleszczony pomiędzy bębnem napędowo-zwrotnym
przenośnika a osłoną, a także pochwycenie poszkodowanego
przez bęben dociskowy przenośnika i najprawdopodobniej
uszkodzenie tętnicy szyjnej w zakładzie przeróbczym, gdzie
śmierć nastąpiła z uwagi na znaczną utratę krwi.
3. Systemy ratownictwa w górnictwie odkrywkowym
Po zaistnieniu wypadku koniecznym jest podjęcie natychmiastowych działań mających na celu przetransportowanie
osoby poszkodowanej poza obszar zagrożenia oraz opatrzenie
bądź reanimacja/resuscytacja do czasu przyjazdu wykwalifikowanego personelu medycznego.
Akcje ratunkowe opisywanych w rozdziale 3. w 1 części
artykułu [1] wypadków ciężkich i śmiertelnych we wszystkich przypadkach prowadzone były standardowo według
przewidzianych procedur z wykorzystaniem własnych służb
ratowniczych zakładu górniczego (kopalnie węgla brunatne-
go) i służb cywilnych (pogotowie ratunkowe, straż pożarna).
W oparciu o wcześniejszą analizę wypadków do działań
tych, a także innych pomocniczych, usprawniających pomoc
medyczną, zaliczyć można [2,4]:
– wypadki ciężkie:
– wezwanie pogotowia i uwolnienie zaklinowanego
poszkodowanego z miejsca wypadku,
– pierwsza pomoc przedlekarska w wyrobisku, w sterowni zakładu przeróbczego,
– transport do jadącej do zakładu karetki szpitalnej bądź
zakładowej,
– transport żurawiem z wyrobiska na powierzchnię
terenu,
– transport karetką do szpitala,
– transport z karetki do śmigłowca,
– wypadki śmiertelne:
– wezwanie pogotowia,
– próba uwolnienia przygniecionego poszkodowanego
spod maszyn,
– reanimacja przez zespół ratownictwa medycznego,
– reanimacja przez współpracowników do przybycia
karetki zakładowej i pogotowia ratunkowego,
– poszukiwanie zatopionego (wraz z ładowarką) operatora przez współpracowników poprzez penetrację dna
zbiornika przy użyciu prostych w konstrukcji sond,
– poszukiwanie ciała operatora przez strażaków echosondami, a następnie przez nurków,
– transport poszkodowanego na drzwiach do miejsca
przyjazdu koparki, a nawet samodzielne zgłoszenie się
poszkodowanego do szpitala, czy odwiezienie przez
współpracowników.
Przedstawione w rozdziale 2 modele funkcjonalne kopalń
prezentują różne możliwości podejmowania akcji ratunkowych. W warunkach kopalń odkrywkowych w przypadku
zaistnienia wypadku na ogół nie ma problemu z dotarciem
pomocy do osoby/osób poszkodowanych. W kopalniach
węgla brunatnego samochody pogotowia ratunkowego, będące na stanie każdej kopalni, wyposażone są w podwozia
samochodów terenowych i teoretycznie powinny dojechać
do każdego miejsca zaistnienia wypadku. W mniejszych
kopalniach surowców skalnych akcje ratunkowe prowadzone
są z pomocą służb cywilnych (pogotowie ratunkowe, straż
pożarna). Jedyną trudnością w dotarciu na miejsce mogą
być trudne warunki terenowe, które występują w kopalniach
kruszyw żwirowo-piaskowych lub kopalin ilastych.
98
PRZEGLĄD GÓRNICZY
W przyszłości w kopalniach odkrywkowych, w szczególności tych, których droga do poszkodowanego jest
utrudniona, możliwe będzie zastosowanie opracowywanego
w ramach prowadzonych ze środków NCBR badań modelu
kapsuły sztywnej [3]. Jest to układ transportowo-ochronny,
który izoluje poszkodowanego od otoczenia przed opadami
atmosferycznymi, utrzymując ciepłotę ciała (szczególnie
w okresie zimowym) oraz izolując od niebezpiecznego otoczenia. Jest to konstrukcja, której wielkość powinna umożliwić
włożenie noszy, a składa się z hermetycznej osłony przegubowej umożliwiającej włożenie noszy w pozycji siedzącej
i leżącej, rączek do niesienia, układu do podczepiania do liny,
posiada zainstalowane płozy oraz wyposażona jest w aparaturę, tj. defibrylator oraz układ wytwarzający i podtrzymujący atmosferę. Kapsuła z uwagi na swoją modułowość wyposażana
może być w różne elementy jak np. doczepiane kółka czy inne
moduły konieczne do zastosowania w różnych sytuacjach,
w zróżnicowanych warunkach.
4. Podsumowanie
Istotą odkrywkowej metody eksploatacji złóż (kopalń
odkrywkowych) jest, w pierwszej kolejności, konieczność zdjęcia warstw skalnych zalegających ponad złożem.
Udostępnione w ten sposób złoże eksploatowane jest z otwartego wkopu lub akwenu wodnego (eksploatacja podwodna).
Zatem warunki prowadzenia robót górniczych są uzależnione
od czynników atmosferycznych, a więc warunki (środowisko)
pracy, jak również akcji ratunkowych, są zmienne w różnych
porach roku.
W zależności od przyjętego kryterium „funkcjonalności”
przedstawić można kilka modeli funkcjonalnych kopalń odkrywkowych. Biorąc pod uwagę potrzebę odzwierciedlenia
funkcjonalności elementów kopalni odkrywkowej w odniesieniu do prowadzenia akcji ratowniczych, za ważny należy
uznać model opisujący rolę poszczególnych składowych
struktury geometrycznej kopalni w realizowanym procesie
technologicznym. Sama struktura geometryczna jest ściśle
powiązana z przyjętym rozwiązaniem technicznym w procesie
urabiania oraz transportu, jak również parametrami fizyko-mechanicznymi warstw skalnych, w których wyrobisko jest
tworzone.
Wśród dużej liczby kopalń odkrywkowych w Polsce
(ok. 4500 eksploatowanych złóż) wyróżnić można 5 modeli
opartych o różne typy eksploatacji, których geometryczny
i technologiczny charakter jest odmienny. W latach 2008-2014
[2] w poszczególnych typach kopalń liczba wypadków śmiertelnych i ciężkich wyniosła (wg wypadków śmiertelnych):
– eksploatacja lądowa kruszyw żwirowo-piaskowych i innych kopalin okruchowych oraz ilastych – 8 wypadków
śmiertelnych oraz 6 ciężkich,
– eksploatacja spod wody kruszyw żwirowo-piaskowych
oraz lądowa kruszyw łamanych osiągnęły identyczny
poziom wypadków– po 4 śmiertelne oraz po 2 ciężkie,
– kopalnie węgla brunatnego – 3 wypadki śmiertelne oraz
6 ciężkich,
– kopalnie surowców blocznych – 1 wypadek śmiertelny
oraz 3 ciężkie.
Liczba zarejestrowanych w badanym okresie wypadków
pozwala zauważyć, iż z pozoru trudne do prowadzenia akcji
2015
ratowniczej kopalnie surowców blocznych czy w trochę
mniejszym węgla brunatnego charakteryzują się najmniejszą
liczbą wypadków śmiertelnych.
W warunkach kopalń odkrywkowych za najistotniejsze,
z punktu widzenia prowadzenia akcji ratunkowych, jest
określenie czy elementy struktury geometrycznej wyrobiska
odkrywkowego pełnią funkcje transportowe. Jeżeli tak, to
przede wszystkim parametry geometryczne tych elementów
będą warunkowały środowisko prowadzenia akcji ratunkowych. Do tych parametrów zaliczyć należy głównie:
– wysokość pięter eksploatacyjnych oraz ich liczbę (wysokość zbocza),
– kąt nachylenia skarp,
– szerokość poziomów oraz półek,
– długość, szerokość i kąt nachylenia dróg transportowych.
W warunkach kopalń odkrywkowych w przypadku zaistnienia zdarzenia niebezpiecznego (wypadku) na ogół nie
ma problemu z dotarciem pomocy do osoby lub osób poszkodowanych. W kopalniach węgla brunatnego samochody
pogotowia ratunkowego, będące na stanie każdej kopalni,
wyposażone są w podwozia samochodów terenowych i teoretycznie powinny dojechać do miejsca zaistnienia wypadku.
W mniejszych kopalniach surowców skalnych akcje ratunkowe prowadzone są z pomocą służb cywilnych (pogotowie
ratunkowe, straż pożarna). Przeszkodą w dotarciu na miejsce mogą być trudne warunki terenowe, które występują
w niektórych kopalniach kruszyw żwirowo-piaskowych, są to
jednak na ogół małe kopalnie w których drogi transportowe
nie są długie.
Z punktu widzenia możliwości bezpośredniego dotarcia
do niebezpiecznego zdarzenia (wypadku) do szczególnie
trudnych wyrobisk zaliczyć należy odkrywkowe kopalnie
skał blocznych, w których stosuje się linowy transport pionowy. W większości tych kopalń nie ma klasycznych dróg
transportowych, a załoga schodzi do przodków górniczych
po drabinach. W tym przypadku transport poszkodowanego
na powierzchnię kopalni odbywa się najczęściej za pomocą
dźwigu linowego w kolebie lub na platformie.
Artykuł został opublikowany w ramach realizacji projektu rozwojowego nr PBS2/B2/10/2013, pt.:
„ M O D U Ł O WA K A P S U Ł A R AT U N K O WA D O
EWAKUACJI POSZKODOWANYCH W ŚRODOWISKU
NIEBEZPIECZNYM”
Literatura
1.
2.
3.
4.
Borcz A., Kozioł W., Ciepliński A., Machniak Ł.: Bezpieczeństwo pracy i
system ratownictwa górniczego w kopalniach odkrywkowych w Polsce.
Część 1. „Przegląd Górniczy”.
Stan Bezpieczeństwa i Higieny Pracy w Górnictwie. WUG (Wyższy
Urząd Górniczy), lata 2008-2014, Katowice.
Modułowa kapsuła ratunkowa do ewakuacji poszkodowanych w środowisku niebezpiecznym. Zadanie 2. Opracowanie wstępnych założeń
taktyczno-technicznych i koncepcji rozwiązania dla modułowego
systemu kapsuły. Projekt rozwojowy finansowany w ramach środków
NCBR, o numerze PBS2/B2/10/2013.
www.wug.gov.pl
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
99
UKD 330.322.5: 330.4: 001.891.3
Ocena wpływu poziomu działalności przedsiębiorstwa
na osiągany próg rentowności na przykładzie kopalni
odkrywkowej surowców skalnych
Review of the impact of the company activities on break-even point with
an example of the opencast mine of rock and raw materials
Dr hab. inż. Beata Trzaskuś-Żak*)
Dr hab. inż. Dariusz Fuksa*)
Treść: W literaturze dotyczącej sposobów obliczania wielkości progu rentowności dominuje pogląd, że należy go określać na poziomie, w którym przychody operacyjne są równe kosztom operacyjnym. Jednakże większość przedsiębiorstw prowadzi swoją
działalność również w obszarze finansowym, czerpiąc z niego nie tylko przychody, ale również ponosząc w związku z tym
niejednokrotnie większe koszty niż przychody. W artykule przeprowadzono analizę progu rentowności, obliczając jego wartość
na różnych poziomach działalności gospodarczej kopalni odkrywkowej surowców skalnych. Wykazano niedokładność proponowanych w literaturze przedmiotu sposobów obliczania progu rentowności na poziomie działalności operacyjnej. Ponadto,
zwrócono uwagę na złożoność problemu przy określaniu granicznych wielkości ceny sprzedaży i kosztów wynikającego
z przyjętej podstawy obliczania progu rentowności - wielkości produkcji lub wielkości sprzedaży. Obliczenia przeprowadzono
na przykładzie danych finansowych funkcjonującej kopalni surowców skalnych, zaczerpniętych m.in. z rachunku zysków
i strat w wersji porównawczej.
Abstract: The literature of the subject concerning the ways of calculating the break-even point is dominated by the view that it should
be carried out on the level at which operating income is equal to the operating costs. However, most of the companies are
active also in the financial area, drawing from it not only income, but also incurring often higher level of costs than revenues.
This paper presents an analysis of the break-even point, calculating its value at different levels of economic activity of the
opencast mine of rock and raw materials. This paper demonstrates the inaccuracy of the proposal given by the literature
for calculating the break-even point at the operating level. In addition, the complexity of the problem in determining the
critical volume of sale prices and costs, according to the adopted base, as well as the calculation of the break-even point of
production or sales volume was emphasized. The calculations were carried out on the basis of financial data of the opencast
mine of rock and raw materials by the use, for instance, of the profit-and-loss account.
Słowa kluczowe:
próg rentowności, wielkości graniczne, koszty, poziomy rozliczania zysku przedsiębiorstw
Key words:
break even-point, critical volumes of economic factors, costs, levels of profit calculation
1. Wprowadzenie
Analiza progu rentowności stanowi niezwykle pomocny
instrument zarządzania przedsiębiorstwem w gospodarce
rynkowej. Obejmuje ona badanie tzw. punktu wyrównania,
w którym realizowane przychody ze sprzedaży pokrywają
*) AGH w Krakowie
poniesione koszty. Przedsiębiorstwo (kopalnia) nie osiąga
wówczas zysku, ale też nie ponosi straty [3, 4, 5, 9, 10, 12, 13].
Wyznaczając próg rentowności, kopalnia otrzymuje informacje o koniecznej wielkości produkcji (sprzedaży), która
pokryje ponoszone koszty. Produkcja (sprzedaż) powyżej
wartości progu rentowności generuje zysk dla kopalni.
W rachunkowości zarządczej często używa się określenia
„próg rentowności” (ang. BEP break- even point analysis)
w stosunku do takiej wartości poziomu wolumenu sprzedaży,
100
PRZEGLĄD GÓRNICZY
przy której przychody operacyjne są równe kosztom operacyjnym (zysk brutto ze sprzedaży jest równy zero) lub przychody
pokrywają wszystkie koszty (zysk netto jest równy zero).
Przez analogię można jednak przenieść określenie progu rentowności na każdą zmienną i w stosunku do każdej miary [8].
Próg rentowności stanowi kluczowe narzędzie w Systemie
Informacji Planistycznej (SIP) w koncepcji operacyjnej rachunkowości zarządczej nastawionej na planowanie, kontrolę
i modelowanie wyników w krótkim okresie. Narzędzie to
wykorzystywane jest najczęściej przy ocenie wpływu zmian
poszczególnych wskaźników objętych analizą: koszty-rozmiary produkcji-zysk (ang. CVP cost-volume-profit analysis).
Wskaźnikami tymi są: jednostkowa cena sprzedaży, rozmiary
produkcji (sprzedaży), jednostkowe koszty zmienne oraz
koszty stałe [7].
2. Wyznaczanie progu rentowności na różnych poziomach działalności gospodarczej kopalni odkrywkowej
surowców skalnych
Rachunek zysków i strat (rachunek wyników) jest zestawieniem osiągniętych w danym roku obrotowym przychodów ustalonych zgodnie z zasadą memoriałową z kosztami
poniesionymi w danym roku obrotowym, współmiernymi do
ustalonych przychodów.
Rachunek wyników może być sporządzany w wariancie
porównawczym i wariancie kalkulacyjnym (tab. 1). Różnica
pomiędzy tymi wariantami przejawia się w sposobie ujmowania kosztów wytworzenia wyrobów ponoszonych przez
jednostkę, co jest wynikiem przyjętego sposobu ewidencji
księgowej (tzw. wariantów). Oba warianty rachunku zysków
i strat konstruowane są według tej samej zasady, zwanej
drabinkową, która zestawia naprzemiennie osiągnięte
przychody i poniesione koszty, w odniesieniu na poszczególne
poziomy (segmenty) działalności gospodarczej przedsiębior-
2015
stwa. Segmenty ujęte w rachunku wyników odpowiadają
typowemu schematowi działalności gospodarczej przedsiębiorstwa (kopalni).
Działalność operacyjna przedsiębiorstwa jest podstawowym rodzajem działalności, której efektem może być osiągnięcie zysku lub poniesienie straty. Można ją podzielić na
podstawową działalność operacyjną oraz pozostałą działalność
operacyjną. Podstawowa działalność operacyjna obejmuje
operacje, które stanowią zasadniczy przedmiot działalności
przedsiębiorstwa (kopalni), np. sprzedaż wyrobów gotowych,
towarów, usług, zakup materiałów itp. Pozostała działalność
operacyjna obejmuje operacje, które nie stanowią zasadniczego przedmiotu działalności przedsiębiorstwa (kopalni),
ale występują jako pośredni jej skutek np. zbycie zbędnych
składników rzeczowych aktywów trwałych, skutki ogólnego
ryzyka gospodarczego działalności skutkującego odpisaniem
nieściągalnych należności, nałożone kary, odszkodowania
itp. [2, 12].
Działalność finansowa przedsiębiorstwa obejmuje działania związane z pozyskaniem kapitału, jego obsługą oraz utrzymaniem i obrotem inwestycji. Do przychodów finansowych
zalicza się m.in. zyski ze sprzedaży papierów wartościowych,
dywidendy z tytułu udziałów w innych jednostkach, odsetki
i prowizje od środków pieniężnych stanowiących lokaty. Do
kosztów finansowych zalicza się m.in. straty na sprzedaży
papierów wartościowych, ujemne różnice kursowe, utworzenie rezerw na pewne lub prawdopodobne straty z operacji
finansowych, odsetki i prowizje od zaciągniętych kredytów
i pożyczek [2, 12].
Wynik operacji nadzwyczajnych tworzą straty i zyski
nadzwyczajne, przez które rozumie się skutki finansowe
zdarzeń powstających poza zwykłą działalnością jednostki,
spowodowane zdarzeniami losowymi jak pożary, kradzieże
oraz zjawiskami pogodowymi, takimi jak powodzie, wichury
itp. [2, 12].
Tablica 1. Rachunek wyników w wariancie porównawczym i wariancie kalkulacyjnym
Table 1. An income statement in two different variants
Wariant kalkulacyjny
(+) Przychody ze sprzedaży netto
(-) Koszty sprzedanych produktów,
wyrobów i materiałów
Zysk/strata na sprzedaży (brutto)
(-) Koszty ogólne zarządu
(-) Koszty sprzedaży
Wariant porównawczy
(+) Przychody ze sprzedaży netto
i zrównane z nimi
(-) Koszty działalności operacyjnej
– zużycie materiałów i energii,
– usługi obce,
– podatki i opłaty,
– wynagrodzenia,
– świadczenia na rzecz pracowników,
– amortyzacja,
– ubezpieczenia społeczne
– i inne świadczenia,
– pozostałe koszty rodzajowe
Zysk/strata na sprzedaży (netto)
(+) Pozostałe przychody operacyjne
(-) Pozostałe koszty operacyjne
Zysk/strata na działalności operacyjnej
(+) Przychody finansowe
(-) Koszty finansowe
Zysk/strata na działalności gospodarczej
(+) Zyski nadzwyczajne
(-) Straty nadzwyczajne
Zysk/strata brutto
(-) Podatek dochodowy
Zysk/strata netto
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Zgodnie z definicją próg rentowności znajduje się w
punkcie, w którym wartość sprzedaży (S) równa jest kosztom
współmiernym przychodom (kosztom całkowitym - Kc), co
można zapisać [3, 4, 5, 6, 9, 10, 12]:
S = Kc
(1)
przy czym
S = x · c,
(2)
oraz
Kc = Ks + x · kjz,
(3)
gdzie:
c – jednostkowa cena sprzedaży, PLN/Mg,
kjz – jednostkowy koszt zmienny produkcji, PLN/Mg,
Ks – całkowity koszt stały produkcji, PLN,
x – wielkość produkcji (sprzedaży), Mg,
Po podstawieniu równań (2) i (3) do równania (1) otrzymujemy zależność
x · c = Ks + x · kjz
(4)
Ilościowy próg rentowności można wyznaczyć dla wszystkich poziomów działalności gospodarczej przedsiębiorstwa
ujętych w rachunku zysków i strat (tab. 1) przyjmując za Kc
wielkość kosztów przedstawioną w tabeli 2.
Tablica 2. Sposób obliczania ilościowego progu rentowności na
różnych poziomach działalności przedsiębiorstwa
Table 2. The way of quantitative approach to the break even
calculation of the company activity levels
Poziom wyniku
na sprzedaży
z działalności
operacyjnej
z działalności
gospodarczej
finansowego
brutto
Próg ilościowy
Przychody ze sprzedaży netto i zrównane z nimi
=
Koszty działalności operacyjnej
Przychody ze sprzedaży netto i zrównane z nimi
+ Pozostałe przychody operacyjne
=
Koszty działalności operacyjnej
+ Pozostałe koszty operacyjne
Przychody ze sprzedaży netto i zrównane z nimi
+ Pozostałe przychody operacyjne
+ Przychody finansowe
=
Koszty działalności operacyjnej
+ Pozostałe koszty operacyjne
+ Koszty finansowe
Przychody ze sprzedaży netto i zrównane z nimi
+ Pozostałe przychody operacyjne
+ Przychody finansowe
+ Zyski nadzwyczajne
=
Koszty działalności operacyjnej
+ Pozostałe koszty operacyjne
+ Koszty finansowe
+ Straty nadzwyczajne
(8)
– granicznego poziomu kosztów stałych
, zł/Mg
(9)
3. Obliczenia i ocena uzyskanych wyników
Analizę progu rentowności przeprowadzono na przykładzie rzeczywistej kopalni odkrywkowej surowców skalnych.
W tabeli 3 zestawiono rachunek zysków i strat analizowanej
kopalni za okres dwóch lat. Wyniki obliczeń, dotyczące
ilościowego i wartościowego ujęcia progu rentowności,
granicznego poziomu ceny, granicznej wielkości kosztów
jednostkowych zmiennych oraz granicznej wielkości kosztów
stałych dla różnych poziomów działalności wybranej kopalni,
zestawiono w tabelach 4-6 oraz na rysunkach 1-4. Obliczenia
dokonano w oparciu o wzory (5)-(9).
Do wyznaczenia wielkości kosztów stałych i zmiennych,
na poszczególnych poziomach określania zysku, zastosowano
metodę księgową. Metoda księgowa wykorzystuje prowadzoną rachunkowość księgową i stosowany obieg dokumentów,
na podstawie których pracownik księgowości o dużym
doświadczeniu i profesjonalizmie kwalifikuje rozliczane
koszty do wymienionych grup (kosztów stałych i zmiennych),
z uwzględnieniem znajomości reagowania kosztów na zmiany
skali produkcji [1].
Autorzy wyodrębnili koszty stałe i zmienne przyjmując
uśrednioną wartość współczynników dla analizowanej branży (tab. 3) [14], wyniki obliczeń zaś, zamieszczone zostały
w tabelach 4-7.
Wyszczególnienie
Amortyzacja
Zużycie materiałów i energii
Usługi obce
Podatki i opłaty
Wynagrodzenia
Ubezpieczenia społeczne i inne świadczenia
Pozostałe koszty rodzajowe
Wartość sprzedanych towarów i materiałów
Koszty stałe Koszty zmienne
100
0,75
0,25
0,5
0,8
0,9
0,9
0,75
0,5
0,5
0,2
0,1
0,1
0,25
0,5
Tablica 4. Rachunek zysków i strat analizowanej kopalni odkrywkowej surowców skalnych
Table 4. Profit and loss account of the analysed opencast mine
of rock and raw materials
wartościowym
(6)
W analizie progu rentowności ważne miejsce zajmuje
również analiza wrażliwości obejmująca badanie:
– granicznego poziomu jednostkowej ceny sprzedaży
, zł/Mg
, zł/Mg
Tablica 3. Przyjęte współczynniki w metodzie księgowej
Table 3. The factors used in the accounting method
Na podstawie wzoru (4) można obliczyć próg rentowności
w ujęciu:
– ilościowym
, Mg
(5)
, PLN
101
(7)
– granicznego poziomu jednostkowych kosztów zmiennych
Wyszczególnienie
Rok I
Rok II
Przychody ze sprzedaży i zrównane z nimi 68 050 481,93 75 231 965,06
Koszty działalności operacyjnej
59 209 796,82 62 698 897,94
Wynik ze sprzedaży
8 840 685,11 12 533 067,12
Pozostałe przychody operacyjne
382 754,26
364 346,67
Pozostałe koszty operacyjne
747 643,29 1 132 929,27
Wynik z działalności operacyjnej
8 475 796,08 11 764 484,52
Przychody finansowe
606 241,83
397 009,14
Koszty finansowe
4 684 912,48 1 014 838,37
Wynik z działalności gospodarczej
4 397 125,43 11 146 655,29
Zyski nadzwyczajne
0,00
0,00
Straty nadzwyczajne
0,00
0,00
Wynik finansowy brutto
4 397 125,43 11 146 655,29
Podatek dochodowy i pozostałe
943 651,05 2 213 238,24
obowiązkowe zmniejszenia zysku
Wynik finansowy netto
3 453 474,38 8 933 417,05
102
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Tablica 5. Zestawienie wyników obliczeń dla poziomu wyniku ze sprzedaży
Table 5. The calculation results of the profit (loss) on sales
Wyszczególnienie
Rok I
Rok II
Koszty stałe Ks, zł
45 381 124,57
49 221 882,37
Koszty zmienne Kz, zł
13 828 672,25
13 477 015,57
Produkcja xp, Mg
1 486 842,00
1 684 710,00
Sprzedaż xs, Mg
1 475 665,28
1 565 002,73
68 050 481,93
75 231 965,06
Przychody ze sprzedaży S, zł
Cena jednostkowa c, zł/Mg
46,4
Koszty jednostkowe zmienne kjz, zł/Mg
Marża jednostkowa mj, zł/Mg
Próg rentowności ilościowy BEP, Mg
48,3
9,3
8
37,1
40,3
1 223 210,90
1 221 386,60
56 756 985,76
58 992 972,80
Cena graniczna cmin, zł/Mg
39,82
37,22
Graniczne koszty jednostkowe zmienne kjzmax, zł/Mg
16,00
Próg rentowności wartościowy BEP’, zł
Graniczne koszty stałe, Ksmax, zł
54 772 490,56
20,54
67 509 452,65
Tablica 6. Zestawienie wyników obliczeń dla poziomu wyniku z działalności operacyjnej
Table 6. The calculation results of the operating activities of the analysed company
Wyszczególnienie
Rok I
Rok II
Koszty stałe Ks, zł
45 904 474,87
50 014 932,86
Koszty zmienne Kz, zł
14 052 965,24
13 816 894,35
Produkcja xp, Mg
1 486 842,00
1 684 710,00
Sprzedaż xs, Mg
1 475 665,28
Przychody ze sprzedaży S, zł
68 468 236,19
1 565 002,73
75 596 311,73
Cena jednostkowa c, zł/Mg
46,4
48,3
Koszty jednostkowe zmienne kjz, zł/Mg
9,45
8,2
Marża jednostkowa mj, zł/Mg
Próg rentowności ilościowy BEP, Mg
Próg rentowności wartościowy BEP’, zł
36,95
40,1
1 242 340,32
1 247 255,18
57 644 590,91
60 242 425,37
40,33
37,89
Cena graniczna cmin, zł/Mg
Graniczne koszty jednostkowe zmienne kjzmax, zł/Mg
Graniczne koszty stałe, Ksmax, zł
15,64
20,04
54 525 832,10
62 756 609,50
Tablica 7. Zestawienie wyników obliczeń dla poziomu wyniku z działalności gospodarczej (wynik finansowy
brutto)
Table 7. The calculation results of the business activities level of the analysed company
Rok I
Rok II
Koszty stałe Ks, zł
Wyszczególnienie
50 120 896,10
50 928 287,39
Koszty zmienne Kz, zł
14 521 456,49
13 918 378,19
Produkcja xp, Mg
1 486 842,00
1 684 710,00
Sprzedaż xs, Mg
1 475 665,28
1 565 002,73
Przychody ze sprzedaży S, zł
68 468 236,19
75 596 311,73
46,4
48,3
Cena jednostkowa c, zł/Mg
Koszty jednostkowe zmienne kjz, zł/Mg
Marża jednostkowa mj, zł/Mg
Próg rentowności ilościowy BEP, Mg
9,77
8,26
36,63
40,04
1 368 301,83
1 271 935,25
63 489 205,00
61 434 472,55
Cena graniczna cmin, zł/Mg
43,48
38,49
Graniczne koszty jednostkowe zmienne kjzmax, zł/Mg
12,79
19,45
54 053 619,21
62 662 709,30
Próg rentowności wartościowy BEP’, zł
Graniczne koszty stałe, Ksmax, zł
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Rys. 1.Wartość osiąganego poziomu progu rentowności w ujęciu ilościowym
na poszczególnych poziomach działalności kopalni odkrywkowej surowców skalnych w okresie dwóch lat
Fig. 1. The quantitative approach to the break even point of the activity levels
of the analysed opencast mine in two-years period
Rys. 2. Wartość osiąganego poziomu progu rentowności w ujęciu wartościowym na poszczególnych poziomach działalności kopalni odkrywkowej
w okresie dwóch lat
Fig. 2. The valuable approach to the break even point of the activity levels of
the analysed opencast mine in two-years period
Rys. 3.Wartość granicznej ceny sprzedaży na poszczególnych poziomach
działalności analizowanej kopalni odkrywkowej w okresie dwóch lat
Fig. 3. The volume of the critical sale price on the levels of the analysed opencast mine activities in two-years period
103
104
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Rys. 4.Wartość granicznych kosztów jednostkowych zmiennych na poszczególnych poziomach działalności analizowanej kopalni odkrywkowej
w okresie dwóch lat
Fig. 4. The volume of the critical unit variable costs on the levels of the analysed opencast mine activities during two-years period
Na podstawie otrzymanych wyników można zauważyć,
że wzrasta wartość progów rentowności w miarę dochodzenia
przy ich obliczaniu do poziomu wyniku finansowego brutto
(tab. 4-6). Jest to oczywiste, ponieważ dolicza się dodatkowe
przychody oraz dodatkowe koszty poszczególnych poziomów działalności analizowanej kopalni (pod warunkiem,
że kopalnia prowadzi działalność w wyżej wymienionych
obszarach). Obliczanie zatem progu rentowności biorąc pod
uwagę jedynie działalność operacyjną przedsiębiorstwa, jak
to jest proponowane w literaturze przez niektórych autorów,
prowadzi do zbyt uproszczonych wyników. Analiza progu
rentowności powinna opierać się na pokryciu przychodami
kosztów całkowitych ponoszonych przez przedsiębiorstwo.
Jeżeli przedsiębiorstwo wykazuje przychody, lub ponosi
koszty w innych działalnościach poza operacyjną, wówczas
powinny one zostać ujęte w wyznaczaniu progów rentowności. Co w praktyce nie w każdym przypadku jest stosowane.
Należy zwrócić również uwagę na podstawę ustalania
progu rentowności, a mianowicie wielkość produkcji lub
wielkość sprzedaży. Otrzymane wyniki (tab. 7 i 8) wskazują
jednoznacznie, że opieranie obliczeń na wielkości sprzedaży
w każdym analizowanym poziomie działalności kopalni
powoduje, że otrzymujemy większą wartość ceny minimalnej. Maleje zatem upust, jaki kopalnia może zaproponować
odbiorcom swoich produktów. Sytuacja będzie tym bardziej
niekorzystna dla kopalni, im różnica pomiędzy wielkością
sprzedaży a wielkością produkcji będzie rosła. Wielkość
tej sprzedaży określa próg rentowności ilościowy. Sprzedaż
w ilości mniejszej od tej wielkości spowoduje straty dla
kopalni. Analogicznie wygląda sytuacja z maksymalnym
granicznym poziomem kosztów jednostkowych zmiennych.
Analizowana kopalnia posiada jednak wysoki margines bezpieczeństwa, o który koszty zmienne mogą wzrosnąć - 127%
(12,44/9,77) w roku I i 191% (15,76/8,26) w roku II - tabele
6 i 8.
Tablica 7. Zestawienie wartości cmin dla poszczególnych poziomów wyniku z działalności
gospodarczej kopalni odkrywkowej surowców skalnych w okresie dwóch lat, [zł/
Mg]
Table 7. Summary of cmin values for particular results from the business activity of the
open-pit mine of rocks in the period of two years, [zł/Mg]
Poziom wyniku
ze sprzedaży
z działalności operacyjnej
z działalności gospodarczej
Rok I
Rok II
Wartość cmin ze względu na wielkość
produkcji
sprzedaży
produkcji
sprzedaży
39,82
40,12
37,22
40,06
40,33
40,63
37,89
40,79
43,48
43,80
38,49
41,43
Tablica 8. Zestawienie wartości kjzmax dla poszczególnych poziomów wyniku z działalności
gospodarczej kopalni odkrywkowej surowców skalnych w okresie dwóch lat, [zł/
Mg]
Table 8. Summary of kjzmax values for particular results from the business activity of the
open-pit mine of rocks in the period of two years, [zł/Mg]
Poziom wyniku
ze sprzedaży
z działalności operacyjnej
z działalności gospodarczej
Rok I
Rok II
Wartość kjzmax ze względu na wielkość
produkcji
sprzedaży
produkcji
sprzedaży
16,00
15,65
20,54
16,85
15,64
15,29
20,04
16,34
12,79
12,44
19,45
15,76
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
4. Podsumowanie
Przedstawione w artykule rozważania miały na celu
zwrócenie uwagi kadry zarządzającej kopalń na zależność
osiąganej wartości progu rentowności (break even point
- BEP) od przyjętego do obliczeń poziomu działalności
przedsiębiorstwa.
Z przeprowadzonej w artykule analizy wynika, że poziom rozpatrywanych wielkości granicznych rośnie wraz
ze wzrostem poziomu rozliczania wyniku finansowego.
Konieczne jest więc uwzględnianie w obliczeniach progu
rentowności, przede wszystkim kosztów finansowych oraz
strat nadzwyczajnych, co z kolei powoduje wzrost wartości
progu rentowności (mniejszy margines bezpieczeństwa).
Stąd też wyznaczanie progu rentowności na proponowanym
w literaturze poziomie operacyjnym, może prowadzić do
podejmowania błędnych decyzji zarządczych, szczególnie w
przypadku, kiedy wartość kosztów finansowych przekracza
wartość odpowiadających im przychodów, czego efektem
w najgorszym przypadku będzie poniesienie przez kopalnię
(przedsiębiorstwo) strat finansowych.
Publikację wykonano w 2015 roku w ramach badań statutowych zarejestrowanych w Akademii Górniczo-Hutniczej
w Krakowie pod nr 11.11.100.693, zadanie 5
Literatura
1.
2.
3.
Czopek K.: Koszty stałe i zmienne. Teoria-Praktyka. Kraków Art.-Tekst
2003.
Dreliszak E., Kania D.: Rachunek zysków i strat, Ośrodek Doradztwa
i Doskonalenia Kadr, Gdańsk 2009.
Fuksa D.: Koncepcja wyznaczania wieloasortymentowego progu ren-
4.
5.
6.
7.
8.
9.
10.
11.
12.
13.
14.
105
towności dla kopalń węgla kamiennego. „Przegląd Górniczy” 2011,
Nr 9.
Fuksa D.: Metoda oceny wpływu zmiennego zapotrzebowania odbiorców węgla kamiennego na efektywność funkcjonowania wielozakładowego przedsiębiorstwa górniczego, Wydawnictwo AGH, Rozprawy
Monografie, Kraków 2012.
Fuksa D.: Concept of determination and analysis of the break-even point
for a mining enterprise. Archives of Mining Sciences, vol. 58 no. 2, s.
395–410, 2013.
Fuksa D., Trzaskuś-Żak B.: Wielkości graniczne parametrów ekonomicznych, marginesy bezpieczeństwa w działalności gospodarczej
producentów skalnych surowców drogowych, „Przegląd Górniczy”
2008, Nr 3.
Karmańska A.: Rachunkowość zarządcza i rachunek kosztów w systemie
informacyjnym przedsiębiorstwa. Difin, Warszawa 2009.
Machała R.: Praktyczne zarządzanie finansami firmy. Wydawnictwo
Naukowe PWN, Warszawa 2004.
Nowak E.: Rachunkowość zarządcza. Wydawnictwo Profesjonalnej
Szkoły Biznesu, Kraków 2001.
Nowak E.: Zaawansowana rachunkowość zarządcza. PWE, Warszawa
2003.
Nowak E., Piechota R., Wierzbińki M.: Rachunek kosztów w zarządzaniu
przedsiębiorstwem. Polskie Wydawnictwo Ekonomiczne, Warszawa
2004.
Sierpińska M. Jachna T.: Ocena przedsiębiorstwa według standardów
światowych. Wydawnictwo Naukowe PWN, Warszawa 2004.
Trzaskuś-Żak B.: Wyznaczanie progu rentowności dla produkcji wieloasortymentowej w zależności od podejścia do kosztów stałych na
przykładzie kopalni odkrywkowej. „Przegląd Górniczy” 2010, Nr 9.
Trzaskuś-Żak B., Gałaś Z., Bogacz P., Dura A., Fuksa D., Mazur Z.,
Napieraj A., Obrzut M., Sierpień M., Sukiennik M.: Analiza możliwości
poprawy efektywności ekonomiczno-finansowej kopalń odkrywkowych
skalnych surowców drogowych, AGH Uczelniane Wydawnictwa
Naukowo-Dydaktyczne, Kraków 2009.
106
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
UKD 001.891.3: 622.81/.82: 622.86/.88
Problemy bezpieczeństwa prac podczas rekonstrukcji
odwiertów eksploatacyjnych
Security problems during exploitation wells workover works
Prof. dr hab. inż. Stanisław Dubiel*)
Dr hab. inż. Barbara Uliasz-Misiak*)
Dr hab. inż. Jan Ziaja*)
Mgr inż. Katarzyna Stachowicz*)
Treść: Podczas rekonstrukcji odwiertów eksploatacyjnych konieczne jest zapewnienie bezpieczeństwa prac, a zwłaszcza zapobieganie awariom wiertniczym. Dużą rolę odgrywa tutaj dobór odpowiedniej cieczy roboczej. Bardzo ważne są również prędkości
operacji dźwigowych rurami w odwiercie oraz wymiary przestrzeni pierścieniowej. Zapobieganie awariom jest możliwe
w wyniku prognozowania wartości zmian ciśnienia dennego dynamicznego podczas operacji dźwigowych rurami w odwiercie.
Przedstawiony w artykule przykład analizy przyczyn urwania przewodu typu CT podczas prac rekonstrukcyjnych w odwiercie
gazowym dowodzi istnienia dużych zagrożeń mogących wystąpić podczas operacji dźwigowych tym przewodem. Rekonstrukcja
odwiertów gazowych związana jest z dużym ryzykiem wystąpienia erupcji gazu, która może być spowodowana zbyt szybkim
wyciąganiem rur z odwiertu lub zmniejszeniem gęstości cieczy roboczej w wyniku jej nagazowania. Zaproponowano dobór metody
usuwania poduszki gazu ziemnego z odwiertu, z uwzględnieniem warunków bezpieczeństwa rekonstrukcji odwiertów gazowych.
Abstract: The purpose of workover of oil or gas production wells is to maintain or regain their full production efficiency, which allows
for extension or increase in hydrocarbon production. Workover is carried out in the wells with leakages by use of production
pipes or casings or through enhancement procedures in the production wells. It is necessary to ensure safety during the wells
workover, especially against drilling operation failures. The selection of the suitable fluid plays a major role in the workover.
Speed of the horizontal pipes handling in the well and the size of the tubing-casing annulus are very important as well. Prediction
of value of the dynamic bottom hole pressure changes during the horizontal pipes handling, makes the prevention against the
drilling operation failures possible. Analysis of the causes of the break-type coiled-tubing during workover works in the gas
well, presented in the paper, proves the existence of serious threats that may occur during the operation of the cable handling.
Gas wells workover is associated with a high risk of gas blowout which can be caused by too rapid stabbings or a decrease in
the density of the working fluid, as a result of its gas saturation. The choice of methods for removing natural gas bubble from
the well, including the workover safety conditions of gas wells was presented as well.
Słowa kluczowe:
rekonstrukcja, odwiert, ciśnienie denne, ciśnienie szczelinowania, erupcja wstępna
Key words:
well workover, bottom pressure, fracturing pressure, preliminary blowout
*) AGH w Krakowie
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
1. Wprowadzenie
Rekonstrukcja odwiertów eksploatacyjnych w górnictwie
naftowym i gazownictwie ma na celu przedłużenie lub nawet zwiększenie wydobycia ropy i gazu danym odwiertem.
Cel ten można osiągnąć w wyniku zastosowania zabiegów
stymulacyjnych, pogłębiania odwiertu, udostępnienia przez
perforację rur okładzinowych i uzbrojenie nowego (wyżej lub
niżej zalegającego) poziomu produktywnego do eksploatacji.
Możliwe jest też podtrzymanie parametrów produkcyjnych
odwiertu dzięki wymianie uszkodzonych rur okładzinowych
oraz elementów wyposażenia wgłębnego, np. nieszczelnych
rur wydobywczych, pakerów eksploatacyjnych, względnie
wyposażenia pompowego. Przedłużenie zdolności wydobywczych odwiertów prowadzi ostatecznie do zwiększenia
współczynnika sczerpania zasobów geologicznych.
Dzięki rekonstrukcji odwiertów eksploatacyjnych możliwe
jest utrzymanie lub odzyskanie przez nie pełnej sprawności
wydobywczej. Prace rekonstrukcyjne przeprowadza się
w odwiertach, w których powstały nieszczelności rur okładzinowych lub wydobywczych w wyniku oddziaływania
na nie różnych szkodliwych czynników występujących
w czasie eksploatacji złoża (korozja elementów stalowych
w środowisku solnym lub siarkowodorowym, wytarcie mechaniczne, gwałtowne zmiany temperatury i ciśnienia). Prace
te przeprowadza się również w przypadku konieczności bądź
zastosowania zabiegów intensyfikacji wydobycia (np. kwasowanie, szczelinowanie hydrauliczne), bądź udostępnienia
kolejnego poziomu produktywnego do eksploatacji (rys.1).
107
Podczas rekonstrukcji odwiertów eksploatacyjnych konieczne jest zapewnienie bezpieczeństwa prac (zapobieganie
awariom wiertniczym, ochrona osobista załogi), ochrony
złoża (przepuszczalności skał zbiornikowych i zasobów)
oraz ochrony środowiska przyrodniczego oraz efektywności
prowadzonych prac (niezawodność stosowanej techniki,
skuteczność stosowanej technologii, adekwatne koszty
zabiegów). Dużą rolę odgrywa przy tym dobór odpowiedniej cieczy roboczej (rodzaj, receptura) oraz jej parametry
reologiczne (gęstość i lepkość). Bardzo ważne są prędkości
operacji dźwigowych rurami w odwiercie, zwłaszcza zapuszczanie i wyciąganie kolumn rur okładzinowych, względnie
wydobywczych podczas ich wymiany. Istotne są przy tym
prześwity technologiczne (wymiary międzyrurowej przestrzeni pierścieniowej).
Problematyka w artykule dotyczy odwiertów eksploatacyjnych pionowych wydobywających gaz ziemny i ropę
naftową oraz odwiertów iniekcyjnych służących do zatłaczania do złoża płynów zabiegowych lub wody złożowej.
Rekonstrukcja odwiertów wydobywczych kierunkowych,
z końcowym odcinkiem poziomym w strefie złożowej,
względnie wielodennych, wymaga zastosowania specjalnych,
często bardzo kosztownych rozwiązań. Ze względu na bezpieczeństwo prac unika się cieczy roboczych zawierających tlen,
mogący tworzyć mieszankę wybuchową z metanem podczas
rekonstrukcji odwiertów gazowych i ropnych. Obecnie coraz
częściej odwierty ponaftowe poddaje się rekonstrukcji w celu
ich wykorzystania w systemach geotermalnych (rys. 1).
Rys. 1. Rekonstrukcja odwiertu eksploatacyjnego polegająca na udostępnieniu nowego horyzontu gazonośnego po
wcześniejszym zamknięciu horyzontu niżej leżącego. a) stan techniczny odwiertu przed rekonstrukcją; b) stan
techniczny odwiertu po rekonstrukcji (na podst. [1])
Fig. 1. Reconstruction of the producing well consisting in the opening of a new gas-bearing horizon after the closing of
the lower horizon. a) technical condition of the well before reconstruction; b) technical condition of the well after
reconstruction (on the basis of [1])
108
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2. Warunki bezpieczeństwa podczas rekonstrukcji gazowych odwiertów eksploatacyjnych
Bezpieczne prowadzenie prac rekonstrukcyjnych, zwłaszcza w odwiertach gazowych, wymaga sterowania ciśnieniem dennym. Jest to szczególnie ważne podczas operacji
wyciągania i zapuszczania rur okładzinowych, przewodu
wiertniczego, albo wydobywczego, jak też podczas likwidacji
erupcji wstępnej. Operacje zapuszczania rur, często powodują
niezamierzone szczelinowanie hydrauliczne skał zbiornikowych i zanik cieczy roboczej, a następnie wystąpienie erupcji
wstępnej w postaci przypływu gazu ziemnego do odwiertu,
lub też szczelinowanie skał pod butem eksploatacyjnej kolumny rur okładzinowych i wystąpienie erupcji pozarurowej.
Zjawiska te w wielu przypadkach powstają wskutek nadmiernych przyrostów (dodatnich) ciśnienia dennego, wywołanych
ruchem w dół kolumny rur w odwiercie wypełnionym cieczą
roboczą o znacznej gęstości i lepkości. Operacje wyciągania
rur z odwiertu (ujemne wartości przyrostu ciśnienia) mogą
powodować znaczne zmniejszenie wartości ciśnienia dennego
wywieranego przez słup cieczy roboczej i wywołać niekontrolowany przypływ gazu ziemnego do odwiertu.
W celu utrzymywania bezpiecznej wartości ciśnienia
dennego dynamicznego podczas operacji dźwigowych rurami
konieczne jest regulowanie ciśnienie hydrostatycznego cieczy
roboczej w odwiercie poprzez zmianę jej gęstości oraz lepkości, a także przestrzeganie dopuszczalnej prędkości ruchu
rur (rys. 2). Kolumna rur w czasie ruchu w odwiercie przemieszcza się ze zmienną prędkością. Na wartość przyrostów
zmian ciśnienia ma wpływ również to, czy rury mają otwarty,
czy też zamknięty dolny koniec oraz charakter przepływu
cieczy roboczej (laminarny lub turbulentny) w przestrzeni
pierścieniowej odwiertu.
2.1. Ciśnieniowe warunki bezpieczeństwa
Wartość ciśnienia dennego dynamicznego (pdd) cieczy
roboczej w odwiercie wiertniczym podczas zapuszczania,
względnie wyciągania rur określa się wzorem
2015
pdd = ph ± Δph = H · ρp · g ± Δph
(1)
gdzie:
pdd –ciśnienie denne dynamiczne słupa cieczy roboczej
w odwiercie, Pa;
ph –ciśnienie hydrostatyczne słupa cieczy roboczej
w odwiercie, Pa;
∆ph–przyrost ciśnienia hydrostatycznego słupa cieczy
roboczej w odwiercie spowodowany ruchem rur
(zapuszczanie rur znak „+”, wyciąganie rur znak
„- ”), Pa;
H –głębokość zalegania spągu warstwy perspektywicznej, m, (przy czym w obliczeniach przyjmujemy,
że długość kolumny rur L jest równa głębokości
odwiertu H);
ρp – gęstość cieczy roboczej, kg/m3;
g – przyspieszenie ziemskie, m/s2.
Ciśnieniowy warunek bezpieczeństwa wyrażony jest
nierównością:
pz < pdd < psz
(2)
gdzie
pz –wartość ciśnienia złożowego po danym okresie
eksploatacji złoża, Pa;
psz –ciśnienie hydraulicznego szczelinowania skał zbiornikowych, Pa.
Podczas zapuszczania rur do odwiertu, aby uniknąć hydraulicznego szczelinowania skał i ucieczki cieczy roboczej
w wytworzone szczeliny, powinna być spełniona nierówność
pdz < psz
(3)
natomiast podczas wyciągania rur z odwiertu, aby uniknąć
erupcji płynu złożowego, powinna być spełniona nierówność
pdw < pz
(4)
gdzie
pdz –ciśnienie denne w przypadku zapuszczania rur, Pa;
pdw –ciśnienie denne w przypadku wyciągania rur, Pa.
Rys. 2. Zmiany ciśnienia słupa cieczy roboczej (lub płuczki) w odwiercie podczas jego pogłębiania [3]
Fig. 2. Changes in pressure of column of liquid (or washer) in the well during its deepening [3]
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
109
2.2. Prognozowanie przyrostu ciśnienia dennego i hydraulicznego szczelinowania w odwiercie
gdzie:
Hs – głębokość zalegania stropu skał zbiornikowych, m
2.2.1. Przyrost ciśnienia dennego podczas manewrowania
rurami
W przypadku zapuszczania (lub wyciągania) kolumny
rur wydobywczych z zamkniętym dolnym końcem (np. z
pakerem wydobywczym lub eksploatacyjnym) i przepływu
turbulentnego cieczy roboczej w przestrzeni pierścieniowej
odwiertu występują największe zmiany ciśnienia dennego.
W takim przypadku szacunkową wartość Δph można prognozować z zastosowaniem specjalnych wzorów empirycznych
i nomogramów [2]:
2.2.3. Analiza wyników symulacji warunków bezpieczeństwa prac rekonstrukcyjnych
Symulację wielkości przyrostu ciśnienia dennego oraz
ciśnienia hydraulicznego szczelinowania wykonano dla
przypadku zapuszczania lub wyciągania rur wydobywczych
o średnicy zewnętrznej dz = 0,089 m w odwiercie orurowanym
rurami okładzinowymi o średnicy wewnętrznej D = 0,16744
m. Podstawiając do wzoru (5) przyjęte wartości liczbowe odpowiednich wielkości zmiennych szacunkowe wartości przyrostu ciśnienia dennego ∆ph (tab. 1). Oszacowania wykonano
dla kolumn rur długości 1000, 2000 i 3000 m. Założono, że
w pracach będzie wykorzystywana ciecz robocza o gęstościach: 1300, 1500 i 1800 kg/m3. Przyjęto, że prędkości
z jakimi wykonywane są prace dźwigowe rurami wynoszą:
0,25, 05, 1,0; 1,5 i 2,0 m/s.
Wartości ciśnienia hydraulicznego szczelinowania skał
oszacowano w oparciu o wzór (7) (tab. 2). Wykorzystując
dane z tab. 1, oszacowania te wykonano dla gradientów ciśnienia złożowego wynoszących: 0,013; 0,015 i 0,018 MPa/m
oraz gradientu ciśnienia litostatycznego 0,0235 MPa/m.
Uwzględniono przy tym, że dla skał osadowych współczynnik
Poissona wynosi: 0,18, 0,22 i 0,28.
Δph = 2,71 · B · L · η0.21 · ρp0,806 · υ1,8
[N/m2]
rmax
(5)
gdzie:
B –współczynnik uwzględniający wymiary przekroju
przestrzeni pierścieniowej (średnicy wewnętrznej
ostatniej kolumny rur okładzinowych D, m oraz
zewnętrznej średnicy kolumny rur wydobywczych
lub płuczkowych dz m), dobierany w oparciu o nomogram przedstawiony na rys. 3);
L –długość odcinka odwiertu o niezmiennym przekroju
poprzecznym przestrzeni pierścieniowej, m;
η –współczynnik lepkości dynamicznej cieczy roboczej,
N·s/m2;
vrmax–maksymalna prędkość ruchu rur, m/s;
pozostałe oznaczenia jak poprzednio.
2.2.2. Ciśnienie hydraulicznego szczelinowania skał
Znając dla danego złoża wartości gradientów ciśnienia
geostatycznego Gg oraz ciśnienia złożowego Gz, a także
wartość współczynnika Poissona n dla skał zbiornikowych
(piaskowcowych lub węglanowych), można określić gradient hydraulicznego szczelinowania skał Gsz, stosując wzór
Eatona [5]
(6)
Wartość ciśnienia hydraulicznego skał wynosi
psz = Gsz*Hs
(7)
Wykorzystując dane z tabeli 1 i tabeli 2, przeanalizowano spełnianie warunków bezpieczeństwa podczas operacji
dźwigowych, dla prędkości ruchu rur równej 1,5 m/s i 0,25
m/s, w trakcie rekonstrukcji (tab. 3) oraz gradiencie ciśnienia
geostatycznego równym 0,0235 MPa/m.
Analizując otrzymane wyniki symulacji zestawione
w tabeli 3, można zauważyć, że:
– prędkość ruchu rur 1,5 m/s jest niedopuszczalna, zwłaszcza w przypadku ich wyciągania, gdyż dla wszystkich
analizowanych przypadków istnieje niebezpieczeństwo
wystąpienia erupcji gazu ziemnego; natomiast niebezpieczeństwo hydraulicznego szczelinowania skał występuje
tylko w przypadku wysokich wartości gradientu ciśnienia
złożowego (Gz≥0,018 MPa/m) i małych wartości współczynnika Poisson’a (n≤0,18);
Rys. 3.Nomogram służący do określania współczynnika B dla przepływu turbulentnego:1, 2, 3 - średnice zewnętrzne rur
płuczkowych lub wydobywczych odpowiednio 0,088 m, 0,114 m i 0,127 m [3]
Fig. 3. Nomogram for determining B coefficient for the turbulent flow: 1, 2, 3 – external diameters of the drill pipes or
lifting casings 0,088 m, 0,114 m and 0,127 m [3] respectively
110
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Tablica 1. Zestawienie danych oraz wyników symulacji zmian ciśnienia dennego podczas operacji dźwigowych rurami
w trakcie rekonstrukcji
Table 1. Summary of data and results of the simulation of bottom-hole pressure changes during crane operation with
pipes in the course of the reconstruction
Długość rur,
L=H, m
Gęstość cieczy
roboczej ρc,
kg/m3
1100
1300
1000
1500
1700
1900
1100
1300
2000
1500
1700
1900
1100
1300
3000
1500
1700
1900
Współ. lepkości
dynamicznej,
η, Pa∙s
0,01
0,015
0,031
0,024
0,05
0,01
0,015
0,031
0,024
0,05
0,01
0,015
0,031
0,024
0,05
Prędkość ruchu Zmiany ciśnienia Ciśnienie denne podczas
rur, v
cieczy roboczej,
zapuszczania rur,
m/s
Δph, MPa
pdz, MPa
Ciśnienie denne
podczas wyciągania
rur pdw, MPa
1,0
0,321
7,68
7,04
1,5
0,666
8,02
6,69
2,0
1,117
8,47
6,24
1,0
0,441
10,25
9,37
1,5
0,914
10,72
8,90
2,0
1,534
11,34
1,0
0,634
13,39
8,28
12,12
1,5
1,315
14,07
11,44
2,0
2,208
14,96
10,55
1,0
0,674
15,39
14,04
1,5
1,399
16,11
13,32
2,0
2,348
17,06
12,37
1,0
0,911
18,57
16,75
1,5
1,890
19,55
15,77
2,0
3,173
20,83
14,49
1,0
0,642
15,36
14,07
1,5
1,332
16,05
13,38
2,0
2,235
16,95
12,48
1,0
0,881
20,50
18,74
1,5
1,828
21,45
17,79
2,0
3,068
22,69
1,0
1,268
26,77
16,55
24,24
1,5
2,631
28,14
22,88
2,0
4,415
29,92
21,09
1,0
1,349
30,78
28,08
1,5
2,798
32,23
26,63
2,0
4,696
34,23
24,73
1,0
1,822
37,14
33,49
1,5
3,781
39,10
31,54
2,0
6,346
41,66
28,97
1,0
0,963
23,04
21,11
1,5
1,997
24,07
20,08
2,0
3,352
25,42
18,72
1,0
1,322
30,75
28,11
1,5
2,742
32,17
26,69
2,0
4,603
34,03
1,0
1,902
40,16
24,83
36,36
1,5
3,946
42,2
34,31
2,0
6,623
44,88
31,64
1,0
2,023
46,17
42,12
1,5
4,197
48,34
39,95
2,0
7,044
51,19
37,10
1,0
2,733
55,71
50,24
1,5
5,671
58,65
47,30
2,0
9,519
62,49
43,46
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
111
Tablica 2. Zestawienie danych oraz wyników symulacji ciśnienia hydraulicznego skał
Table 2. Summary of data and results of the simulation of hydraulic pressure of the rocks
Długość rur, m
Ciśnienie złożowe, Gz
MPa
Współczynnik
Poissona
[-]
0,18
Ciśnienie szczelinowania, psz
MPa
7,5
0,22
12,01
0,28
13,72
0,18
12,96
0,22
13,81
0,28
15,25
0,18
15,30
0,22
15,96
0,28
17,08
0,18
16,87
0,22
17,40
0,28
18,31
0,18
19,21
0,22
19,55
0,28
20,14
0,18
22,02
0,22
24,03
0,28
27,44
0,18
25,93
0,22
27,62
0,28
30,50
0,18
30,61
0,22
31,92
0,28
34,17
0,18
33,73
0,22
34,79
0,28
36,61
0,18
38,41
0,22
39,10
0,28
40,28
0,18
33,04
0,22
36,04
0,28
41,17
0,18
38,89
0,22
41,42
0,28
45,75
0,18
45,91
0,22
47,88
0,28
51,25
0,18
50,60
0,22
52,19
0,28
54,92
0,18
57,62
0,22
58,65
0,28
60,42
10,0
1000
13,0
15,0
18,0
15,0
20,0
2000
26,0
30,0
36,0
22,5
30,0
3000
39,0
45,0
54,0
11,01
112
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Tablica 3. Ocena bezpieczeństwa prac rekonstrukcyjnych dla odwiertów gazowych
Table 3. Evaluation of safety of the reconstruction works for gas wells
Długość,
m
1000
2000
3000
Współ.
Poissona
[-]
0,18
0,22
0,28
0,18
0,22
0,28
0,18
0,22
0,28
0,18
0,22
0,28
0,18
0,22
0,28
0,18
0,22
0,28
0,18
0,22
0,28
0,18
0,22
0,28
0,18
0,22
0,28
0,18
0,22
0,28
0,18
0,22
0,28
0,18
0,22
0,28
0,18
0,22
0,28
0,18
0,22
0,28
0,18
0,22
0,28
Gradient
ciśn.
złożowego,
Gz, MPa/m
0,0075
0,01
0,013
0,015
0,018
0,0075
0,01
0,013
0,015
0,018
0,0075
0,01
0,013
0,015
0,018
Gradient
szczelinowania
ciśn., Gsz
MPa/m
0,01101
0,01201
0,01372
0,01296
0,01381
0,01525
0,01530
0,01596
0,01708
0,01687
0,01740
0,01831
0,01921
0,01955
0,02014
0,01101
0,01201
0,01372
0,01296
0,01381
0,01525
0,01530
0,01596
0,01708
0,01687
0,01740
0,01831
0,01921
0,01955
0,02014
0,01101
0,01201
0,01372
0,01296
0,01381
0,01525
0,01530
0,01596
0,01708
0,01687
0,01740
0,01831
0,01921
0,01955
0,02014
Gradient
ciśn. dennego
podczas
zapuszczania
rur, Gdz, MPa/m
Gradient ciśn.
dennego podczas
wyciągania rur,
Gdw, MPa/m
0,00802
0,00802
0,00802
0,01072
0,01072
0,01072
0,01407
0,01407
0,01407
0,01611
0,01611
0,01611
0,01955
0,01955
0,01955
0,00802
0,00802
0,00802
0,01072
0,01072
0,01072
0,01407
0,01407
0,01407
0,01611
0,01611
0,01611
0,01955
0,01955
0,01955
0,00802
0,00802
0,00802
0,01072
0,01072
0,01072
0,01407
0,01407
0,01407
0,01611
0,01611
0,01611
0,01955
0,01955
0,01955
0,00669
0,00669
0,00669
0,00890
0,00890
0,00890
0,01144
0,01144
0,01144
0,01332
0,01332
0,01332
0,01577
0,01577
0,01577
0,00669
0,00669
0,00669
0,00890
0,00890
0,00890
0,01144
0,01144
0,01144
0,01332
0,01332
0,01332
0,01577
0,01577
0,01577
0,00669
0,00669
0,00669
0,00890
0,00890
0,00890
0,01144
0,01144
0,01144
0,01332
0,01332
0,01332
0,01577
0,01577
0,01577
– największe niebezpieczeństwo wystąpienia hydraulicznego szczelinowania skał i ucieczki cieczy roboczej
w powstałe szczeliny lub erupcji pozaotworowej, występuje przy prędkości zapuszczania rur większej lub równej 1m/s oraz anomalnie wysokim gradiencie ciśnienia
złożowego 0,18 MPa/m. Równocześnie w tych samych
warunkach występuje zagrożenie erupcyjne podczas
wyciągania rur;
Warunki bezpieczeństwa
dla prędkości ruchu rur,
v=1,5 m/s
Gdz<Gsz
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
-
Gdz<Gsz
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
-
Warunki
bezpieczeństwa dla
prędkości ruchu rur,
v=0,25 m/s
Gz<Gdw
Gz<Gdw
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
+
– dla wszystkich zestawów danych bezpieczna wartość
prędkości zapuszczania rur wynosi około 1 m/s, poza
przypadkami występowania anomalnie wysokiego ciśnienia złożowego (Gz równe lub większe od 0,018 MPa/m),
w których to przypadkach występuje niebezpieczeństwo
niezamierzonego, hydraulicznego szczelinowania skał
zbiornikowych ze wszystkimi awaryjnymi konsekwencjami.
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2.3. Niebezpieczeństwo urwania przewodu Coiled Tubing
na przykładzie prac rekonstrukcyjnych w odwiercie G
Podczas zapuszczania przewodu Coiled Tubing (CT)
w celu wypłukania strefy złożowej przy użyciu dyszy obrotowej, w głębokości 3200 m przewód CT zaczął w niekontrolowany sposób opadać w dół. Szybkie opadanie przewodu
doprowadziło do złamania się prowadnika głowicowego,
a w konsekwencji do gwałtownego (udarowego) zatrzymania się i urwania przewodu. Do odwiertu spadło ok. 3650 m
przewodu CT 2 ⅜″ z zestawem narzędzi do płukania odwiertu
w trakcie jego rekonstrukcji. Parametry wytrzymałościowe
elastycznego przewodu przedstawione są w tabeli 4.
Parametry technologiczne zarejestrowane tuż przed
awarią:
– prędkość zapuszczania przewodu – 0,25 m/s,
– ciśnienie na głowicy przeciwerupcyjnej (Wellhead
Pressure) - 0,02 MPa,
– ciśnienie na głowicy do wciskania przewodu (Pressure
Injection CT) – 0,52 MPa.
Na głębokości ok. 3200 m doszło do niekontrolowanego
rozwijania się przewodu z bębna i swobodne opadanie do
odwiertu ze wzrastającą prędkością. Chwilę później nastąpiło
uszkodzenie prowadnika głowicy. Nagłe zatrzymanie przewodu CT spowodowało jego urwanie. W odwiercie pozostało
3650 m elastycznego przewodu z bębna.
113
Analizując wykresy z aparatury kontrolno-pomiarowej,
(rys. 4) można dojść do końcowego wniosku, iż bezpośrednią przyczyną zerwania przewodu CT było przekroczenie
wytrzymałości na rozrywanie stali w przekroju krytycznym (u wylotu odwiertu). Mianowicie, analiza przebiegu
wykresu ciężaru przewodu wiertniczego wskazuje na jego
spadek (punkt 0), świadczący o występowaniu dodatkowego
ciśnienia hydraulicznego pod zapuszczanym narzędziem,
przeciwstawiającego się zapuszczaniu CT. Wzrost oporów
hydraulicznych wypierania cieczy roboczej przez CT, ponad
narzędzie prowadzi w konsekwencji do szczelinowania hydraulicznego skał pod zapuszczanym narzędziem i ucieczkę
cieczy roboczej. Spowodowało to (pkt.1) niekontrolowane
(coraz szybsze) rozwijanie przewodu. W pkt. 2 przewód CT
opadał z prędkością 14,1 m/s na drodze 450 m. Następnie
nastąpiło wahanie prędkości spowodowane prawdopodobnie
zniszczeniem prowadnika głowicy do wciskania przewodu.
Ostatecznie przewód gwałtownie wyhamował z prędkości 11,4
m/s (pkt. 4) w ciągu 1 s do prędkość 0 m/s). Spowodowało
to zmianę zwrotu wektora siły bezwładności na przeciwny,
powodując wzrost siły rozciągającej. Z wykresu wynika,
iż wartość siły rozciągającej (wskazanie ciężarowskazu)
przekroczyło zakres tj. 311 381 N (pkt. 3) i była większa od
wartości dopuszczalnej tj. 321 600 N (tab. 4).
Tablica 4. Parametry techniczne przewodu Coiled Tubing 2 ⅜″
Table 4. Technical parameters of the conduit Coiled Tubing 2 ⅜″
Średnica zew.
0,0603
(2 ⅜″)
Wymiary, m
Nominalna
grubość ścianki
Średnica
wew.
0,0032
0,0034
0,0040
0,0044
0,0048
0,0540
0,0535
0,0524
0,0514
0,0507
Ciężar
N/m
43,9
46,9
54,1
60,6
64,9
Obciążenie dopuszczalne, kN
Minimalna granica
Minimalna
plastyczności
wytrzymałość
na rozrywanie
260,7
297,6
281,6
321,6
322,5
368,3
360,7
412,3
386,5
441,7
Dopuszczalne
ciśnienie
wewnętrzne, MPa
Rys. 4.Wykres parametrów pracy jednostki Coiled Tubing podczas awarii [8]
Fig. 4. Graph of parameters of the operation of the unit Coiled Tubing during a break-down [8]
47,6
51,7
59,3
66,9
72,4
114
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Podsumowując powyższą analizę, można stwierdzić, że
w wyniku wnikania cieczy roboczej w powstałe szczeliny,
praktycznie zanikły opory hydrauliczne związane z wypieraniem cieczy roboczej przez przewód CT z odwiertu (opadanie
przewodu w pustce po wtłoczonej w skałę cieczy roboczej,
a nie w cieczy) oraz siły wyporności. Nagłe (awaryjne) wyhamowanie opadającego przewodu spowodowało powstanie
nadmiernych sił bezwładności, które w sumie z jego ciężarem
spowodowały jego urwanie w górnej części pod głowicą, czyli
w przekroju krytycznym.
3. Dobór metody likwidacji erupcji gazu ziemnego podczas rekonstrukcji odwiertów gazowych
Podczas wykonywania odwiertu gazowego (w procesie
dowiercania złoża) zawsze występuje znaczny stopień zagrożenia erupcyjnego. Ryzyko wystąpienia trudnej do likwidacji
otwartej erupcji gazu ziemnego rośnie w przypadku, gdy do
2015
przestrzeni pierścieniowej odwiertu dopłynie gaz ziemny
o objętości większej niż 5 m3. Ryzyko to jest duże nawet
wówczas, gdy przewód wiertniczy zapuszczony jest do spodu
odwiertu. Bowiem w takim przypadku trudno jest usunąć tak
dużą objętość gazu z odwiertu, przy równoczesnym utrzymywaniu równowagi ciśnień na dnie odwiertu (dennego i złożowego). Jeżeli w odpowiednio krótkim czasie nie usuniemy tej
poduszki z odwiertu, to bez względu na gęstość stosowanej
płuczki, pęcherzyki gazu będą migrować przez słup płuczki
ku górze, rozprężając się przy tym i wypierając płuczkę z odwiertu. W przypadku, gdy odwiert jest uszczelniony głowicą
przeciwerupcyjną, poduszka gazu będzie przemieszać się,
zachowując swoją objętość i ciśnienie, takie jak w warunkach
początkowych na dnie odwiertu (tzn. zaraz po ustabilizowaniu się ciśnienia głowicowego). Migracja poduszki gazu
w odwiercie zamkniętym jest niedopuszczalna, gdyż prowadzi
do nadmiernego wzrostu ciśnienia dennego przekraczającego
ciśnienie hydraulicznego szczelinowania skał i do powstania
niekontrolowanej erupcji pozarurowej [3, 4, 7].
Rys. 5. Dobór metody usuwania poduszki gazu ziemnego z odwiertu, z uwzględnieniem warunków
bezpieczeństwa rekonstrukcji odwiertów gazowych (na podst. [4] ze zmianami)
Fig. 5. Selection of the method of removing natural gas cushion from the well taking into account safety conditions for the reconstruction of the gas wells (on the basis of [4] with further changes)
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
W procesie rekonstrukcji odwiertów eksploatacyjnych na
konwencjonalnych złożach gazu ziemnego zagrożenie erupcyjne może być znacznie większe niż w procesie dowiercania
złoża, zwłaszcza w przypadkach, gdy przewód wydobywczy
(lub wiertniczy) jest wyciągnięty z odwiertu. Stosuje się wówczas specjalne metody likwidacji zagrożenia erupcyjnego,
takie jak między innymi (Grace, 1994) [6]: stripping (sterowanie ciśnieniem dennym polega na utrzymywaniu stałego
ciśnienia dławienia wypływu płynu wypieranego z odwiertu
podczas zapuszczania rur); bullheading (zatłaczanie płynu złożowego najczęściej wraz z siarkowodorem, który przypłynął
do odwiertu, z powrotem do złoża); snubbing (zapuszczenie
rur pod ciśnieniem, z równoczesnym ich uszczelnianiem
na głowicy odwiertu). W procesie pogłębiania odwiertu
gazowego, gdy przewód wiertniczy jest zapuszczony do
dna odwiertu, stosuje się konwencjonalne metody likwidacji
erupcji [4, 7]. Stosowanie tych metod podczas rekonstrukcji
odwiertów wymaga jednak użycia nowoczesnego wyposażenia przeciwerupcyjnego.
Czynności związane z likwidacją erupcji wstępnej często
komplikują się przez zbyt późne zauważenie objawów dopływu gazu ziemnego do odwiertu. W konsekwencji opóźnia to
decyzję o zamknięciu wylotu odwiertu głowicą przeciwerupcyjną i powoduje duży dopływ gazu ziemnego do przestrzeni
pierścieniowej. Gaz ten powoduje obniżenie ciśnienia dennego
wywieranego przez ciecz roboczą w przestrzeni pierścieniowej
i następuje rozprężanie się gazu oraz coraz to większy jego
dopływ do odwiertu. Grozi to wystąpieniem erupcji otwartej
trudnej do likwidacji. Ciśnienie w przestrzeni pierścieniowej
ma największą wartość w przypadku gdy poduszka gazu
znajdzie się pod głowicą w trakcie jej wytłaczania z odwiertu, z równoczesnym, kontrolowanym dławieniem wypływu
gazu. Biorąc powyższe spostrzeżenia pod uwagę, opracowano
schemat blokowy umożliwiający dobór metody usuwania gazu
z odwiertu, w różnych sytuacjach technologicznych (rys. 5).
5. Podsumowanie
Rekonstrukcje odwiertów eksploatacyjnych w górnictwie naftowym i gazownictwie mogą przynieść znaczne
zyski pod warunkiem skutecznego zapobiegania awariom,
takim jak erupcja wstępna gazu ziemnego, erupcja pozarurowa, ucieczka cieczy roboczej lub płuczki wiertniczej
w skały zbiornikowe. Zapobieganie tym awariom jest możliwe
w wyniku prognozowania wartości zmian ciśnienia dennego
115
dynamicznego podczas operacji dźwigowych rurami w odwiercie, według przedstawionej metodyki.
Przedstawiony przykład analizy przyczyn urwania przewodu typu CT dowodzi istnienia dużych zagrożeń mogących
wystąpić podczas operacji dźwigowych tym przewodem.
Rekonstrukcja odwiertów gazowych zawsze związana jest
z dużym ryzykiem wystąpienia erupcji gazu, spowodowanej
zbyt szybkim wyciąganiem rur z odwiertu lub zmniejszeniem gęstości cieczy roboczej w wyniku jej nagazowania.
Szybkie rozpoznanie przez załogę dopływu gazu do odwiertu
i zamknięcie głowicy przeciwerupcyjnej jest podstawą późniejszego skutecznego przywracania równowagi ciśnień na
spodzie odwiertu (dennego i złożowego), z zastosowaniem
konwencjonalnych metod likwidacji erupcji wstępnej (metoda
jednego obiegu, metoda wiertacza, metoda wielocyklowa, metoda niskiego ciśnienia przed zwężką dławiącą). Stosowanie
specjalnego uzbrojenia wylotu odwiertu eksploatacyjnego
oraz nowoczesnych urządzeń do rekonstrukcji umożliwiających prace typu: stripping, snubbing, bullheading w znaczy
sposób zwiększa warunki bezpieczeństwa tych prac.
Pracę wykonano w ramach badań statutowych AGH nr
11.11.190.555.
Literatura
1.
2.
3.
4.
5.
6.
7.
8.
Allen T.O., Roberts A.P.: Production operations: Well completions,
workover, and stimulation. Tulsa: Oil & Gas Consultants International,
1982.
Burkhardt J.A.: Wellbore pressure surges produced by pipe movement.
J. Petrol. Technol. 1961, VI, N6, vol.13.
Dubiel S., Chrząszcz W., Rzyczniak M.: Problemy dowiercania warstw
perspektywicznych w otworach naftowych (monografia). Uczelniane
Wydawnictwa Naukowo-Dydaktyczne AGH, Kraków 2001.
Dubiel S., Ziaja J.: Schematy blokowe analizy warunków otworowych
podczas dowiercania złóż węglowodorów oraz wyboru metody likwidacji erupcji wstępnej. „Wiertnictwo, Nafta, Gaz” 2006, Nr 23/1.
Eaton B.A.: Fracture gradient prediction and its application in oil fields
operations. J. Petrol. Technol. 1969, 21, s. 135-136.
Grace R. D., Cudd B., Carden R. S., Shursen J. L.: Advanced blowout
& Well Control. Gulf Publishing Company, Houston 1994.
Uliasz J., Dudek L., Herman Z.: Poradnik zapobiegania i likwidacji
erupcji. Wydawnictwo Geologiczne, Warszawa 1984.
Ziaja J., Wiśniowski R.: Analiza przyczyn występowania awarii przy
pracach rekonstrukcyjnych z użyciem coiled tubingu. „Wiertnictwo,
Nafta, Gaz” 2008, t. 25, z. 2.
116
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
UKD 001.891.5: 005.585:622.1:550.8
Wpływ temperatury na porowatość i przepuszczalność
skał osadowych
The effect of temperature on porosity and permeability of sedimentary rocks
Dr inż. Anna Sygała*)
Dr hab. Mirosława Bukowska**)
Treść: W artykule przedstawiono wyniki badań zmian porowatości otwartej i przepuszczalności karbońskich skał osadowych, poddanych
działaniu temperatury 600 i 1000°C, w aspekcie prowadzenia procesu podziemnego zgazowania węgla. Badania laboratoryjne
przeprowadzono dla iłowców, które budują stropy bezpośrednie pokładów węgla w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym i dla
piaskowców, które również mogą lokalnie występować w stropach bezpośrednich karbonu produktywnego. Iłowce i piaskowce
o różnym uziarnieniu, pobrano z obecnie eksploatowanych grup stratygraficznych karbonu produktywnego. Przed przystąpieniem do badań z każdej serii skał wydzielono próbki, na których eksperymenty przeprowadzono w stanie powietrzno-suchym,
bez wcześniejszego ogrzewania. W celu dokonania analizy zmian porowatości i przepuszczalności skał, zdecydowano się na
zastosowanie wartości znormalizowanej. Na podstawie wyników badań, stwierdzono wzrost omawianych parametrów. Działanie
wybranych temperatur na badane próbki skalne spowodowało, generalnie, wzrost ich porowatości otwartej w porównaniu z jej
wartością oznaczoną w stanie powietrzno-suchym. Największe wzrosty porowatości zaobserwowano dla skał o stosunkowo
małej porowatości otwartej stwierdzonej w stanie powietrzno-suchym. Wzrost wartości współczynnika filtracji po działaniu
temperatury 1000°C w przypadku iłowców nie spowodował zmian w charakterze ich przepuszczalności (próbki pozostały
nieprzepuszczalne). Wśród piaskowców o różnym uziarnieniu obserwowano wzrost współczynnika filtracji do wartości przyporządkowującej im półprzepuszczalny charakter, bez względu na ich przepuszczalność określoną w warunkach temperatury
pokojowej.
Abstract: This paper presents the results of research into changes in open porosity and permeability of sedimentary Carboniferous rocks
subjected to the temperature of 600 and 1000°C, with respect to the process of underground coal gasification. Laboratory tests
were conducted for claystones which form the immediate strata overlying coal seams in the Upper Silesian Coal Basin, and
sandstones which may also occur locally in the immediate roof strata of productive Carboniferous. Claystones and sandstones
of different grain size, were collected from the currently mined stratigraphic groups of productive Carboniferous. Before
commencing the tests, samples from each of the rock series were selected to be tested in air-dry state without prior heating.
To analyse changes in porosity and permeability of the rocks, it was decided to apply a normalized value. Basing on the test
results, an increase in the discussed parameters was observed. Generally, influence of the selected temperature on the tested
rock samples resulted in an increase in their open porosity, in comparison with its value measured in the air-dry state. The
biggest increase in porosity was observed in rocks of relatively low open porosity in the air-dry state. In claystones an increase in the value of hydraulic conductivity, after heating to 1000°C, did not affect their permeability (the samples remained
impermeable). In sandstones of different grain size, hydraulic conductivity rose to the value characteristic for semipermeable
materials, independently on their original permeability determined at room temperature.
Słowa kluczowe:
wysoka temperatura, porowatość otwarta, przepuszczalność, podziemne zgazowanie węgla
Key words:
high temperature, open porosity, permeability, underground coal gasification
*) Główny Instytut Górnictwa, Interdyscyplinarne Studia Doktoranckie
Centrum Czystych Technologii Węglowych
**) Główny Instytut Górnictwa, Zakład Tąpań i Mechaniki Górotworu
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
1. Wprowadzenie
Podziemne zgazowanie węgla kamiennego (PZW) jest
jedną z perspektywicznych metod jego wykorzystania, dającą
możliwość zastosowania tego surowca do celów energetycznych, jak również do syntez chemicznych. Z uwagi jednak
na skomplikowany charakter procesu PZW i trudność w jego
realizacji wciąż trwają badania mające na celu umożliwienie
tego przedsięwzięcia na skalę komercyjną. Jednym z istotnych
problemów, wiążącym się z technologią podziemnego zgazowania węgla jest wpływ temperatury, rzędu kilkuset, a nawet
przekraczających 1000°C, na otaczający górotwór. Na skutek
działania wysokiej temperatury, skały otaczające zgazowywany pokład zmieniają swoją strukturę, a co za tym idzie, swoje
właściwości fizyczne [2,10,12]. Istotny problem stanowi zmiana porowatości i przepuszczalności skał płonnych. Ze zmianą
tych parametrów wiąże się migracja szkodliwych substancji
w głąb górotworu, mogąca stanowić poważne zagrożenie dla
bezpieczeństwa ekologicznego procesu [1,4,5,11,13].
Ogólne trendy zmian porowatości i przepuszczalności skał
poddanych działaniu podwyższonej temperatury wskazują
na wzrost tych parametrów wraz ze wzrostem temperatury
[3, 10,12]. Tian i inni [10] wiążą ten fakt z rozszerzalnością
cieplną minerałów i zmianami w sieci mikrospękań lub rozprzestrzenianiem się uszkodzeń strukturalnych skał. Podobne
spostrzeżenia odnotował Chaki i inni [3], badając zmiany
porowatości otwartej i przepuszczalności próbek granitu
w zakresie temperatury od 105 do 600°C. W przedziale od
105 do 500°C, badacze stwierdzili niewielki wzrost porowatości otwartej, co uzasadnili nieznacznymi zmianami
strukturalnymi w tym zakresie temperatury, spowodowanymi
otwarciem pierwotnych mikrospękań i/lub propagacją nowych
pęknięć i szczelin i ich rozprzestrzenianiem się ze wzrostem
temperatury. Większy wzrost porowatości został odnotowany
po oddziaływaniu temperatury z zakresu od 500 do 600°C.
Zjawisko to jest tłumaczone połączeniem sieci spękań powstałych we wcześniejszym etapie nagrzewania oraz wzrostem
liczby szczelin.
Badania przepuszczalności wykazały gwałtowny jej
wzrost powyżej temperatury 500°C, spowodowany wyraźnym
wzrostem porowatości. Ponadto Tian i inni [10] zauważyli
różne trendy zachowań przepuszczalności w przypadku piaskowców poddanych temperaturom poniżej 200°C.
Badania zespołu Małkowskiego [6], na skałach karbońskich, wykazały, że warstwę nieprzepuszczalną dla migracji
gazów mogą stanowić łupki ilasto-piaszczyste, pod warunkiem, że nie ulegną one znacznej destrukcji na skutek działania
temperatury.
Jak wynika z dotychczasowego stanu wiedzy, badania
właściwości fizycznych w zakresie porowatości i przepuszczalności skał sąsiadujących z potencjalnym georektorem,
są niezbędne przy planowaniu przedsięwzięcia podziemnego
zgazowania węgla.
W artykule przedstawiono wyniki badań zmian porowatości otwartej i przepuszczalności skał płonnych górotworu
karbońskiego – iłowców i piaskowców o różnym uziarnieniu,
ogrzewanych w temperaturze 600 i 1000°C. Na podstawie
wyników przeprowadzonych badań, wykazano, że działanie
zadanej temperatury powoduje przyrost badanych parametrów
w sposób znacznie zróżnicowany w zależności od typu skały
i pochodzenia materiału skalnego.
2. Metodyka badań
Badania porowatości i przepuszczalności skał sąsiadujących z potencjalnym georektorem zostały przeprowadzone
117
na próbkach iłowców i piaskowców o różnym uziarnieniu.
Skały pobrano z wszystkich obecnie eksploatowanych grup
stratygraficznych karbonu produktywnego, w obszarach
górniczych czynnych kopalń, zlokalizowanych w różnych
rejonach Górnośląskiego Zagłębia Węglowego.
Przed przeprowadzeniem badań z każdego rodzaju skał
przygotowano serię próbek w kształcie walca o średnicy 30
mm i 60 mm. Przebadano 29 serii skał płonnych: 7 serii iłowców, 4 serie piaskowców gruboziarnistych, 9 serii piaskowców
średnioziarnistych i 9 serii piaskowców drobnoziarnistych.
Przygotowane serie skał poddano obróbce termicznej
w piecu oporowym, w temperaturze 600 i 1000°C, przez czas
8 godzin. Z każdej serii skał wydzielono próbki, na których
badania przeprowadzono w stanie powietrzno-suchym bez
wcześniejszego ogrzewania.
Badania porowatości otwartej oraz przepuszczalności
przeprowadzono, wykorzystując nowoczesną aparaturę,
będącą na wyposażeniu Pracowni Hydrogeologii Górniczej
i Środowiskowej Zakładu Geologii i Geofizyki GIG.
Do oznaczenia porowatości otwartej zastosowano metodę próżniową, która polega na odpompowaniu powietrza
z naczynia, w którym umieszczone są próbki badanych skał,
a następnie powolnym zatopieniu ich w cieczy, przy stale
utrzymywanej próżni.
Wielkość porowatości otwartej wyrażonej wartością
współczynnika no w przybliżeniu odpowiada największej
wartości, dostępnych dla gazu i cieczy, pojemności wolnych
przestrzeni w skale. Wartość tego parametru podaje się bezwymiarowo lub procentowo.
Badania przepuszczalności próbek skalnych w postaci
rdzeni przeprowadzono na przepuszczalnościomierzu PDPK
400.
Pomiary przepuszczalności wyrażone współczynnikiem
przepuszczalności Kp zostały wykonane metodą gazoprzepuszczalności. Przepuszczalnościomierz PDPK 400 mierzy
przepuszczalność gazu (azotu) wnikającego i przechodzącego
przez próbkę w punkcie pomiarowym. Pomiary wykonano
na rdzeniach prostopadle do uławicenia. Ze względu na zbyt
małe średnice rdzeni (30 mm) wykonanie badań równolegle
do uławicenia było niemożliwe.
Uzyskane współczynniki przepuszczalności, wyrażone
w milidarcy, przeliczono na współczynniki filtracji dla wody
i wyrażono w metrach na sekundę.
3. Wyniki badań porowatości skał płonnych poddanych
działaniu różnych temperatur i ich analiza
W celu przeanalizowania zmian porowatości otwartej skał
poddanych działaniu temperatury 600 i 1000°C, posłużono
się wartością znormalizowaną, będącą stosunkiem wartości
porowatości uzyskanej po działaniu wybranych temperatur do
wartości uzyskanej dla próbki w stanie powietrzno-suchym.
Porowatość otwarta przebadana na próbkach z wytypowanych serii skał ilastych, w stanie powietrzno-suchym wahała
się w zakresie od 1,8 (iłowiec – warstwy porębskie) do około
9,5% (iłowiec – warstwy łaziskie).
Zmianę znormalizowanej wartości porowatości otwartej
skał ilastych po działaniu temperatury 600 i 1000°C przedstawiono na rysunku 1.
Na podstawie zmian można zauważyć, że po działaniu
temperatury 600°C i 1000°C wartość porowatości stopniowo
wzrosła dla wszystkich badanych próbek. Przedział wartości
zmian po działaniu temperatury 600°C wyniósł od około
40% (iłowiec – warstwy łaziskie) do ponad 360% (iłowiec
zapiaszczony – warstwy porębskie). Po działaniu temperatury
1000°C wartość porowatości zmieniała się w granicach 20%
118
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Rys. 1.Zmiana znormalizowanej wartości porowatości otwartej iłowców po działaniu temperatury 600°C i 1000°C
Fig. 1. Changing the normalized value of the open porosity claystones after the temperature
of 600°C and 1000°C
(iłowiec – warstwy łaziskie) do ponad 600% (iłowiec zapiaszczony – warstwy porębskie). Na przykładzie badań iłowca
z warstw łaziskich oraz iłowca zapiaszczonego z warstw porębskich można także stwierdzić, że wzrost porowatości był
tym większy, im mniejsza była jej wartość w stanie powietrzno-suchym. Próbki iłowców o stosunkowo dużej porowatości,
odnotowanej w stanie powietrzno-suchym (9,5% – warstwy
łaziskie i 5,3% – warstwy orzeskie) po działaniu temperatury
1000°C nie wykazały już większych zmian w stosunku do
wartości uzyskanych po działaniu temperatury 600°C, a nawet
zauważalny był ich nieznaczny spadek.
Znormalizowaną wartość porowatości otwartej piaskowców gruboziarnistych po działaniu temperatury 600 i 1000°C
przedstawiono na rysunku 2.
Porowatość piaskowców gruboziarnistych w stanie powietrzno-suchym zmieniała się w zakresie od 3,18% do około
19%. Granice przedziału tych wartości stanowiły porowatość
otwartą piaskowców z warstw libiąskich. Maksymalny wzrost
porowatości po działaniu temperatury 600°C wynoszący około
109%, odnotowano dla jednego z piaskowców warstw libiąskich, natomiast najmniejszy, wynoszący 12% dla piaskowca
warstw łaziskich. Wartości te wskazują na niewielkie zmiany
porowatości w tym zakresie temperatury.
Ogrzewanie jednego z piaskowców warstw łaziskich
w temperaturze 1000°C spowodowało ponad 6,5-krotny
wzrost jego porowatości, podczas gdy porowatość pozostałych
piaskowców nie uległa większym zmianom, w porównaniu
do wartości odnotowanej po działaniu temperatury 600°C.
Warto podkreślić, że podobnie jak w przypadku skał ilastych,
największy wzrost porowatości wystąpił dla próbki piaskowca
o najmniejszej wartości w stanie powietrzno-suchym, z kolei
najmniejsze zmiany wystąpiły w próbce o największej porowatości wyjściowej.
Zmianę znormalizowanej porowatości otwartej dla piaskowców średnioziarnistych po działaniu temperatury 600
i 1000°C przedstawiono na rysunku 3.
Wartość porowatości otwartej piaskowców średnioziarnistych w stanie powietrzno-suchym zmieniała się dla warstw:
– łaziskich od 4,8% do 15,7%;
– siodłowych od 5,3% do 8,5%;
– porębskich od 3,1% do 4,4%.
Na podstawie pomiarów wykonanych na próbkach
w stanie powietrzno-suchym można stwierdzić, że największą porowatością otwartą, jak również największą jej
zmiennością, charakteryzują się piaskowce młodszych ogniw
litostratygraficznych.
Po działaniu temperatury 600°C, porowatość wszystkich
badanych próbek piaskowców średnioziarnistych wzrosła,
a przedział wartości tych zmian wahał się od 20% do 164%,
w stosunku do wartości uzyskanej w stanie powietrzno-suchym. Skrajne wartości z przedziału zmian należały do
piaskowców średnioziarnistych pochodzących z warstw
Rys. 2.Zmiana znormalizowanej wartości porowatości otwartej piaskowców gruboziarnistych
po działaniu temperatury 600°C i 1000°C
Fig. 2. Changing the normalized value of the open porosity coarse-grained sandstones after the
temperature of 600°C and 1000°C
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
119
Rys. 3.Zmiana znormalizowanej wartości porowatości otwartej piaskowców średnioziarnistych
po działaniu temperatury 600°C i 1000°C
Fig. 3. Changing the normalized value of the open porosity medium-grained sandstones after the temperature of 600°C and 1000°C
łaziskich. Oddziaływanie temperatury 1000°C, generalnie,
spowodowało wzrost porowatości próbek. Największą zmianę
wykazały piaskowce o najmniejszej porowatości w stanie powietrzno-suchym z warstw łaziskich i porębskich. Piaskowce
średnioziarniste, odznaczające się dużą porowatością w stanie
powietrzno-suchym (warstwy łaziskie), po działaniu temperatury 1000°C, podobnie jak w przypadku iłowców i piaskowców gruboziarnistych, nie wykazały większych zmian.
Porowatość otwarta piaskowców drobnoziarnistych
w stanie powietrzno-suchym wyniosła od około 5,1% (warstwy porębskie) do blisko 9% (warstwy łaziskie). Obserwując
zmianę wartości porowatości otwartej, badanej na próbkach
skał w stanie powietrzno-suchym, podobnie jak w przypadku
piaskowców gruboziarnistych i średnioziarnistych, można
stwierdzić, że jej wartość jest tym większa, im młodsze są
skały.
Porowatość piaskowców drobnoziarnistych po oddziaływaniu temperatury 600°C wzrosła w zakresie od 17% do
96%, w porównaniu z jej wartością uzyskaną na próbkach
nieogrzewanych (rys. 4). Najmniejszy wzrost porowatości
po działaniu tej temperatury odnotowano dla piaskowca
z warstw orzeskich, którego wartość porowatości w stanie powietrzno-suchym wynosiła około 8% i była jedną z wyższych
odnotowywanych wśród grupy nieogrzewanych piaskowców
drobnoziarnistych. Większość piaskowców drobnoziarnistych
po oddziaływaniu temperatury 1000°C wykazała wzrost porowatości oscylujący na poziomie 2–2,5-krotności jej wartości
w stanie powietrzno-suchym. Największy wzrost porowatości
otwartej w tej temperaturze (blisko 4-krotny) wykazał jeden
z piaskowców drobnoziarnistych warstw rudzkich, odznaczający się jedną z najmniejszych porowatości, wyznaczonych
dla piaskowców drobnoziarnistych w stanie powietrzno-suchym (5,1%). Najmniejszy wzrost odnotowano dla piaskowca
z warstw orzeskich, podobnie jak miało to miejsce po działaniu
temperatury 600°C.
4. Wyniki badań współczynnika filtracji skał płonnych
poddanych działaniu różnych temperatur i ich analiza
Analizę zmian przepuszczalności skał, spowodowanych
wpływem temperatury, przeprowadzono na podstawie
znormalizowanej wartości współczynnika filtracji, będącej
ilorazem jego wartości zmierzonej po działaniu wybranej temperatury (600°C i 1000°C) i wartości zmierzonej na próbkach
w stanie powietrzno-suchym.
Rys. 4.Zmiana znormalizowanej wartości porowatości otwartej piaskowców drobnoziarnistych po działaniu temperatury 600°C i 1000°C
Fig. 4. Changing the normalized value of the open porosity fine-grained sandstones after the temperature
of 600°C and 1000°C
120
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Brak płaskiej powierzchni w przypadku niektórych próbek
po obróbce termicznej, uniemożliwił przeprowadzenie dla
nich badania przepuszczalności. W szczególności pomiar był
utrudniony dla próbek iłowców, gdzie spora ich część uległa
dezintegracji po działaniu temperatury. Z tego względu dane
przedstawione na wykresach dotyczą tylko tych próbek, dla
których badanie było możliwe do przeprowadzenia.
Uzyskane wartości współczynnika filtracji zostały odniesione do podziału skał według ich właściwości filtracyjnych,
na podstawie opracowania Pazdro i Kozerskiego [8], który
przedstawiono w tabeli 1.
Tablica 1. Podział skał według właściwości filtracyjnych według
Pazdro i Kozerskiego [8]
Table 1. Distribution of rocks by filtration properties by
Pazdro and Kozerski [8]
Charakter przepuszczalności
Bardzo dobra
Dobra
Średnia
Słaba
Skały półprzepuszczalne
Skały nieprzepuszczalne
Współczynnik filtracji k, m/s
>10-3
10-3–10-4
10-4–10-5
10-5–10-6
10-6–10-8
>10-8
Na rysunku 5 przedstawiono zmianę znormalizowanej
wartości współczynnika filtracji badanych próbek iłowców
po działaniu temperatury 600°C i 1000°C.
Wartość współczynnika filtracji w stanie powietrzno-suchym dla wszystkich badanych próbek iłowców wskazała na
ich nieprzepuszczalny charakter. Po działaniu temperatury
600°C, w przypadku wszystkich iłowców zaobserwowano
wzrost wartości współczynnika filtracji w zakresie od 82%
(warstwy orzeskie) do blisko 600% (warstwy łaziskie) (rys.
5). Wartość współczynnika filtracji po działaniu temperatury
1000°C można było określić tylko dla trzech próbek iłowców.
Niemniej jednak po działaniu tej temperatury obserwowano
również wzrost przepuszczalności tych skał w stosunku do
przepuszczalności oznaczonej na próbkach w stanie powietrzno-suchym. Na podstawie iłowca z warstw rudzkich
i jaklowieckich można stwierdzić, że przepuszczalność
wzrosła, w porównaniu z wynikiem otrzymanym po działaniu
temperatury 600°C. Pomimo obserwowanego wzrostu przepuszczalności próbek, wartości współczynnika filtracji wskazują, że próbki zachowały swój nieprzepuszczalny charakter.
Piaskowce gruboziarniste, po określeniu ich współczynnika filtracji w stanie powietrzno-suchym, według charak-
2015
teru przepuszczalności sklasyfikowanego przez Pazdro
i Kozerskiego (1990), wykazywały bardzo zróżnicowaną
jej jakość od średnio przepuszczalnej (warstwy libiąskie),
przez słabo przepuszczalną (warstwy łaziskie), półprzepuszczalną (warstwy siodłowe), po nieprzepuszczalną
(warstwy libiąskie), co prawdopodobnie jest związane
z głębokością ich zalegania [7,9]. Na rysunku 6 przedstawiono zmianę znormalizowanej wartości współczynnika
filtracji piaskowców gruboziarnistych po działaniu temperatury 600°C i 1000°C.
Piaskowiec gruboziarnisty o wartości współczynnika
filtracji wskazującej średnią przepuszczalność (warstwy
libiąskie), po działaniu temperatury 600°C i 1000°C jako
jedyny zmniejszył swoją wartość w stosunku do wartości
uzyskanej w temperaturze pokojowej, wykazując w tych temperaturach półprzepuszczalny charakter. Przepuszczalność
jednego z piaskowców gruboziarnistych z warstw łaziskich,
po działaniu wybranych temperatur praktycznie nie uległa
zmianie. Piaskowce z warstw siodłowych i drugi piaskowiec
z warstw łaziskich, które wykazywały na podstawie wartości
współczynnika filtracji, charakter półprzepuszczalny i nieprzepuszczalny, po działaniu temperatury 600°C i 1000°C
wykazały wzrost jego wartości. W przypadku piaskowca
z warstw siodłowych wzrost ten był blisko 3,5-krotny
po działaniu temperatury 600°C i 10-krotny po działaniu
temperatury 1000°C. Dla piaskowca z warstw libiąskich
wzrost był 160-krotny (600°C) i ponad 180-krotny (1000°C).
W przypadku piaskowca z warstw siodłowych wzrost
współczynnika filtracji nie spowodował zmian w charakterze
jego przepuszczalności, natomiast w przypadku piaskowca
z warstw libiąskich sprawił, że próbka o charakterze nieprzepuszczalnym stała się półprzepuszczalna. Znaczny wzrost
przepuszczalności w przypadku próbki tego piaskowca
może być spowodowany dużym wzrostem jej porowatości
(7-krotny po działaniu temperatury 1000°C). Obserwując
znormalizowane wartości współczynnika filtracji po działaniu temperatury 600°C i 1000°C, można stwierdzić, że jej
wpływ na piaskowce gruboziarniste spowodował zmniejszenie się wartości współczynnika filtracji (warstwy libiąskie),
brak większych zmian (warstwy łaziskie) lub zwiększenie
jego wartości (warstwy siodłowe i łaziskie), w zależności od
jego wartości w stanie powietrzno-suchym. Wszystkie piaskowce gruboziarniste, bez względu na rodzaj zachodzących
zmian, po działaniu temperatury 1000°C wykazały wartość
współczynnika filtracji wskazującą na półprzepuszczalny
charakter przepuszczalności.
Rys. 5.Zmiana znormalizowanej wartości współczynnika filtracji iłowców po działaniu
temperatury 600°C i 1000°C
Fig. 5. Changing the normalized value of filtration coefficient of claystones after the temperature of 600°C and 1000°C
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
121
Rys. 6.Zmiana znormalizowanej wartości współczynnika filtracji piaskowców gruboziarnistych po działaniu temperatury 600°C i 1000°C
Fig. 6. Changing the normalized value of filtration coefficient of coarse-grained sandstones after the temperature of
600°C and 1000°C
Zmianę znormalizowanej wartości współczynnika filtracji
piaskowców średnioziarnistych po działaniu temperatury
600°C i 1000°C przedstawia rysunek 7.
Wartości współczynników filtracji, określone na próbkach piaskowców średnioziarnistych w stanie powietrzno-suchym, wskazywały na ich nieprzepuszczalny charakter.
Tylko jeden z piaskowców średnioziarnistych wykazał
wartość wyższą, wskazującą na jego średnią przepuszczalność. Obserwując zmiany znormalizowanej wartości
współczynnika filtracji, zachodzące pod wpływem działania
temperatury 600°C, można stwierdzić, że przepuszczalność
piaskowców średnioziarnistych nieznacznie wzrasta lub nie
ulega większym zmianom.
Największe zmiany po działaniu tej temperatury obserwuje
się dla piaskowca średnioziarnistego z warstw siodłowych,
dla którego wzrost był ponad 36-krotny. Oddziaływanie
temperatury 600°C na przepuszczalność piaskowców średnioziarnistych z warstw łaziskich nie spowodowało jej większych zmian. Po działaniu temperatury 1000°C, generalnie,
obserwuje się wzrost przepuszczalności wśród wszystkich
piaskowców średnioziarnistych. Tylko w przypadku jednego
z piaskowców pochodzących z warstw łaziskich nie zaobserwowano większych zmian. Piaskowiec ten, przy wcześniejszych badaniach właściwości fizycznych i porowatości także
odznaczał się dużą odpornością na działanie temperatury.
Największy wzrost współczynnika filtracji (blisko 450-krotny)
wystąpił dla próbki jednego z piaskowców średnioziarnistych
warstw siodłowych, podobnie jak miało to miejsce po działaniu temperatury 600°C. Wartość współczynnika filtracji
dla wszystkich próbek piaskowców średnioziarnistych po
działaniu temperatury 1000°C wskazała na ich półprzepuszczalny charakter.
Rys. 7.Zmiana znormalizowanej wartości współczynnika filtracji piaskowców średnioziarnistych po działaniu temperatury 600°C i 1000°C
Fig. 7. Changing the normalized value of filtration coefficient of medium-grained sandstones after the temperature
of 600°C and 1000°C
122
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Na rysunku 8 przedstawiono zmianę znormalizowanej
wartości współczynnika filtracji dla piaskowców drobnoziarnistych poddanych oddziaływaniu temperatury 600°C
i 1000°C.
Wartość współczynnika filtracji w stanie powietrzno-suchym wszystkich piaskowców drobnoziarnistych wskazała,
że są one nieprzepuszczalne. Oddziaływanie temperatury
600°C nie spowodowało większych zmian w charakterze
ich przepuszczalności, a wzrost współczynnika filtracji był
bardzo nieznaczny (średnio 7-krotny), w porównaniu z tym
zaobserwowanym w temperaturze 1000°C. Najniższy wzrost
współczynnika filtracji odnotowany w tej temperaturze był
ponad 23-krotny dla piaskowca drobnoziarnistego z warstw
rudzkich i aż 1900-krotny dla piaskowca z warstw jaklowieckich. Wszystkie piaskowce drobnoziarniste po działaniu
temperatury 1000°C zmieniły swój charakter z nieprzepuszczalnego na półprzepuszczalny.
5. Wnioski
Badania porowatości i przepuszczalności skał w aspekcie
ich zmian pod wpływem temperatury w tak szerokim zakresie
mają znaczenie poznawcze i praktyczne. Aspekt ten jest ważny
w przypadku planowania przedsięwzięcia podziemnego zgazowania węgla. Pomimo iż wiadomo, że parametry te wzrastają wraz z temperaturą jaka panuje w górotworze, zakresy
tych zmian będą decydować o właściwościach filtracyjnych
otoczenia zgazowanego pokładu i pomyślności procesu.
W przypadku prowadzenia procesu podziemnego zgazowania
węgla i niekorzystnego rozkładu naprężeń, w którym znaczący
udział mogą mieć naprężenia termiczne, zmiana właściwości
skał otaczających georeaktor, w tym porowatości i przepuszczalności, może wpłynąć na stateczność komory powstałej po
zgazowaniu węgla oraz na wielkość odkształceń górotworu.
Z przeprowadzonych badań laboratoryjnych – porowatości
i współczynnika filtracji iłowców i piaskowców karbońskich,
2015
które były wygrzewane w temperaturze 600°C i 1000°C
wynika, że:
– Porowatość badanych skał osadowych pod wpływem
temperatury 600 i 1000°C zwiększała się. Największy
wzrost porowatości był charakterystyczny dla iłowców
i piaskowców, dla których stwierdzono małe wartości
porowatości otwartej w stanie powietrzno-suchym w porównaniu z całą populacją próbek o danym uziarnieniu.
W przypadku, gdy próbki w stanie powietrzno-suchym
wykazywały dużą porowatość, jej zmiana pod wpływem
działania temperatury 600°C była nieznaczna. Po ogrzewaniu ich w temperaturze 1000°C porowatość nie ulegała
większym zmianom.
– Największą zmienność porowatości wśród piaskowców
gruboziarnistych i średnioziarnistych zarówno w stanie
powietrzno-suchym, jak i po ich wygrzaniu wykazywały
piaskowce z najmłodszych warstw litostratygraficznych
– z warstw libiąskich i łaziskich.
– Oddziaływanie temperatury 600°C i 1000°C, powodowało
wzrost współczynnika filtracji wszystkich rodzajów badanych skał. Warto podkreślić, że w temperaturze 600°C
następował jego nieznaczny wzrost, który nie wpływał na
zmianę charakteru przepuszczalności badanych próbek.
Wzrost współczynnika filtracji po działaniu temperatury
1000°C na badane iłowce, nie spowodował zmian w
charakterze ich przepuszczalności, w przeciwieństwie do
badanych piaskowców.
Literatura
1.
2.
Bednarczyk J.: Rozwój technologii podziemnego zgazowania
węgla i perspektywy jej przemysłowego wdrożenia. „Górnictwo
i Geoinżynieria” 2007, R. 31, z. 3, 87–104.
Brotóns V., Tomás R., Ivorra S., Alarcón J.C.: Temperature influence on
the physical and mechanical properties of a porous rock: San Julian’s
calcarenite. Engineering Geology 2013, Vol. 167, 117–127.
Rys. 8.Zmiana znormalizowanej wartości współczynnika filtracji piaskowców drobnoziarnistych po działaniu temperatury 600°C i 1000°C
Fig. 8. Changing the normalized value of filtration coefficient of fine-grained sandstones after the temperature of 600°C
and 1000°C
Nr 12
3.
4.
5.
6.
7.
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Chaki S., Takarli M., Agbodjan W.P.: Influence of thermal damage on
physical properties on a granite rock: Porosity, permeability and ultrasonic wave evolutions. Construction and Building Materials 2008, Vol.
22, Issue 7, 1456–1461.
Kapusta K., Stańczyk K., Korczak K., Pankiewicz M., Wiatowski M.:
Wybrane aspekty oddziaływania procesu podziemnego zgazowania
węgla na środowisko wodne. Prace Naukowe GIG: „Górnictwo
i Środowisko” 2010, Nr 4, 17–27.
Ludwik-Pardała M.: Przegląd przyczyn i mechanizmów migracji gazów
powstałych w procesie podziemnego zgazowania węgla. „Przegląd
Górniczy” 2013, Nr 3, 77–84.
Małkowski P., Skrzypkowski K., Bożęcki P.: Zmiany zachowania się
skał pod wpływem wysokich temperatur w rejonie georeaktora. Prace
Naukowe GIG: „Górnictwo i Środowisko” 2011, Nr 4/2, 259–272.
Paczyński B., Sadurski A. (red.): Hydrogeologia regionalna Polski. Tom
II – Wody mineralne, lecznicze i termalne oraz kopalniane. Państwowy
Instytut Geologiczny. Warszawa 2007.
8.
9.
10.
11.
12.
13.
123
Pazdro Z., Kozerski B.: Hydrogeologia ogólna. Wyd. III, Wydawnictwo
Geologiczne, Warszawa 1990.
Różkowski A.: Środowisko hydrogeologiczne wód geotermalnych
w utworach karbonu produktywnego Górnośląskiego Zagłębia
Węglowego. Technika Poszukiwań Geologicznych, „Geosynoptyka
i Geotermia” 2001, Nr 5, 51–62.
Tian H., Kempka T., Xu N.-X., Ziegler M.: Physical Properties of
Sandstone After High Temperature Treatment. Rock Mechanics and
Rock Engineering 2012, Vol. 45, 1113–1117.
Walter K.: Fire in the Hole. Lawrence Livermore National Laboratory.
ST&R April 2007.
Yavuz H., Demirdag S., Caran S.: Thermal effect on the physical properties of carbonate rocks. International Journal of Rock Mechanics and
Mining Sciences 2010, Vol. 47, 94–103.
Younger P.L.: Hydrogeological and geomechanical aspects of underground coal gasification and its direct coupling to carbon capture and
storage. Mine Water and the Enviroment 2011, Vol 30, Issue 2, 127-140.
124
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
UKD 001.891.5: 005.585: 005.591
Infiltracja efektywna w zlewniach podziemnych potoku
Pagor oraz zbiorników wodnych Kuźnica Warężyńska,
Pogoria I, Pogoria II i Pogoria III zlokalizowanych
w obszarze Kotliny Dąbrowskiej (województwo śląskie)
Recharging infiltration in groundwater basin of Pagor stream and Kuźnica
Warężyńska, Pogoria I, Pogoria II and Pogoria III reservoirs located
in the Dąbrowska valley (Silesian Voivodeship)
Dr Janusz Kropka*)
Mgr Łukasz Jagliński*)
Treść: Zlewnia hydrogeologiczna potoku Pagor położona jest w zachodniej części Kotliny Dąbrowskiej. Zbiorniki wodne Kuźnica
Warężyńska, Pogoria I, Pogoria II i Pogoria III, zlokalizowane we wschodniej części Kotliny, powstały w wyniku rekultywacji wodnej czterech, odkrywkowych wyrobisk kopalń piasku w latach 1943-2006. Infiltrację efektywną opadów IE określono
dla dziesięciu cząstkowych zlewni podziemnych w zasięgu drenującego wpływu potoku Pagor, wspomnianych zbiorników
oraz dodatkowo zlewni, tzw. Rowu opaskowego, zlokalizowanej wzdłuż północno-zachodniego brzegu zbiornika Pogoria III.
Powierzchnie zlewni podziemnych wahały się od 0,25 do 9,6 km2. Infiltrację obliczono metodą hydrologiczną oraz bilansu
wodnego. Infiltracja efektywna w zlewniach wahała się w przedziale od 3,2 do 104,8%, tj. od qg=0,62 do qg=20,7 dm3/s km2.
Wskaźnik infiltracji opadów Hg wahał się od 0,020 do 0,652 m.
Abstract: Hydrogeological basin of Pagor stream is situated in the western part of the Dąbrowska valley. Kuźnica Warężyńska, Pogoria
I, Pogoria II and Pogoria III reservoirs which are located in the eastern part of the valley, emerged in the course of water
reclamation of four open sand pits in the years 1943-2006. Recharging infiltration IE was defined for ten partial groundwater
basins within the draining influence of Pagor stream, mentioned reservoirs and, additionally, the basin of the so called surrounding collector trench, located along the north-west bank of Pogoria III reservoir. The areas of groundwater basins ranged
from 0,25 to 9,6 km2. The infiltration was calculated by means of hydrological and water balance methods. Recharging
infiltration of precipitation IE in the basins ranged from 3,2 to 104,8%, i.e. from qg = 0,62 to qg = 20,7 dm3/s km2. Infiltration
coefficient of precipitation Hg ranged from 0,020 to 0,652 m.
Słowa kluczowe:
infiltracja efektywna, plejstoceński poziom wodonośny, zlewnie potoku Pagor i zbiorników wodnych, Kotlina Dąbrowska
Key words:
recharging infiltration, Pleistocene aquifer, basins of Pagor stream and reservoirs, the Dąbrowska valley
1. Wprowadzenie
Zlewnia potoku Pagor, prawobrzeżnego dopływu Przemszy,
położona jest w zachodniej części Kotliny Dąbrowskiej (KD).
Cztery zbiorniki wodne: Kuźnica Warężyńska (KW), Pogoria
*) Uniwersytet Śląski, Wydział Nauk o Ziemi, Katedra Hydrogeologii
i Geologii Inżynierskiej, Sosnowiec
I (PI), Pogoria II (PII) oraz Pogoria III (PIII), położone są
we wschodniej części Kotliny. Zbiorniki KW i PIII zlokalizowane są w osi doliny kopalnej Przemszy (rys. 1). Obszar
badań jest położony w północno-wschodnim obrzeżeniu
Górnośląskiego Zagłębia Węglowego, w środkowej części
województwa śląskiego. W przeszłości, głównie w XX w., na
obszarze tym prowadzono odkrywkową eksploatację piasków
podsadzkowych. W kolejnych latach po zakończeniu eksplo-
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
atacji górniczej, odkrywkowe wyrobiska były rekultywowane
w kierunku wodnym. Dla trzech zbiorników: PI, PII i PIII, nie
zachowały się dokumentacje techniczne opisujące te prace.
Zbiornik KW powstał w latach 2003-2006 [7, 8]. Opracowana
według stanu na wrzesień 2012 r. mapa hydroizohips plejstoceńskiego poziomu wodonośnego KD [4], umożliwiła
zdefiniowanie granic i powierzchni zlewni (sektorów),
a dokonana identyfikacja przepływających cieków powierzchniowych przez obszar Kotliny, pomogła w wyborze lokalizacji
przekrojów hydrometrycznych na potoku Pagor oraz rzekach
Trzebyczce i Pogorii.
W publikacji przedstawiono wyniki obliczeń infiltracji
efektywnej IE w zlewniach podziemnych dla roku hydrologicznego 2013, tj. okresu od 01.11.2012 r. do 31.10.2013 r.
Rozpoznanie warunków hydrogeologicznych w granicach
zlewni podziemnej plejstoceńskiego poziomu wodonośnego
o całkowitej powierzchni 44,7 km2, umożliwiło wydzielenie
łącznie jedenastu cząstkowych zlewni (sektorów) podziemnych: trzech w granicach zlewni podziemnej potoku Pagor,
2.1. Zlewnia podziemna potoku Pagor
Infiltrację efektywną IE w granicach zlewni podziemnej
potoku Pagor, o powierzchni 11,4 km2, obliczono metodą
Prz
em
280
sza
Qantr.
3,4
3,2
0,62
Qantr.
5
QdkP
7,7
1,53
4,2
27
PG
2. Metodyka badań i obliczeń
3,8
-
PŚR
czterech w zlewni zbiornika KW, po jednej w zlewniach
zbiorników PI, PII i PIII, oraz dodatkowo w niewielkiej zlewni
Rowu opaskowego (Ro), położonej wzdłuż północno-zachodniego brzegu zbiornika PIII (rys. 1). Obliczenia bilansowe
wykonano w oparciu o jedną serię pomiarów natężenia przepływu wody w wyznaczonych przekrojach hydrometrycznych.
Pomiary zostały wykonane w sierpniu i wrześniu 2013 r., pod
koniec trwających kilkanaście dni okresów bezdeszczowych,
w miesiącach charakteryzujących się suszą hydrologiczną:
opad w lipcu wyniósł 31,8 mm, w sierpniu 32,3 mm, we
wrześniu 2013 r. 31,8 mm.
285
PD
125
Pz-1
QP
Qantr.
KWN
Pz-17
Pago
Trzebycz
ka
KWW 0,6
280
20,0
4,0
275
Pz-3
27
ze
Pr
PIII
280
DjzKW
7,35
Pz-11
Hydroizohipsy plejstoceńskiego poziomu
wodonośnego [m n.p.m.]
ria
Pogo
Źródła
A
B
C
D
Symbol zlewni cząstkowej
Powierzchnia zlewni cząstkowej [km2]
Infiltracja efektywna [%]
2
Moduł odpływu podziemnego [l/s*km ]
Teren przemysłowy zakładu ArcelorMittal
(nieuwzględniony w zlewni podziemnej)
0,25
42,1
8,4
przepływy filtracyjne wody
Ujęcia wody podziemnej z plejstoceńskiego
poziomu wodonośnego
,5
Zb. Pogoria III
NPP=261,0
PPIII
iRo EPIII
DPIII
QiPII
Zb. Pogoria II
NPP=263,0
PPII
EPII
DPII
Zb. Pogoria I
NPP=274,0
PPI
EPI
DPI
Pogoria
272,5
Ro
lokalne
Ds
62
267,5
główne, w dolinie kopalnej Przemszy
Piezometry monitoringu lokalnego
plejstoceńskiego poziomu wodonośnego
wokół zbiornika wodnego
Kuźnica Warężyńska
Pz-20
Pz-10
8,3
37,8
7,47
QiTsk
Pz-18
Pz-8
Pz-19 2
Q
Kierunki przepływu wody podziemnej w
plejstoceńskim poziomie wodonośnym:
Pz-16
Pz-9
Pz-12
42,1
8,3
Normalny poziom piętrzenia wody w zbiorniku
Trzebyczka
PI
Pz-5
Pz-6
Pz-7
295
290
Pz-13
270
Pz-14
NPP
QiPIII
DzcKW
Pz-15
Zasięg piętra wodonośnego
280
3,1
15,0
2,95
Granice cząstkowych zlewni podziemnych
(sektorów)
QdT
275
KWS
265
Użytkowe piętra wodonośne:
czwartorzęd
trias
karbon
30,0
5,89
Pz-4
285
Pz-16
Oś doliny kopalnej Przemszy
QT
Zb. Kuźnica
Warężyńska
NPP=264,0
PKW
EKW
za
s
m
KWSE 2,65
265
0
285
290
300
295
r
9,6
35,0
6,89
Pz-2
PII
1,45
103,5
20,7
Elementy bilansu wodnego plejstoceńskiego poziomu wodonośnego Kotliny Dąbrowskiej:
PKW,PPI, Zasilanie wodami opadowymi na powierzchnię
PPII,PPIII zbiornika odpowiednio: Kuźnica Warężyńska, Pogoria I,
Pogoria II i Pogoria III
QP, QT Zasilanie zbiornika Kuźnica Warężyńska wodami
powierzchniowymi z rzeki Przemszy i Trzebyczki
(tzw. węzły rozdziału wody)
QdkP, PdT Dopływ wody ze strumienia wody podziemnej
płynącej doliną kopalną Przemszy i doliną Trzebyczki
Qantr. Zasilanie tzw. wodami pochodzenia
antropogenicznego
EKW, EPI, Parowanie rzeczywiste z powierzchni wody
EPII, EPIII zbiornika odpowiednio: Kuźnica Warężyńska,
Pogoria I, Pogoria II i Pogoria III
DjzKW Odpływ powierzchniowy wody jazem zrzutowym
ze zbiornika Kuźnica Warężńska do Przemszy
DzcKW Przepływ filtracyjny wody przez zaporę czołową
zbiornika
QiPIII, QiPII, Przepływ filtracyjny wody ze zbiornika Kuźnica
QiRo Warężyńska do zlewni podziemnej zbiornika Pogoria III,
QiTsk
ze zbiornika Pogoria I do zlewni podziemnej zbiornika
Pogoria II oraz ze zbiornika Pogoria III do rowu
opaskowego
Infiltracja wody ze starego koryta rzeki Trzebyczka
Ds Pobór wody z plejstoceńskiego poziomu
wodonośnego ujęciami studziennymi
DPI,DPII, Dopływ wody podziemnej (z drenażu
DPIII plejstoceńskiego poziomu wodonośnego)
Rys. 1.Mapa hydrogeologiczna plejstoceńskiego poziomu wodonośnego Kotliny Dąbrowskiej
Fig. 1. Hydrogeological map of Pleistocene aquifer of Dąbrowska Valley
do zbiorników wodnych
126
PRZEGLĄD GÓRNICZY
hydrologiczną. Mapa hydroizohips plejstoceńskiego poziomu
wodonośnego (rys. 1) oraz lokalizacja przekrojów hydrometrycznych Pa1, Pa2 i Pa3, dzielą omawiany obszar na trzy
sektory: górny (PG) o powierzchni 4,2 km2, środkowy (PŚR)
o powierzchni 3,4 km2 oraz dolny (PD) o powierzchni 3,8
km2. Wyniki pomiarów hydrometrycznych pozwoliły określić
charakter kontaktów hydraulicznych wód powierzchniowych
potoku Pagor z wodami plejstoceńskiego poziomu wodonośnego, oraz pozwoliły oszacować infiltrację efektywną we
wspomnianych sektorach. Brak kanalizacji sanitarnej w sołectwach położonych w granicach omawianych sektorów powoduje, że w zasilaniu plejstoceńskiego poziomu wodonośnego,
obok wód związanych z awariami sieci wodociągowych, biorą
udział ścieki komunalne z gospodarstw wiejskich. Równania
określające infiltrację efektywną w wydzielonych sektorach
w zlewni podziemnej potoku Pagor przyjmują postać:
IEPG = QgPG = QPa1 – Qantr.
IEPŚR = QgPŚR = (QPa2 – QPa1) – Qantr.
IEPD = QgPD = QPa3 – QPa2
gdzie:
IEP = QgPG, QgPŚR, QgPD – infiltracja efektywna równoważna
odpływowi podziemnemu z badanych sektorów,
m3/s;
QPa1, QPa2, QPa3 – natężenie przepływu wody (m3/s) pomierzone w przekrojach hydrometrycznych Pa1, Pa2
i Pa3, zamykających sektory odpowiednio: PG,
PŚR, PD;
Qantr. – udział wód pochodzenia antropogenicznego (m3/s)
w odpływie podziemnym został oszacowany na
0,001 m3/s, na podstawie pracy Kropki i Wróbla
[5]; z uwagi na pojedynczą i rozproszoną zabudowę,
zasilania tymi wodami nie uwzględniono w sektorze
PD.
2015
2.2. Zlewnia podziemna zbiornika wodnego Kuźnica
Warężyńska
Infiltrację efektywną IE w granicach zlewni podziemnej
zbiornika obliczono metodą bilansu wodnego. Do obliczenia
wielkości zasilania opadami obszaru wykorzystano wyniki
uzyskane z wcześniejszych badań Kropki i Wróbla [5] oraz
obliczeń bilansu wodnego zlewni zbiornika [4]. Podstawę
obliczeń stanowiły wyniki pomiarów natężenia przepływu
wody wykonanych w latach 1996-2004 w rowach północnym N, południowo-wschodnim SE i południowym S,
odwadniających odkrywkowe wyrobisko kopalni piasku
podsadzkowego KW. Wyznaczenie w obrębie badanej zlewni
czterech sektorów różniących się powierzchnią i wielkością
infiltracji efektywnej, miało swoje uzasadnienie w różnicach
wykształcenia geologicznego powierzchniowych utworów
czwartorzędu oraz wynikach badań środowiskowych obszaru.
2.3. Zlewnie podziemne zbiorników wodnych Pogoria I,
Pogoria II i Pogoria III
Infiltrację efektywną IE w granicach zlewni podziemnych
zbiorników wodnych PI, PII i PIII obliczono metodą hydrologiczną oraz bilansu wodnego. Przekroje hydrometryczne
na rzece Pogoria (Po1, Po2, Po3 i Po4) dzielą omawiany
obszar, o całkowitej powierzchni 20,10 km2, na trzy zlewnie
cząstkowe o całkowitej powierzchni (łącznie z powierzchnią
zbiornika): zbiornika PI 9,03 km2, zbiornika PII 1,63 km2 oraz
zbiornika PIII 9,44 km2. Po odjęciu powierzchni zbiorników,
powierzchnia zlewni cząstkowych wyniosła odpowiednio 8,3;
1,45 i 7,35 km2 (tabl. 1 i 2; rys. 1). Infiltrację efektywną dla
wspomnianych cząstkowych zlewni podziemnych oszacowano według następujących równań bilansowych:
Tablica 1. Infiltracja efektywna w wydzielonych zlewniach podziemnych (sektorach) w granicach plejstoceńskiego
poziomu wodonośnego Kotliny Dąbrowskiej w roku hydrologicznym 2013
Table 1. Recharging infiltration in separated groundwater basins (sections) within the Pleistocene aquifer of the
Dąbrowska valley in hydrological year 2013
Zlewnia
podziemna,
sektor
górny; PG4
środkowy;
PŚR
dolny; PD
KWN
KWSE
KWS
KWW
PI
PII
PIII
Ro
Równanie bilansowe służące obliczeniom
infiltracji efektywnej
A1
P
Prz2
mm
Qg3
IE3
Hg3
m3/s
0,0026
qg3
dm3/s
km2
0,62
%
3,2
m
0,020
QPa1–Qantr
km2
4,2
(QPa2–QPa1)–Qantr
3,4
0,0052
1,53
7,7
0,048
QPa3–QPa2
[QgKWN=QN-QdkP-Qantr]5
[QgKWSE=QSE-Qizb-Qantr]5
[QgKWS=QS2-QS1]5
IEPI+PPI+QdT+Qantr.=DPI+EPI+
DiPII+DS
IEPII+PPII+QiPII+QiTsk=DPII+EPII
IEPIII+PPIII+QiPIII+Qantr.=DPIII+ EPIII+DRo
QRo
3,8
9,6
2,65
3,1
0,6
-0,0012
0,066
0,016
0,009
0,002
–
6,89
5,89
2,95
4,00
–
35,0
30,0
15,0
20,0
–
0,217
0,190
0,092
0,105
8,3
0,062
7,47
37,8
0,236
1,45
7,35
0,25
0,030
0,061
0,002
20,7
8,30
8,32
104,8
42,1
42,16
0,652
0,262
0,262
powierzchnia zlewni, sektorów;
odpowiednio: opad atmosferyczny oraz rzeczywisty opad
atmosferyczny; opad pomierzony na posterunku opadowym
WNoZ w Sosnowcu, powiększony o stałą poprawkę zgodnie
z Kowalczyk, Ujdą [3];
3
odpowiednio: dopływ podziemny, moduł odpływu podziemnego, infiltracja efektywna oraz wskaźnik infiltracji opadów
(odpływu podziemnego);
4
oznaczenia sektorów, zlewni;
5
równania bilansowe dla warunków odkrywkowej eksploatacji
górniczej kopalni KW [5], następnie kontrolowane metodą
kolejnych przybliżeń z relacji: IEKW = Rozchody wody w zlewni
podziemnej zbiornika – Przychody wody w zlewni podziemnej
zbiornika;
6
wielkość infiltracji efektywnej w zlewni Ro, tożsama z wielkością infiltracji w zlewni PIIII.
Źródło: opracowanie własne
area of basin, sections;
accordingly: precipitation and actual precipitation; precipitation measured at precipitation stand of Faculty of Earth Sciences in Sosnowiec,
increased by a fixed correction according to Kowalczyk, Ujdą [3];
3
accordingly: groundwater inflow, specific groundwater runoff, recharging
infiltration and coefficient of precipitation infiltration (underground
runoff);
4
marking of sections, basin;
5
hydrological water balance equation for the conditions of open excavation
in KW sand mine [5], then controlled by means of further approximations
from the relation: IEKW = Water runoff in groundwater basin – Water
inflow in groundwater basin;
6
- the value of recharging infiltration in Ro basin identical to the value of
infiltration in PIIII basin.
Source: the author’s study
1
1
2
2
550
622
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
127
Tablica 2. Bilans wodny plejstoceńskiego poziomu wodonośnego w granicach zlewni podziemnych zbiorników wodnych
Pogoria I (PI), Pogoria II (PII) i Pogoria III (PIII)
Table 2. Water balance of Pleistocene aquifer within the borders of groundwater basins of Pogoria I (PI), Pogoria II (PII)
and Pogoria III (PIII) reservoirs
Zbiornika Pogoria I
9,03 km2
(w tym powierzchnia zbiornika 0,73
km2)
Zlewnia
cząstkowa
Elementy bilansu
[m3/s]
Przychody
(dopływy)
Infiltracja efektywna - IEPI
0,062
Opad atmosferyczny na powierzchnię zbiornika - PPI
0,014
Dopływ wody podziemnej z doliny Trzebyczki - QdT
0,015
Wody pochodzenia antropogenicznego - Qantr.
0,002
Parowanie z powierzchni wody zbiornika - EPI
0,011
Dopływ wody podziemnej (z drenażu plejstoceńskiego poziomu wodonośnego)
do zbiornika - DPI
Przepływ filtracyjny wody (odpływ) ze zbiornika Pogoria I do zlewni cząstkowej
zbiornika Pogoria II - DiPII
Pobór wody z plejstoceńskiego poziomu wodonośnego ujęciami studziennymi
ośrodków wypoczynkowych – Ds
Zbiornika Pogoria II
1,63 km2
(w tym powierzchnia
zbiornika 0,18 km2)
0,070
0,010
0,002
0,093
Przychody i rozchody razem
Infiltracja efektywna - IEPII
0,030
Opad atmosferyczny na powierzchnię zbiornika - PPII
0,004
Przepływ filtracyjny wody (dopływ) do zlewni zbiornika Pogoria II ze zbiornika
Pogoria I – QiPII
0,010
Infiltracja wody ze starego koryta Trzebyczki - QiTsk
0,001
0,093
Parowanie z powierzchni wody zbiornika - EPII
0,003
Dopływ wody podziemnej (z drenażu plejstoceńskiego poziomu wodonośnego)
do zbiornika - DPII
0,042
0,045
Przychody i rozchody razem
Zbiornika Pogoria III
9,44 km2
(w tym powierzchnia zbiornika
2,09 km2)
Rozchody
(odpływy)
Infiltracja efektywna - IEPIII
0,061
Opad atmosferyczny na powierzchnię zbiornika - PPIII
0,041
Przepływ filtracyjny wody (dopływ) do zlewni zbiornika Pogoria III ze zbiornika
Kuźnica Warężyńska – QiPIII
0,055
Wody pochodzenia antropogenicznego - Qantr.
0,001
0,045
Parowanie z powierzchni wody zbiornika - EPIII
0,030
Dopływ wody podziemnej (z drenażu plejstoceńskiego poziomu wodonośnego)
do zbiornika - DPIII
0,119
0,009
Przepływ filtracyjny wody (odpływ) ze zbiornika do rowu opaskowego – DRo
Przychody i rozchody razem
dla zbiornika PI ÷ IEPI + PPI + QdT + Qantr. = DPI + EPI + DiPII + DS
dla zbiornika PII ÷ IEPII + PPII + QiPII + QiTsk = DPII + EPII
dla zbiornika PIII ÷ IEPIII + PPIII + QiPIII + Qantr. = DPIII + EPIII + DRo
gdzie:
IEPI, IEPII, IEPIII – infiltracja efektywna równoważna odpływowi
podziemnemu z badanych zlewni cząstkowych,
m3/s;
PPI, PPII, PPIII – zasilanie bezpośrednie opadami atmosferycznymi (m3/s) zbiornika wodnego PI, PII i PIII;
QdT – dopływ wody podziemnej (m3/s) z doliny Trzebyczki;
obliczenia oparto na równaniu Darcy’ego [6];
Qantr. – udział wód pochodzenia antropogenicznego w zasilaniu plejstoceńskiego poziomu wodonośnego (m3/s);
DPI, DPII, DPIII – dopływ wody podziemnej (z drenażu plejstoceńskiego poziomu wodonośnego) do zbiornika
wodnego PI, PII i PIII (m3/s), obliczono według
następujących równań:
DPI = QPo2 – QPo1
DPII = QPo3 – QPo2
DPIII = QPo4 – QPo3
gdzie:
QPo1, QPo2, QPo3, QPo4 – natężenie przepływu wody, m3/s pomierzone w przekrojach hydrometrycznych Po1,
Po2, Po3 i Po4;
0,158
0,158
EPI, EPII, EPIII – parowanie z powierzchni wody zbiornika PI,
PII i PIII, m3/s, określone wg formuły Iwanowa
[1; patrz także 4];
DiPII, QiPII – przepływ filtracyjny wody ze zbiornika PI, m3/s
na zachód, do położonej w bezpośrednim sąsiedztwie zlewni podziemnej zbiornika PII; przepływ ten
wynika z wyższej średniej rzędnej zwierciadła wody
w zbiorniku PI (+274,0 m) w stosunku do zwierciadła wody w zbiorniku PII (+263,0 m); dla
oszacowania przepływu filtracyjnego pomiędzy
wspomnianymi zbiornikami wykorzystano schemat
Dupuita [9];
DS– pobór wody, m3/s z plejstoceńskiego poziomu wodonośnego ujęciami studziennymi ośrodków wypoczynkowych zlokalizowanych w rejonie zbiornika PI;
QiTsk – infiltracja wody ze starego koryta rzeki Trzebyczka,
zasilająca plejstoceński poziom wodonośny (m3/s);
QiPIII – przepływ filtracyjny wody ze zbiornika KW (m3/s) do
położonej w bezpośrednim sąsiedztwie zlewni podziemnej zbiornika PIII; dla oszacowania przepływu
filtracyjnego wykorzystano schemat Dupuita [9];
DRo – przepływ filtracyjny wody, m3/s ze zbiornika PIII do
rowu opaskowego zlokalizowanego wzdłuż północno-zachodniego brzegu zbiornika.
128
PRZEGLĄD GÓRNICZY
3. Dyskusja uzyskanych wyników
3.1. Zlewnia podziemna potoku Pagor
Badania wykazały, że w dwóch sektorach PG i PŚR
uzyskano bardzo niską infiltrację efektywną, odpowiednio
IE=3,2% i IE=7,7%, tj. qg=0,62 dm3/s∙km2 oraz qg=1,53 dm3/
s∙km2. Wskaźnik infiltracji opadów wynosił Hg=0,020 m
i Hg=0,048 m (tabl. 1). Wartości infiltracji efektywnej są niższe
od wielkości IE=9,4% i IE=11,7%, uzyskanych przez Kropkę
i Wróbla [5]. Potwierdzają one niekorzystne własności zbiornikowe i filtracyjne utworów plejstocenu w wydzielonych
dwóch sektorach zlewni potoku Pagor. Pomiary natężenia
przepływu wody w przekroju hydrometrycznym QPa3 zamykającym sektor PD (tabl. 1; rys. 1), dały wartość niższą od
uzyskanej w przekroju hydrometrycznym QPa2 zamykającym
sektor PŚR. Zaistniała sytuacja świadczy przypuszczalnie
o infiltracji wody z potoku do plejstoceńskiego poziomu
wodonośnego sektora PD.
3.2. Zlewnia podziemna zbiornika wodnego Kuźnica
Warężyńska
W pracy wykorzystano wyniki badań nad infiltracją
efektywną prowadzonych w zlewni podziemnej odkrywkowej kopalni piasku KW [5] oraz zbiornika wodnego KW
[4]. Wielkości infiltracji efektywnej w trzech sektorach
KWN, KWSE i KWS, w których podstawę drenażu wody
plejstoceńskiego poziomu wodonośnego stanowiły rowy
odwadniające i rząpie pompowni PK-4, oszacowano w pracy
[5] na 50,5%, 45,7% i 23,3%. W sektorze KWW, tj. zlewni
bezpośredniej rowu zbiorczego, rząpia i pompowni PK-3
o powierzchni 0,82 km2 ówczesnej kopalni piasku KW, nie
wykonywano pomiarów hydrometrycznych umożliwiających dokonanie następnie obliczeń infiltracji efektywnej.
Zestawiając bilans wodny zbiornika wodnego KW w części
dotyczącej zasilania plejstoceńskiego poziomu wodonośnego [4], autorzy zastosowali metodę kolejnych przybliżeń.
Pamiętając o przyczynach zróżnicowania wielkości infiltracji
efektywnej w zlewni podziemnej zbiornika, do pierwszych
obliczeń bilansowych przyjęto nieco niższe wielkości infiltracji efektywnej w stosunku do wielkości z pracy [5] : 45%
dla sektora KWN, 40% dla KWSE i 20% dla KWS, a także
dodatkowo przyjęto średnią wielkość 30% dla sektora KWW.
W ich wyniku, zasilanie opadami plejstoceńskiego poziomu
wodonośnego w zlewni podziemnej zbiornika w roku hydrologicznym 2013 wyniosło 3,816 mln m3/r. i spowodowało
wyraźną nadwyżkę po stronie przychodów wody (dopływu;
16,809 mln m3/r.) nad rozchodami (15,737 mln m3/r.), przekraczającą 1,0 mln m3/r. W drugim podejściu do obliczeń
bilansowych przyjęto zmniejszone wielkości infiltracji efektywnej w zlewniach cząstkowych odpowiednio: 40%, 35%,
15% oraz 25%. Zasilanie opadami wód plejstoceńskiego poziomu wodonośnego wyniosło 3,348 mln m3/r., co w dalszym
ciągu powodowało wyraźną nadwyżkę po stronie przychodów
wody (16,341 mln m3/r.) nad rozchodami (15,737 mln m3/r.),
przekraczającą 0,6 mln m3/r. W trzeciej (ostatniej) wersji
obliczeń bilansowych, autorzy przyjęli wielkości infiltracji
efektywnej w zlewniach cząstkowych: 35% w KWN, 30%
w KWSE, 15% w KWS i 20% w KWW. Zasilanie opadami
badanego poziomu wodonośnego w roku hydrologicznym
2013 wyniosło 2,933 mln m3/r., co stanowiło 18,4% sumarycznego zasilania w bilansie wodnym zlewni. Zdaniem autorów,
uzyskano zadowalającą nierówność pomiędzy przychodami
a rozchodami wody w badanej zlewni, wynoszącą poniżej
0,2 mln m3/r. Moduł odpływu podziemnego oraz wskaźnik
infiltracji opadów wahały się w przedziale od qg=2,95 dm3/
2015
s∙km2 i Hg=0,092 m w sektorze KWS do qg=6,89 dm3/s∙km2
i Hg=0,217 m w sektorze KWN (tabl. 1).
3.3. Zlewnie podziemne zbiorników wodnych Pogoria I,
Pogoria II oraz Pogoria III
Głównymi elementami bilansu wodnego, będącymi
podstawą do obliczenia infiltracji efektywnej w obszarach
omawianych zlewni były (tabl. 2):
– rzeczywisty opad atmosferyczny na powierzchnię zbiorników (PPI, PPII, PPIII);
– dopływ wody podziemnej z doliny Trzebyczki (QdT);
– dopływ wody podziemnej z drenażu plejstoceńskiego
poziomu wodonośnego w granicach zlewni zbiorników
(DPI, DPII, DPIII);
– przepływy filtracyjne wody między zbiornikami (QiPII,
QiPIII);
– parowanie z powierzchni wody zbiorników (EPI, EPII, EPIII).
Bilans wodny plejstoceńskiego poziomu wodonośnego
badanych trzech zlewni zbiorników wodnych dla roku hydrologicznego 2013 został zestawiony w tablicy 2. Zdając
sobie sprawę z możliwych przybliżeń oraz niezamierzonych
błędów, możemy traktować zestawione bilanse wodne jako
charakteryzujące się zadowalającą zgodnością wyników.
Zlewnie podziemne omawianych zbiorników charakteryzuje różna liczba elementów bilansu wodnego: od ośmiu w
zlewni zbiornika PI, poprzez siedem w zlewni zbiornika PIII
do sześciu w zlewni zbiornika PII. Poszukiwanym w pracy
elementem bilansu wodnego plejstoceńskiego poziomu wodonośnego w granicach badanych trzech zlewni była infiltracja
efektywna. Infiltracja efektywna została wyznaczona w równaniach bilansowych, z różnicy pomiędzy sumą rozchodów
wody (odpływów) i sumą przychodów wody (dopływów)
w zlewniach podziemnych analizowanych zbiorników (tabl.
2). Wysokość deficytu wody uzyskiwana w równaniach bilansowych, równoważna infiltracji efektywnej, wskazuje, że
ta ostatnia jest głównym elementem równań po stronie przychodów (dopływów) wody w granicach omawianych zlewni.
Wielkość alimentacji zbiorników wodnych PI, PII i PIII
przez wody pochodzące z opadów atmosferycznych w roku
hydrologicznym 2013 wyniosła odpowiednio PPI=0,014 m3/s;
PPII=0,004 m3/s i PPIII=0,041 m3/s (tabl. 2). Przepływ strumienia wody podziemnej w przekroju poprzecznym doliny
Trzebyczki, wytyczonym w Dąbrowie Górniczej–Ząbkowice,
oszacowano przy użyciu schematu Darcy’ego na 0,015 m3/s
(tabl. 2). Wody podziemne w tej ilości zasilają zlewnię zbiornika PI (rys. 1). Udział wód antropogenicznych w zasilaniu
plejstoceńskiego poziomu wodonośnego w zlewni cząstkowej
PI i PIII oszacowano odpowiednio na 0,002 m3/s i 0,001 m3/s
(tabl. 2). Zasilania wspomnianymi wodami nie uwzględniono
w zlewni cząstkowej PII, której większość powierzchni stanowi użytek ekologiczny Pogoria II oraz tereny leśne. Przepływ
filtracyjny wody ze zbiornika PI do zlewni zbiornika PII oraz
ze zbiornika KW do zlewni zbiornika PIII (rys. 1), obliczono
przy użyciu schematu Dupuita na 0,010 m3/s i 0,055 m3/s
(tabl. 2). Pomiary hydrometryczne wykonane we wrześniu
2013 r. w starym korycie Trzebyczki, w pobliżu przepustu pod
drogą ekspresową S1, dokumentowały natężenie przepływu
wody wynoszące 0,0012 m3/s. Kilkaset metrów dalej, na
terenie dzielnicy Dąbrowa Górnicza–Piła Ujejska, przepływ
wody w korycie potoku zupełnie zanika. Woda infiltrująca
z potoku Trzebyczka zasila plejstoceński poziom wodonośny
w granicach zlewni zbiornika PII. Dopływ wody podziemnej
z plejstoceńskiego poziomu wodonośnego do omawianych
zbiorników wodnych, obliczono na podstawie wyników
pomiarów hydrometrycznych wykonanych w przekrojach
pomiarowych Po1, Po2, Po3 i Po4 (rys. 1). Wspomniany
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
dopływ wody w ilości 0,070 m3/s do zbiornika PI wynikał
z różnicy Po2 – Po1, w ilości 0,042 m3/s do zbiornika PII
z różnicy Po3 – Po2, natomiast w ilości 0,119 m3/s do zbiornika PIII z różnicy Po4 – Po3 (tabl. 2). Straty wody następujące w konsekwencji parowania z powierzchni zbiorników
wodnych obliczono na 0,011 m3/s dla zbiornika PI, 0,003 m3/s
dla zbiornika PII oraz 0,030 m3/s dla zbiornika PIII (tabl. 2).
Pobór wód podziemnych ujęciami studziennymi w zlewni
zbiornika PI oszacowano na 0,002 m3/s (tabl. 2).
Wielkości infiltracji efektywnej w cząstkowych zlewniach
podziemnych oszacowano na IE=37,8%, tj. qg=7,47 dm3/s∙km2
dla zlewni zbiornika PI, IE=104,8%, tj. qg=20,7 dm3/s∙km2 dla
zlewni zbiornika PII oraz IE=42,1%, tj. qg=8,30 dm3/s∙km2 dla
zlewni zbiornika PIII. Wysoka wartość infiltracji uzyskana
w zlewni zbiornika PII może świadczyć o dopływie wody
podziemnej głębszego krążenia, alimentujących misę zbiornika w formie dennych wypływów [2]. Wskaźniki infiltracji
opadów kształtowały się w przedziale od Hg=0,236 m w PI
do Hg=0,652 m w zlewni PII.
3.4. Zlewnia podziemna Rowu opaskowego (Ro)
Rów opaskowy Ro znajduje się w obniżeniu morfologicznym wzdłuż północno-zachodniego brzegu zbiornika PIII.
W przeszłości w obniżeniu tym przechodziły tory piaskowej
linii kolejowej, którymi był wywożony piasek podsadzkowy
z wyrobiska, a biegnący w kierunku północnym rów Ro stanowił początkowy odcinek rowu południowego (S) kopalni
piasku KW. Głównym zadaniem rowu jest przechwycenie
wód infiltrujących ze zbiornika PIII (0,009 m3/s; tabl. 2),
a także stanowi on podstawę drenażu wód podziemnych (0,002
m3/s) w niewielkiej zlewni podziemnej o powierzchni ok.
0,25 km2, zlokalizowanej między zbiornikiem PIII, a drogą
łączącą dzielnice Dąbrowa Górnicza–Marianki i Dąbrowa
Górnicza–Zielona. Obecnie wody rowu płyną w kierunku
północnym tworząc rozlewisko, dopływają w rejon zbiornika
wyrównawczego, w którym łączą się z wodami filtrującymi
przez zaporę czołową zbiornika KW, i z którego są następnie
odpompowywane do rzeki Przemszy. Infiltracja efektywna
w zlewni podziemnej rowu opaskowego Ro wyniosła
IE=42,1%, tj. qg=8,32 dm3/s∙km2, natomiast wskaźnik infiltracji
opadów wyniósł Hg=0,262 m.
4. Podsumowanie
Plejstoceński poziom wodonośny KD występujący na
powierzchni ok. 44,70 km2, jest drenowany przez potok
Pagor oraz cztery zbiorniki wodne: KW, PI, PII i PIII. Rzeki
Przemsza, Trzebyczka oraz Pogoria na obszarze Kotliny płyną
w uregulowanych i uszczelnionych korytach. Jedynie wody
płynące starym korytem Trzebyczki infiltrują w górotwór,
zasilając plejstoceński poziom wodonośny zlewni podziemnej
zbiornika PII.
Badania nad infiltracją efektywną w zlewniach podziemnych dla roku hydrologicznego 2013 prowadzono metodą
hydrologiczną oraz bilansu wodnego. W obliczeniach wykorzystano łącznie wyniki 11 pomiarów hydrometrycznych wykonanych na potokach i rzekach Pagor, Trzebyczka i Pogoria.
Obliczenia bilansowe wykonane w zlewniach potoku
Pagor i zbiornika KW, umożliwiły porównanie otrzymanych
wielkości infiltracji efektywnej z wcześniejszymi wynikami
uzyskanymi dla wielolecia 1996-2004. Należy jednak pamiętać, że wielkości infiltracji uzyskane w wieloleciu 1996-2004
dotyczyły zlewni podziemnej odkrywkowego wyrobiska
górniczego kopalni piasku KW, natomiast w roku hydrologicznym 2013 zlewni zbiornika wodnego KW. Obliczenia
129
bilansowe w zlewniach podziemnych zbiorników wodnych PI,
PII i PIII dostarczyły nowych wielkości infiltracji efektywnej.
Niskie wielkości infiltracji efektywnej w zlewni potoku
Pagor w roku hydrologicznym 2013 (3,2-7,7%; tabl. 1), podobnie jak w wieloleciu 1996-2004, dokumentują niekorzystne własności zbiornikowe i filtracyjne utworów plejstocenu
w zlewniach cząstkowych wspomnianego potoku.
Wielkości infiltracji efektywnej w czterech sektorach: N,
SE, S i W zlewni zbiornika KW w roku hydrologicznym 2013
(35,0%; 30,0%; 15,0% i 20,0%) są niższe od wartości z wielolecia 1996-2004 (50,5%; 45,7% i 23,3%) dla trzech sektorów:
N, SE i S zlewni ówczesnego wyrobiska górniczego KW.
Niższe wielkości infiltracji świadczą o zmianach dokonanych
w reżimie wód plejstoceńskiego poziomu wodonośnego we
wschodniej części KD w ostatnich 10-12 latach. W wieloleciu
1996-2002 lokalną bazę drenażu wodonośnego plejstocenu
w zasięgu piaskowni stanowiła sieć rowów przyskarpowych
oraz system rowów i kanałów głównych odwadniających
w kierunku rząpia pompowni PK-3 i PK4, a w latach 20032004 także tzw. mały zbiornik wodny. Odwadnianie piaskowni
spowodowało obniżenie zwierciadła wód podziemnych
w przedziale 1,0-30,5 m oraz wytworzył się lej depresji
w granicach od 50 do 950 m od krawędzi wyrobiska. W latach
2003-2004, po zakończeniu I etapu zatapiania wyrobiska
odkrywkowego, depresja zwierciadła wody plejstoceńskiego
poziomu wodonośnego uległa zmniejszeniu do ok. 20,0 m.
Wokół kopalni KW nie wytworzył się rozległy lej depresji,
lecz jej odwadnianie i obniżenie zwierciadła wody ułatwiło
zwiększoną infiltrację opadów atmosferycznych. Głębokie
położenie rowów odwadniających w stosunku do powierzchni
wyrobiska, niskie kapilarne podsiąkanie wody, a także wysoki i równomierny współczynnik infiltracji bardzo dobrze
przepuszczalnych warstw powierzchniowych budujących dno
oraz skarpy odkrywki, sprzyjały wysokiej infiltracji opadów.
Sektor KWN miał powierzchnię 10,7 km2, z czego 3,6 km2,
tj. 33,5% przypadało na dno i skarpy wyrobiska górniczego.
Sektor KWSE charakteryzował się większym udziałem powierzchni wyrobiska (55%) w całkowitej jego powierzchni.
Przyczynami zdecydowanie niższej infiltracji efektywnej
w sektorze KWS, były przypuszczalnie: najmniejszy udział
wyrobiska górniczego (28,8%) w całkowitej jego powierzchni,
większy udział słabo przepuszczalnych utworów w budowie sektora, a także spontaniczne zalesienie dna wyrobiska
z chwilą zaprzestania około 30 lat temu eksploatacji górniczej piasków. Dzisiejsze sektory położone wokół zbiornika
wodnego KW, o całkowitej powierzchni 15,95 km2, to tereny
zagospodarowane rolniczo, z zabudową wiejską kilku sołectw.
W latach 2006-2013 r. zbiornik wodny KW stanowił nadal
podstawę drenażu plejstoceńskiego poziomu wodonośnego
wschodniej części KD. Średni, normalny poziom piętrzenia
wody w zbiorniku (NPP) wynoszący +264,0 m, jest niższy od
ok. 10,50-11,00 m w północnej części zbiornika do ok. 1,00
m w części południowej, w stosunku do rzędnych naturalnego
zwierciadła wody poziomu sprzed rozpoczęcia odkrywkowej
eksploatacji górniczej w 1967 r. Głównymi przyczynami niższych wielkości infiltracji efektywnej w omawianym obszarze
w roku hydrologicznym 2013 były przypuszczalnie:
– zmniejszenie depresji zwierciadła wody podziemnej
w zlewni zbiornika KW od ok. 30,5 m w okresie sprzed powstaniem zbiornika do ok. 11,0-1,0 m w latach 2006-2013;
– zmniejszenie powierzchni zlewni podziemnej zbiornika
wodnego (15,95 km2) w stosunku do zlewni podziemnej
odkrywkowego wyrobiska górniczego kopalni piasku
KW (21,92 km2); po 2006 r. dno i skarpy odkrywki o powierzchni ok. 4,6 km2, charakteryzujące się bardzo dobrą
przepuszczalnością i wysoką infiltracją opadów, znalazły
się pod lustrem wody omawianego zbiornika.
130
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Wysokie wielkości infiltracji efektywnej (IE=37,8-42,1%),
modułów zasilania podziemnego (qg=7,47-8,32 dm3/s∙km2)
oraz wskaźników infiltracji opadu (Hg=0,236-0,262 m) w
dwóch zlewniach zbiorników wodnych PI, PIII oraz zlewni
Rowu opaskowego, potwierdzają korzystne parametry filtracyjne plejstoceńskiego poziomów wodonośnych w zasięgu
historycznych rejonów odkrywkowej eksploatacji piasków
podsadzkowych w obszarze KD.
Literatura
1. Choiński A.: Zarys limnologii fizycznej Polski. Wyd. Nauk. UAM,
Poznań 1995.
2 Jaguś A., Rzętała M.: Znaczenie zbiorników wodnych w kształtowaniu
krajobrazu. (Na przykładzie kaskady jezior Pogorii). Akad. Techn.-Hum.
w Bielsku-Białej, Wydz. Nauk o Ziemi Uniw. Śląskiego, Bielsko BiałaSosnowiec, 2008, s. 1-152.
2015
3. Kowalczyk S., Ujda K.: Pomiary porównawcze opadów atmosferycznych. Materiały badawcze. Seria: Meteorologia, 14. IMGW, Warszawa
1987, s. 1-49.
4. Kropka J., Jagliński Ł.: Bilans wodny zlewni podziemnej zbiornika wodnego Kuźnica Warężyńska (Kotlina Dąbrowska). „Przegląd Górniczy”,
w przygotowaniu.
5. Kropka J., Wróbel J.: Infiltracja efektywna w obszarze Kotliny
Dąbrowskiej (północna część GZW), w: Współczesne problemy hydrogeologii, Tom XII, Wyd. Uniw. Mikołaja Kopernika, Toruń 2005,
s. 411-416.
6. Pazdro Z., Kozerski B.: Hydrogeologia ogólna. Wyd. Geol., Warszawa
1990, s. 1-624.
7. Piwoński R., Zając A., Dudek D.: Zbiornik Kuźnica Warężyńska.
Okresowa ocena stanu technicznego. Inst. Meteor. i Gosp. Wodn.,
Warszawa 2012, s. 1-44.
8. Radaszkiewicz H., Kuna R., Matuszewski J.: Zbiornik wodny Kuźnica
Warężyńska. „Gospodarka Wodna” 2005, Nr 8.
9. Turek S. red.: Poradnik hydrogeologa. Wyd. Geol., Warszawa, 1971.
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
131
UKD 001.891.5: 005.585:005.591
Bilans wodny zlewni podziemnej zbiornika wodnego Kuźnica
Warężyńska (Kotlina Dąbrowska)
Water balance of groundwater basin in Kuźnica Warężyńska reservoir
(the Dąbrowska valley)
Dr Janusz Kropka*)
Mgr Łukasz Jagliński*)
Treść: Zbiornik wodny Kuźnica Warężyńska powstał w wyniku rekultywacji wodnej odkrywkowego wyrobiska kopalni piasku o tej
samej nazwie. Obliczenia bilansowe zostały wykonane w przyjętych 36. okresach bilansowych roku hydrologicznego 2013.
Równanie bilansowe, uwzględniające występowanie plejstoceńskiego poziomu wodonośnego w granicach zlewni podziemnej
zbiornika, obejmuje sześć elementów bilansu wodnego opisujących przychody oraz cztery opisujące rozchody wody. Zasilanie
wodami powierzchniowymi zbiornika (8,767 mln m3/r., tj. 55,1% sumy przychodów), infiltracja efektywna plejstoceńskiego
poziomu wodonośnego (2,933 mln m3/r., tj. 18,4%) oraz opad na powierzchnię zbiornika (2,870 mln m3/r., tj. 18,0%), stanowiły
najważniejsze elementy przychodów wody. Odpływ powierzchniowy wody ze zbiornika do Przemszy (11,637 m3/r., tj. 73,9%
sumy rozchodów) oraz parowanie rzeczywiste z powierzchni lustra wody zbiornika (2,334 m3/r., tj. 14,8%), stanowiły dwa
najważniejsze elementy rozchodów wody. Sumaryczne przychody wody w zlewni wyniosły 15,926 mln m3/r. i były wyższe
o 0,189 mln m3/r. od rozchodów wody. Przychody wody w zlewni zbiornika w roku hydrologicznym 2013 stanowiły 40,7%
całkowitej objętości wody w zbiorniku (39,17 mln m3), przy średniej rzędnej piętrzenia NPP +264,00 m.
Abstract: Kuźnica Warężyńska reservoir has been formed as a result of water reclamation in the open excavation pit of sand mine
with the same name. Balance calculations were made for the approved 36 balance periods of hydrological year 2013. Water
balance equation, taking into account the occurrence of Pleistocene aquifer within the boundaries of groundwater basin of
the reservoir, comprises 6 elements of water balance which describe inflows and 4 describing runoffs. The most significant
elements of water inflows were: recharge of surface waters into the reservoir (8,767 mln m3/year, which is 55,1% of the total
sum of inflows), recharging infiltration of aquifer (2,933 mln m3/year, which is 18,4%), and precipitation over the reservoir
surface (2,870 mln m3/year, which is 18,0%). Surface runoff from the reservoir to the Przemsza river (11,637 mln m3/year,
which is 73,9% of the sum of runoffs), as well as actual evaporation from the surface of the reservoir water table (2,334 m3/
year, which is 14,8%), were the two most important elements of water runoffs. Total water inflows to the basin were 15,926
mln m3/year and were by 0,189 mln m3/year higher that water runoffs. Water inflows into reservoir basin in hydrological
year 2013 amounted to 40,7% of the total water volume in the reservoir (39,17 mln m3), with the average head of water
+264,00 m.
Słowa kluczowe:
bilans wodny, plejstoceński poziom wodonośny, zlewnia zbiornika wodnego Kuźnica Warężyńska
Key words:
water balance, Pleistocene aquifer, basin of Kuźnica Warężyńska water reservoir
1. Wprowadzenie
Obszar badań obejmuje północny odcinek doliny kopalnej
Przemszy (rys. 1), a zarazem położony jest we wschodniej
części Kotliny Dąbrowskiej (KD) oraz środkowej części
województwa śląskiego.
*) Uniwersytet Śląski, Wydział Nauk o Ziemi, Katedra Hydrogeologii
i Geologii Inżynierskiej, Sosnowiec
Bilans wodny w granicach wspomnianej zlewni podziemnej, obejmującej plejstoceński poziom wodonośny, został
obliczony za pomocą równania bilansu wodnego [1, 5]. Mapa
hydrogeologiczna plejstoceńskiego poziomu wodonośnego
wschodniej części KD została opracowana według stanu na
wrzesień 2012 r., w oparciu o dane archiwalne zaczerpnięte
z Mapy hydrogeologicznej Polski arkusz Wojkowice (nr 911)
w skali 1:50 000 [13], zreinterpretowane fragmenty arkusza
Wojkowice w 2010 r. [2], oraz własne pomiary hydrogeolo-
132
PRZEGLĄD GÓRNICZY
giczne wykonane w 31 studniach gospodarskich i 19 piezometrach. Plejstoceński poziom wodonośny we wschodniej
części KD znajduje się w kontakcie hydraulicznym z wodami
zbiornika wodnego Kuźnica Warężynska (KW). Zlewnia
podziemna zbiornika charakteryzuje się powierzchnią 20,547
km2, w tym zbiornik wodny zajmuje powierzchnię 4,597
km2. Obliczenia bilansowe zostały wykonane w przyjętych
2015
36. okresach bilansowych roku hydrologicznego 2013.
Wspomniany rok charakteryzował się niskimi opadami
atmosferycznymi, których suma wyniosła 550 mm. Były
one zdecydowanie niższe od średnich opadów z wielolecia
1996–2004, wynoszących 774 mm [9]. Za podstawowe okresy bilansowe przyjęto czasowe przedziały dziesięciodniowe
(01-10 i 11-20) we wszystkich miesiącach roku hydrologicz-
Rys. 1.Mapa hydrogeologiczna zlewni podziemnej zbiornika wodnego Kuźnica Warężyńska
Fig. 1. Hydrogeological map of groundwater basin in Kuźnica Warężyńska reservoir
28,2
1
5,2
34,4
9,9
9,7
12,2
31,8
17,9
3,8
35
56,7
5,7
6,1
4,7
16,5
4,6
17,6
6,7
28,9
36,3
3,3
5,3
44,9
58,2
12
12/1-10
12/11-20
12/21-31
12/1-31
01/1-10
01/11-20
01/21-31
01/1-31
02/1-10
02/11-20
02/21-28
02/1-28
03/1-10
03/11-20
03/21-31
03/1-31
04/1-10
04/11-20
04/21-30
04/1-30
05/1-10
05/11-20
A1
10/21-31
11/1-10
11/11-20
11/21-30
11/1-30
Okres
bilansowy
miesiąc/
dni
12,9
12,7
-1,4
5,7
9,3
4,5
-0,9
-3,7
-4,5
-3,1
-0,7
-1,6
-1
-1,1
-0,4
-4,4
-4,6
-3,2
-4,7
-2
-1,8
-2,8
5,9
3,3
3,9
4,4
Śr. temp.
pow.
o
C
264,30
264,52
263,99
264,02
264,01
264,01
263,98
264,00
263,98
263,99
264,04
264,00
263,96
264,00
264,01
263,99
263,98
263,99
264,00
264,00
264,01
264,00
263,99
264,02
264,01
264,00
264,01
KW
261,05
261,10
261,01
261,02
261,00
261,01
260,98
260,97
260,97
260,97
260,99
260,98
260,98
260,99
261,00
261,00
260,99
260,99
261,07
261,04
261,01
261,04
261,03
261,08
261,09
261,07
PIII3
Średnia rzędna
piętrzenia wody
w zbiorniku
m
0,04
0,04
0,04
0,04
0,04
0,12
0,04
0,04
0,04
0,12
0,04
0,04
0,04
0,12
0,04
0,04
0,04
0,12
0,04
0,04
0,04
0,12
0,04
0,04
0,04
0,12
QdkP4
0,256
0,053
0,159
0,014
0,023
0,196
0,020
0,077
0,027
0,124
0,025
0,027
0,026
0,078
0,079
0,017
0,140
0,236
0,044
0,043
0,049
0,136
0,124
0,004
0,023
0,151
KWN5
[35%]
0,061
0,013
0,038
0,003
0,006
0,047
0,005
0,018
0,006
0,029
0,006
0,006
0,006
0,018
0,019
0,004
0,033
0,056
0,010
0,010
0,012
0,032
0,029
0,001
0,005
0,035
KWS
[30%]
0,035
0,007
0,022
0,002
0,003
0,027
0,003
0,011
0,004
0,018
0,003
0,004
0,004
0,011
0,011
0,002
0,019
0,032
0,006
0,006
0,007
0,019
0,017
0,001
0,003
0,021
KWS
[15%]
0,009
0,002
0,006
0,001
0,001
0,008
0,001
0,003
0,001
0,005
0,001
0,001
0,001
0,003
0,003
0,001
0,005
0,009
0,002
0,002
0,002
0,006
0,004
0,0002
0,001
0,0052
KWW
[20%]
Infiltracja efektywna opadu na obszarze
zlewni cząstkowych
0,003
0,003
0,003
0,003
0,003
0,009
0,003
0,003
0,003
0,009
0,003
0,003
0,003
0,009
0,003
0,003
0,003
0,009
0,003
0,003
0,003
0,009
0,003
0,003
0,003
0,009
Qantr6
Zasilanie plejstoceńskiego poziomu wodonośnego
m3/s
1,734
0,838
0,123
0,485
0,437
1,045
0,155
0,094
0,007
0,256
0,811
0,02
0,057
0,888
0
0
0,007
0,007
0
0
0
0
0
0
0
0
QP
7
8
0,06
0,02
0
0
0
0
0
0
0
0
0
0
0
0
0
0
0
0
0
0
0
0
0,01
0
0
0,01
QT
Wodami z rzek
0,354
0,074
0,218
0,020
0,032
0,27
0,028
0,106
0,037
0,171
0,034
0,037
0,035
0,106
0,108
0,023
0,191
0,322
0,060
0,058
0,067
0,185
0,170
0,006
0,031
0,207
PKW9
Zasilanie (dopływ do) zbiornika
KW
m3/s
0,71
0,94
0,149
0,91
0,26
1,319
0,122
0,138
0,055
0,315
0,9
0,56
0,15
1,61
0,074
0,06
0,056
0,19
0,03
0,036
0,039
0,105
0,106
0,112
0,044
0,262
DjzKW10
0,060
0,064
0,055
0,055
0,055
0,165
0,055
0,056
0,055
0,166
0,056
0,056
0,055
0,167
0,055
0,055
0,055
0,165
0,054
0,054
0,055
0,163
0,055
0,054
0,054
0,163
DiPIII11
0,001
0,001
0,001
0,001
0,001
0,003
0,001
0,001
0,001
0,003
0,001
0,001
0,001
0,003
0,001
0,001
0,001
0,003
0,001
0,001
0,001
0,003
0,001
0,001
0,001
0,003
DzcKW12
Drenaż (odpływ ze) zlewni
podziemnej zbiornika KW
m3/s
0,121
0,121
0,048
0,081
0,101
0,23
0,041
0,032
0,030
0,103
0,036
0,034
0,035
0,105
0,030
0,021
0,021
0,072
0,018
0,023
0,023
0,064
0,046
0,038
0,040
0,124
EKW13
m3/s
PRZEGLĄD GÓRNICZY
65,8
13,6
41,0
3,7
6,0
50,7
5,2
19,9
7,6
32,7
6,4
6,9
5,3
18,6
20,2
4,3
39,6
64,1
11,2
11,0
13,8
35,9
31,9
1,1
5,9
38,9
B2
Sumaryczny opad
atmosferyczny
mm
Tablica 1. Bilans wodny zlewni podziemnej zbiornika wodnego Kuźnica Warężyńska dla roku hydrologicznego 2013 (listopad 2012 – październik 2013)
Table 1. Water balance of groundwater basin in Kuźnica Warężyńska reservoir for hydrological year 2013 (November 2012 – October 2013)
Nr 12
133
58,1
26,1
26,6
110,8
1,8
29,8
0,2
31,8
26,1
4,4
1,8
32,3
1,9
24,6
5,1
31,6
5,7
1,7
0,4
7,8
550,3
06/1-10
06/11-20
06/21-30
06/1-30
07/1-10
07/11-20
07/21-31
07/1-31
08/1-10
08/11-20
08/21-31
08/1-31
09/1-10
09/11-20
09/21-30
09/1-30
10/1-10
10/11-20
10/21-31
10/1-31
11/1-10/31
621,8
6,4
1,9
0,5
8,8
2,1
27,8
5,8
35,7
29,5
5,0
2,0
36,5
2,0
33,7
0,2
35,9
65,7
29,5
30,1
125,2
59,4
138,8
6,5
3
8,4
8,9
6,8
10,3
10,9
7,8
9,7
20,6
13,7
13,4
15,8
18,8
16,7
18,9
18,2
14,7
18,5
16,1
16,4
10,1
11,8
264,04
263,95
263,96
263,96
263,96
263,93
263,96
263,97
263,96
263,97
263,96
263,95
263,96
263,94
264,00
263,97
263,97
264,24
264,40
264,14
264,26
264,37
264,39
261,07
261,02
261,01
261,00
261,01
261,03
261,03
261,04
261,03
261,19
261,14
261,01
261,14
261,29
261,29
261,27
261,28
261,14
261,26
261,29
261,23
261,08
261,08
0,04
0,04
0,04
0,04
0,12
0,04
0,04
0,04
0,12
0,04
0,04
0,04
0,12
0,04
0,04
0,04
0,12
0,04
0,04
0,04
0,12
0,04
0,12
0,066
0,025
0,007
0,002
0,034
0,008
0,108
0,023
0,139
0,115
0,019
0,007
0,141
0,008
0,131
0,001
0,140
0,256
0,115
0,117
0,488
0,210
0,519
0,016
0,006
0,002
0,0004
0,0084
0,002
0,026
0,005
0,033
0,027
0,005
0,002
0,034
0,002
0,031
0,0002
0,0332
0,060
0,027
0,028
0,115
0,050
0,124
opad atmosferyczny pomierzony na posterunku opadowym Wydziału Nauk o Ziemi w Sosnowcu;
rzeczywisty opad atmosferyczny; opad pomierzony na posterunku opadowym Wydziału Nauk o Ziemi
w Sosnowcu powiększony o stałą poprawkę, zgodnie z Kowalczyk, Ujdą [6];
3
zbiornik wodny Pogoria III;
4
dopływ wody ze strumienia wody podziemnej płynącej doliną kopalną Przemszy;
5
oznaczenie sektora (rys. 1); wielkość infiltracji efektywnej przyjęta na podstawie Kropka, Jagliński [7];
6
zasilanie tzw. wodami antropogenicznymi;
7
zasilanie wodami powierzchniowymi z rzeki Przemszy;
8
zasilanie wodami powierzchniowymi z rzeki Trzebyczki;
9
rzeczywisty opad atmosferyczny na powierzchnię zbiornika Kuźnica Warężyńska;
10
odpływ powierzchniowy wody jazem zrzutowym do rzeki Przemszy;
11
przepływ filtracyjny wody do zlewni podziemnej zbiornika wodnego Pogoria III;
12
przepływ filtracyjny wody przez zaporę czołową zbiornika;
1
parowanie rzeczywiste z powierzchni wody zbiornika Kuźnica Warężyńska;
Źródło: opracowanie własne
2
1
52,6
122,8
05/21-31
05/1-31
Tablica 1. cd.
2
0,002
0,001
0,0003
0,0001
0,0014
0,0003
0,004
0,001
0,0053
0,004
0,001
0,0003
0,0053
0,0003
0,005
0,00003
0,00533
0,009
0,004
0,004
0,017
0,008
0,019
0,003
0,003
0,003
0,003
0,009
0,003
0,003
0,003
0,009
0,003
0,003
0,003
0,009
0,003
0,003
0,003
0,009
0,003
0,003
0,003
0,009
0,003
0,009
0,268
0
0
0
0
0
0,02
0
0,02
0
0
0
0
0,158
0,254
0,029
0,441
1,487
2,431
0,486
4,404
0
2,572
0,01
0
0
0
0
0
0,02
0
0,02
0
0
0
0
0
0
0
0
0,03
0,18
0
0,21
0,036
0,116
0,091
0,034
0,010
0,002
0,046
0,011
0,148
0,031
0,19
0,157
0,026
0,010
0,193
0,011
0,179
0,001
0,191
0,353
0,160
0,161
0,674
0,292
0,72
0,369
0,012
0,018
0,02
0,05
0,012
0,056
0,044
0,112
0,016
0,01
0,01
0,036
0,26
0,29
0,085
0,635
1,18
2,78
2,06
6,02
0,982
2,632
0,055
0,054
0,054
0,054
0,162
0,053
0,054
0,054
0,161
0,051
0,052
0,054
0,157
0,049
0,050
0,050
0,149
0,057
0,058
0,053
0,168
0,061
0,185
0,001
0,001
0,001
0,001
0,003
0,001
0,001
0,001
0,003
0,001
0,001
0,001
0,003
0,001
0,001
0,001
0,003
0,001
0,001
0,001
0,003
0,001
0,003
0,074
0,043
0,062
0,064
0,169
0,079
0,082
0,069
0,23
0,148
0,106
0,105
0,359
0,148
0,134
0,149
0,431
0,132
0,160
0,141
0,433
0,104
0,346
precipitation measured at the precipitation stand of Faculty of Earth Sciences in Sosnowiec;
actual precipitation; precipitation measured at the precipitation stand of Faculty of Earth Sciences in
Sosnowiec increased by a fixed correction according to Kowalczyk, Ujda [6];
3
Pogoria III reservoir;
4
water inflow from groundwater stream flowing through the buried valley of the Przemsza river;
5
sector marking (fig. 1); volume of recharging infiltration accepted on the base of Kropka, Jagliński [7];
6
recharge with the so called anthropogenic waters;
7
recharge with surface waters from the Przemsza river;
8
recharge with surface waters from the Trzebyczka river;
9
actual precipitation over the surface of Kuźnica Warężyńska reservoir;
10
surface runoff through discharge spillway to the Przemsza river;
11
filtration discharge to groundwater basin of Pogoria III reservoir;
12
filtration discharge through the front dam of the reservoir;
13
actual evaporation from the water surface of Kuźnica Warężyńska reservoir;
Source: the author’s study
1
0,009
0,003
0,001
0,0002
0,0042
0,001
0,015
0,003
0,019
0,016
0,003
0,001
0,020
0,001
0,018
0,0001
0,0191
0,035
0,016
0,016
0,067
0,029
0,071
134
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
nego, oraz zamiennie dziesięciodniowe (21-30) w miesiącach
listopad, kwiecień, czerwiec i wrzesień, jedenastodniowe
(21-31) w miesiącach grudzień, styczeń, marzec, maj, lipiec,
sierpień i październik, oraz ośmiodniowy (21-28) w miesiącu
luty (tabl. 1). Autorzy uznali, że przyjęte czasowe przedziały
będą dobrze charakteryzowały zmiany wielkości między innymi rzędnej wody w zbiorniku w wyniku opadu, dopływu
wody z rzeki Przemszy i Trzebyczki lub odpływu wody do
Przemszy, będących konsekwencją bezwładności pracy zbiornika retencyjnego. Dla wspomnianego roku hydrologicznego
zestawiono średnie dobowe dane, decydujące o obiegu wody
w zlewni zbiornika KW:
– dopływy wody z rzeki Przemszy i Trzebyczki do zbiornika;
– odpływy wody ze zbiornika jazem zrzutowym do rzeki
Przemszy;
– rzędne piętrzenia wody w zbiornikach KW i Pogoria III
(PIII);
– temperatury powietrza oraz wilgotności względnej powietrza atmosferycznego;
– opady atmosferyczne.
Dane archiwalne uzyskano z dzienników codziennych
obserwacji obiegu wody w dwóch wymienionych zbiornikach wodnych, prowadzonych przez RZGW Gliwice. Opady
atmosferyczne uzyskano z posterunku opadowego Wydziału
Nauk o Ziemi Uniwersytetu Śląskiego w Sosnowcu. Wartości,
wykorzystywane w obliczeniach poszczególnych elementów
bilansu, zostały następnie uśrednione dla przyjętych dziesięcio-, jedenasto- lub ośmiodniowych okresów bilansowych.
Otrzymane wyniki obliczeń elementów bilansu wodnego,
odnoszono do aktualnej w danym okresie bilansowym powierzchni zbiornika wodnego KW, ostatecznie wyrażając
je w m3/s. Ważne przy obliczeniu elementów bilansu były,
podlegające wahaniom, rzędne piętrzenia wody w zbiorniku
KW, oraz w zlokalizowanym w sąsiedniej od południa zlewni
podziemnej, zbiorniku wodnym PIII (rys. 1). Zmiany rzędnej
lustra wody w zbiorniku KW w stosunku do rzędnej w PIII,
wpływały na wielkości przepływu filtracyjnego wody ze
zbiornika KW do PIII. Jednocześnie wahaniom rzędnej lustra
wody (tabl. 1) towarzyszą zmiany powierzchni zbiornika
KW, wpływając na wielkości opadu atmosferycznego na
powierzchnię lustra wody oraz parowania ze wspomnianego
lustra wody (patrz rozdz. 2).
2. Elementy bilansu wodnego dla zlewni hydrogeologicznej zbiornika
Ważnym elementem bilansu wodnego zbiornika KW
po stronie przychodów było zasilanie jego zlewni podziemnej opadami atmosferycznymi (infiltracja efektywna).
Wielkość infiltracji efektywnej IE, dla obliczenia której nie
można wykorzystać empirycznych formuł, była jedynym,
niewiadomym elementem, z sześciu opisujących przychody
wody (tabl. 1). Do obliczenia wielkości zasilania opadami
obszaru, wykorzystano wyniki uzyskane z wcześniejszych
badań Kropki i Wróbla [9]. Wieloletnie (1996-2004) wyniki
pomiarów natężenia przepływu wody w rowach odwadniających odkrywkowe wyrobisko, istniejącej wówczas kopalni
piasku podsadzkowego KW, badania, a następnie interpretacja
różnic w wykształceniu geologicznym powierzchniowych
utworów czwartorzędu oraz wyniki badań środowiskowych
obszaru, pozwoliły na wyznaczenie w obrębie badanej zlewni
podziemnej czterech sektorów, różniących się powierzchnią
i wielkością infiltracji efektywnej (tabl. 1). Powierzchnie
poszczególnych sektorów zmodyfikowano w stosunku do
pracy z 2005 r., uwzględniając aktualny, tj. z września 2012
r., układ pola hydrodynamicznego plejstoceńskiego poziomu
135
wodonośnego oraz granice powstałego w 2006 r. zbiornika KW: sektor północny (KWN) o powierzchni 9,6 km2,
południowo-wschodni (KWSE) o powierzchni 2,65 km2,
południowy (KWS) o powierzchni 3,1 km2 oraz zachodni
(KWW) o powierzchni 0,6 km2. Obliczanie wielkości infiltracji efektywnej kontrolowano następnie metodą kolejnych
przybliżeń z relacji
IEKW = Rozchody wody w zlewni – Przychody wody do zlewni
Pamiętając o przyczynach zróżnicowania wielkości infiltracji efektywnej w poszczególnych sektorach, w równaniach
bilansowych dla roku hydrologicznego 2013 przyjęto następujące wielkości infiltracji efektywnej, odpowiednio 35%, 30%,
15% i 20% [7]. Zasilanie w wyniku infiltracji efektywnej w
wydzielonych czterech sektorach zlewni podziemnej zbiornika
obliczono równaniami (tabl. 1):
IEKWN = 0,35 • P • AKWN
IEKWSE = 0,30 • P • AKWSE
IEKWS = 0,15 • P • AKWS
IEKWW = 0,20 • P • AKWW
gdzie:
IEKWN, IEKWSE, IEKWS, IEKWW – zasilanie poprzez infiltrację efektywną w wydzielonych sektorach zlewni zbiornika
KW (m3/s; rys. 1);
P – rzeczywisty opad atmosferyczny (m); opad pomierzony
na posterunku opadowym Wydziału Nauk o Ziemi w
Sosnowcu, powiększony o stałą poprawkę, zgodnie
z Kowalczyk, Ujdą [6];
AKWN, AKWSE, AKWS, AKWW – powierzchnia wydzielonych
sektorów (m2).
Zasilanie zbiornika KW opadami atmosferycznymi
PKW; m3/s, obliczono uwzględniając rzeczywisty opad P charakteryzujący dany okres bilansowy oraz przypadającą na ten
okres powierzchnię zbiornika wodnego, AKW
PKW = P • AKW
W całkowitym dopływie wody do zlewni podziemnej
zbiornika wodnego, swój udział ma strumień wody podziemnej płynący doliną kopalną Przemszy QdkP, z obszaru leżącego
na północny zachód od badanego obszaru (rys. 1). Obliczenia
natężenia dopływającej wody podziemnej uzyskano ze schematu Darcy’ego [10]
QdkP = k • I • Hśr • B
gdzie:
k –współczynnik filtracji przepuszczalnych utworów
plejstocenu w rejonie „kontaktu” doliny kopalnej
Przemszy z KD, m/s;
I –spadek hydrauliczny;
Hśr –średnia miąższość plejstoceńskiego poziomu wodonośnego, m;
B –szerokość strumienia filtracyjnego, m.
Przy określaniu wielkości zasilania wodami powierzchniowymi zbiornika KW, wykorzystano średnie dobowe
wielkości dopływu do zbiornika wody rzeki Przemszy QP
oraz Trzebyczki QT. Wody wezbraniowe płynące Przemszą
i Trzebyczką mają możliwość dopłynięcia do zbiornika poprzez tzw. węzły rozdziału wody tych rzek. Odbywa się to
samoczynnie w momencie, gdy natężenie przepływu wody
w Przemszy przekroczy 1,65 m3/s, natomiast w Trzebyczce
0,24 m3/s (rys. 1).
W zasilaniu plejstoceńskiego poziomu wodonośnego swój
udział mają tzw. wody antropogeniczne Qantr.. Wody te pochodzą z awarii sieci wodociągowych oraz infiltracji ścieków komunalnych w następstwie braku sieci kanalizacyjnej. Zasilanie
wodami antropogenicznymi w granicach omawianej zlewni
zostało oszacowane na 0,003 m3/s, na podstawie pracy [9].
136
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Straty wody następujące w konsekwencji parowania
z powierzchni wody zbiornika KW, zostały oszacowane
z formuły Iwanowa [3]. Wielkości parowania były uzależnione
od średniej miesięcznej temperatury i wilgotności względnej
powietrza atmosferycznego. Wielkości parowania rzeczywistego z powierzchni wody zbiornika obliczono ze wzoru:
EKW = EI • AKW
gdzie:
EI – miesięczna suma wyparowanej wody (mm) wg formuły Iwanowa:
EI = 0,0018 • (25 + t)2 • (100 – f)
gdzie:
t –średnia miesięczna temperatura powietrza atmosferycznego, oC;
f –średnia miesięczna wilgotność względna powietrza
atmosferycznego, %;
AKW –powierzchnia zbiornika wodnego KW, m2.
Miesięczne wartości parowania przeliczano następnie
na przyjęte dziesięcio-, jedenasto- lub ośmiodniowe okresy
bilansowe.
Przy określeniu wielkości odpływu wody ze zbiornika
KW, wykorzystano średnie dobowe wielkości odprowadzanej wody jazem zrzutowym ze zbiornika (DjzKW) do rzeki
Przemszy (rys. 1).
W odpływie wody ze zbiornika KW swój udział ma także
przepływ filtracyjny wody przez zaporę czołową zbiornika
(DzcKW). Omawiane wody zasilają rowy opaskowe zlokalizowane wzdłuż skarpy odpowietrznej, a następnie są odpompowywane do rzeki Przemszy (rys. 1). Wielkość ta została
oszacowana na podstawie wydajności przepływów wody we
wspomnianych rowach na 0,001 m3/s [8, 11].
Utrata wody w badanej zlewni polega także na przepływie
filtracyjnym wody ze zbiornika KW w kierunku południowym,
do położonej w bezpośrednim sąsiedztwie zlewni podziemnej zbiornika PIII. Przepływ ten wynika z wyższej, średniej
rzędnej zwierciadła wody w zbiorniku KW (+264,00 m), w
stosunku do PIII (+261,00 m). Dla oszacowania przepływu
filtracyjnego pomiędzy zbiornikami wykorzystano schemat
Dupuit’a [12]:
DiPIII = q • B
q = k • (H12 – H22) / 2L
gdzie:
q – przepływ jednostkowy wody, m3/s/m;
B – szerokość strumienia filtracyjnego, m;
H12, H22 – wysokości naporów hydraulicznych wzdłuż linii
brzegowych zbiorników, m;
L – droga przepływu strumienia filtracyjnego, m.
W powyższych obliczeniach każdorazowo uwzględniano
uśrednione, aktualne dla badanego okresu bilansowego, rzędne zwierciadła wody w obu zbiornikach.
Ostatecznie równanie bilansowe uwzględniające występowanie plejstoceńskiego poziomu wodonośnego w granicach
zlewni podziemnej zbiornika wodnego KW, przyjmuje postać:
IE + QdkP + Qantr. + QP + QT + PKW = DjzKW + DiPIII + DzcKW + EKW
gdzie:
- IE + QdkP + Qantr. + QP + QT + PKW – elementy bilansu opisujące
przychody wody w zlewni;
- DjzKW + DiPIII + DzcKW + EKW – elementy bilansu opisujące
rozchody wody w zlewni.
3. Bilans wodny zlewni podziemnej zbiornika KW
Zlewnia podziemna zbiornika KW zasilana jest wodami
podziemnymi plejstoceńskiego poziomu wodonośnego oraz
2015
wodami powierzchniowymi. Wody podziemne są reprezentowane przez IEKW, QdkP i Qantr., natomiast wody powierzchniowe
przez QP, QT oraz PKW (tabl. 1). Zasilanie zlewni wyraźnie
różni się w poszczególnych miesiącach roku hydrologicznego
2013. Punktem wyjścia do szczegółowej analizy wielkości
zasilania zlewni były przede wszystkim wysokości opadów atmosferycznych. Dla przykładowych trzech miesięcy
charakteryzujących się niskimi opadami atmosferycznymi
oraz brakiem dopływu wody powierzchniowej z Przemszy
i Trzebyczki, zasilanie zlewni w przyjętych okresach bilansowych, kształtowało się według umownego schematu A, tj.
stanowiło sumę IEKW + QdkP+ Qantr.+ PKW (tabl. 2). Dla przykładowych dwóch miesięcy charakteryzujących się wysokimi
opadami atmosferycznymi oraz równoczesnym dopływem
wody powierzchniowej ze wspomnianych rzek, zasilanie
zlewni w przyjętych okresach bilansowych kształtowało się
według umownego schematu B, tj. stanowiło sumę QdkP +
IEKW + Qantr. + QP + QT + PKW (tabl. 2). Dla przykładowych
trzech miesięcy charakteryzujących się niskimi opadami
atmosferycznymi oraz dopływem wody powierzchniowej
tylko z Przemszy, zasilanie zlewni w przyjętych okresach
bilansowych kształtowało się według umownego schematu
C, tj. stanowiło sumę QdkP + IEKW + Qantr. + QP + PKW (tabl. 2).
Zasilanie opadami plejstoceńskiego poziomu wodonośnego na obszarze zlewni podziemnej zbiornika KW (infiltracja
efektywna) w roku hydrologicznym 2013, wyniosło 2,933
mln m3/r., co stanowiło 18,4% sumarycznego zasilania
zlewni (tabl. 3). Procentowy udział zasilania wodami plejstoceńskiego poziomu wodonośnego (QdkP + IEKW + Qantr.)
w sumarycznym zasilaniu wodami zlewni wynosił: w schemacie A od 56,6% (01–10 sierpnia 2013 r.) do 95,8% (21–31
października 2013 r.), w schemacie B od 6,9% (11–20 czerwca
2013 r.) do 50,9% (21–31 maja 2013 r.), oraz w schemacie C
od 8,5% (01–10 lutego 2013 r.) do 59,5% (21–31 lipca 2013 r.).
Udokumentowano decydującą rolę zasilania wodami podziemnymi zlewni w dziewięciu okresach bilansowych,
charakteryzujących się niskimi opadami (schemat A).
W piętnastu okresach bilansowych (w schemacie B i C), udział
zasilania wodami podziemnymi jest wyraźnie niższy i bardzo
zróżnicowany, od kilku do ok. 60%.
Zasilanie wodami powierzchniowymi zbiornika KW
w roku hydrologicznym 2013 wynosiło: QP = 8,452 mln m3/r.,
QT = 0,315 mln m3/r. i PKW = 2,870 mln m3/r., łącznie
11,637 mln m3/r., co stanowiło 53,1% (z Przemszy), 2,0%
(z Trzebyczki) oraz 18,0% (opad na powierzchnię zbiornika),
czyli łącznie 73,1% w całkowitych przychodach zlewni (tabl.
3). Odpływ wody ze zlewni podziemnej zbiornika następował
wg umownego schematu D, tj. stanowił sumę DjzKW + DiPIII +
DzcKW + EKW (tabl. 1 i 3). Odpływ powierzchniowy DjzKW wahał
się od 0,01 m3/s (11–20 i 21–31 sierpnia 2013 r.) do 2,78 m3/s
(11–20 czerwca 2013 r.). Średni odpływ powierzchniowy
w roku hydrologicznym wynosił 11,637 mln m3/r., co stanowiło 73,9% sumarycznych rozchodów wody w zlewni (tabl. 3).
Przepływ filtracyjny wody ze zbiornika KW do zlewni
podziemnej zbiornika PIII (DiPIII) wyniósł średnio 0,055
m3/s, tj. 1,734 mln m3/r. (tabl. 3). Wcześniejsze, przybliżone
obliczenia wskazywały [4], że przepływ filtracyjny wyniesie
ok. 0,100 m3/s na całej długości bezpośredniego sąsiedztwa
zbiorników KW i PIII. Średni przepływ filtracyjny wody
przez zaporę czołową zbiornika wyniósł DzcKW = 0,001 m3/s,
tj. 0,032 m3/r. Parowanie rzeczywiste z powierzchni lustra
wody zbiornika KW wahało się od EKW = 0,018 m3/s (01–10
grudnia 2012 r.), w okresie bilansowym charakteryzującym
się niskimi temperaturami powietrza, do 0,160 m3/s (11–20
czerwca 2013 r.), w okresie wysokich temperatur i wilgotności
względnej powietrza atmosferycznego (tabl. 1). Parowanie
z powierzchni zbiornika stanowiło drugi (14,8%) pod wzglę-
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
137
Tablica 2. Zasilanie zlewni podziemnej zbiornika KW w roku hydrologicznym 2013 wg przyjętych w pracy schematów A, B i C
Table 2. Recharge of groundwater basin in Kuźnica Warężyńska reservoir in hydrological year 2013, according to the
schemes A, B and C, approved for this study
Miesiąc
Opad
mm
01-10
październik 2013
grudzień 2012
sierpień 2013
8,8
35,9
36,5
0,112
0,165
0,362
czerwiec 2013
maj 2013
125,2
138,8
2,273
2,552
luty 2013
lipiec 2013
kwiecień 2013
18,6
35,9
50,7
0,923
0,223
0,609
Przyjęte w pracy okresy bilansowe
11-20
zasilanie zlewni wg schematu A, m3/s
0,063
0,162
0,097
zasilanie zlewni wg schematu B, m3/s
2,976
1,050
zasilanie zlewni wg schematu C, m3/s
0,138
0,661
0,568
21-30; 21-31
lub 21-28
0,048
0,180
0,063
0,855
0,668
0,172
0,074
0,545
Tablica 3. Średni roczny bilans wodny zlewni podziemnej zbiornika wodnego KW w roku hydrologicznym 2013
Table 3. Average yearly water balance of groundwater basin in Kuźnica Warężyńska reservoir in the hydrological year 2013
Elementy bilansu1
QdkP
IEKW
Qantr.
QP
QT
PKW
Przychody razem
Przychody lub dopływy
mln m3/r.
%2
1,261
7,9
2,933
18,4
0,095
0,6
8,452
53,1
0,315
2,0
2,870
18,0
15,926
100,0
objaśnienia oznaczeń elementów bilansu (patrz rozdz. 2 i tabl. 1);
procent ogólnej sumy przychodów i rozchodów wody
Źródło: opracowanie własne
Elementy bilansu
DjzKW
DiPIII
DzcKW
1
2
2
4. Średnie przyrosty lub ubytki wody w zbiorniku na tle
zmian rzędnych piętrzenia wody w przyjętych okresach
bilansowych
Tablica 4 dokumentuje relacje pomiędzy różnicami
w przychodach (zasilanie) i rozchodach wody (drenaż i parowanie; tabl. 1), zmianami rzędnych piętrzenia wody oraz
wynikającymi stąd średnimi przyrostami lub ubytkami wody
w zbiorniku KW, w przyjętych okresach bilansowych roku
hydrologicznego 2013. Z relacji powierzchni lustra wody
w zbiorniku (dla NPP +264,00 m powierzchnia lustra wody
wynosi 4597 000 m2) do zmiany rzędnej piętrzenia wody
wynika, że każdy wznios o +0,01 m lub obniżenie o -0,01 m
rzędnej zwierciadła wody, jest spowodowany wielkością ok.
0,053 m3/s nadwyżki przychodów nad rozchodami (+) lub
EKW
2,334
14,8
Rozchody razem
15,737
99,9
explanations to marking balance elements (see chapter 2 and table 1);
percentage of the total sum of water inflows and runoffs
Source: the author’s study
1
dem wielkości element rozchodów wody w omawianym roku
hydrologicznym (tabl. 3).
Sumaryczny odpływ wody, wraz z parowaniem z powierzchni zbiornika KW, wahał się od 0,103 m3/s w okresie
bilansowym charakteryzującym się niskimi opadami (01-10
grudnia 2012 r.), do ponad 2,00 m3/s w okresach z wysokim
opadem (przekraczającym 50 mm), oraz równoczesnym dopływem wody powierzchniowej z Przemszy i Trzebyczki. W
tych pierwszych okresach bilansowych przepływ filtracyjny
wody ze zbiornika KW do zlewni podziemnej zbiornika PIII
stanowił ok. 30–50%, w tych drugich okresach przepływ filtracyjny wody stanowił poniżej 10% sumarycznego odpływu
wody ze zlewni. Największy udział w odpływie wody ze
zlewni stanowił DjzKW, zawsze powyżej 15% (tabl. 1).
Rozchody lub odpływy
mln m3/r.
%2
11,637
73,9
1,734
11,0
0,032
0,2
odpowiednio rozchodów nad przychodami (-). W jedenastu
okresach bilansowych nadwyżki przychodów nad rozchodami wody w zlewni spowodowały wzrost rzędnej piętrzenia
wody w zbiorniku oraz równoczesny średni przyrost wody
w zbiorniku w trzynastu okresach bilansowych w granicach
od +0,031 m3/s (11–20 lipca 2013 r.) do +0,089 m3/s (01–10
i 11-20 kwietnia 2013 r.). W siedemnastu okresach bilansowych nadwyżki rozchodów nad przychodami wody w zlewni
powodowały obniżenie rzędnej piętrzenia, przy równoczesnym średnim ubytku wody w zbiorniku w szesnastu okresach
bilansowych w granicach od -0,008 m3/s (21–31 marca 2013 r.)
do -0,092 m3/s (11–20 i 21–30 listopada 2012 r.). W omówionych powyżej łącznie dwudziestu dziewięciu okresach bilansowych, średni przyrost lub spadek rzędnej piętrzenia wody
o 0,01 m w zbiorniku KW był spowodowany nadwyżkami
rozchodów nad przychodami wody, lub odwrotnie, oscylującymi wokół wspomnianej wartości 0,053 m3/s. Średnie wartości trzynastu przyrostów oraz szesnastu ubytków wynosiły
odpowiednio +0,053 m3/s oraz -0,048 m3/s (tabl. 4). Daje to
81-procentową zgodność między różnicami bilansowymi
wody a powstającymi dzięki nim wzniosom lub spadkom
rzędnych lustra wody w zbiorniku w badanym roku hydrologicznym. Potwierdza także prawidłowy wybór przez autorów
podziału roku hydrologicznego na 36 okresów bilansowych.
W pozostałych siedmiu okresach bilansowych wznios,
spadek lub brak zmiany rzędnej piętrzenia wody w zbiorniku KW, nie korelowały się z nadwyżkami rozchodów nad
przychodami wody lub odwrotnie. W sześciu przypadkach,
czterem nadwyżkom przychodów nad rozchodami (od +0,048
do +0,146 m3/s) oraz dwóm rozchodów nad przychodami (od
-0,071 do -0,091 m3/s), nie towarzyszyły zmiany rzędnych pię-
138
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Tablica 4. Średnie przyrosty (lub ubytki) wody w zbiorniku KW wynikające z nadwyżki przychodów (zasilania) lub rozchodów wody (drenaż, parowanie; tabl. 1) oraz zmian rzędnej lustra o 0,01 m w przyjętych okresach bilansowych
w roku hydrologicznym 2013
Table 4. Average water increases or decreases in Kuźnica Warężyńska reservoir resulting from the surplus in inflows
(recharge) or runoffs (discharge, evaporation; table 1) and changes in the height of water table by 0,01 m in the
approved balance periods in hydrological year 2013
Okres
bilansowy
miesiąc/
dni
10/21-31
11/1-10
11/11-20
11/21-30
11/1-30
12/1-10
12/11-20
12/21-31
12/1-31
01/1-10
01/11-20
01/21-31
01/1-31
02/1-10
02/11-20
02/21-28
02/1-28
03/1-10
03/11-20
03/21-31
03/1-31
04/1-10
04/11-20
04/21-30
04/1-30
05/1-10
05/11-20
05/21-31
05/1-31
06/1-10
06/11-20
06/21-30
06/1-30
07/1-10
07/11-20
07/21-31
07/1-31
08/1-10
08/11-20
08/21-31
08/1-31
09/1-10
09/11-20
09/21-30
09/1-30
10/1-10
10/11-20
10/21-31
10/1-31
11/1-10/31
Rzędna
piętrzenia wody
w zbiorniku, m
Przychody
(przypływy)
m3/s
Rozchody
(odpływy)
m3/s
Różnica
m3/s
Zmiana rzędnej
piętrzenia wody
w zbiorniku
m
Średni przyrost (+) lub ubytek (-) wody
w zbiorniku (m3/s)
spowodowany zmianą (wzniosem lub
spadkiem) rzędnej lustra o 0,01 m
263,99
264,02
264,01
264,00
264,01
264,00
264,00
264,01
264,00
264,01
263,99
263,98
263,99
264,04
264,00
263,96
264,00
263,98
264,00
263,98
263,99
263,99
264,02
264,01
264,01
264,30
264,52
264,37
264,39
264,24
264,40
264,14
264,26
263,94
264,00
263,97
263,97
263,97
263,96
263,95
263,96
263,93
263,96
263,97
263,96
263,95
263,96
263,96
263,96
0,397
0,055
0,106
0,558
0,165
0,162
0,180
0,507
0,263
0,090
0,438
0,791
0,923
0,138
0,172
1,233
0,255
0,352
0,125
0,732
0,609
0,568
0,545
1,722
2,552
1,050
0,668
4,270
2,273
2,976
0,855
6,104
0,223
0,661
0,074
0,958
0,362
0,097
0,063
0,522
0,065
0,384
0,106
0,555
0,112
0,063
0,048
0,223
0,208
0,205
0,139
0,552
0,103
0,114
0,118
0,335
0,160
0,137
0,133
0,430
0,993
0,651
0,241
1,885
0,219
0,227
0,141
0,587
0,253
1,047
0,417
1,717
0,892
1,126
1,148
3,166
1,370
2,999
2,255
6,624
0,458
0,475
0,285
1,218
0,216
0,169
0,170
0,555
0,145
0,193
0,168
0,506
0,110
0,135
0,139
0,384
+0,189
-0,150
-0,033
+0,006
+0,062
+0,048
+0,062
+0,172
+0,103
-0,0473
+0,3054
+0,361
-0,0704
-0,513
-0,069
-0,652
+0,036
+0,125
-0,016
+0,145
+0,3563
-0,4794?
+0,1284
+0,005
+1,6603,4
-0,0764
-0,4804
+1,104
+0,9034
-0,0234
-1,400
-0,520
-0,235
+0,186
-0,211
-0,260
+0,146
-0,072
-0,107
-0,033
-0,080
+0,1913
-0,0624
+0,049
+0,0024?
-0,072
-0,091
-0,161
+0,03
-0,01
-0,01
----0,00
0,00
+0,01
-0,01
0,00
-0,02
-0,01
-0,01
+0,06
-0,04
-0,04
+0,01
+0,02
+0,02
-0,02
-0,01
+0,01
+0,03
-0,01
+0,02
+0,29
+0,22
-0,15
+0,38
-0,13
+0,16
-0,26
-0,13
-0,20
+0,06
-0,03
-0,29
0,00
-0,01
-0,01
-0,01
-0,02
+0,03
+0,01
0,00
-0,02
+0,01
0,00
0,00
+0,063
-0,0921
-0,0921
----b.k.2
b.k.2
+0,062
----b.k.2
-0,0163
-0,0163
--+0,051 (z opóźnieniem)4
-0,0821
-0,0821
----+0,0401
+0,0401
-0,008
----+0,0893
+0,0893
-0,479? (z opóźnieniem); b.k.
----+0,035 z opóźnieniem
+0,035 z opóźnieniem
-0,020 z opóźnieniem4
-----0,020 z opóźnieniem4
+0,056 z opóźnieniem4
-0,0361
-----0,0361
+0,031
-0,070
----b.k.2
-0,0565
-0,0565
-----0,0565
+0,0483
+0,0483
-----0,031 z opóżnieniem4
+0,002 z opóźnieniem4?
b.k.2
-----
264,04
0,505
0,499
+0,006
-----
-----
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
139
1
średni ubytek (lub przyrost) wody w zbiorniku przypadający w dwóch
kolejnych okresach bilansowych;
2
brak korelacji pomiędzy różnicą na plus (lub minus) w bilansie wody w
zbiorniku a oczekiwanym wzniosem (lub spadkiem) rzędnej piętrzenia
wody;
3
nadwyżka rozchodu (lub przychodu) wody w zbiorniku powodująca spadek (lub wznios) rzędnej piętrzenia wody w dwóch kolejnych okresach
bilansowych;
4
przychody (lub rozchody) wody w zbiorniku powodujące średni wznios
(lub spadek) rzędnej zwierciadła wody z opóźnieniem w kolejnym okresie
bilansowym;
5
średni ubytek wody w zbiorniku przypadający w trzech kolejnych okresach bilansowych.
Źródło: opracowanie własne
1
trzenia lustra wody w zbiorniku. Uwagę zwraca brak reakcji
zwierciadła wody w zbiorniku na nadwyżkę rozchodów nad
przychodami -0,479 m3/s w okresie bilansowym 11-20 kwietnia 2013 r., oraz minimalna nadwyżka przychodów wody nad
rozchodami +0,002 m3/s w okresie bilansowym 01 października 2013 r., która spowodowała jednak zmianę rzędnej piętrzenia wody w kolejnym okresie 11-20 października 2013 r.
W ośmiu przypadkach obserwuje się „opóźnienie” reakcji
zmiany rzędnej lustra wody w zbiorniku: cztery razy dla
wzniosu oraz cztery dla spadku zwierciadła wody, w stosunku
do średniej różnicy nadwyżki przychodów nad rozchodami
lub odwrotnie.
uzyskano zgodność między różnicami bilansowymi, a wznios
lub spadek rzędnej piętrzenia wody o 0,01 m w zbiorniku KW
był spowodowany nadwyżkami przychodów nad rozchodami,
lub odwrotnie. Średnie wielkości trzynastu przyrostów oraz
szesnastu ubytków wynosiły odpowiednio +0,053 m3/s oraz
-0,048 m3/s. W sześciu okresach bilansowych nadwyżki przychodów nad rozchodami lub odwrotnie, nie korelowały się ze
wzniosem lub spadkiem rzędnej piętrzenia wody w zbiorniku.
Przychody wody w zlewni zbiornika KW w roku hydrologicznym 2013 wynosiły 15,926 mln m3/r. Wielkość ta
stanowiła 40,7% całkowitej objętości wody w zbiorniku, tj.
39,17 mln m3 przy NPP +264,00 m.
5. Podsumowanie
Zbiornik wodny KW powstał w latach 2003-2006
w wyniku rekultywacji wodnej odkrywkowego wyrobiska
kopalni piasku. Szczegółowe obliczenia bilansowe w roku
hydrologicznym 2013 w zlewni podziemnej zbiornika objęły
36 okresów obliczeniowych. Równania bilansowe dla zlewni
podziemnej zbiornika umożliwiły oszacowanie (obliczenie):
– dopływu wody ze strumienia wody podziemnej płynącej
doliną kopalną Przemszy, QdkP;
– zasilanie opadami plejstoceńskiego poziomu wodonośnego
(infiltracja efektywna; IEKW);
– zasilanie tzw. wodami pochodzenia antropogenicznego Qantr.;
– zasilanie wodami powierzchniowymi z rzeki Przemszy,
QP i Trzebyczki QT;
– zasilanie wodami opadowymi na powierzchnię zbiornika
wodnego, PKW;
– odpływ powierzchniowy wody jazem zrzutowym ze
zbiornika do Przemszy, DjzKW;
– przepływ filtracyjny wody ze zbiornika KW do zlewni
podziemnej zbiornika PIII, DiPIII;
– przepływ filtracyjny wody przez zaporę czołową zbiornika
KW, DzcKW;
– parowanie rzeczywiste z powierzchni wody zbiornika EKW.
Wielkość zasilania zlewni w poszczególnych okresach
bilansowych była różna w zależności od wysokości opadów.
Wahała się od 0,048 m3/s (21-31 października 2013 r.) do
2,976 m3/s (11-20 czerwca 2013 r.). Po stronie przychodów,
zasilanie zlewni zbiornika wodami plejstoceńskiego poziomu wodonośnego wyniosło 4,289 mln m3/r., co stanowiło
26,9% w całkowitych przychodach zlewni. Zdecydowanie
większy udział w zasilaniu tej zlewni, 11,637 mln m3/r., miały
wody powierzchniowe (QP+QT+PKW). Po stronie rozchodów
zdecydowanie dominował odpływ powierzchniowy wody
ze zbiornika do Przemszy wynoszący 11,637 mln m3/r., co
stanowiło 73,9% w całkowitych rozchodach zlewni. Drugim
pod względem wielkości elementem rozchodów było parowanie z powierzchni zbiornika wodnego, które wyniosło 2,334
mln m3/r. W dwudziestu dziewięciu okresach bilansowych
average water loss (or rise) in the reservoir occurring in two subsequent
balance periods;
2
lack of correlation between the difference in water balance in the reservoir
(in either excess or shortage) and expected increase (or decrease) in the
head of water;
3
surplus in water runoff (or inflow) in the reservoir causing average
increase (or decrease) of the head of water in two subsequent balance
periods;
4
water recharge (or runoff) in the reservoir causing average increase (or
decrease) of the height of water table with a delay in the next balance
period;
5
average water loss in the reservoir occurring in three subsequent balance
periods.
Source: the author’s study
Literatura
1. Castany G.: Poszukiwanie i eksploatacja wód podziemnych. Wyd. Geol.,
Warszawa 1972.
2. Chmura A.: Aktualizacja Mapy hydrogeologicznej Polski w skali
1:50 000, arkusz Wojkowice (911); rejon kopalni piasku Kuźnica
Warężyńska. Państw. Inst. Geol., Warszawa 2010.
3. Choiński A.: Zarys limnologii fizycznej Polski. Wyd. Nauk. UAM,
Poznań 1995.
4. Dobrowolski L.: Raport oddziaływania na środowisko dla etapu uzyskania
decyzji pozwolenia wodnoprawnego. Adaptacja wyrobiska popiaskowego Kuźnica Warężyńska dla funkcji zbiornika przeciwpowodziowego.
Hydroprojekt Warszawa Sp. z o.o., Oddz. Sosnowiec, 2002.
5. Knyszyński F.: Bilanse wodne, w: Podstawy hydrogeologii stosowanej
[red. A. Macioszczyk]. Wyd. Nauk. PWN, Warszawa 2006, s. 232-245.
6. Kowalczyk S., Ujda K.: Pomiary porównawcze opadów atmosferycznych. Materiały badawcze. Seria: Meteorologia, 14, IMGW, Warszawa
1987, s. 1-49.
7. Kropka J., Jagliński Ł.: Infiltracja efektywna w zlewniach podziemnych
potoku Pagor oraz zbiorników wodnych zlokalizowanych w obszarze
Kotliny Dąbrowskiej (województwo śląskie). „Przegląd Górniczy”,
w przygotowaniu.
8. Kropka J., Jońska N.: Monitoring stanu ilościowego wody wokół
zbiornika wodnego Kuźnica Warężynska. Część 2. Monitoring
w piezometrach zlokalizowanych w obrębie zapory czołowej zbiornika.
„Gospodarka wodna” 2012, Nr 6, s. 237-242.
9. Kropka J., Wróbel J.: Infiltracja efektywna w obszarze Kotliny Dąbrowskiej
(północna część GZW), w: Współczesne problemy hydrogeologii, t. 12,
Wyd. Uniw. Mikołaja Kopernika, Toruń 2005, s. 411-416.
10. Pazdro Z., Kozerski B.: Hydrogeologia ogólna. Wyd. Geol., Warszawa
1990, s. 1-624.
11. Piwoński R., Zając A., Dudek D.: Zbiornik Kuźnica Warężyńska.
Okresowa ocena stanu technicznego. Inst. Meteor. i Gosp. Wodn.,
Warszawa 2012, s. 1-44.
12. Szczepański A.: Dynamika wód podziemnych. Wyd. Geol., Warszawa
1977, s. 1-151.
13. Wagner J., Chmura A., Siemiński A.: Mapa hydrogeologiczna Polski w
skali 1:50 000 wraz z objaśnieniami, arkusz Wojkowice (911). Państw.
Inst. Geol., Warszawa 1997.
140
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
UKD 005.585: 622.1:550.8:622.363.1
Współczesne techniki eksploatacji soli
kamiennej w kopalniach podziemnych
Current techniques of rock salt mining
in the underground mines
Dr inż. Katarzyna Poborska-Młynarska*)
Treść: Wydobycie soli kamiennej w kopalniach podziemnych stanowi około 1/6 całkowitej produkcji soli na świecie. Największymi
producentami są: USA, Kanada i Niemcy. Znaczące wydobycie mają m.in.: Wielka Brytania, Włochy i Rosja. W artykule
przedstawiono współczesne techniki wydobycia soli kamiennej na przykładzie wybranych kopalń podziemnych tych krajów,
koncentrując się na charakterystyce warunków geologiczno-górniczych, systemach eksploatacji i stosowanych rozwiązaniach
technologicznych. W zakończeniu zostały sformułowane wnioski na temat tendencji w technologiach wydobycia soli, które
mogą być przydatne przy rozwiązywaniu problemów górnictwa solnego w naszym kraju.
Abstract: Total output of rock salt from the underground mines is about 1/6 of the total world salt production. The countries with the
largest rock salt production are: the United States, Canada and Germany. A significant output come also i. e. from: Great
Britain, Italy and Russia (Tabl.1, 2.). In this paper, the current techniques of salt mining in selected mines in these countries
have been presented. The analysis focuses on geology and mining conditions, techniques of exploitation and applied technologies (Tabl. 3). At the end, the conclusions on trends in salt mining technologies are drawn. They can be useful for salt
mining industry in our country.
Słowa kluczowe:
górnictwo solne, kopalnie soli kamiennej, technika eksploatacji soli
Key words:
salt mining, rock salt mines, salt exploitation techniques
1. Wprowadzenie
Produkcja soli na świecie przekracza 260 mln ton rocznie.
Sól otrzymywana jest z wody morskiej, z jezior słonych i ich
osadów, z solanki, którą produkuje się na złożach solnych
głównie metodą wiertniczą oraz w kopalniach podziemnych.
Kraje o największej produkcji soli to: Chiny, USA, Niemcy,
Indie, Kanada i Meksyk (Tab.1). Największa ilość soli produkowana jest z wody morskiej przez ewaporację. Z kopalń
podziemnych otrzymuje się około 1/6 światowej produkcji,
a największe wydobycie tą metodą ma miejsce w USA,
Kanadzie, Niemczech, a ponadto w Pakistanie, Białorusi,
Włoszech, Rosji, Wlk. Brytanii i w wielu innych krajach
(tab. 2).
Podziemne górnictwo solne charakteryzuje się swoistą
specyfiką, wynikającą przede wszystkim z wielkości i rozmaitości form złożowych, z faktu rozpuszczalności kopaliny
w wodzie oraz ze szczególnych właściwości mechanicznych
soli kamiennej. Charakterystyczne dla kopań soli są przede
wszystkim:
– zazwyczaj duże wyrobiska eksploatacyjne oraz ich
długotrwała stateczność, dzięki czemu nie stosuje się
podsadzania ani innej, postępującej za eksploatacją formy
likwidacji wyrobisk,
– wyjątkowo duże wymiary filarów bezpieczeństwa i filarów
ochronnych,
*) AGH w Krakowie
Tablica 1. Kraje o największej produkcji soli w 2014 r. [15]
Table 1. Countries with the largest salt production in 2014 [15]
Nr
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
14
15
16
17
Kraj
Chiny
USA
Niemcy
Indie
Kanada
Australia
Meksyk
Chile
Wlk.Brytania
Ukraina
Brazylia
Francja
Turcja
Hiszpania
Polska
pozostałe kraje
Razem
Wielkość produkcji, mln t
rok 2013
rok 2014 (dane szacunkowe)
70,00
71,00
40,30
44,10
11,90
12,00
16,00
17,00
12,20
13,30
11,00
11,00
10,80
9,50
6,58
8,00
6,70
6,80
6,20
5,40
7,50
7,50
6,10
6,00
5,30
5,40
4,44
4,50
4,43
4,40
42,20
43,40
262,00
269,00
– długowieczność kopalń, których wiek często przekracza
100 lat,
– wieloletni przyrost wyrobisk, co powoduje powstawanie
pustek poeksploatacyjnych o potężnej objętości.
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Tablica 2 .Kraje o największej produkcji soli kamiennej (wydobywanej w kopalniach podziemnych) [14]
Table 2. Countries with the largest production of rock salt
(exploited in the underground mines)
Nr
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
Kraj
USA
Kanada
Niemcy
Ukraina
Hiszpania
Włochy
Wlk.Brytania
Pakistan
Rosja
Białoruś
Brazylia
Polska
Szacowana wielkość produkcji soli kamiennej,
mln t, rok 2012
13,300
10,845 produkcja całkowita soli
6,130
5,900 produkcja całkowita soli
3,100*
2,200 produkcja całkowita soli
6,700 produkcja całkowita soli
1,900*
1,800 produkcja całkowita soli
1,700* produkcja całkowita soli
1,650*
0,782*
* Dane szacunkowe na rok 2012 [14]
Głównym systemem eksploatacji stosowanym w kopalniach soli był od wieków system komorowy – przede
wszystkim system komór właściwych, w licznych odmianach,
pozwalających dostosować technikę eksploatacji do formy
złoża i lokalnego poziomu mechanizacji robót górniczych.
Potem zaczęto stosować w górnictwie solnym również system
komorowo-filarowy.
Długi czas funkcjonowania kopalń soli powoduje wiele
problemów, np. zwiększenie wydobycia i modernizacja
technik eksploatacji bywa utrudniona z powodu dawnej infrastruktury, pojawia się też problem bezpiecznego utrzymania
lub likwidacji starych wyrobisk, których łączna objętość
często osiąga kilkanaście – kilkadziesiąt milionów metrów
sześciennych i in.
Ze względu na swoistą specyfikę, problemy górnictwa
solnego są po części wspólne w różnych zagłębiach solnych.
Przegląd obecnie stosowanych technik eksploatacji i doświadczeń w kopalniach u ważniejszych producentów soli kamiennej na świecie może wskazać kierunki rozwoju i być inspiracją
dla rozwiązywania problemów górnictwa solnego w kraju.
2. Przegląd sposobów eksploatacji w wybranych kopalniach soli kamiennej na świecie
Kopalnie założone są na złożach różniących się budową
geologiczną - przede wszystkim: formą złoża, głębokością
zalegania, zasobami i warunkami geologiczno-górniczymi.
Złoża są w różny sposób udostępnione, rozcięte i wybierane
z zastosowaniem różnych systemów eksploatacji i technicznych rozwiązań. Wielkość wydobycia kształtowana jest zapotrzebowaniem na surowiec i warunkami ekonomicznymi, jak
i wspomnianymi warunkami geologicznymi i technicznymi.
Dla scharakteryzowania współczesnych technik eksploatacji, spośród wielu podziemnych kopalń soli kamiennej na
świecie, wybrano i przedstawiono w artykule kilka kopalń.
Kluczem ich wyboru były następujące kryteria: wielkość produkcji, zróżnicowane położenie geograficzne, zróżnicowana
budowa geologiczna złóż, technika eksploatacji, rozwiązania
technologiczne, a także dostępność informacji.
2.1. Stany Zjednoczone
Największa ilość soli kamiennej na świecie wydobywana jest w kopalniach podziemnych Stanów Zjednoczonych.
141
Wydobycie pochodzi z kilkunastu kopalń eksploatujących
sól w kilku stanach: New York, Michigan, Ohio, Kansas,
Luizjana. Do kopalń o największym wydobyciu należy m.
in. Cote Blanche Salt Mine w Luizjanie.
2.1.1. Kopalnia Cote Blanche
Kopalnia Cote Blanche należy do kompanii Compass
Minerals America Inc. Znajduje się w południowej Luizjanie
i jest założona w jednym z kilku sąsiadujących ze sobą wysadów solnych na obszarze Five Islands na wybrzeżu Zatoki
Meksykańskiej.
Wysad solny tworzą sole środkowej jury należące do ewaporatowej formacji Louann Salt. Strop wysadu zalega średnio
na głębokości 90 m. Wysad na planie ma kształt eliptyczny:
na głębokości przekraczającej 300 m długość osi o kierunku
N-S sięga 2,1 km , a o kierunku W-E 1,7 km [11,3]. Wysad
znacznie poszerza się ze wzrostem głębokości. Ściany boczne
zapadają pionowo. Budowa wewnętrzna złoża jest złożona,
z charakterystycznym dla wysadów pionowym lub bardzo
stromym zapadaniem warstw. Sól kamienna zawiera ok. 95 %
NaCl. Głównym zanieczyszczeniem soli są piaski i piaskowce.
Kopalnię założono w 1961 roku. Obecnie posiada trzy
poziomy na głębokościach: 335 m, 396 i 457 m. Sól kamienna
eksploatowana jest w systemie komorowo-filarowym z kwadratowymi filarami: komory mają zwykle szerokość ok. 15
m, wysokość ok. 24 m i rozdzielone są filarami o szerokości
ok. 30 m x 30 m [3]. Komory wybierane są dwuetapowo.
W pierwszej kolejności wybierana jest warstwa górna na
grubość około 7,5 m: w przodku stosuje się wrąb przy spągu
i urabia sól techniką strzelniczą. W drugiej warstwie długie
otwory strzałowe wiercone są ku dołowi. Urobek dostarczany
jest do podziemnego zakładu przeróbczego, a stamtąd skipem
na powierzchnię do magazynów
Kopalnia jest metanowa, znana z licznych wyrzutów
metanu i skał. Kopalnia produkuje głównie sól drogową.
Wydobycie roczne sięga 3,5 mln ton soli, przy zatrudnieniu
ponad 150 osób [13].
2.2. Kanada
Kanada jest jednym z największych producentów soli na
świecie: zajmuje 5 miejsce w wielkości całkowitej produkcji
soli , a drugie miejsce po USA w wydobyciu soli kamiennej
w kopalniach podziemnych. Sól kamienna wydobywana jest
w kilku kopalniach położonych w prowincjach: Nova Scotia,
Quebec, Ontario, Saskatchewan. Jest także wydobywana jako
produkt uboczny w kopalniach soli potasowych. Największą
kopalnią soli kamiennej w Kanadzie i na świecie jest kopalnia Goderich w prowincji Ontario, na brzegu jeziora Huron,
należąca do kompanii Sifto Canada Incorporation [15].
2.2.1. Kopalnia Goderich
Złoże Goderich należy do górnosylurskiej grupy Salina
(Salina Group) w basenie Michigan, występującej w Ameryce
Północnej na terytorium USA w kilku stanach oraz Kanady
(Ontario). W kopalni Goderich eksploatowany jest pokład soli
o miąższości sięgającej 24 - 33 m zalegający niemal poziomo
na głębokości około 550 m [5].
Budowę kopalni podziemnej rozpoczęto w 1957 roku
[15]. Obecnie kopalnia ma trzy szyby: dwa wydobywcze,
trzeci materiałowy.
Oryginalnym systemem eksploatacji był system komorowo-filarowy z trzema przodkami [7]. Komory miały szerokość
ok. 18 m i wysokość ok. 13 m. Pozostawiano kwadratowe
filary powierzchni 64 m2 (8x8 m). Na roboty eksploatacyjne
składał się cykl: wrębienie przy spągu, obwiert przodku komorowego krótkimi otworami strzałowymi na całą wysokość,
142
PRZEGLĄD GÓRNICZY
ładowanie, odpalanie, przewietrzanie, obrywka stropu i ociosów, kotwienie stropu, ładowanie i odstawa urobku do stanowiska kruszenia przy użyciu ładowarek i wozów odstawczych.
Kotwienie stropu okazało się konieczne z powodu odspajania
się soli, obrywów i znacznego tempa zaciskania wyrobisk.
W latach 90. ubiegłego wieku wprowadzono nowy
system wybierania złoża, tzw. bench mining – wybieranie
warstwami [7]. W tym systemie komory mają szerokość ok.
18 m i wysokość ok. 18 m. Wybieranie złoża odbywa się
w dwóch etapach: najpierw, jako roboty przygotowawcze wybierana jest górna warstwa na grubość ok. 3,6 m , potem – jako
roboty eksploatacyjne – warstwa dolna na grubość 14,6 m.
W pierwszym etapie drąży się cztery równoległe komory
techniką strzałową z wrębieniem przy stropie i spągu. Do
obwiertu przodku stosuje się wiertnicę. Załadunek urobku
i odstawa do punktów zasypowych odbywa się przy użyciu
ładowarek. Po każdych dwóch zabiorach następuje kotwienie
stropu w siatce 1,5 m na długości do 5,5, m. Wybieranie komór
w etapie pierwszym znacznie wyprzedza etap drugi.
W drugim etapie następuje wybieranie warstwy dolnej
długimi otworami strzałowymi wierconymi skośnie w dół na
długość 16,5 m. Do ładowania i odstawy urobku na odległość
1 km używa się ładowarek i wozów odstawczych. Zakład
przeróbczy: kruszenia, mielenia i przesiewania znajduje się
pod ziemią. Szybami wydobywany jest gotowy produkt.
W 80% jest to sól drogowa. Około 20% odbiera przemysł
chemiczny, a niewielka część służy do produkcji środków
zmiękczania wody.
Wydobycie kopalni sięga 7 mln ton/rok. Kopalnia zatrudnia ponad 300 osób [7].
2.3. Niemcy
Niemcy są trzecim w kolejności krajem na świecie o największym wydobyciu soli kamiennej. Sól wydobywana jest w
kilku kopalniach, z których największą jest kopalnia Heilbronn
należąca do firmy Südsalz GmbH (Südwestedeutsche
Salzwerke AG).
2.3.1. Kopalnia Heilbronn
Złoże solne Heilbronn należy do triasowej formacji środkowego wapienia muszlowego. Stanowi niemal poziomy
pokład soli kamiennej o grubości około 40 m zalegający na
głębokości 170 – 230 m. Sól o wymaganej czystości (ok.
95 % NaCl) znajduje się w dolnej części złoża i ma grubość
10 – 12 m [1].
Kopalnia Heilbronn została założona w 1885 r. Miała dwa
szyby, a po połączeniu podziemnych wyrobisk z kopalnią
Kochendorf w 1984 roku – uzyskała szyb trzeci. W zachodniej
części złoża, w związku z rozwojem kopalni został zgłębiony
w 2004 roku nowy kolejny szyb [16].
Sól wybierana jest w systemie komorowo-filarowym.
Komory mają szerokość 15 m, wysokość 10 – 20 m i długość
do 200 m. Rozdzielone są prostokątnymi filarami o szerokości
15 m [1, 16].
Sól urabiana jest techniką strzelniczą lub z zastosowaniem
ciągłego urabiania kombajnem. W pierwszym przypadku przodek obwiercany jest otworami strzałowymi z zastosowaniem
wiertnicy. Materiał wybuchowy ładowany jest pneumatycznie. Po odstrzeleniu następuje maszynowa obrywka stropu
i ociosów. Zasadniczo nie wykonuje się obudowy wyrobisk.
Urobek jest ładowany i odstawiany przy użyciu ładowarek
i wozów odstawczych do miejsc wstępnego kruszenia, a następnie przenośnikami taśmowymi do podziemnego zakładu
przeróbczego. Gotowy produkt wydobywany jest dwoma
szybami na powierzchnię. Od 2006 r. urabianie odbywa się
także z zastosowaniem kombajnu [16].
2015
Kopalnia może produkować rocznie 4 mln ton soli; głównie jest to sól przemysłowa i drogowa. Pustki poeksploatacyjne połączonych kopalń Heilbronn i Kochendorf mają ponad
60 mln m3 objętości [16]. Aby wykorzystać podziemne pustki
obu kopalń w 1992 r. zostało założone przedsiębiorstwo UEV
- Umwelt, Entsorgung und Verwertung GmbH należące do
kompanii Südwestedeutsche Salzwerke AG. Przedsiębiorstwo
zajmuje się przeróbką i pakowaniem różnych grup odpadów
w zakładach przeróbczych, podziemną reutylizacją odpadów
w kopalni Kochendorf i prowadzi składowisko odpadów
niebezpiecznych w kopalni Heilbronn.
2.4. Wielka Brytania
Produkcja soli kamiennej w Wlk Brytanii odbywa się
w dwóch kopalniach podziemnych w Winsford (Cheshire)
i Kilroot (płn. Irlandia). Największą obecnie podziemną
kopalnią soli kamiennej w Wlk. Brytanii jest Winsford Rock
Salt Mine w hrabstwie Cheshire, należąca do spółki Compass
Minerals UK Ltd.
2.4.1. Kopalnia Winsford
Eksploatowane w kopalni Winsford jest tu złoże wieku
triasowego należące do formacji solonośnej Northwich Halite
Formation (dolny kajper). Eksploatuje się tu złoże pokładowe, którego części o wartości przemysłowej zalegają na
głębokości pomiędzy 130 i 220 m, a średnia miąższość jest
równa około 25 m. Złoże jest nieco sfałdowane i ograniczone
płaszczyznami uskoków [17,20].
Początki kopalni sięgają połowy XIX wieku [20]. Obecnie,
złoże udostępnione jest trzema szybami: zjazdowym, zjazdowo-materiałowym i skipowym, z których najstarszy zbudowano w 1941 roku. Eksploatację prowadzi się systemem
komorowo-filarowym. Wymiary komór i filarów zmieniały się
w poszczególnych polach eksploatacyjnych. Typowe są teraz
komory o wysokości 8 m i szerokości 20 m oraz rozdzielające
je kwadratowe filary o boku 20 m (24 m). W kopalni nie stosuje się kotwienia oraz innych rodzajów obudowy.
Podstawową i jedyną przez kilkadziesiąt lat techniką
urabiania była technika strzelnicza wspomagana maszynami
i urządzeniami. Cykl robót w przodku składał się z następujących czynności: wrębienia przy spągu, wiercenia otworów
strzałowych, strzelania, przewietrzania, ładowania i odstawy
oraz obrywki. Stosowano wrębiarki, wiertnice do obwiertu przodku, pomosty do ładowania otworów strzałowych
i maszyny do obrywki skał. Odstawa i transport do końca lat
siedemdziesiątych ubiegłego wieku odbywała się przy zastosowaniu samojezdnych ładowarek i wozów odstawczych.
Potem wprowadzono system wstępnego kruszenia i ładowania
urobku wprost na przenośniki taśmowe [20].
Dwanaście lat temu wprowadzono nową technikę urabiania – urabianie ciągłe z zastosowaniem kombajnu. Rozcięcie
pola eksploatacyjnego zostało dostosowane do pracy kombajnu. Wycina on komory, wybierając dwie warstwy: górną
i dolną na wysokość do 4,6 m każda, na długości 1 km. Filary
powstają po wykonaniu w komorze przecinek prostopadłych
do jej osi podłużnej. Urobek jest ładowany wprost na przenośnik.
Zakład przeróbczy kruszenia i mielenia znajduje się
pod ziemią. Gotowy produkt wydobywany jest skipem na
powierzchnię [20].
Kopalnia Winsford produkuje sól kamienną drogową
w różnych gatunkach. Wydobycie w 2011 r. wynosiło 800
tys. ton [18].
W wyniku wieloletniej eksploatacji powstały pod ziemią
pustki o objętości 23 mln m3 . W części wyrobisk kopalni
Winsford został zbudowany podziemny magazyn do przecho-
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
wywania zbiorów i archiwów. Duża część wyrobisk kopalni
o objętości 2 mln m3 jest zagospodarowana przez podziemne
składowisko odpadów niebezpiecznych Minosus należące do
kompanii Veolia Environmental Services UK.
2.5. Włochy
Trzy podziemne kopalnie soli kamiennej we Włoszech
znajdują się na Sycylii i należą do kompanii Societ´a Italiana
Sali Alkalini. Są to kopalnie: Realmonte, Racalmuto i Petralia.
Wydobycie łącznie wynosi 2 mln ton rocznie.
2.5.1. Kopalnia Realmonte
Złoże soli Realmonte znajduje się na południowym wybrzeżu Sycylii. Leży ono w basenie Caltanisetty, który wypełniają osady późnego neogenu z solnymi utworami formacji
messyńskiej [4]. Złoże stanowi nachylony, gruby (miąższości
400 – 600 m) kompleks soli kamiennej i potasowej (kainitu)
z towarzyszącymi gipsami.
Złoże udostępnione jest upadową i szybem wydechowym
w centrum obszaru górniczego [8].
Eksploatacja prowadzona jest na kilku poziomach udostępnionych upadowymi. Sól wydobywana jest w systemie
komorowo-filarowym o wymiarach komór: wysokość 7,5
m i szerokość 23 m, przy szerokości filarów międzykomorowych – 23 m. Urabianie odbywa się techniką strzelniczą,
z wrębieniem przy stropie i spągu oraz z wierceniem otworów
strzałowych wiertnicą. Stosowane jest też drążenie kombajnem. Ładowanie i odstawa urobku do podziemnego zakładu
przeróbczego odbywa się przy użyciu ładowarek. Stamtąd
gotowy produkt transportowany jest przenośnikami taśmowymi na powierzchnię.
Zdolność produkcyjna kopalni w roku 2007 wynosiła 0,5
mln t/rok przy zatrudnieniu 60 osób (sezonowo). Obecnie
wydobycie sięga 1 mln ton. Głównym produktem jest sól
kamienna przemysłowa i drogowa [8].
2.6. Rosja
Na terenach Rosji sól kamienna wydobywana jest podziemnie przez trzy przedsiębiorstwa: OAO Iletsksol’, OAO
Sil’vinit i FGUP Tyretskii Solerudnik [10].
2.6.1. Kopalnia w Ilecku
Złoże solne Ileck leży w południowo-zachodniej części
w obwodzie orenburskim. Jest to wysad solny utworzony
z permskich soli kamiennych. W planie ma zarys eliptyczny
o długości osi 1 i 2 km. Strop złoża znajduje się na głębokości od kilku do kilkudziesięciu metrów. Zbadana miąższość
struktury w części środkowej sięga 2600 m [14].
Złoże eksploatowane jest przez kompanię Russol, która
powstała w 2008 r., zajmującą się wydobyciem, przeróbką
i dystrybucją soli.
Kopalnia ma dwa szyby. Sól wydobywa się z głębokości
ok. 300 m systemem komorowym. Dawniej (połowa XX w.)
sól wybierano systemem komorowym z przodkiem stropowo-schodowym. Komory miały szerokość 30 m, wysokość
20 – 28 m, długość kilkadziesiąt do 100 m, a filary międzykomorowe - szerokość 16 m. Stosowano wówczas wyłącznie
urabianie techniką strzelniczą.
Obecnie wybiera się komory o wysokości ok. 30 m
i długości - 500 m. Urabianie odbywa się maszynowo
z zastosowaniem kombajnu typu Ural z wybieraniem na kilka
warstw. Urobek transportowany jest przenośnikami do szybu,
a stamtąd do zakładu przeróbczego na powierzchni.
Kopalnia produkuje sól jadalną, sól przemysłową głównie
dla przemysłu chemicznego, sole kosmetyczne i balneologiczne.
143
Wydobycie kopalni sięga 1,25 mln ton rocznie, przy zatrudnieniu 900 osób [14].
Zbiorczą charakterystykę omawianych w tym rozdziale
kopalń przedstawiono w tabeli 3.
3. Wnioski: charakterystyka aktualnych trendów w górnictwie solnym
Na podstawie dokonanego przeglądu sposobów eksploatacji soli kamiennej można sformułować ogólne spostrzeżenia
charakteryzujące współczesne górnictwo solne.
3.1. Położenie geograficzne
Głównymi odbiorcami soli kamiennej jest przemysł
chemiczny, drogownictwo i przemysł spożywczy. Tak więc,
zbyt soli jest zapewniony w regionach o rozwiniętym przemyśle chemicznym, w klimacie, w którym w zimie zwalcza
się gołoledź na drogach, w miejscach z tanim i wygodnym
transportem. Największe kopalnie soli znajdują się na północnej półkuli.
3.2. Budowa geologiczna i warunki górniczo-geologiczne
Złoża soli kamiennej są bardzo zróżnicowane pod
względem budowy geologicznej: od poziomych regularnie
zalegających pokładów do najbardziej zaburzonych form jakimi np. są wysady solne. Obecnie prowadzi się eksploatację
w złożach o różnych formach, na głębokości od kilkudziesięciu do kilkuset metrów (600 m). Są to grube pokłady
i soczewki, pokłady średniej miąższości, ale zalegające na
dużym obszarze, a także wysady lub inne tektoniczne struktury
solne. Zagospodarowane złoża mają lub miały duże zasoby
wystarczające na długie lata eksploatacji. Są to więc zwykle
złoża bogate zarówno pod względem ilości, jak i jakości kopaliny, z dużymi kompleksami czystych soli, pozwalającymi
na zastosowanie regularnego rozcięcia i wybierania.
Największe kopalnie eksploatują złoża pokładowe niezaburzone lub słabo zaburzone znajdujące się w korzystnych
warunkach hydrogeologicznych.
3.3. Zagrożenia naturalne
Współczesne górnictwo solne stale spotyka się z zagrożeniami naturalnymi związanymi ze złożami solnymi.
Powszechne jest zagrożenie wodne. Dopływ wód podziemnych do kopalni szczególnie zagraża przy zbyt szybkim tempie
zaciskania wyrobisk, przy ich destabilizacji i obwałach skał
stropowych, które powodują nadmierne deformacje nadległego górotworu i rozwój deformacji nieciągłych. Może
to prowadzić do zatopienia kopalni i rozwoju zapadlisk na
powierzchni. Przykłady tego rodzaju zdarzeń można wskazać
w ciągu ostatnich kilkunastu lat m.in. w Kanadzie, Rosji,
Ukrainie.
Zagrożenie wodne ma też inne źródła: może być związane z naruszeniem robotami górniczymi granic złoża,
z zaszłościami eksploatacyjnymi w starych kopalniach, może
pochodzić od nieszczelnej obudowy szybów, źle zlikwidowanych wierceń itp.
Zagrożenie związane z występowaniem metanu i innych
gazów w złożach solnych pojawia się tylko w niektórych
złożach. Nie uniemożliwia prowadzenia eksploatacji, jedynie
wymaga zastosowania odpowiedniej techniki wykonywania
robót górniczych.
144
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Tablica 3. Charakterystyka podziemnych kopalń soli kamiennej
Table 3. Characteristics of rock salt underground mines
GEOLOGIA
COTE
BLANCHE,
USA
1
wysad solny,
sole jurajskie
formacji Luann,
strop: 90 m gł.,
czystość soli: 95
% NaCl
GODERICH,
Kanada
2
złoże pokładowe,
sole górnosylurskie Salina
Group, głębokość
zalegania: 275 –825
m, eksploatowany
jest poziomo
zalegający pokład
soli o grubości 24
- 33 m
3
złoże pokładowe, sole
triasowe formacji
środkowego wapienia
muszlowego,
głębokość zalegania:
170 – 230 m, pokład
niemal poziomy o
grubości około 40 m,
eksploatowana jest dolna
część pokładu o grubości
10-12 m, czystość soli:
95 % NaCl)
rok założenia: 1885
r. - kopalnia Heilbronn;
w 1984 r. połączona
z sąsiednią kopalnią
Kochendorf,
3 szyby (1885, 1972,
2004),
4
złoże pokładowe,
nieco sfałdowane,
sole triasowe
(dolny kajper),
głębokość
zalegania części
złoża o wartości
przemysłowej 130
– 220 m,
grubość złoża do
30 m, czystość
soli: 95 % NaCl
połowa XIX w.,
obecnie trzy szyby
(najstarszy
z 1941 r.).
ILECK, Rosja
REALMONTE,
Włochy
5
wysad solny, sole
permskie,
strop złoża na
głębokości od kilku
do kilkudziesięciu
metrów,
6
złoże pokładowe, sole
formacji messyńskiej
górnego neogenu,
gruby nachylony
pokład soli kamiennej
i potasowej,
grubość 400-600 m
kopalnia założona
w połowie XX w.,
2 szyby, obecnie
czynny jest szyb
nr 2, eksploatacja
z głębokości ok.
300 m
udostępnienie upadową
i szybem (otworem
wielkośrednicowym)
wentylacyjnym,
złoże rozcięte na
kilku poziomach
udostępnianych
upadowymi
WIEK I
STRUKTURA
KOPALNI
rok założenia:
1961 r.
poziomy kopalni
na głębokości:
335, 396 i 457 m
SYSTEM
EKSPLOATACJI
system
komorowofilarowy,
wymiary
komór: sz. 15 m,
w. 24 m, filary
kwadratowe:
30 x 30 m
system
komorowofilarowy,
wymiary komór:
sz. 18 m, w. 18 m,
z dwuetapowym
wybieraniem, tzw.
bench mining
system komorowofilarowy,
wymiary komór: sz. 15 m,
w. 10 – 20 m, dł. do
200 m;
filary prostokątne o sz.
15 m
system
komorowofilarowy,
typowe obecnie
wymiary komór:
w. 8 m, sz. 20 m,
filary
kwadratowe: 20
x 20 m (24 m)
TECHNOLOGIA
urabianie
techniką
strzelniczą,
wybieranie
komór
dwuetapowe:
warstwa
stropowa 7,5 m
z wrębieniem
przy spągu,
warstwa dolna
– długie otwory
strzałowe
I etap: wybieranie
warstwy
górnej techniką
strzelniczą z
wrębieniem;
po załadunku
i odstawie
urobku następuje
kotwienie stropu;
II etap:
wybieranie
warstwy dolnej
długimi otworami
strzałowymi;
do ładowania i
odstawy urobku
ładowarek
i wozów
odstawczych
urabianie techniką
strzelniczą oraz od
2006 r. maszynowo
z zastosowaniem
kombajnu ciągłego
urabiania,
odstawa i transport przy
użyciu ładowarek
i wozów odstawczych
do stanowiska
wstępnego kruszenia,
a następnie
przenośnikami
taśmowymi
podstawową
techniką
urabiania
była technika
strzelnicza,
od 12 lat urabianie ciągłe
z zastosowaniem
kombajnu;
komory są
wybierane na
dwie warstwy, na
długości 1 km,
filary powstają
po wykonaniu
w komorze
przecinek;
urobek jest
ładowany wprost
na przenośnik
podziemny zakład
przeróbczy
konieczna jest
ochrona wyrobisk
przed obwałami
poprzez kotwienie,
zagrożenie
metanowe
osiąga 7 mln t (9 mln
t)/rok, 80 % - sól
drogowa, 20 % sól dla przemysłu
chemicznego i in.,
ok. 300 pracowników
podziemny zakład
przeróbczy
brak danych
podziemny zakład
przeróbczy
brak zagrożenia
metanowego
do 4 mln t/rok, głównie
sól przemysłowa
i drogowa
0,8 mln (1,5 mln t) do 1,25 mln t/rok,
t/2011 r.,
sól jadalna, przemysól drogowa
słowa głównie
dla przemysłu
chemicznego i in.,
900 pracowników
pozaeksploatacyjne
wykorzystanie
wyrobisk
podziemny
zakład przeróbczy
zagrożenie
metanowe
ZAGROŻENIA o dużym
NATURALNE nasileniu
PRZERÓBKA
3,5 mln t/rok,
WYDOBYCIE, sól drogowa,
PRODUKTY ponad 150
ZATRUDNIE- pracowników
NIE
INNE
rok założenia:
1957-59 r.,
3 szyby,
eksploatacja na
jednym poziomie
- ok. 550 m
głębokości
KOPALNIE
HEILBRONN, Niemcy WINSFORD, Wlk.
Brytania
pozaeksploatacyjne
wykorzystanie wyrobisk
system komorowy
właściwy, dawniej
z przodkiem
stropowoschodowym,
obecnie wybiera
się komory o
wysokości ok. 30 m
i długości 500 m,
na kilka warstw
dawniej urabianie
techniką
strzelniczą,
obecnie urabianie
maszynowe
ciągłe – kombajn
typu Ural z
wybieraniem na
kilka warstw,
transport urobku
przenośnikami
taśmowymi do
szybu
system komorowofilarowy, wymiary
komór: w. 7,5 m ,
sz. 23 m, sz. filarów
międzykomorowych
23 m
zakład przeróbczy
na powierzchni
brak danych
podziemny zakład
przeróbczy
brak danych
urabianie techniką
strzelniczą
z wrębieniem
przy stropie
i spągu, stosowane
jest też drążenie
kombajnem,
ładowanie, odstawa
i transport urobku
przy użyciu
ładowarek do
podziemnego
zakładu
przeróbczego, potem
przenośnikami
taśmowymi na
powierzchnię
0,5 mln t/rok 2007
przy obecnie 1 mln
ton/rok, głównie sól
przemysłowa
i drogowa, kilkadziesiąt (60) pracowników
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
3.4. System eksploatacji
Złoża soli kamiennej od wieków wybierano systemem
komorowym właściwym. W XIX i XX wieku rozwinęły się
dziesiątki odmian tego systemu: komór wysokich i niskich,
dostosowujących się kształtem i wielkością do często bardzo skomplikowanej budowy geologicznej złóż, zwłaszcza
w wysadach solnych w Niemczech. Później pojawiły się
systemy komorowo-filarowe, najpierw w kopalniach soli
potasowych. W II połowie XX w. w kopalniach soli kamiennych i potasowych ZSRR wypróbowywano dziesiątki
odmian systemów komorowych, ubierkowych, zabierkowych
i systemów mieszanych.
Obecnie, złoża soli kamiennej są wybierane głównie
systemami komorowymi właściwymi lub systemami komorowo-filarowymi wzbogaconymi o wypróbowane i ulepszone
techniki urabiania, ładowania, odstawy i transportu. Pierwsze
z nich stosowane są głównie do złóż grubych: w złożach
pokładowych, soczewkowych i w wysadach solnych, w eksploatacji wielopoziomowej.
Systemy komorowo-filarowe stosuje się w złożach różnego typu, ale raczej w złożach pokładowych, częściej przy
eksploatacji jednopoziomowej.
3.5. Technologia eksploatacji
W wielu kopalniach wykształcił się ciągły łańcuch procesów technologicznych: urabianie – ładowanie – odstawa –
transport do podziemnego zakładu przeróbczego – transport
do szybu – transport do magazynów na powierzchni i do
zakładów konfekcjonowania soli, lub nieco inny dostosowany
do przeróbki na powierzchni. Zaletą obecnie często stosowanej przeróbki pod ziemią (wstępnej lub całkowitej) jest
uniknięcie problemów środowiskowych i kosztów związanych
z transportem i zagospodarowaniem odpadów w postaci pyłu
solnego. Poszczególne procesy są obsługiwane przez maszyny
i urządzenia.
Podstawowy proces urabiania soli odbywa się dwiema
metodami:
– techniką strzelniczą, uważaną do niedawna za podstawowy
sposób urabiania soli kamiennej, ze względu na jej właściwości mechaniczne oraz coraz powszechniej – maszynowo
kombajnami do ciągłego urabiania.
Urabianie techniką strzelniczą składa się z reguły z następujących zasadniczych czynności: wrębienie, wiercenie otworów strzałowych w przodku, ładowanie otworów strzałowych,
odpalanie materiału wybuchowego, obrywka. Odstrzelony
urobek dostarczany jest do stanowiska wstępnego kruszenia.
Każda czynność wykonywana jest przez odpowiednie maszyny i urządzenia.
Zastosowanie w to miejsce kombajnu upraszcza eksploatację.
Do obydwu metod urabiania dostosowane są sposoby
ładowania na środki odstawy. Transport urobku do szybu
odbywa się przenośnikami taśmowymi.
3.6. Stateczność wyrobisk i ich długotrwałe utrzymywanie
W kopalniach soli utrzymanie wyrobisk i zachowanie ich
stateczności ma szczególne znaczenie: jak w każdej kopalni
podziemnej pozwala utrzymać ich funkcjonalność, a w większej skali - zachować strukturę kopalni, ale przede wszystkim
należy do podstawowej profilaktyki przed zagrożeniem wodnym – do zachowania szczelności górotworu.
Górotwór solny ma specyficzne właściwości mechaniczne
wyrażające się m.in. tym, że odpowiednio zwymiarowane
wyrobiska górnicze, także komory o dużych rozmiarach, mogą
145
zachowywać stateczność mechaniczną przez wiele lat. Stąd
też, w górnictwie soli kamiennej z reguły nie ma potrzeby
likwidowania wyrobisk przed zakończeniem eksploatacji
w kopalni. W ten sposób wraz z upływem czasu narasta liczba
pustek poeksploatacyjnych o dużych objętościach. Ponieważ
tempo wydobycia soli przy przeważnie bardzo dużych zasobach jest niewielkie w porównaniu np. z wydobyciem węgla
kamiennego, puste wyrobiska muszą zachowywać długotrwałą stateczność.
Jednakże, w niektórych kopalniach górotwór solny nie
wykazuje takich korzystnych właściwości i konieczne jest
stosowanie obudowy wyrobisk, specjalnych sposobów rozcięcia złoża i zabiegów technicznych. Konieczne jest wówczas:
– utrzymanie stropu i ociosów wyrobisk, ochrona przed
lokalnymi obwałami, ochrona przed łuszczeniem,
– długoterminowa ochrona wyrobisk i pól eksploatacyjnych
przed nadmierną konwergencją i subsydencją, które mogą
prowadzić do naruszenia ciągłości skał stropowych.
Obecnie, w tych kopalniach soli, w których jest to
konieczne, dla ochrony i utrzymania wyrobisk stosuje się
głównie obudowę kotwiową, przeprowadza specjalne zabiegi techniczne (np. odpowiedni sposób wrębienia, nacięcia
w filarach lub stropie) oraz poprzez odpowiednie rozmieszczenie i kolejność wybierania wyrobisk doprowadza do
utworzenia strefy odprężonej nad chronionym wyrobiskiem.
Długoterminową ochronę pól eksploatacyjnych zapewnia
właściwy dobór systemu eksploatacji z odpowiednio zwymiarowanymi wyrobiskami i filarami.
3.7. Zagospodarowanie wyrobisk
Sposób prowadzenia eksploatacji w kopalniach soli prowadzi, jak wspomniano, do powstawania zespołów wyeksploatowanych wyrobisk osiągających w starszych kopalniach
kilkanaście lub więcej milionów m3 objętości. Są to zwykle
komory, których liczba w jednej kopalni może sięgać kilku
tysięcy. Środowisko kopalń soli z przestronnymi statecznymi wyrobiskami charakteryzuje się stałą wilgotnością, stałą
temperaturą, izolacją, brakiem wstrząsów, hałasu, promieniowania elektromagnetycznego. Od dawna zaczęto dostrzegać
te zalety i kilkadziesiąt lat temu (lata 60. i 70. XX w.) zaczęły
powstawać inicjatywy pozaeksploatacyjnego wykorzystania
podziemnych wyrobisk na skalę komercyjną i przemysłową.
3.8. Problemy starych kopalń
W kopalniach soli kamiennej funkcjonujących często
kilkadziesiąt, a nawet sto kilkadziesiąt lat, poza zachowaniem
długotrwałej stateczności wyrobisk i pól eksploatacyjnych
pojawia się z upływem czasu problem starzenia się struktury
przestrzennej kopalni i jej infrastruktury. Pojawia się najczęściej w kontekście planów modernizacji kopalni, zmian
w technologii eksploatacji, mechanizacji, zwiększenia produkcji, obniżenia kosztów czy projektów pozaeksploatacyjnego
wykorzystania wyrobisk. Pojawiają się problemy związane np.:
– ze wzrostem odległości pól eksploatacyjnych od szybów,
– z koniecznością schodzenia z eksploatacją na większe
głębokości,
– z zaszłościami dotyczącymi rozcięcia złoża i sposobu jego
eksploatacji,
– niewydolności sieci wentylacyjnej w miarę rozrastania
się w kopalni (szczególnie w systemach komorowo-filarowych),
– z przepustowością szybów,
– z ograniczonymi wymiarami wyrobisk transportowych,
– z koniecznością unowocześniania technologii przeróbki
i in.
146
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Te problemy są wspólne dla wielu starszych kopalń soli
na świecie.
3.9. W Polsce są dwie podziemne kopalnie soli: kopalnia
w Kłodawie (Kopalnia Soli „Kłodawa”) prowadząca eksploatację już blisko 60 lat w złożu wysadowym oraz nowa
kopalnia soli kamiennej zakładana w złożu pokładowym
Bądzów (KGHM Polska Miedź S.A. O/ZG ”PolkowiceSieroszowice”). Krajowe górnictwo solne mierzy się tu z szeregiem problemów zasadniczo różniących się dla obu kopalń
i złóż, wynikających z budowy geologicznej, właściwości soli
kamiennej, wieku kopalń, sposobu urabiania kopaliny i in.
Dokonany przegląd działalności kopalń soli na świecie,
stosowanych na świecie technik i próba charakterystyki
współczesnego górnictwa soli kamiennej powinny posłużyć
do znalezienia najlepszych rozwiązań w kraju.
Praca została wykonana w ramach badań statutowych
AGH nr 11.11.100.775.
5.
6.
7.
8.
9.
10.
11.
12.
13.
Literatura
1.
2.
3.
4.
Bohnenberger G.P.: The Heilbronn Rock Salt Mine – Salt Production for
New Century. 8th World Salt Symposium. Ed.: Geertman R.M. Elsevier
Science, 2000.
Bolen W.P.: Salt. Mineral Commodity Summaries 2014. U.S. Geological
Survey, 2014.
Connolly A.et al., 2009 - Measurements of radio propagation in rock
salt for the detection of high-energy neutrinos. Nuclear Instruments and
Methods in Physics Research Section A: Accelerators, Spectrometers,
Detectors and Associated Equipment 599.2 : 184-191, 2009.
Czapowski G., Bukowski K., Tomasii-Morawiec H., Poborska-Młynarska
K.: Kopalne i współczesne ewaporaty Sycylii: II wyprawa naukowa Polskiego Stowarzyszenia Górnictwa Solnego „Sycylia 2007”.
„Gospodarka Surowcami Mineralnymi” 2008, t. 24, z. 3/2.
14.
15.
16.
17.
18.
19.
20.
21.
2015
Dickie D.E., Bull G.S., Serata S.: Rock mechanics and Mining: Their
Interrelationship at Sifto Canada Inc.’s Goderich Mine. Seventh
Symposium on Salt, Vol.I. Ed.: Kakihana H., Hardy H.R. Jr, Hoshi T.,
Toyokura K. Elsevier. Amsterdam, 1993.
Dumont M.: Salt. Canadian Minerals Yearbook 2008.
Innovative salt mining method pays big dividends – Engineering and
Mining Journal, September 1997, Vol. 198, Issue 9.
Italkali - Società Italiana Sali Alcalini S.p.A. Production sites.
Realmonte. www.italkali.com
Jeremic M.L.: Rock Mechanics in Salt Mining. Balkema. Rotterdam,
1994.
Kondrat’eva I.F.: Russia’s Salt Industry: Problems of Development.
Studies on Russian Economic Development, 2009, Vol. 20, No. 3, pp.
254–258, 2009.
Molinda G.M.: Investigation of Methane Occurence and Outbursts in
the Cote Blanche Domal Salt Mine, Luisiana. Bureau of Mines report
of investigation 9186, 1988.
Permakov R.S. (red.): Spravocnik po razrabotke sol’anych mestorozdenii. Moskwa. Nedra, 1986.
Report of investigation. United States Department of Labor. Falling
Material Accident April 16, 2013. North American Salt Company Cote
Blanche Mine, Franklin, St. Mary Parish, Louisiana. www.msha.gov/
FATALS/2013/FTL13m05.asp
Russol. Katalog. Iletskoje mestororozdenie kamennoj soli. www.russalt-sz.ru/
Salt in Canada. Sifto’s Goderich mine. www.siftocanada.com
Sudwestdeutsche Salzwerke AG. Salzgewinnung und Aufbereitung.
http://www.salzwerke.de/
Swift G.M., Reddish D.J.: Underground excavation in rock salt.
Geotechnical and Geological Engineering 23. Springer, 2005.
USGS 2012 Minerals Yearbook. Salt (advance release). USGS Minerals
Information. www.minerals.usgs.gov.
USGS Minerals Commodity Summary 2015. Minerals Information.
www.minerals.usgs.gov.
Winsford rock salt mine. Its history, workings and production. www.
winsfordrocksaltmine.co.uk
www.compassmineralsuk.com
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
147
UKD 622.333:622:332: 622.1:550.8
Węgiel kamienny w „Ziemiorodztwie
Karpatow i innych gor i rownin Polski”
(1815) Stanisława Staszica
Hard coal in ”Ziemiorództwo Karpatów i innych gór
i równin Polski” ("The history of the Carpathian Mountains
and other mountains and plains of Poland") (1815)
by Stanisław Staszic
Prof. dr hab. Janusz Skoczylas*)
Treść: Problematyka poszukiwań, określenia zasobów, eksploatacji i wykorzystywania węgla kamiennego dla potrzeb przemysłu i opalania gospodarstw domowych nabrała znaczenia dopiero na przełomie XVIII i XIX wieku. Na terenie ziem polskich, będących
pod zaborem rosyjskim, najwięcej dla poznania budowy geologicznej i górnictwa węgla kamiennego zrobił Stanisław Staszic.
Artykuł przedstawia i interpretuje poglądy S. Staszica na powstanie i geologiczne występowanie węgla kamiennego. Ponadto
podkreśla zasługi S. Staszica dla rozwoju górnictwa tak w sferze teoretycznej, jak i administracyjnej, organizacyjnej, prawnej,
a przede wszystkim ekonomicznej. Z okazji 200–lecia wydania drukiem monografii S. Staszica „O Ziemiorodztwie Karpatow
i innych gor i rownin Polski”, a także 260. rocznicy jego urodzin przypomnienie niektórych jego osiągnięć dla górnictwa węgla
kamiennego wydaje się być celowe i konieczne.
Abstract: The problem of searching, identifying, exploitation and utilization of the coal resouces for the needs of industry and households, became important at the turn of the 18th and 19th centuries. In the part of Poland, which was at that time under the
rule of the Russian Empire, most of scientific work in this filed had been done by Stanislaw Staszic. This paper presents
and Interpress the views of S. Staszic on the origin and geological occurrence of coal. In addition, it stresses the theoretical,
administrative, organizational, legal and, above all, economic contribution of S. Staszic to the development of the mining
industry. It seems important and purposeful to recall S. Staszic’s accomplishments on the occasion of the 260th anniversary
of his birth an the 200th anniversary of the publication of his treatise "The history of the Carpathian Mountains and other
mountains and plains of Poland".
Słowa kluczowe:
węgiel ziemny, węgiel kamienny, węgiel brunatny, kopalnie, górnictwo, hutnictwo, przemysł
Key words:
coal, black coal, brown coal, mines, mining, metallurgy, industry
1. Wprowadzenie
W 2015 roku mija 200 lat od wydania drukiem epokowego wówczas dzieła Stanisława Staszica (1755 – 1826) pt.
„O Ziemiorodztwie Karpatow i innych gor i rownin Polski”
(1815).
Także w tym roku mija 260 rocznica urodzin tego wybitnego geologa, górnika i męża stanu. Jak dotychczas rocznice
te mijają bez echa. Nie zauważyli ich geolodzy ani historycy
nauki.
O ważnej dla poznania budowy geologicznej ziem polskich
monografii S. Staszica napisano już wiele, najczęściej chwaląc
i doceniając jej wagę i rangę. Nie szczędzono jednak również
uwag krytycznych.
Pierwsze rozdziały tego dzieła publicznie prezentował
S. Staszic na posiedzeniu Towarzystwa Przyjaciół Nauk
w Warszawie w dniu 13 grudnia 1805 r. Drugą rozprawę
przedstawił na posiedzeniu TPN w dniu 17 maja 1806 r.
[22]. Natomiast druk niektórych rozdziałów rozpoczął
*) Instytut Geologii, Wydział Nauk Geograficznych i Geologicznych,
Uniwersytet im. Adama Mickiewicza, Poznań
w rocznikach Towarzystwa Przyjaciół Nauk w 1810 r. rozprawą „O ziemiorodztwie gór dawnej Sarmacji”, a także
publikacjami :„Rozprawa o górach Beskidach i o Krywanie
w Tatrach (T.6: 1810), „Rozprawa o Wołoszyni, o pięciu stawach i morskim Oku” (T.7: 1811), „Rozprawa o Kołowym,
o Czarnym i o Kolbachu Wielkim” (T.7: 1811), „Rozprawa
o Krapaku Wielkim” (T.8: 1812). Gotowy egzemplarz
dzieła „O Ziemiorodztwie Karpatow i innych gor i rownin
Polski” wręczył S. Staszic uroczyście 24 listopada 1815 r.
w Warszawie carowi Aleksandrowi I. [20]
Reperkusje dzieła S. Staszica w literaturze polskiej i światowej były przedmiotem wielu rozważań, głównie Z. Wójcika
[24], S. Czarnieckiego [2], J. Olejniczaka [13] i A.J. Wójcika
[19]. Po 140 latach w dwusetną rocznicę urodzin Stanisława
Staszica Wydawnictwa Geologiczne wydały reprint, wierną reedycję dzieła S. Staszica odpowiadającą oryginałowi
z początków XIX wieku [5]. Jednak później zauważono
pewne zniekształcenia o raczej technicznym charakterze.
[17; 23] (rys. 1, 2)
W 2012 r. trochę nieoczekiwanie i bez rozgłosu Akademia
Górnicza im. Stanisława Staszica w Krakowie ponownie
wydrukowała serię limitowaną w liczbie 300 egzemplarzy,
148
PRZEGLĄD GÓRNICZY
dzieło Stanisława Staszica „O Ziemiorodztwie Karpatow
i innych gor i rownin Polski.” Publikacja ta w postaci tomu
z tekstem i odrębnego tomu zawierającego mapy i załączniki
graficzne w eleganckiej oprawie i w dodatkowym futerale nie
zawiera dodatkowych wyjaśnień, objaśnień ani komentarza.
Poinformowano jedynie, że książkę reprodukowano według
egzemplarza oryginału wydanego w Warszawie w 1815 roku,
drukowanego w Drukarni Rządowej. Reprint wykonano
z zachowaniem wszelkich cech oryginału.
2. Zagadnienia górnictwa
S. Staszic, w opisywanym dziele oraz w wielu innych
publikacjach i opracowaniach, a także głównie w działalności na różnych szczeblach administracji wiele miejsca
i czasu poświęcił rozwojowi przemysłu, w tym także górnictwa. Temat ogromu zasług i skutecznej działalności
na tym polu został już wielokrotnie rozważany i w różny
sposób dokumentowany, m.in. przez T. Pochwalskiego [14],
S. Majewskiego [12], N. Gąsiorowską [4], W. Grocholskiego
[7], A.S. Kleczkowskiego [8; 9; 10], Z. Wójcika [24]
i A.J. Wójcika [19].
W artykule więcej miejsca warto poświęcić samemu
węglowi, głównie kamiennemu. S. Czarniecki podkreślał, że
S. Staszic używał terminu węgiel ziemny na oznaczenie obydwu rodzajów węgli, brunatnego i kamiennego [1]. Stosował
niekiedy także termin „wągł” na oznaczenie węgla kamiennego lub wprost pierwiastka C [1; 21].
Problemy poszukiwań, eksploatacji i wykorzystywania
węgli kamiennych przed i w początkach działalności publicznej S. Staszica przedstawiali m. in. H. Łabęcki [11],
M. Gotkiewicz [6] , J.A. Rzymełka [15], A.J. Wójcik [19].
Zasadniczy pogląd na obraz budowy geologicznej serii
skalnej, w której występuje węgiel kamienny na Górnym
Śląsku przedstawił S. Staszic, głównie, w rozprawie I (fig.
3 a,b,c). Jak zauważył już W. Goetel [5] S. Staszic scharakteryzował kopalnie węgla kamiennego w Dąbrowie i Jaworznie.
Wprowadził on także terminy, aktualne do dzisiaj: spąg i strop
warstwy. Zwrócił także uwagę na strefy uskokowe w formacji
węglonośnej.
Występowanie węgli ziemnych zaznaczył także na swojej
mapie, dołączonej do dzieła „O Ziemiorodztwie Karpatow
i innych gor i rownin Polski” pod tytułem „Carta Geologia
Poloniae totus Poloniae, Moldaviae, Transilvaniae partis
Hungariae et Valachiae” w skali 1: 182 000. Wśród ponad
2000 sygnatur geologicznych i ponad 1900 sygnatur hipsometrycznych S. Staszic zaznaczył w postaci sygnatury „96”
występowanie węgli ziemnych [16]. Sygnaturę tę postawił S.
Staszic w 45 miejscowościach. Natomiast na terenie od okolic
Krzeszowic, Jaworzna, Tarnowskich Gór i Dąbrowy Górniczej
zaznaczył tylko 10 miejsc występowania węgla [15].
S. Staszic opisywał z autopsji miejsca występowania węgli ziemnych z różnych terenów ziem polskich. Niestety nie
rozróżniał, jak np. L.v. Buch, młodszych węgli brunatnych
od starszych węgli kamiennych. Wszystkie były najczęściej
węglami ziemnymi. Najbardziej były mu znane tereny okolic Jaworzna (Jaworzyny) i Dąbrowy Górniczej (Dąbrowy),
które zwiedzał w latach 1798 – 1805. Z tych obszarów opisał
i scharakteryzował, stosując specyficzną terminologię, wspominając o takich nazwach jak: Jacher, Bezimienna, Franciszka,
Kortuna, Ludwika [15].
W badaniach pokładów węgla kamiennego, a także ich
stropowych i spągowych warstw ilastych, głównie w kopalniach w Dąbrowie, Jaworznie i Strzyżowicach, S. Staszic
poszukiwał odcisków flory i fauny. Szczególnie jednak interesowały go odciski flory. Dokonane znaleziska nie do końca
2015
go satysfakcjonowały. Część Jego kolekcji znalazła się około
1862 roku w Gabinecie Mineralogicznym Katedry Mineralogii
i Geognozji Instytutu Politechnicznego i Rolniczo-Leśnego
w Puławach. Zbiory te zawierały nie tylko eksponaty
z Zagłębia Dąbrowskiego, ale i również Zagłębia Karwińskiego
[18]. Jedną ze skamieniałości z łupków węglowych zamieścił S. Staszic w tablicy II, będącej załącznikiem do dzieła
„O Ziemiorodztwie Karpatow i innych gor i rownin
Polski”(rys. 4). Później, bo w 1898 r. odcisk ten został zidentyfikowany przez Franciszka Tonderę jako „Pectoperis
arborenscens” [15].
3. Uwagi końcowe
Znaczenie zainteresowań i poszukiwań węgla przez
S. Staszica ma o tyle dużą wagę, co należy podkreślić, gdyż
dopiero w drugiej połowie XVIII wieku złoża węgla stały się
przedmiotem szerszego zainteresowania, poszukiwań i eksploatacji. Mamy niepotwierdzone informacje o wykorzystaniu
już w 1542 r. okruchów węgli kamiennych na Górnym Śląsku,
a konkretnie w rejonie Rudy Śląskiej i Biskupic w dzisiejszej
dzielnicy Zabrza, na włościach Jana Gierałtowskiego [15].
Znane są również dokumenty potwierdzające fakt, że w 1657r.
Adam Leopold Promnitz, właściciel ziemi pszczyńskiej,
eksploatował metodą odkrywkową węgiel kamienny, wykorzystywany w miejscowej kuźnicy. Z kolei H. Łabęcki pisze,
że najdawniejsze ślady występowania węgla kamiennego
opisano w 1659 r. w okolicach Tenczyna [11].
Posiadamy także dostęp do materiałów archiwalnych
wskazujących, że już w latach 1740 -1741 w miejscowości
Kotlisko koło Kostuchny, a w 1751 r. w Rudzie Śląskiej,
kopano węgiel kamienny. Natomiast o eksploatacji węgla w
Szczakowej zachowały się wzmianki z 1767 r. [ 6 ]. Dodać
wypada, że w 1782 r. król Stanisław August założył Komisję
Górniczą. W 1792 r. hr Moszyński zaczął wydobywać węgiel
kamienny w Jaworznie w swoich dobrach.
Jeszcze bardziej zaczęto się interesować węglem wówczas,
kiedy po procesie koksowania można było go wykorzystać
w hutnictwie żelaza, cynku, ołowiu, miedzi i srebra. Pierwsze
próby koksowania węgla podjęto dopiero w 1774 r. Dodać
jednak należy, że do 1776 r. nie potrafiono odróżnić węgli
koksujących od niekoksujących [15].
Podsumowania ponadośmioletniej działalności przemysłowej i górniczej S. Staszica możemy dokonać na
podstawie Jego sprawozdań „O stanie górnictwa rządowego w roku 1816” i „O stanie górnictwa z roku 1823/24”.
W 1824 r. zatrudnionych było 1567 górników i 1636 hutników. wartość obiektów przemysłowych oszacowano na
5 200 770 zł, a nakłady państwa w latach 1816–1824 na
2 509 543 zł. Liczba kopalń w tym czasie wzrosła z 9 do
27, a więc trzykrotnie, podobnie jak kopalń miedzi z 2 do 6,
a kopalń węgla dwukrotnie – z 2 do 4, przy 26-krotnym wzroście wydobycia. Uruchomiono również eksploatacje innych
kopalń, m.in. 6 kopalń ołowiu, 7 cynku, 1 węgla brunatnego
i 1 glinek ogniotrwałych dla potrzeb hutnictwa. Ponadto
uruchomiono i rozbudowano kamieniołomy wapienia
w kadzielni, piaskowców w Tumlinie, Szydłowcu i Kunowie,
a także liczne cegielnie i wapienniki [7].
Jeżeli chodzi o kopalnie węgla kamiennego to w 1816 r.
działały dwie – w Dąbrowie i Strzyżewicach, a w 1824 r. cztery
– w Dąbrowie, Strzyżewicach, Niemcach i węgli brunatnych
w Dobrzyniu [9].
Niezależnie od geologicznych osiągnięć S. Staszica
w zakresie poznania budowy geologicznej formacji węglonośnych, warto zwrócić uwagę na aspekt gospodarczy Jego
poczynań. Jak podkreśla W. Goetel, po raz pierwszy w historii
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Rys. 1.Strona tytułowa reprintu dzieła S. Staszica z 1955 r.
Fig. 1. Title page of the reprint of the work by S. Staszic from
1955
149
Rys. 2. Okładka reprintu dzieła S. Staszica z 1955 r.
Fig. 2. Cover of the reprint of the work by S. Staszic from 2012
Rys. 4.Reprodukcja rysunku paproci z dzieła S. Staszica
Fig. 4. Reproduction of the fern from the work by S. Staszic
Table 1 fig. II.
Rys. 3.Przykładowa strona o węglu z dzieła S. Staszica
Fig. 3. Pages 50-52 on coal from the work by S. Staszic
150
PRZEGLĄD GÓRNICZY
naszej nauki, na tak znaczną skalę, połączony został wspólny
interes geologii, górnictwa, hutnictwa lub szerzej technologii
przeróbki surowców mineralnych dla dobra kraju, dla dobra
całej społeczności ziem polskich [5]. S. Staszic także po raz
pierwszy zwrócił uwagę na niezmiernie ważną rolę węgla
kamiennego dla gospodarki. Znaczenie tego zagadnienia
aktualne jest do dzisiaj.
Literatura
1. Czarniecki S.: Słownik, w: S. Staszic. O Ziemiorodztwie Karpatom i
innych gor i rownin Polski.1815. (reprint) Wydawnictwa Geologiczne.
Warszawa 1955.
2. Czarniecki S.: Pokłosie staszicowskie. Muzeum Stanisława Staszica.
Piła 2009.
3. Frużyński A.: Górnictwo węgla kamiennego na Górnym Śląsku, w:
A. Grodzicki, M.W. Lorenc (red.): Uczniowie Agricoli. Muzeum
Karkonoskie w Jeleniej Górze. Jelenia Góra 2002.
4. Gąsiorowska N.: Z dziejów przemysłu w Królestwie Polskim 1815–
1918. Warszawa 1965.
5. Goetel W.: Znaczenie „Ziemiorodztwa Karpatow i innych gor i rownin
Polski” Stanisława Staszica w historii geologii polskiej, w: S. Staszic „O
Ziemiorodztwie Karpatow i innych gor i rownin Polski”. 1815 (reprint)
Wydawnictwa Geologiczne. Warszawa 1955.
6. Gotkiewicz M.: Początki dobywania węgla w Polsce za Stanisława
Augusta Poniatowskiego. „Wiadomości Muzeum Ziemi” 1952, t. 6,
Nr 1, s. 103–111.
7. Grocholski W.: Zasługi Stanisława Staszica dla górnictwa, w: J. Topolski
(red.): Stanisław Staszic i jego dzieło. Wydawnictwo Poznańskie.
Poznań 1978, s. 18 – 24.
8. Kleczkowski A.S.:Staszica zarząd górnictwem (1815-1824) – zaranie
i kres w świetle archiwów A.J. Czartoryskiego i K. Lubeckiego, w:
J. Topolski (red.): Stanisław Staszic i jego dzieło. Wydawnictwo
Poznańskie. Poznań 1978, s. 117–143.
9. Kleczkowski A.S.: Czterdzieści lat związków Staszica z górnictwem
polskim 1784–1824 – próba podziału czasowego, w: A.S. Kleczkowski
(red.): Stanisław Staszic. Geologia – Górnictwo – Hutnictwo.
2015
Wydawnictwa Geologiczne. Warszawa 1979, s. 69 – 105.
10. Kleczkowski A.S : Staszica tworzenie i poznanie górnictwa rządowego
Zagłębia Staropolskiego oraz zarządzanie nim. Zeszyty Staszicowskie.
t. 2, 2000, s. 199–213.
11. Łabęcki H.: Górnictwo w Polsce. Opis kopalnictwa i hutnictwa polskiego
pod względem technicznym, historyczno-statystycznym i prawnym.
Warszawa 1841.
12. Majewski S.: Stanisław Staszic jako górnik i hutnik. „Przegląd
Geologiczny”. 1955, Nr 11.
13. Olejniczak J. : Wokół Staszicowskiej tradycji. Rocznik Nadnotecki,
t. 27, 1966, s. 15 – 32.
14. Pochwalski T. : Zasługi Stanislawa Staszica na polu geologii i górnictwa
w Polsce. Odbitka z „Przeglądu Technicznego”. Warszawa 1906, s. 29.
15. Rzymełka J. A.: Dzieje poznawania geologicznego Górnośląskiego
Zagłębia Węglowego do 1870 roku. Prace naukowe Uniwersytetu
Śląskiego w Katowicach, 1988, Nr 898.
16. Skoczylas J.: Interpretacja mapy geologicznej Stanisława Staszica,
w: J. Topolski (red.): Stanisław Staszic i jego dzieło. Wydawnictwo
Poznańskie. Poznań 1978, s. 108 – 116.
17. Staszic S.: O Ziemiorodztwie Karpatom i innych gor i rownin Polski.
1815. Wydawnictwa Geologiczne. Warszawa 1955 (reprint).
18. Strzemski M.: Puławskie zbiory geologiczne, mineralogiczne i paleontologiczne w latach 1862–1945. Prace Muzeum Ziemi, t. 18, cz.II.
19. Wójcik A. J.: Zachodni Okręg Górniczy. Studia z dziejów geologii i
górnictwa w Królestwie Polskim. Instytut Historii PAN. Warszawa 2008.
20. Wójcik Z.: Geologia w Polsce w latach działalności Stanisława Staszica,
w: J. Topolski (red.) Stanisław Staszic i jego dzieło. Wydawnictwo
Poznańskie. Poznań 1978, s. 31–50.
21. Wójcik Z.: Elementy stratygrafii i geologii złóż na mapie Stanisława
Staszica z 1815 roku, w: A.S. Kleczkowski (red.): Stanisław Staszic.
Geologia – Górnictwo – Hutnictwo. Wydawnictwa Geologiczne.
Warszawa 1979.
22. Wójcik Z.: Stanisław Staszic organizator nauki i gospodarki.
Stowarzyszenie Wychowanków Akademii Górniczo-Hutniczej im.
Stanisława Staszica w Krakowie. Kraków 1999.
23. Wójcik Z.: Uwagi o publikacjach poświęconych Stanisławowi Staszicowi
z lat 1927–1999. Zeszyty Staszicowskie, 2000, t. 2.
24. Wójcik Z. : Stanisław Staszic. Wydawnictwo Instytutu Technologii
Eksploatacji – PIB. Radom 2008.
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
151
UKD 330.4: 005.591:622.1:550.8
Historia poszukiwań i wydobycia ropy naftowej na ziemiach
polskich do 1939 roku
History of exploration and extraction of crude oil in Poland until 1939
Prof. dr hab. Marek Graniczny*)
dr hab. Stanisław Wołkowicz*)
mgr Krystyna Wołkowicz*)
mgr inż. Halina Urban*)
dr inż. Albin Zdanowski*)
Treść: W artykule przedstawiono historię poszukiwań i wydobycia ropy naftowej na ziemiach Polskich. Pierwsze wzmianki na ten
temat pochodzą z XVII i XVIII i dotyczą Galicji. Na temat występowania ropy naftowej w Karpatach pisali pionierzy polskiej geologii, tacy jak Stanisław Staszic i Ludwik Zejszner. W 1896 roku, w Borysławiu zostaje odwiercony pod nadzorem
Władysława Długosza szyb „na Potoku”. Data ta wyznacza ważny etap rozwoju przemysłu naftowego w Karpatach i na
Podkarpaciu. Wymieniając autorów zajmujących się badaniami fliszu w Karpatach i poszukiwaniem węglowodorów, nie sposób pominąć profesora Rudolfa Zubera. Był on w swoim czasie najbardziej uznanym badaczem fliszu Karpat, a także autorem
syntetycznego dzieła „Flisz i nafta”, będącego jednym z klasycznych prac geologicznych epoki. Innym ważnym badaczem
był Józef Grzybowski, pionier badań mikropaleontologicznych w Polsce, które okazały się niezwykle pomocne dla określania
stratygrafii warstw roponośnych. W związku z nasileniem się prac wydobywczych w rejonie Borysławsko – Drohobyckim
w czerwcu 1912 r. podjęto decyzję o powołaniu „Stacji Geologicznej w Borysławiu”. Problematyka związana z poszukiwaniami ropy naftowej i gazu ziemnego na Podkarpaciu ponownie stała się aktualna w odrodzonej Rzeczypospolitej, dlatego też
geolodzy Państwowego Instytutu Geologicznego dr Jan Nowak i dr Konstanty Tołwiński już w 1919 r. brali udział w pracach
organizacyjnych przemysłu górnictwa naftowego. Stacja w Borysławiu była w znacznej mierze finansowana przez przemysł
naftowy i dlatego też została przejęta formalnie przez Karpacki Instytut Geologiczno-Naftowy (KIGN). Należy przyznać, że
dorobek dwudziestoletniej działalności KIGN był imponujący i miał wyraz w licznych publikacjach, mapach, monografiach
czy opracowaniach statystycznych. Ponadto w zbiorach KIGN znajdowało się około sto tysięcy próbek geologicznych i rdzeni
wiertniczych, stanowiących niezmiernie cenny materiał do dalszych badań. Trzeba również podkreślić wzorową współpracę
geologów KIGN oraz PIG, bez której trudno sobie wyobrazić osiągnięcie postępu wiedzy na temat budowy geologicznej Karpat.
*)
Państwowy Instytut Geologiczny – Państwowy Instytut Badawczy,
Warszawa
152
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Abstract: This paper presents the history of the exploration and extraction of crude oil in Poland. The first mention about it comes from
17th and 18th centuries and concern Galicia. The pioneers in Polish geology - Stanisław Staszic and Ludwik Zejszner - wrote
on the occurrence of oil in the Carpathians. In 1896 first drilling was made in Borysław, under the supervision of Władysław
Długosz, titled “On Stream”. This date marks an important stage in the development of the oil industry in the Carpathian
Mountains. Citing the important scientist dealing with the research on the Carpathian flysch and the search for hydrocarbons,
it is impossible to ignore Professor Rudolf Zuber. He was the author of synthetic work “Flysch and oil” which was one of
the classic geological work at that time. Another important researcher was Józef Grzybowski, a pioneer in micropaleontological research in Poland, which proved to be extremely useful for determining the stratigraphy of oil strata. In June 1912, in
connection with the intensification in the area Borysław – Drohobycz, the “Geological Station” was established in Borysław.
The problems associated with the exploration of oil and natural gas in the Carpathian Mountains occur currently again in the
independent Poland. That is why two eminent geologists of the Polish Geological Institute (PGI) Jan Nowak and Konstanty
Tołwiński participated in the organizational work of the reborn oil mining industry. The “Geological Station” in Borysław was
mainly financed by the oil industry, therefore it was taken over formally by the Carpathian Geological – Petroleum Institute
(KIGN). It must be admitted that the achievements of twenty year activities of KIGN were impressive, which was reflected
in numerous publications, maps, monographs and statistic studies. Moreover there were roughly one hundred thousand geological samples and drill cores in the KIGN collections, which was a very valuable material for further researches. It is also
necessary to underline the close cooperation between the geologists of KIGN and PGI. Without such direct cooperation the
achievement of progress in knowledge on the geological structure of the Carpathians is difficult to imagine.
Słowa kluczowe:
poszukiwanie i wydobycie ropy naftowej, Karpaty fliszowe, rejon Borysławsko - Drohobycki
Key words:
exploration and exploitation of crude oil, the flysch Carpathians, Borysławski–Drohobycki region
1. Wprowadzenie
Jedne z pierwszych informacji z naszego kraju na temat
oleju skalnego, jak nazywano kiedyś ropę naftową, pochodzą
z XVI wieku. Seweryn Boner, podskarbi króla Zygmunta
Starego, burgrabia krakowski i starosta biecki szukając złota
we wsi Ropa pod górą Chełm, natknął się na ów olej, który zalał mu kopalnię. Nie obeszło się wtedy bez drwin i złośliwych
docinków na dworze królewskim, z powodu oblepienia się
smołą, zamiast poszukiwanego złota. Podskarbiego określano:
„ten, co to złota w Ropie szukał – smołą się opłukał” [17]
W Galicji, ropa naftowa, jako surowiec do wyrobu asfaltu była
znana od wieków, używano jej do pokrywania dachów w celu
uszczelnienia przed wilgocią i deszczami. Wzmianki na ten
temat pochodzące z XVII i XVIII wieku wymieniają wiele
miejscowości galicyjskich, w których występowały naturalne wycieki ropy naftowej; były to między innymi: Gorlice,
Krosno, Sanok, Ustrzyki oraz Drohobycz. W XVIII wieku
ropą naftową zainteresowali się naukowcy. Pierwszeństwo
na tym polu przypadło oczywiście geologom.
2. Rozwój przemysłu naftowego
Stanisław Staszic (1755 – 1826) w swym słynnym dziele
O ziemiorodztwie Karpatow i innych gor i rownin w Polsce
(1815), powszechnie uznawanym za pierwsze obszerne opracowanie na temat geologii i surowców mineralnych Polski,
opisuje kopalnie „skałolejów cieknących” w Węglówce,
Starejsoli, Łącku i Nahajowicach. Surowiec ten nazywano
ropą, naftą lub olejem skalnym; gromadził się on w zagłębieniach i kopanych studniach, skąd był czerpany do naczyń [18].
Staszic wymienia również inne miejscowości: Bóbrkę, Ropę,
Potok, Ropiankę, Kobylankę, Równe, Libuszę, Iwonicz,
Klimkówkę, Harklową, Wietrzno, Rogi i Węglówkę. W związku z powyższym za kolebkę polskiego kopalnictwa naftowego
należy uznać teren pomiędzy Gorlicami, Jasłem i Sanokiem.
W tej samej rozprawie pisze również, że „w Karpatach po
obydwu stronach Tatr, jest strefa szeroka na kilkadziesiąt
kilometrów i długa na 1484 km, w której występują źródła
solankowe, źródła siarczane, wycieki ropy i asfalty, alabastry
i inne surowce mineralne; w tym pasie znajduje się Beskid
Niski, a w nim obszar gorlicki”.
Inny wybitny geolog i kartograf profesor Uniwersytetu
jagiellońskiego Ludwik Zejszner (1805 – 1871) potwierdził
fakt istnienia ropy na terenie Beskidu Niskiego w roku 1848.
W swojej pracy pt. „Podróże po Beskidach, czyli opisanie
części gór karpackich zawartych pomiędzy źródłami Wisły
i Sanu” t. III, str. 519, stwierdza „w okolicach Gorlic pojawiają się źródła ropy czyli oleju skalnego i ciągną się dalej na
wschód przez całe Beskidy”. Pisał on również o źródłach gazu
ziemnego w Tarasówce pod Krosnem. Według jego opisu wycieki ropy naftowej zbierano początkowo z powierzchni
naturalnych zbiorników wodnych przy pomocy zwyczajnych
mioteł z sitowia. Z czasem zaczęto kopać głębokie doły,
z których było już łatwiej wydobywać ropę [5 ]. Kolejnym
etapem było wykonywanie prymitywnych szybów o głębokości kilku metrów, których ściany zabezpieczano faszyną.
Baltazar Hacquet (1739 – 1815) w swoim IV-tomowym dziele
Neuste physikalisch-politische Reisen (1791 – 1794) opisał
takie kopalnie nafty w Nahajowicach. Pracowało w nich przeciętnie 15 – 20 robotników, którzy doraźnie zagęszczali
wydobytą ropę na smar do osi wozów.
Powszechnie na świecie uważa się, że kolebką przemysłu
naftowego jest Pensylwania. Fakt ten nie znajduje jednak potwierdzenia w datach. Pierwsze otwory, które natrafiły na ropę
naftową na głębokości około 25 m, odwiercono w Ameryce w
1859 r., w okolicach miasta Titusville. W tym samym okresie
w Borysławiu (obecnie Ukraina) było 30 odwiertów, natomiast w Słobodzie Ruskiej 40 studzien ropnych [12]. Rząd
austriacki hamował niestety inwestycje na terenie Galicji,
co odsunęło kwestię ropy naftowej w zapomnienie. Nowy
impuls dalszym poszukiwaniom przyniosło odkrycie Jana
Zecha i Ignacego Łukasiewicza, którzy jako pierwsi otrzymali
chemicznie oczyszczoną ropę naftową w 1853 r. Potwierdza
to patent zarejestrowany pod datą 2 grudnia. Pierwszeństwo
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
w destylacji ropy naftowej jest szeroko dyskutowane i różne
nacje preferują swoich badaczy. Kanadyjczycy za pioniera
w uzyskaniu produktu o nazwie „kerosene” uznają Abrahama
Pineo Gesnera (1797-1864), który uzyskał ten produkt w 1846
roku w wyniku destylacji węgla. W Stanach Zjednoczonych
destylację ropy naftowej przeprowadził w 1855 r. w Yale
College profesor Beniamin Silliman Jr. (1816-1885), publikując wyniki swojej pracy, czego nie zrobił Łukasiewicz.
Wszystko wskazuje jednak na to, że pierwszą naukową destylację ropy naftowej przeprowadzili w 1837 r. w paryskiej
Ecole Centrale des Arts et Manufactures Filip Neriusz Walter
(1810-1847), znakomity polski chemik oraz francuski chemik
Pierre Joseph Pelletier (1788-1842). Wyniki swojej pracy opublikowali w 1840 r. w Recherches chimiques sur les bitumes,
Journal de Pharmacie [4].
W 1854 r. w rozpoczęto poszukiwania ropy naftowej
w Bóbrce. Prace te prowadziła spółka Łukasiewicza z Tytusem
Trzecieskim, zamożnym ziemianinem z okolic Krosna, która
w tym samym roku uruchomiła pierwszą w świecie kopalnię
nafty w Bóbrce (Brzozowski, op.cit.). W 1955 r. spółka ta
natrafiła w kopance „Wojciech” na tak obfity przypływ ropy,
że w 1856 r. założono w Ulaszowicach destylarnię. Po przebiciu warstwy piaskowca nastąpił silny przypływ ropy, jej
wydobycie ocenia się na poziomie około 5 ton dziennie (10
cetnarów wiedeńskich). W okresie tym ropę wydobywano
również w: Płowcach, Ropience, Siarach, Sękowej, Ropicy
oraz Harklowej.
W 1896 roku, w Borysławiu zostaje odwiercony pod
nadzorem Władysława Długosza (1864 – 1937) szyb „na
Potoku”. Data ta wyznacza kolejny etap rozwoju przemysłu
naftowego w Karpatach i na Podkarpaciu. Udoskonalił on
proces przebijania się do głębiej położonych pokładów na
głębokości 900 m, dzięki zastosowaniu rur grubościennych
i żelaznych żerdzi, zamiast dotychczasowo używanych drewnianych, otrzymał dzięki temu wynalazkowi produkcję 40 ton
ropy/24 godz. i w ten sposób został odkrywcą głębokich źródeł
ropy w Borysławiu. To osiągnięcie spowodowało dalszy skok
w karierze naftowej Długosza, został mianowany dyrektorem
kilku kopalń. Cały rejon Borysławia okazał się bogaty w złoża
roponośne i cały przemysł naftowy się tam skoncentrował ,
przeniesiony z regionu gorlickiego, na wschód. W 1904 r
odwiercono nowy otwór „Wilno” z produkcją 400 ton/24
h, a otwór „Litwa” dawał 800 ton/24 h ropy, a następnie
w Tustanowicach „Oil City” o wydajności 2500 ton ropy/24
h. Długosz jako odkrywca Borysławia, został doceniony
zaszczytami jako poseł na sejm i do Rady Państwa oraz stanowiskiem ministra dla Galicji. Zwiększone wydobycie ropy
pozwoliło na wykorzystanie produktu oleju naftowego do
napędzania kolei galicyjskich, a we Lwowie zaczęto opalać
kotły ropą w gorzelniach, elektrowniach i młynach [17].
Na terenie Pogórza Karpackiego i Beskidu Niskiego, jak
„grzyby po deszczu” zaczęły pojawiać się spółki zajmujące
się poszukiwaniem ropy naftowej. Z tego okresu zachowały
się bardzo interesujące opisy budowy geologicznej, między
innymi z rejonu Lipinek i Iwonicza, opatrzone mapkami
i przekrojami geologicznymi [2, 3].
Większość istniejących spółek poszukiwawczych
(Bergheim i Mac Garvey, Męciński, Płocki, Sroczyński,
Kuszycki i in.) przeniosła się również w rejon Borysławia
i Drohobycza. Rejon ten przeżywa okres krótkiego, lecz
wspaniałego rozwoju. W 1909 r. wydobywano tutaj 2076
tysięcy ton ropy, zajmując w tym względzie trzecie miejsce
na świecie – po Stanach Zjednoczonych i Rosji [11].
Wymieniając autorów zajmujących się badaniami fliszu
w Karpatach i poszukiwaniem węglowodorów, nie sposób
pominąć profesora Rudolfa Zubera (1858 - 1920). W roku
1876 podjął studia na Uniwersytecie Lwowskim, na Wydziale
153
Filozoficznym, gdzie pociągnęła go przede wszystkim chemia
i mineralogia. Miał tutaj możność studiów pod kierunkiem
wybitnych profesorów, takich jak Bronisław Radziszewski
czy Franciszek Kreutz. W latach 1881 – 1882 pracował
jako woluntariusz w Państwowym Zakładzie Geologicznym
w Wiedniu (K.K. Geologische Reichsanstalt), który nadał mu
tytuł korespondenta. W trakcie pobytu w Wiedniu, niezależnie
od pracy w Państwowym Zakładzie Geologicznym, studiował również na Uniwersytecie Wiedeńskim, co umożliwiło
mu kontakt z takimi sławami jak Edward Suess, Gustaw
Tschermak czy Melchior Neumayr. Uzyskana wiedza i doświadczenie pozwoliły mu po powrocie do Lwowa, uzyskać
w 1883 r. stopień doktora filozofii. W 1881 roku wspólnie
z profesorem F. Kreutzem publikuje pierwsza pracę o
charakterze czysto geologicznym [19]. Była ona efektem
podjęcia przez niego studiów geologicznych w Karpatach.
W następnych latach ukazują się kolejne publikacje, świadczące o jego zainteresowaniu poszukiwaniem węglowodorów
[20, 22, 23, 24] i geologią regionalną [21]. W latach 1883
-1884 Zuber podejmuje obowiązki asystenta w Katedrze
Mineralogii Uniwersytetu Jagiellońskiego w Krakowie kierowanej przez Alojzego Altha. W okresie tym zostaje również
mianowany współpracownikiem Sekcji Geologicznej Komisji
Fizjograficznej Akademii Umiejętności w Krakowie. Komisja
ta wysunęła postulat wykonania map geologicznych całego
obszaru Galicji i Wielkiego Księstwa Krakowskiego, co doprowadziło w efekcie do powstania pierwszej seryjnej mapy
ziem polskich – Atlasu Geologicznego Galicji. Wraz z Emilem
Habdank-Dunikowskim i Władysławem Szajnochą podjął
również prace kartograficzne na obszarze wschodnich Karpat
zewnętrznych. Pierwszy komplet map z omawianego regionu
został opracowany przez Zubera jako drugi zeszyt Atlasu (arkusze: Nadwórna, Mikuliczyn, Kuty, Żabia, Krzyworównia,
Popadja i Hryniawa) i złożony w Sekcji Geologicznej w 1885
r. Po dokonaniu korekt i uzyskaniu przez Komisję środków
finansowych na dalsze prace kartograficzne, arkusze zostały przekazane do Wojskowego Instytutu Geograficznego
w Wiedniu w celu wydrukowania. Ostatecznie drugi zeszyt
Atlasu, obejmujący mapy jak i tekst ukazał się w 1888 r. [1].
R. Zuber jest również autorem 17 zeszytu Atlasu – Arkusz
Skole, opublikowanego w 1905 r. W roku 1886 Zuber wyjechał do Argentyny, gdzie został zatrudniony jako ekspert
– geolog oraz dyrektor przedsiębiorstwa zajmującego się
poszukiwaniem ropy naftowej. Na kontynencie amerykańskim spędził kolejne sześć lat. Po amerykańskich wojażach,
w 1893 r. powrócił do pracy na Uniwersytecie Lwowskim.
W podsumowaniu należy stwierdzić, że Profesor Rudolf
Zuber był w swoim czasie najbardziej uznanym badaczem
fliszu Karpat, a także autorem syntetycznego dzieła „Flisz
i nafta” [25], będącego jednym z klasycznych prac geologicznych epoki. Obszerne dzieło liczące 381 stron oraz opatrzone
162 ilustracjami i 3 tabelami składa się z pięciu rozdziałów.
W ostatnim rozdziale, o powstaniu bituminów i ich złóż,
zawarł on wiele interesujących podsumowań będących wynikiem zarówno badań karpackich jak również prowadzonych na innych kontynentach. W jego pięknym życiorysie
warto także odnotować, że w 1919 r. spędził kilka miesięcy
w Paryżu, współpracując z „Polskim Biurem Pokojowym”.
Zmarł 7 maja 1920 r. we Lwowie po długiej chorobie. Został
pochowany na cmentarzu Łyczakowskim. Rezultaty wyników
prac i badań, jak również zgromadzone kolekcje, w niewielkim
stopniu zostały opublikowane i uporządkowane. Dziś wiadomo tylko, że zbiory do 1939 r. znajdowały się w zakładzie
Geologicznym Uniwersytetu Lwowskiego. Czy przetrwały
wojnę i lata okupacji?
Kolejnym słynnym geologiem, który przyczynił się do
kształcenia kadr i przyszłych specjalistów był profesor
154
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Władysław Szajnocha (1858 – 1928). W roku 1874 objął
Katedrę Geologii Uniwersytetu Jagiellońskiego, nazywaną
wówczas „Gabinetem Geologicznym”, uważanym za pierwszą instytucję geologiczną na ziemiach polskich. W latach
1911-1912 oraz 1916-1917 profesor pełnił funkcję rektora
UJ. Był też pierwszym prezesem Polskiego Towarzystwa
Geologicznego, prezesem Towarzystwa Tatrzańskiego (1912 –
1922), oraz rzecznikiem ochrony środowiska naturalnego Tatr.
Niezależnie od działalności organizacyjnej rozwijał też żywą
działalność naukową. W 1884 r. opublikował rozprawę „Studia
Geologiczne w Karpatach Galicji Zachodniej”, początkującą
jego badania nad fliszem karpackim. W 1891 wydał pracę pod
tytułem: „Źródła mineralne Galicji” a w latach 1893 – 1894
dwutomowe dzieło „Płody kopalne Galicji”. Istotną częścią
dorobku profesora Szajnochy jest również 15 map w skali
1 : 75 000, wchodzących w skład „Atlasu Geologicznego
Galicji”. Odrębną grupą prac Szajnochy są rozprawy dotyczące zagadnień naftowych. W związku z podjęciem tej tematyki
odbył szereg podróży badawczych do Azji Środkowej, Austrii,
Norwegii i Szwecji.
W pierwszych dziesięcioleciach kopalnictwa naftowego na ziemiach polskich prace wiertnicze, poszukiwawcze
i eksploatacyjne na ogół nie opierały się na ściśle określonych
podstawach naukowo-geologicznych. Przy planowaniu i wykonywaniu wierceń poszukiwawczych kierowano się z reguły
objawami zewnętrznymi, na przykład śladami bituminów na
powierzchni terenu, co niejednokrotnie miało związek z wewnętrzną strukturą geologiczną. Tylko niektórzy z pionierów
eksploratorów zdawali sobie sprawę ze znaczenia „siodeł”
i „łęków” dla podziemnego rozmieszczenia bituminów.
O samych złożach naftowych i gazowych wiedza była bardzo ograniczona. Również samo pojęcie złoża bitumicznego
rozumiane było bardzo rozmaicie. W samym Borysławiu
przez długi czas utrzymywało się wyobrażenie o istnieniu
wielkich zbiorników podziemnych, to znaczy wolnych
przestrzeni wypełnionych ropą naftową i gazem ziemnym.
Przypisywano również ogromne znaczenie uskokom i szczelinom. Reasumując, istnienie i rozmieszczenie podziemnych
bituminów miało zagadkowy i niemal mistyczny charakter.
Zrozumienie tych zagadnień utrudniały dodatkowo stosunki
wodne. Napotykano mianowicie wody słone ponad złożami
ropy naftowej, ale również poniżej. Od roku 1909 kwestie
wód podziemnych w rejonie pól naftowych Borysławia
stały się istotnym problemem. W całym szeregu otworów,
a zwłaszcza w Tustanowicach pojawiły się solanki. Nie
zdawano sobie wówczas sprawy z charakteru tych wód,
z ich umiejscowienia ani też stosunku do eksploatowanej ropy
naftowej. Dlatego też nie zdołano ustalić technicznych metod
postępowania, które zabezpieczałyby otwory przed zawodnieniem. Zdania fachowców na ten temat były rozbieżne. Jedni
przypisywali przyczynę zawodnienia niezamkniętym wodom
górnym, inni widzieli źródło zawodnienia w piaskowcach,
których wychodnie znajdowały się daleko za Borysławiem,
nad rzeką Stryj. Były również niesprecyzowane opinie co do
wgłębnego pochodzenia solanki.
Po pierwszej wojnie światowej w Stanach Zjednoczonych,
gdzie zaczęto wydobycie ropy naftowej na szeroką skalę,
rozwinęła się nowa dziedzina badań geologicznych – mikropaleontologia, która okazała się niezwykle pomocna dla
określenia stratygrafii warstw roponośnych [13]. W Polsce
pionierem takich badań był Józef Grzybowski (1869 –
1922), profesor Uniwersytetu Jagiellońskiego w Krakowie.
W latach 1895 – 1921 opublikował 30 rozpraw naukowych,
z których większość dotyczyła Karpat i poszukiwań złóż
ropy naftowej [6, 7, 8]. W związku z nasileniem się prac
wydobywczych w rejonie Borysławsko - Drohobyckim
Grzybowski podjął starania o utworzenie w Borysławiu
2015
placówki geologicznej, która miałaby na celu zachowanie
i uporządkowanie różnorodnych materiałów uzyskiwanych
w wyniku działalności górniczej. Ponadto w kopalnianym
przemyśle naftowym dojrzał pogląd o potrzebie specjalnych
fachowców i istnieniu specjalnej instytucji, która zajęłaby
się geologią kopalń i terenów naftowych, jak również zagadnieniami dotyczącymi bituminów, gazu ziemnego oraz
słonych wód podziemnych. Grzybowski zaproponował
w 1909 r. założenie przy stowarzyszeniu „Związku techników
wiertniczych” archiwum, które gromadziłoby materiały i notatki z licznych robót górniczych prowadzonych w zagłębiu
Borysławskim. W rejonie tym, w 1910 r., działały 52 przedsiębiorstwa, które dysponowały łącznie 179 otworami wiertniczymi, 19 z nich przekroczyło głębokość 1200 m. Najgłębszy
z nich znajdował się w kopalni nr 1 „Irys” w Tustanowicach.
Urzeczywistnieniem projektu zajęła się ostatecznie „Izba
Pracodawców w Przemyśle Naftowym”, podejmując
1 czerwca 1912 r. decyzję o powołaniu „Stacji geologicznej
w Borysławiu”. Jednocześnie opracowano tymczasowy regulamin Stacji. Kierownikiem stacji w czerwcu 1912 r. został
Bolesław Kropaczek (1886 - 1914), który w 1905 r. rozpoczął studia geologiczne na Uniwersytecie Wiedeńskim. Jego
wykładowcami byli m.in. Franz Eduard Suess i Viktor Uhlig.
Studia ukończył w 1910, otrzymując stopień doktora filozofii.
W latach 1910-1912 prowadził badania geologiczne finansowane przez Komisję Fizjograficzną Akademii Umiejętności
w Krakowie. Pracował także jako wolontariusz w Pracowni
Paleontologicznej Uniwersytetu Jagiellońskiego, kierowanej
przez profesora Józefa Grzybowskiego. Po objęciu funkcji
kierownika technicznego Stacji podjął badania geologii borysławsko-tustanowickiego złoża ropy naftowej. Wykonywał
także orzeczenia geologiczne terenów naftowych. Wykładał
ponadto w Krajowej Szkole Górniczej w Borysławiu. Dalszy
rozwój stacji przerwał wybuch pierwszej wojny światowej, w
czasie której zginął 18 listopada 1914 w bitwie krakowskiej,
w walkach pod Kromołowem.
Problematyka związana z poszukiwaniami ropy naftowej
i gazu ziemnego na Podkarpaciu ponownie stała się aktualna
w odrodzonej Rzeczypospolitej. Informuje o tym dyrektor
Państwowego Instytutu Geologicznego Józef Morozewicz
w sprawozdaniu za rok 1919, że dr Jan Nowak (1880 – 1940)
i dr Konstanty Tołwiński (1876 – 1961) brali udział w pracach organizacyjnych przemysłu górnictwa naftowego [9].
W przywołanym sprawozdaniu znajduje się również opis prac
prowadzonych przez pracowników Instytutu w Karpatach
i na Podkarpaciu. W Państwowym Instytucie Geologicznym
ukształtowało się wówczas zagadnienie wykorzystania
licznych już wtedy wierceń, wykonywanych z funduszów
państwowych, oraz naukowego nadzoru nad nimi. Sprawy
te powierzono Konstantemu Tołwińskiemu, co pociągnęło
dalsze kroki organizacyjne, prowadzące do reaktywowania
działalności Stacji Geologicznej w Borysławiu w ramach PIG.
Kierownikiem stacji został K. Tołwiński, a do pomocy zostali
mu przydzieleni dr B. Bujalski i dr E. Jabłoński. Zadania
nowej stacji zostały sformułowane w sprawozdaniu dyrektora
PIG [10]. Stacja w Borysławiu była w znacznej mierze finansowana przez przemysł naftowy i dlatego też została przejęta
formalnie przez Karpacki Instytut Geologiczno-Naftowy
(KIGN), w 1921 r. Praktyczne zadania Stacji nie mogłyby
być jednak realizowane bez szerokiego ujęcia problematyki
budowy geologicznej Karpat, dlatego też pracownicy stacji
brali również czynny udział w pracach terenowych Wydziału
Naftowo-Solnego Państwowego Instytutu Geologicznego.
Karpacki Instytut Geologiczno-Naftowy powstał
w 1919 r. Jego siedzibą został Borysław, jako największe centrum kopalnianego przemysłu naftowego w Polsce. W latach
1920 – 1925 studia geologiczne w Karpatach Wschodnich
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
koncentrowały się głównie w rejonie Borysławia, Skolego,
Doliny, Nadwórnej oraz w Karpatach pokuckich. W 1925 r.
opracowano i wydano Mapę geologiczną Karpat Wschodnich
w skali 1: 200 000, afiliowaną przez oba Instytuty – KIGN
oraz PIG. Na mapie tej zaznacza się wyraźnie skibowa
struktura Karpat, chociaż na stosunkowo ograniczonej
przestrzeni [16] W tym okresie stacja prowadziła ożywioną
działalność naukową — w 1926 r. przygotowano publikację
pt. Przegląd Kopalń Naftowych w Polsce z mapą w skali
1: 500 000; wydano również dwie czteroarkuszowe mapy:
strukturalną Borysławia, w skali 1:5.000 oraz geologiczną obszaru Borysław – Tustanowice – Mraźnica, w skali
1:10.000. W dalszej kolejności uzupełniano i rewidowano
zdjęcie geologiczne Karpat na najdalszych krańcach wschodnich, to jest od granicy rumuńskiej ku zachodowi, a także
w rejonie nasunięcia magursko – czarnohorskiego. Wymagały
one szczegółowych studiów i dłuższego czasu pracy
w terenie. W zbiorach Biblioteki Geologicznej PIG znajdują się dwie niezwykle ciekawe pozycje opracowane przez
Konstantego Tołwińskiego [14, 15], poświęcone budowie
geologicznej i górnictwu naftowemu w rejonie Borysławia.
Charakterystycznym elementem budowy geologicznej okolic
Borysławia jest rozpoznany wierceniami fałd borysławski,
nazywany też skibą Borysławską, znajdujący się przy samym brzegu Karpat [14]. Tołwiński wyróżnił w tej części
Karpat, oprócz wgłębnej skiby borysławskiej, pięć innych
elementów tektonicznych: skibę brzeżną, skibę orowską
(wraz z fałdem schodnickim), skibę skolską, skibę Praszki
(z fałdem mallmannstalskim) oraz skibę Zełemianki. Zostały
one przedstawione na schematycznym przekroju wykonanym
od Tustanowic w kierunku południowo-zachodnim. Autor
opisał również geologiczną charakterystykę występujących
w rejonie Borysławia złóż węglowodorów: „Borysław”,
„Niehajowice” i „Popiele”, dochodząc do wniosku, że
nagromadzenie wielkiej ilości ropy i gazu zachowało się
m.in. dzięki przykryciu przez nieprzepuszczalne warstwy
solonośne. Budowa geologiczna skolskich Karpat brzeżnych,
wraz z lokalizacją kopalń ropy naftowej i ozokerytu, została
przedstawiona na mapie w skali 1:75.000, opracowanej przez
Tołwińskiego (przy współpracy S. Krajewskiego). Tołwiński
[16] w interesujący sposób podsumował prace geologiczne
prowadzone nad budową Karpat w latach 1919 – 1939,
w efekcie czego zdefiniowano płaszczowinę magursko-czarnohorską. Stan rozpoznania wynikający z prac terenowych
pozwolił w 1938 r. na przygotowanie przeglądowej mapy
geologicznej Karpat Wschodnich, która została wykonana w
skali 1 : 200 000 i opublikowana na początku 1939 r.
Należy przyznać, że dorobek dwudziestoletniej działalności KIGN był imponujący i miał wyraz w licznych
publikacjach, mapach, monografiach czy opracowaniach
statystycznych. Ponadto w zbiorach KIGN znajdowało się
około sto tysięcy próbek geologicznych i rdzeni wiertniczych,
stanowiących niezmiernie cenny materiał do dalszych badań.
Trzeba również podkreślić wzorową współpracę geologów
KIGN oraz PIG bez której trudno sobie wyobrazić osiągnięcie postępu wiedzy na temat budowy geologicznej Karpat.
W swoim innym opracowaniu Tołwiński [15], zwraca uwagę
na brak zachowania racjonalnych zasad eksploatacji złóż
borysławskich; dotyczyło to przede wszystkim szybkiego ich
odgazowania. Dlatego też, po szybkim wzroście produkcji, od
1909 r. nastąpił jej szybki spadek. Na szeroką skalę wzrosło
również nawodnienie terenu, z którym nie potrafiono sobie
poradzić. Po pierwszej wojnie światowej wystąpił także łagodny spadek wydobycia, a złoża pozbawione są przeważnie
naturalnego ciśnienia. Przytoczone przez Tołwińskiego dane
z 1936 r. świadczą jednak, że na terenie Borysławia działało
siedem dużych spółek oraz 227 innych, mniejszych firm!
155
W sumie eksploatowano 759 otworów, z których wydobyto
27 132 cystern (brak odniesienia do współczesnych jednostek objętościowych). Tołwiński zwrócił również uwagę na
możliwość przedłużenia eksploatacji poprzez umieszczenie
pewnej liczby otworów na peryferiach terenów zwierconych
oraz eksploatowanie złóż płytszych, uprzednio pomijanych.
W 1939 r. tak zwany „Wielki Borysław” był pod względem obszaru trzecim co do wielkości miastem w Polsce,
po Warszawie i Łodzi. Na przestrzeni około 15 kilometrów
kwadratowych znajdowało się 1300 odwiertów. Stąd też
pochodziło 70% ropy naftowej wydobywanej na obszarze
II Rzeczypospolitej. W niezwykle interesującym opracowaniu S.S Niciei na temat „kresowego trójmiasta” znalazł
się opis Borysławia, pochodzący ze starego przewodnika
turystycznego: „Borysław to połączenie Warszawy z zapadłą
mieścina poleską, połączenie amerykańskiego rozmachu ze
wschodnim zacofaniem (…) Będąc co do obszaru jednym
z największych po Warszawie miast w Polsce – nie posiada
charakteru miasta, będąc najbogatszym ma wygląd nędzarza,
będąc nędzarzem – iskrzy wspaniałością. Obok nowoczesnych
gmachów – pochylone lepianki, obok bogatych wystaw sklepowych – nędzne stragany, a wszędzie jak okiem sięgnąć, las
wież wiertniczych” [12].
Podsumowując zaprezentowany materiał, należy uznać, że
badania naukowe nad poszukiwaniem i wykorzystaniem ropy
naftowej na ziemiach polskich należą do najwcześniejszych
na świecie. Stały się one podstawą do rozwoju przemysłu
naftowego. Postęp techniczny w metodach poszukiwania ropy
poprzez stosowanie odwiertów od 1874 roku przyczynił się
do intensyfikacji poszukiwań, co spowodowało wzrost wydobycia ropy naftowej, przede wszystkim na terenie Galicji.
Poszukiwania geologiczne przyczyniły się do odkrycia nowych złóż na całym niemal Podkarpaciu. Okres 1883–1913
był także pomyślny dla rozwoju przemysłu przetwórstwa ropy
naftowej. Polski przemysł naftowy należał w tym okresie do
nowoczesnych gałęzi przemysłu i stał się motorem rozwoju
gospodarczego rejonu Podkarpacia. Istotnym czynnikiem
wspierającym ten proces był dopływ do przemysłu naftowego
wysoko wykształconych specjalistów. W okresie międzywojennym jakkolwiek uzyskano ważny postęp w rozpoznaniu
budowy geologicznej Karpat, wydobycie ropy naftowej
wykazywało tendencję spadkową, spowodowaną wieloma
czynnikami. Jednym z nich był okres kryzysu światowego.
Spowodował on zmniejszenie nakładów na poszukiwania nowych złóż ropy naftowej, a także zmniejszenie jej wydobycia
z eksploatowanych odwiertów oraz mniejszy popyt na produkty przetwórstwa ropy naftowej. Pod koniec okresu międzywojennego, w latach 1928–1939 następuje rozszerzenie obszaru
poszukiwań ropy naftowej na teren Gór Świętokrzyskich,
rejonu Tarnowa i Niżu Polskiego, gdzie odkryto nowe złoża
ropy naftowej.
1 września 1939 r. Niemcy napadają na Polskę. Po zwycięskiej kampanii niemieccy okupanci w tym samym roku
przejmują wszystkie kopalnie, rafinerie, gazoliniarnie i inne
przedsiębiorstwa związane z naftą i gazem działające na
terenie Generalnego Gubernatorstwa (razem 66 przedsiębiorstw). Na dawnych polskich terenach naftowych tworzą
koncern Beskiden Erdöl Gewinnungs-Gesellschaft m.b.h.
Jasło. W zakładach tych nadal pracują Polacy, choć już nie
obejmują stanowisk kierowniczych. Z kolei Borysław trafia
do sowieckiej strefy okupacyjnej, następuje definitywny koniec „kresowego trójmiasta”, ale to już zupełnie inna historia.
Praca została przygotowana w ramach zadania
nr 61.9610.1401.00.0, finansowanego ze środków dotacji Ministerstwa Nauki i Szkolnictwa Wyższego dla
Państwowego Instytutu Geologicznego – Państwowego
Instytutu Badawczego, na działalność statutową.
156
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Literatura
Alexandrowicz S. W.,: Sekcja Geologiczna Komisji Fizjograficznej TNK
i AU – działalność i osiągnięcia, Polska Akademia Umiejętności, Studia
i Materiały do dziejów PAU, Tom V, Kraków 2008.
2. Angermann K.,: Tereny naftowe kopalni Wgo Stawiarskiego i spółki
angielskiej w Lipinkach, „Kosmos”, rok osiemnasty, Lwów 1893.
3. Angermann K.,: Źródła naftowe w zakładzie kopalnianym w Iwoniczu
(kopalnia Wgo K. Lewakowskiego i Spółki), „Kosmos”, rok osiemnasty,
Lwów 1893.
4. Brzozowski S.,: Ignacy Łukasiewicz. W: Historia Polskiego Przemysłu
Naftowego. t. 1. Red. R. Wolwowicz Brzozów-Kraków 1994 .
5. Chałubińska A.,: Ludwik Zejszner jako geograf. Kosmos: czasopismo Polskiego Towarzystwa Przyrodników im. Kopernika, Seria A.
Rozprawy, R. 53, z. 2-3, Lwów 1928.
6. Grzybowski J.,: Mikrofauna karpackiego piaskowca spod Dukli (z
pięcioma tablicami), Rozpr. Akad. Umiej. Wydz. Mat. Przyr., Tom IX,
Seria II, Kraków 1895.
7. Grzybowski J.,: Otwornice pokładów naftowych okolic Krosna (z trzema
tablicami), Rozpr. Akad. Umiej. Wydz. Mat. Przyr., Tom XIII, Seria II,
Kraków 1901.
8. Grzybowski J.,: Przegląd obszarów naftonośnych Karpat polskich z mapą
w skali 1 : 200 000, Nakład „Teuwege”, Kraków – Warszawa 1919.
9. Morozewicz J., 1920 – Kronika Instytutu, Sprawozdanie Polskiego
instytutu Geologicznego, t. 1, z. 1, 77 – 97, Warszawa 1920.
10. Morozewicz J.,: Kronika Instytutu, Sprawozdanie Polskiego Instytutu
Geologicznego. Badania terenowe wykonane w lecie 1924 i program
badań terenowych w 1925, t. III, z. 1–2, 1–25, Warszawa 1925.
11. Munia J.,: Historia przemysłu naftowego na ziemiach polskich, W kręgu
lampy naftowej, Krosno 2001,
12. Nicieja S.S.,: Kresowe Trójmiasto – Truskawiec – Drohobycz –
Borysław, Wydawnictwo MS, Opole 2009.
1.
2015
13. Rymar S.,: Zarys historii badań geologicznych obszaru Pogórza
Karpackiego, Dynów 2011.
14. Tołwiński K.,: Skolskie Karpaty brzeżne z uwzględnieniem geologii
Borysławia, Państwowy Instytut Geologiczny – Wydział Naftowo –
Solny, Kasa im. Mianowskiego w Warszawie, Warszawa – Borysław
1925.
15. Tołwiński K.,: Kopalnie nafty i gazów ziemnych w Polsce – Borysław,
Karpacki Instytut Geologiczno-Naftowy, Warszawa – Borysław, Lwów
1937.
16. Tołwiński K.,: Karpacki Instytut Geologiczno-Naftowy 20-lecie działalności, Kopalnictwo Naftowe w Polsce, nr 4, Borysław – Lwów, 1939.
17. Tryszczyło-Mróz A.,: Początki kopalnictwa ropy naftowej na ziemi bieckiej i lwowskiej, www.ornatowski.com/lib/kopalnictwo.htm, Kraków
2003.
18. Twaróg M.,: Nafta i jej zastosowanie, W kręgu lampy naftowej, Krosno
2001.
19. Zuber R.,: Stosunki geologiczne okolic Mraźnicy i Schodnicy,
„Kosmos”, vol. VI, Lwów 1881.
20. Zuber R.,: Nafta i wosk ziemny w Galicji, Wszechświat, Warszawa
1883.
21. Zuber R,.: O łączności Karpat z Alpami, „Kosmos”, vol. IX, Lwów
1884a.
22. Zuber R.,: Wycieczka geologiczna do Tatr, Pamiętniki Towarzystwa
Tatrzańskiego IX, Kraków 1884b.
23. Zuber R.,: Geologiczne warunki występowania nafty w Karpatach,
Czasopismo Towarzystwa Aptekarskiego, Lwów 1885.
24. Zuber R.,: Studia geologiczne we Wschodnich Karpatach, „Kosmos”,
rok dziesiąty, Lwów 1885a.
25. Zuber R.,: Flisz i Nafta. Wydawnictwo Towarzystwa dla Popierania
Nauki Polskiej. Dział II, 2. Lwów 1918.
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Wykaz recenzentów w 2015 r.
dr hab. inż. Henryk Badura
dr inż. Ireneusz Baic
dr inż. Artur Bator
dr inż. Sławomir Bednarczyk
prof. dr hab. inż. Jan Białek
prof. dr hab. inż. Jolanta Biegańska
dr Marzena Bielecka
dr hab. inż. Marek Borowski
dr hab. inż. Marian Branny
dr hab. inż. Jarosław Brodny
dr hab. inż. Dariusz Chlebowski
dr hab. inż. Marcin Chodak
prof. dr hab. inż. Stanisław Cierpisz
prof. dr hab. inż. Wojciech Ciężkowski
dr hab. Krzysztof Cybulski
prof. dr hab. inż. Piotr Czaja
dr hab. inż. Jacek Czaplicki
dr inż. Kajetan d’Obyrn
prof. dr hab. inż. Marian Dolipski
dr hab. inż. Jan Drzewiecki
prof. dr hab. inż. Józef Dubiński
prof. dr hab. inż. Wacław Dziurzyński
dr hab. inż. Kazimierz Furmanik
dr hab. inż. Krzysztof Galos
dr hab. Marek Gawor
dr inż. Piotr Głuch
dr inż. Barbara Gołąbek
prof. dr hab. inż. Andrzej Gonet
mgr inż. Alina Goździk
dr Ireneusz Grzybek
dr Eligiusz Jędrzejec
dr hab. inż. Leszek Jurdziak
dr hab. inż. Józef Kabiesz
prof. dr hab. inż. Maciej Kaliski
dr inż. Olga Kaszowska
prof. dr hab. inż. Zbigniew Kasztelewicz
dr inż. Witold Kawalec
dr hab. inż. Marian Kawulok
dr hab. inż. Marek Kęsek
dr inż. Anna Kijewska
prof. dr hab. inż. Henryk Kleta
prof. dr hab. Adam Klich
dr Józef Knechtel
prof. dr hab. inż. Władysław Konopko
dr hab. inż. Waldemar Korzeniowski
dr inż. Aleksandra Koteras
dr inż. Andrzej Kotyrba
dr hab. inż. Andrzej Kowalski
dr inż. Antoni Kozieł
prof. dr hab. inż. Wiesław Kozioł
dr hab. inż. Eugeniusz Krause
prof. dr hab. inż. Krzysztof Krauze
dr inż. Alicja Krzemień
dr inż. Joanna Kurzeja
dr hab. inż. Małgorzata Labus
prof. dr hab. Kazimierz Lebecki
dr hab. inż. Tomasz Lipecki
prof. dr hab. inż. Andrzej Lisowski
dr hab. inż. Adam Lurka
dr inż. Marcin Lutyński
dr inż. Łukasz Machniak
dr hab. inż. Jadwiga Maciaszek
prof. dr hab. inż. Roman Magda
dr hab. inż. Piotr Małkowski
dr inż. Anna Manowska
prof. dr hab. inż. Andrzej Maranda
prof. dr hab. inż. Henryk Marcak
dr Joanna Martyka
prof. dr hab. inż. Tadeusz Mikoś
dr inż. Szymon Modrzejewski
prof. dr hab. inż. Eugeniusz Mokrzycki
prof. dr hab. inż. Jacek Motyka
dr inż. Jerzy Mróz
dr hab. inż. Grzegorz Mutke
dr inż. Wojciech Naworyta
prof. dr hab. inż. Stanisław Nawrat
dr hab. inż. Tomasz Niemiec
dr hab. inż. Andrzej Nierobisz
dr hab. inż. Dariusz Obracaj
dr inż. Tadeusz Olkuski
dr inż. Józef Parchański
dr inż. Renata Patyńska
dr hab. inż. Zenon Pilecki
prof. dr hab. inż. Edward Popiołek
prof. dr hab. inż. Krystian Probierz
dr inż. Dariusz Prostański
dr hab. inż. Stanisław Prusek
dr inż. Barbara Ptak
dr inż. Andrzej Pytlik
dr hab. inż. Barbara Radwanek-Bąk
dr inż. Marek Rotkegel
dr hab. inż. Czesław Rybicki
dr hab. inż. Jan Skowronek
dr inż. Grzegorz Sporysz
prof. dr hab. inż. Antoni Sroka
dr hab. inż. Krystyna Stec
prof. dr hab. inż. Kazimierz Stoiński
prof. dr hab. inż. Stanisław Stryczek
dr inż. Marta Sukiennik
dr hab. inż. Józef Sułkowski
dr hab. inż. Jacek Szczepiński
prof. dr hab. inż. Jan Szlązak
prof. dr hab. inż. Nikodem Szlązak
dr hab. inż. Leszek Szojda
dr hab. inż. Tomasz Śliwa
dr inż. Mieczysław Ślósarz
prof. dr hab. inż. Tadeusz Tatara
prof. dr hab. inż. Lesław Teper
157
158
dr inż. Katarzyna Tobór-Osadnik
dr hab. inż. Barbara Tomaszewska
dr hab. inż. Stanisław Trenczek
prof. dr hab. inż. Wacław Trutwin
prof. dr hab. inż. Ryszard Uberman
prof. dr hab. inż. Jan Walaszczyk
prof. dr hab. inż. Stanisław Wasilewski
dr hab. inż. Mirosław Wierzbicki
PRZEGLĄD GÓRNICZY
dr inż. Ewelina Włodarczyk
dr hab. inż. Andrzej Wojewódka
dr hab. Andrzej Wójcik
dr inż. Małgorzata Wyganowska
dr hab. inż. Małgorzata Wysocka
dr inż. Albin Zdanowski
dr hab. inż. Jan Ziaja
prof. dr hab. inż. Wacław Zuberek
2015
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
159
Nasi Prenumeratorzy
1. Jastrzębska Spółka Węglowa S.A
2. Kompania Węglowa S.A
3. Katowicki Holding Węglowy S.A
4. Węglokoks Kraj Sp. z o.o.
5. KWK „Budryk”
6. KWK „Kazimierz – Juliusz” Sp. z o.o.
7. KWK „Krupiński”
8. KWK „Knurów-Szczygłowice”
9. Lubelski Węgiel „Bogdanka” S.A
10.KWB „Sieniawa” Sp. z o.o.
11.Przedsiębiorstwo Górnicze SILESIA Sp. z o.o.
12.Zakłady Górniczo-Hutnicze BOLESŁAW S.A
13.KGHM Centrum Badawczo Rozwojowe „Cuprum” Sp.
z o.o.
14.Zakład Górniczy „Siltech” Sp. z o.o.
15.Bergerat Monnoyeur Sp. z o.o.
16.Kopalnia Wapienia „Czatkowice” Sp. z o.o.
17.Minova – Ekochem S.A
18.Przedsiębiorstwo Robót Górniczo-Wiertniczych LUBIN
Sp. z o.o.
19.Zakład Specjalistycznych Robót Górniczych „ZSRG”
sp. z o.o.
20.Zakład Odmetanowania Kopalń „ZOK” Sp. z o.o.
21.KOPEX S.A
22.KOPEX Przedsiębiorstwo Budowy Szybów S.A
23.KOPEX-EX-COAL Sp. z o.o.
24.Centrum, Usług Specjalistycznych Centralnej Stacji
Ratownictwa Górniczego CEN-RAT Sp. z o.o.
25.REMAG S.A
26.AGH Wydział Geologii, Geofizyki i Ochrony
Środowiska
27.AGH Wydział Inżynierii Mechanicznej i Robotyki
Biblioteka
28.AGH Wydział Górnictwa i Geoinżynierii
29.AGH Biblioteka Główna
30.Regionalna Dyrekcja Ochrony Środowiska w Kielcach
31.Główny Instytut Górnictwa
32.Instytut Techniki Górniczej KOMAG
33.Instytut Mechanizacji Budownictwa i Górnictwa
Skalnego
34.Poltegor Instytut Górnictwa Odkrywkowego
35.Polski Związek Pracodawców Producentów Kruszyw
36.Zarząd Oddziału SITG Bytom
37.Zarząd Oddziału SITG Chorzów – Ruda
38.Zarząd Oddziału SITG Gliwice – Zabrze
39.Zarząd Oddziału SITG Kielce
40.Zarząd Oddziału SITG Lublin
41.Zarząd Oddziału SITG Rybnik
42.Silesian Coal Sp. z o.o.
43.Kooperacja POLKO Sp. z o.o.
44.„Ruch” S.A Warszawa
45.Instytut Napędów i Maszyn Elektrycznych KOMEL
46.Garmond Press S.A
47.Centrala Handlu Zagranicznego „Ars Polonia”
48.LEGATO Sp. z o.o.
49.LIBRA Janusz Kabath
50.Famur S.A.
51.Famur Institute Sp. z o.o.
52.Przedsiębiorstwo Handlowo-Usługowe EKO-WIN
53.HYDROTECH S.A
54.SMT SCHARF POLSKA Sp. z o.o.
55.Gmina Puchaczów
56.Sekcja Dystrybucji Działu Administracji Wydawnictw
57.Uczelnia Zawodowa Zagłębia Miedziowego
58.Muszyński Lucjan
59.Konferencje tematyczne, sympozja, marketing,
biblioteki egz. obowiązkowe, wyd. abstrakt, Rada
Programowa , Kolegium Redakcyjne
Dziękujemy dotychczasowym prenumeratorom
i zachęcamy innych do korzystania z wiedzy prezentowanej w naszym Przeglądzie Górniczym
Redakcja
Przeglądu Górniczego
160
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
161
PRZEGLĄD GÓRNICZY
CZASOPISMO NAUKOWO-TECHNICZNE
POŚWIĘCONE ZAGADNIENIOM GÓRNICTWA
ORGAN STOWARZYSZENIA
INŻYNIERÓW I TECHNIKÓW GÓRNICTWA
ROCZNY SPIS TREŚCI
2015
162
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
163
Działowy spis treści rocznika 2015
1.
2.
3.
4.
5.
6.
7.
8.
9.
10.
11.
12.
13.
14.
15.
A. Geologia, geologia inżynierska, hydrogeologia, geofizyka, zasoby, ochrona złóż, geodezja
górnicza
Analiza utrzymania stateczności wyrobisk korytarzowych w długim okresie – prof. dr hab. inż. Tadeusz
Majcherczyk, dr hab. inż. Piotr Małkowski, dr inż.
Zbigniew Niedbalski ..................................................
Charakterystyka i sejsmologiczne metody analizy
aktywności sejsmicznej Górnośląskiego Zagłębia
Węglowego – dr hab. inż. Krystyna Stec, dr hab. inż.
Adam Lurka ...............................................................
Zastosowanie modelu MSW do opisu sorpcji gazów
kopalnianych na wybranej próbce węgla z Rybnickiego Okręgu Węglowego – dr inż. Paweł Baran,
dr inż. Grzegorz S. Jodłowski, dr inż. Marta Wójcik,
prof. dr hab. Katarzyna Zarębska .............................
Rozwój kartografii geologicznej na Górnym Śląsku
w świetle wybranych map historycznych – dr hab.
Stanisław Wołkowicz, prof. dr hab. inż. Marek Graniczny, mgr Krystyna Wołkowicz, mgr inż. Halina
Urban, mgr inż. Zbigniew Kowalski, dr inż. Albin
Zdanowski ..................................................................
Wykształcenie litologiczne warstw orzeskich w obszarze Synkliny Mikołowa – dr inż. Borys Borówka,
dr inż. Iwona Jonczy ..................................................
Dekoncentracja obszarów eksploatacji dla zminimalizowania liczby i energii wysokoenergetycznych
zjawisk sejsmicznych – dr hab. inż. Jan Drzewiecki,
mgr inż. Adam Piernikarczyk .....................................
Naziemne skanowanie laserowe 3d, doświadczenia
i perspektywy – dr inż. Piotr Gruchlik .........................
Monitoring drgań wzbudzanych robotami strzałowymi – 2 lata pracy zautomatyzowanego systemu pomiarowego KSMD – dr inż. Józef Pyra, dr inż. Anna
Sołtys, dr inż. Jan Winzer ...........................................
Analiza wpływów sejsmicznych na środowisko szybu przy prowadzeniu robót górniczych za pomocą
materiałów wybuchowych – studium przypadku –
dr inż. Józef Pyra, dr inż. Jan Winzer, dr inż. Anna
Sołtys, mgr inż. Michał Dworzak, mgr inż. Andrzej
Biessikirski ................................................................
Analiza możliwości zwiększenia masy ładunku
MW odpalanego w serii w zadanych warunkach
geologiczno-górniczych - dr inż. Józef Pyra, dr inż.
Jan Winzer, dr inż. Anna Sołtys, mgr inż. Michał
Dworzak, mgr inż. Andrzej Biessikirski .....................
Wstępna analiza możliwości zastosowania cyfrowej
niemetrycznej fotogrametrii naziemnej z wykorzystaniem metody SfM (Structure-from-Motion) w robotach strzałowych – mgr inż. Michał Dworzak, mgr
inż. Andrzej Biessikirski, dr inż. Józef Pyra, dr inż.
Jan Winzer, dr inż. Anna Sołtys .................................
Badania efektu sejsmicznego a nowoczesne systemy
odpalania ładunków MW – dr inż. Jan Winzer, dr inż.
Józef Pyra, dr inż. Anna Sołtys ..................................
Górnictwo odkrywkowe kopalin okruchowych
- spojrzenie geoprzestrzenne – dr inż. Łukasz
Machniak, prof. dr hab. inż. Wiesław Kozioł, dr inż.
Dorota Łochańska .....................................................
System monitorowania drgań gruntu wywołanych
silnymi wstrząsami na powierzchni obszaru górniczego O/ZG Rudna – mgr inż. Eugeniusz Koziarz,
mgr inż. Jerzy Wróbel, mgr inż. Arkadiusz Anderko,
dr inż. Adam Mirek .....................................................
Predykcja przemieszczeń pionowych na obszarze
LGOM z wykorzystaniem sztucznych sieci neuronowych – dr hab. inż. Maria Mrówczyńska ...................
Nr
Str.
1
53
1
83
2
10
3
107
4
52
5
3
5
20
7
7
16.
17.
18.
19.
20.
21.
22.
1.
9
41
2.
3.
9
47
4.
9
61
9
69
5.
6.
9
92
10
17
10
37
7.
8.
Wyniki powierzchniowych badań geochemicznych
w rejonie odwiertów ukierunkowanych na poszukiwanie i udostępnienie gazu ze złóż niekonwencjonalnych – dr hab. inż. Henryk Sechman, dr inż. Marek
Dzieniewicz, prof. dr hab. inż. Maciej Kotarba, mgr
inż. Piotr Guzy, dr Monika Konieczyńska, mgr Olga
Lipińska .....................................................................
Określenie stanu podporowej tamy przeciwwodnej
i jej ruchów na podstawie obserwacji geodezyjnych
w komorze Layer w kopalni Wieliczka – dr inż.
Agnieszka Maj, dr hab. inż. Kajetan d’Obyrn ............
Analiza turbulentnej strugi powietrza w pobliżu
ociosów wyrobiska górniczego w aspekcie poprawności rozmieszczenia anemometrów stacjonarnych
w przekroju pomiarowym – dr inż. Przemysław
Skotniczny ..................................................................
Metodyka analizy wzorcowych przepływów wykorzystywanych w badaniach własności anemometrycznych przyrządów pomiarowych – dr inż. Paweł
Jamróz, dr inż. Katarzyna Socha, mgr inż. Maciej
Bujalski, prof. dr hab. inż. Paweł Ligęza, dr inż.
Elżbieta Poleszczyk ....................................................
Implementacja metod znaczników termicznych
w pomiarach prędkości przepływu gazów w aerologii
górniczej – prof. dr hab. inż. Paweł Ligęza ...............
Wieloźródłowość wysokoenergetycznych wstrzasów górniczych występujących w czasie eksploatacji
ścianowej pokładu węgla w zmiennych warunkach
górniczo-geologicznych – mgr Małgorzata Knopik,
prof. dr hab. inż. Wacław M. Zuberek, dr Łukasz
Wojtecki .....................................................................
Charakterystyka „tąpaniowo-energetyczna” dla danych zarejestrowanych w GZW – aktualizacja do
2013 r. – Iwona Gołda ...............................................
B. Eksploatacja, gospodarka zasobami, roboty
górnicze, podsadzanie
Przebudowa i zabezpieczenie na wpływy górnicze
niewielkiego wiaduktu kolejowego zintegrowanego
z nasypem – dr inż. Piotr Bętkowski ..........................
Energia i siły powodowane eksploatacją górniczą –
dr hab. inż. Tomasz Niemiec .......................................
Doświadczenia z eksploatacji górniczej pod obiektem Kościoła pw. Świętego Krzyża w Bytomiu-Miechowicach – mgr inż. Leszek Słowik, mgr inż. Leszek
Chomacki, mgr inż. Dariusz Szołtysek ........................
Eksploatacja górnicza w filarze ochronnym dla śródmieścia Bytomia, historia i teraźniejszość – dr hab.
inż. Andrzej Kowalski prof. GIG, mgr inż. Leonard
Klabis .........................................................................
Eksploatacja ropy naftowej metodami górnictwa
podziemnego w danym złożu Wietze – prof. dr hab.
inż. Krystian Probierz, Prof. Dr. rer. Nat. Habil. Norbert Volkmann, dr hab. inż. Marek Marcisz, Dipl.-Ing. Wolfgang Hänsel ...............................................
Eksploatacja surowców skalnych na terenie województwa śląskiego – mgr inż. Agata Lorek ...............
Wykorzystanie środowiska Lab View do monitorowania elementu procesu wydobywczego – dr hab.
inż. Marek Kęsek, dr hab. inż. Dariusz Fuksa, dr inż.
Mieczysław Ślósarz, dr inż. Artur Bator .....................
Modułowe programy komputerowe wspomagające
prowadzenie robót strzałowych – mgr inż. Andrzej
Biessikirski, mgr inż. Michał Dworzak, mgr inż.
Michał Twardosz, dr inż. Józef Pyra, dr inż. Jan Winzer,
dr inż. Anna Sołtys ...............................................
10
68
11
68
11
80
11
88
11
95
12
12
12
20
Nr
Str.
3
1
3
55
3
89
5
33
6
57
7
62
8
26
9
55
164
9.
10.
11.
12.
1.
2.
3.
4.
5.
6.
7.
8.
9.
10.
11.
12.
13.
14.
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Podziemna eksploatacja węgla brunatnego na Ziemi
Lubuskiej – dawne górnictwo, współczesny problem
– dr Agnieszka Gontaszewska ....................................
Zastosowanie w górnictwie światowym systemu
ścianowo-podbierkowego do eksploatacji grubych
pokładów węgla kamiennego i lignitu – dr hab. inż.
Waldemar Korzeniowski, mgr inż. Dušan Terák, mgr
inż. Radosław Waloski ................................................
Wpływ podsadzania pustek po podziemnym zgazowaniu węgla na wielkość deformacji powierzchni –
prof. dr hab. inż. Franciszek Plewa, dr inż. Zdzisław
Mysłek ........................................................................
Współczesne techniki eksploatacji soli kamiennej
w kopalniach podziemnych – dr inż. Katarzyna Poborska-Młynarska ......................................................
C. Deformacje powierzchni i górotworu. Szkody
górnicze
Wpływ UHS na stan deformacji i naprężeń w górotworze generowanych eksploatacją rudy miedzi
systemem filarowo-komorowym – dr inż. Janusz
Makówka, dr inż. Jacek Myszkowski ...........................
Wpływ UHS na zmiany energii sprężystej akumulowanej w górotworze nad polem eksploatacji rudy
miedzi systemem filarowo-komorowym – dr inż.
Janusz Makówka, dr inż. Jacek Myszkowski .............
Analiza rozkładu szkód górniczych po wysokoenergetycznych wstrząsach z dnia 21 kwietnia 2011 r. i 7
czerwca 2013 r. w kopalni „Rydułtowy-Anna” na tle
lokalnej tektoniki – dr hab. inż. Elżbieta Pilecka, prof.
PK, mgr inż. Renata Szermer-Zaucha .......................
Rola tektoniki w oddziaływaniu na powierzchnię –
dr hab. inż. Elżbieta Pilecka, prof. PK .......................
Koncepcje wzmocnienia zabytkowego budynku neogotyckiego kościoła w związku z planowanym prostowaniem obiektu – dr hab. inż. Krzysztof Gromysz .
Zmiana sztywności nawierzchni drogowej w obszarze deformacji nieciągłej – dr inż. Marcin Grygierek,
mgr inż. Agata Waszak ..............................................
Osąd eksperta w ochronie istniejących obiektów
budowlanych na terenach górniczych – dr hab. inż.
Marian Kawulok ........................................................
Kryteria dopuszczenia eksploatacji górniczej pod
terenami zabudowanymi – dr inż. Wiesław Mika, dr
inż. Olga Kaszowska .................................................
Analiza obliczeniowa ciągów budynków w Bytomiu-Karbiu z uwzględnieniem prognozowanych poziomych deformacji terenu górniczego – mgr inż. Leszek
Chomacki, mgr inż. Beata Parkasiewicz ....................
Kompleksowe wykorzystanie przetworzeń DInSAR
i PSInSAR w badaniu pionowych przemieszczeń terenu na obszarach granicznych: przykłady z Bytomia
i Katowic – mgr inż. Maria Przyłucka, prof, dr hab.
Marek Graniczny .......................................................
Analiza współpracy budowla-podłoże gruntowe dla
ściany murowanej obciążonej wpływem nieciągłych
deformacji podłoża górniczego – dr hab. inż. Leszek
Szojda ........................................................................
Propozycja prognozowania deformacji powierzchni
spowodowanych eksploatacją dwóch ścian w górnictwie nienaruszonym – prof. dr hab. inż. Jan Zych,
prof. dr hab. inż. Wiesław Piwowarski ......................
Zasięg strefy spękań w otoczeniu wyrobiska przyścianowego w trakcie dwóch faz jego istnienia – za
frontem pierwszej ściany i przed frontem drugiej
ściany – dr inż. Łukasz Herezy ...................................
Deformacja wyrobiska przyściankowego w jednostronnym otoczeniu zrobów przed frontem drugiej
ściany eksploatacyjnej – dr inż. Łukasz Herezy ..........
15.
10
1
16.
12
6
12
28
17.
18.
12
Nr
1
140
Str.
61
19.
1.
2.
1
67
3.
4.
1
74
2
43
3
3
3
21
30
38
5.
6.
7.
8.
9.
3
44
10.
3
72
11.
3
3
80
96
1.
3
101
2.
4
47
3.
7
1
Oddziaływanie eksploatacji górniczej na sieci uzbrojenia – dr hab. inż. Andrzej Kowalski, prof. GIG,
dr inż. Piotr Kalisz, mgr inż. Magdalena Zięba ..........
Wpływ typu budynku na transmisję spektrów odpowiedzi od drgań górniczych z gruntu na fundamenty
– prof. dr hab. inż. Krystyna Kuźniar, prof. dr hab.
inż. Tadeusz Tatara ....................................................
Analiza wpływu wysokoenergetycznego wstrząsu
z dnia 29.01.2015 roku w KWK „Rydułtowy-Anna”
i lokalnej tektoniki na szkody górnicze w budynkach
– dr hab. inż. Elżbieta Pilecka, prof. PK, mgr inż.
Renata Szeremer-Zaucha ...........................................
Doświadczenia w ograniczeniu skutków wpływu
eksploatacji na wyrobiska górnicze – mgr inż. Adam
Ratajczak, mgr inż. Tomasz Śledź, mgr inż. Roland
Bobek, dr inż. Piotr Głuch .........................................
Wpływ postępu frontu ściany na przemieszczenia
powierzchni terenu – dr inż. Krzysztof Tajduś ...........
2015
10
9
10
31
10
51
10
59
11
106
E. Maszyny i urządzenia górnicze
Analiza wpływu strzemion na parametry pracy złącza ciernego – dr hab.inż. Jarosław Brodny ..............
Hydrauliczny wciągnik łańcuchowy He WŁ-3/6A –
dr inż. Marek Kalita ...................................................
Właściwości dynamiczne cyfrowego anemometru
skrzydełkowego – mgr inż. Piotr Ostrogórski ...........
Identyfikacja cech geometrycznych wykonanych nożami kombajnów górniczych z wykorzystaniem skanera laserowego – dr hab. inż. Piotr Cheluszka, mgr
inż. Jakub Dziędziel ...................................................
Wybrane sposoby wzmacniania skorodowanej stalowej obudowy odrzwiowej – dr hab. inż. Stanisław
Prusek, dr inż. Marek Rotkegel, mgr inż. Łukasz
Małecki ......................................................................
Graniczne wartości obciążenia dynamicznego powodujące niszczenie okładzin górniczych – dr inż.
Andrzej Pytlik .............................................................
Wybrane przykłady nietypowych konstrukcji portalowej obudowy odgałęzień i skrzyżowań – dr inż.
Marek Rotkegel ..........................................................
Analizy kolizyjności w szynowym transporcie pomocniczym – dr inż. Marek Dudek, inż. Jacek Pawlas
Wyznaczanie momentu maszyn dużej mocy pracujących w zakładach wydobywczych i przerobowych
– dr inż. Adam Decner, inż. Lesław Iskierski .............
Pojazdy technologiczne stosowane w transporcie
w górnictwie odkrywkowym – dr inż. Przemysław
Bodziony, mgr inż. Mateusz Sikora, dr inż. Maciej
Zajączkowski, prof. dr hab. inż. Zbigniew Kasztelewicz
Analiza czynności roboczych jednonaczyniowej koparki i ładowarek w górnictwie skalnym – mgr inż.
Michał Patyk, mgr inż. Adrian Borcz, dr inż. Dorota
Łochańska ..................................................................
Nr
Str.
1
1
4
63
4
67
4
72
5
71
5
78
|
5
86
6
23
7
49
9
2
9
30
F. Przewietrzanie, klimatyzacja, zagrożenia naturalne, bezpieczeństwo i higiena pracy, ratownictwo górnicze, ochrona środowiska
Zasady klimatyzacji wyrobisk górniczych kopalń
węgla kamiennego w skrajnie trudnych warunkach
geotermicznych – dr Józef Knechtel ..........................
Zagrożenia naturalne w podziemnym górnictwie
węgla w Polsce na tle wybranych krajów Europy
i świata – dr inż. Aleksandra Koteras, dr hab. inż.
Józef Kabiesz, dr inż. Renata Patyńska ........................
Analiza warunków wentylacyjno-gazowych w trakcie prowadzenia próby podziemnego zgazowania
metodą szybową – dr hab.inż. Eugeniusz Krause, dr
inż. Alicja Krzemień ...................................................
Nr
Str.
1
14
1
25
1
31
Nr 12
4.
5.
6.
7.
8.
9.
10.
11.
12.
13.
14.
15.
16.
17.
18.
19.
20.
21.
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Zastosowanie techniki komputerowej w modelowaniu wymiany ciepła pomiędzy organizmem górnika
a gorącym otoczeniem – mgr inż. Lucjan Świerczek ..
Funkcje badawczo-interpretacyjne bilansu cieplnego
organizmu pracownika w ocenie obciążenia technicznego – prof. dr hab. inż. Józef Wacławik, dr inż.
Józef Knechtel, mgr inż. Lucjan Świerczek ...............
Dodatkowa profilaktyka tąpaniowa z wykorzystaniem strzelań w warstwach stropowych – doświadczenia KGHM Polska Miedź S.A O/ZG „Rudna”
– mgr inż. Arkadiusz Anderko, mgr inż. Mirosław
Laskowski, dr inż. Adam Mirek, mgr inż. Robert
Osman, mgr inż. Jerzy Wróbel ....................................
Zastosowanie numerycznej mechaniki płynów do
analizy przepływu strumienia powietrza przez wyrobisko górnicze z ogniskiem pożaru – dr hab. inż.
Jarosław Brodny, prof. Pol. Śl., mgr inż. Magdalena
Tutak ..........................................................................
Metan – zagrożenie i korzyści w kopalniach Kompanii Węglowej S.A – mgr inż. Halina Potoczek, mgr
inż. Lucjan Lipnicki ...................................................
Badania i rozwój nauki skuteczną drogą do poprawy bezpieczeństwa pracy w kopalniach – mgr inż.
Zbigniew Rawicki, mgr inż. Dariusz Katan ...............
Analiza przypadków ewakuacji załóg górniczych na
drogach ucieczkowych w kopalniach węgla kamiennego – prof. dr hab. inż. Jan Szlązak, dr inż. Dariusz
Musioł, dr hab. inż. Henryk Badura ...........................
Ocena efektywności odmetanowania górotworu przy
eksploatacji pokładu ścianą z podwójnym chodnikiem wentylacyjnym – prof. dr hab. inż. Nikodem
Szlązak, dr hab. inż. Marek Borowski, dr Justyna
Swolkień ....................................................................
Zapalenia i wybuchy metanu w kontekście inicjałów
związanych z zagrożeniami technicznymi i naturalnymi – dr hab. inż. Stanisław Trenczek, prof. nadzw.
ITI Emag ....................................................................
Oznaczanie metanonośności w pokładach węgla
kamiennego według nowej metody wraz z oceną
niepewności pomiarów wyniku – prof. dr hab. inż.
Nikodem Szlązak, dr inż. Marek Korzec ....................
Prewencja, profilaktyka i zapobieganie zagrożeniom
w procesie adaptacji i użytkowania podziemnych
tras turystycznych – mgr inż. Janusz Chmura, dr inż.
arch. Tomasz Wieja ....................................................
Metodyka oceny zagrożeń ze strony opuszczonych
szybów górniczych – dr inż. Adam Frolik, dr inż.
Andrzej Kotyrba .........................................................
Dobór instalacji lutniowej jako środek do zmniejszania kosztów przewietrzania drążonych wyrobisk – dr
Józef Knechtel ............................................................
Kształtowanie się potencjalnego zagrożenia gazowego amoniakiem w ścianie przy stosowaniu technologii
opartych o mieszaniny popiołowo-wodne – dr hab.
inż. Eugeniusz Krause, dr inż. Krystian Wierzbiński ...
Ocena i klasyfikacja zagrożenia wybuchem pyłu węglowego szybów w zakładach górniczych wydobywających węgiel kamienny – dr hab. inż. Krzysztof
Cybulski, prof. GIG, mgr inż. Adam Michałek ...........
Wyznaczanie profilu prędkości przepływu powietrza
w wyrobisku górniczym – prof. dr hab. inż. Wacław
Dziurzyński, dr hab. Marek Gawor, dr Teresa Pałka ..
Podstawy budowy, regulacji rozpływu i monitoringu sieci odmetanowania – prof. dr hab. inż. Wacław
Dziurzyński, dr inż. Andrzej Krach, dr Teresa Pałka, dr hab. inż. Jerzy Krawczyk, prof. dr hab. inż.
Stanisław Wasilewski .................................................
Koncepcja systemu zraszania sektorowego zanożowego głowicy urabiającej kombajnu chodnikowego.
Część 1 – dr inż. Marek Kalita, dr inż. Dariusz Prostański ........................................................................
22.
1
94
23.
1
100
24.
2
1
25.
26.
2
20
2
49
27.
2
58
28.
2
2
72
79
29.
30.
31.
2
87
32.
4
38
4
83
5
10
33.
34.
5
44
5
62
7
16
7
26
35.
36.
1.
7
34
7
43
Rola systemu komunikacji wewnętrznej w bezpiecznej pracy na przykładzie kopalń węgla kamiennego
– dr inż. K. Tobór-Osadnik, dr inż. M. Wyganowska ...
Górnictwo i ochrona środowiska – KWB „Sieniawa” – dr inż. Grzegorz Galiniak, dr inż. Kazimierz
Różkowski, dr inż. Sławomir Bednarczyk, mgr inż.
Katarzyna Pawlecka ..................................................
Charakterystyka rekultywacji terenów poeksploatacyjnych w Kopalni Piasku „Szczakowa” w Jaworznie – dr inż. Sławomir Bednarczyk, dr inż. Grzegorz
Galiniak, dr inż. Kazimierz Różkowski, mgr inż.
Karolina Kaznowska-Opala .......................................
Wpływ zapór przeciwwybuchowych pyłowych na
pole prędkości w chodniku kopalnianym w aspekcie
wskazań anemometru stacjonarnego – mgr inż. Jakub
Janus ..........................................................................
Monitorowanie zakłóceń parametrów powietrza
w systemach dyspozytorskiego nadzoru powstałych w wyniku krótkiego spięcia – prof. dr hab. inż.
Stanisław Wasilewski .................................................
Pole prędkości w otoczeniu przeszkody na spągu
chodnika kopalnianego – dr hab. inż. Jerzy Krawczyk,
mgr inż. Jakub Janus ..................................................
Zastosowanie zaawansowanych technik badawczych
górniczych przyrządów pomiarowych przepływu gazów – dr hab. Marek Gawor, dr Jacek Sobczyk .........
Jednodniowe prognozy średniego stężenia metanu na
wylocie z rejonu wentylacyjnego jako podstawa do
doboru środków profilaktyki metanowej – studium
przypadku – dr hab. inż. Henryk Badura, mgr inż.
Adam Niewiadomski ..................................................
Przedział wiarygodności wskaźnika Grahama – mgr
inż. Stanisław Słowik, mgr inż. Lucjan Świerczek .....
Zwilżacze jako element pyłowej profilaktyki przeciwwybuchowej w polskim górnictwie węgla kamiennego – dr hab. inż. Krzysztof Cybulski, prof.
GIG, mgr inż. Aneta Wieczorek, mgr inż. Bogdan
Malich ........................................................................
Bezpieczeństwo pracy i system ratowania górniczego w odkrywkowych kopalniach w Polsce. Część 1
– prof. dr hab. inż. Wiesław Kozioł, mgr inż. Adrian
Borcz, dr inż. Łukasz Machniak, mgr inż. Andrzej
Ciepliński ...................................................................
Bezpieczeństwo pracy i system ratowania górniczego w odkrywkowych kopalniach w Polsce. Część 2
– prof. dr hab. inż. Wiesław Kozioł, mgr inż. Adrian
Borcz, dr inż. Łukasz Machniak, mgr inż. Andrzej
Ciepliński ...................................................................
Problemy bezpieczeństwa prac podczas rekonstrukcji odwiertów eksploatacyjnych – prof. dr hab.
inż. Stanisław Dubiel, dr hab. inż. Barbara UliaszMisiak, dr hab. inż. Jan Ziaja, mgr inż. Katarzyna
Stachowicz .................................................................
Infiltracja efektywna w zlewniach podziemnych
potoku Pagor oraz zbiorników wodnych Kuźnica
Wareżyńska, Pogoria I, Pogoria II i Pogoria III zlokalizowanych w obszarze Kotliny Dąbrowskiej (województwo śląskie) – dr Janusz Kropka, mgr Łukasz
Jagliński .....................................................................
Bilans wodny zlewni podziemnej zbiornika wodnego Kuźnica Warężyńska – dr Janusz Kropka, mgr
Łukasz Jagliński .........................................................
G. Jakość surowców, analizy jakościowe
Wyznaczanie przybliżonej metanonośności w pokładach węgla kamiennego na podstawie pomiarów
wskaźnika intensywności desorpcji – mgr inż. Barbara Dutka, dr inż. Norbert Skoczylas, dr hab. inż.
Mirosław Wierzbicki ..................................................
165
8
94
9
77
9
85
11
8
11
33
11
44
11
117
12
41
12
49
12
62
12
82
12
90
12
106
12
124
12
131
Nr
Str.
2
29
166
2.
3.
4.
5.
6.
7.
8.
9.
10.
1.
2.
3.
4.
5.
6.
7.
8.
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Badania grawimetryczne w wybranych szybach górniczych na terenie GZW – dr hab. inż. Janusz Madej .
Wyznaczenie desorbowalnej zawartości metanu
w węglu oraz efektywnego współczynnika dyfuzji metanu na węglu metodą analogową – dr inż.
Norbert Skoczylas, mgr inż. Mateusz Kudasik, mgr
inż. Tomasz Murzyn ....................................................
Możliwości oceny zanieczyszczenia handlowego
węgla kamiennego rtęcią na podstawie analiz próbek
pokładowych – dr inż. Ireneusz Pyka, dr inż. Krzysztof
Wierzchowski .............................................................
Pomiary ciśnienia metanu w pokładach węgla kamiennego w GZW mierzone metodą bezpośrednią
– dr hab. inż Mirosław Wierzbicki, dr inż. Norbert
Skoczylas, dr inż. Mateusz Kudasik ...........................
Wykorzystanie wskaźników płaskości i kształtu do
oceny jakości kruszywa – mgr inż. Wojciech Miśkiewicz, dr inż. Arkadiusz Utrata, dr hab. inż. Beata
Trzaskuś-Żak, dr hab. inż. Zdzisław Gałaś ................
Ocena dokładności prognozowania jakości strugi
surowca na przykładzie wieloodkrywkowej kopalni
węgla brunatnego – dr inż. Wojciech Naworyta, dr
inż. Zbigniew Jagodziński ..........................................
Laboratoryjne określenie zależności między ciśnieniem hydrostatycznym wywieranym na próbkę węgla a wybranymi parametrami opisującymi sorpcję
gazu – mgr inż. Barbara Dutka ..................................
Wykorzystanie sztucznych sieci neuronowych do
klasyfikacji struktur odmienionych węgla kamiennego w strefach przyuskokowych – dr hab. inż.
Mariusz Młynarczuk, dr inż. Katarzyna Godyń, mgr
inż. Marta Skiba .........................................................
Sygnały odkształcenia i pękania skał solnych w badaniach laboratoryjnych i obserwacjach in situ – dr
hab. inż. Grzegorz Kortas ..........................................
H. Zarządzanie, organizacja, ekonomika, projektowanie, restrukturyzacja w górnictwie, likwidacja kopalń
Dylematy polskiego górnictwa podziemnego na progu 2015 roku – prof. dr hab. inż. Zbigniew Kasztelewicz, dr Miranda Ptak, mgr inż. Michał Patyk, mgr
inż. Mateusz Sikora ....................................................
Górnictwo węgla kamiennego w Polsce u progu 2015
roku – szanse i zagrożenia – prof. dr hab. inż. Krystian Probierz .............................................................
Aspekty środowiskowe w zarządzanie złożem węglowodorów w fazie jego zagospodarowania – dr
hab. inż. Barbara Uliasz-Misiak, prof. dr hab. inż.
Stanisław Dubiel ........................................................
Ocena zdolności konstrukcyjnej polskiego górnictwa
węgla kamiennego w świetle danych historycznych –
dr inż. Jacek Korski, dr inż. Katarzyna Tobór-Osadnik,
dr inż. Małgorzata Wyganowska .........................
Badania degradacji ziarnowej wybranych materiałów zasypowych dla likwidacji szybów górniczych
– mgr inż. Joanna Całus Moszko, dr inż. Sławomir
Bock, dr hab. inż. Stanisław Prusek ...........................
Modelowanie i optymalizacja wydobycia w kopalniach węgla kamiennego z wykorzystaniem struktur
gridowych – dr hab. inż. Edyta Brzychczy, dr inż.
Aneta Napieraj, dr inż. Marta Sukiennik ...................
Zarządzanie produkcją odchudzoną – kierunkiem
działań dla poprawy funkcjonowania kopalń – dr inż.
Artur Bator, dr hab. inż. Dariusz Fuksa, dr hab. inż.
Marek Kęsek, dr inż. Mieczysław Ślósarz .................
Zarządzanie ryzykiem korporacyjnym z uwzględnieniem ryzyka zawodowego – dr hab. Patrycja Bąk,
dr inż. Mariusz Kapusta .............................................
2
35
9.
10.
2
6
7
66
50
21
11.
12.
13.
14.
8
62
15.
9
11
20
2
11
15
11
54
Nr
Str.
16.
17.
18.
19.
20.
4
4
8
22
4
56
6
9
6
42
21.
22.
23.
24.
8
2
8
8
25.
26.
8
11
Wykorzystywanie metody szacowania kosztu cyklu
życia (LCC) w podejmowaniu decyzji o zakupie maszyn górniczych – dr inż. Paweł Bogacz ....................
Ocena wykorzystania nakładów na działalność innowacyjną w górnictwie – dr inż. Tadeusz Franik ........
Koncepcja zintegrowanego systemu transportu poziomego w kopalniach węgla kamiennego – dr hab.
inż. Dariusz Fuksa, dr hab. inż. Marek Kęsek, dr inż.
Mieczysław Ślósarz, dr inż. Artur Bator ....................
Wybrane aspekty zarządzania efektywnością energetyczną w przedsiębiorstwach sektora górnictwa
podziemnego – dr inż. Jerzy Kicki, mgr inż. Dorota
Jeziorowska ................................................................
Umowy „off take” jako źródło finansowania alternatywnego w projektach geologiczno-górniczych – dr
hab. inż. Arkadiusz Kustra, dr inż. Robert Ranosz .....
Wzrost wartości rynkowej przedsiębiorstw górniczych jako efekt prowadzenia polityki zrównoważonego rozwoju – mgr inż. Sylwia Lorenc, dr hab. inż.
Arkadiusz Kustra .......................................................
Ocena możliwości obniżenia kosztu jednostkowego
wydobycia węgla poprzez wydłużenie czasu pracy
zakładu górniczego z pięciu do sześciu dni w tygodniu – prof. dr hab. inż. Roman Magda, inż. Marcin
Tinc ............................................................................
Oszacowanie kosztu jednostkowego wydobycia
węgla w przypadku wprowadzenia systemu pracy
ciągłej zakładu górniczego – prof. dr hab. inż. Roman Magda, dr inż. Tadeusz Franik, dr inż. Tadeusz
Woźny, inż. Marcin Tinc .............................................
Możliwość wykorzystania narzędzi Lean Management w przedsiębiorstwach sektora górnictwa podziemnego w Polsce – mgr inż. Marcin Migza, dr inż.
Paweł Bogacz ............................................................
Znaczenie kapitału intelektualnego w tworzeniu modelu biznesowego współczesnego przedsiębiorstwa
górniczego – mgr. inż. Marta Podobińska-Staniec,
prof. dr hab. inż. Roman Magda ................................
Obligacje zamienne na surowce – aspekt prawny – dr
inż. Robert Ranosz, Sebastian Rożek .........................
Wykorzystanie podatkowych metod amortyzacji
środka trwałego w kopalni surowców skalnych – dr
inż. Mariusz Sierpień, dr inż. Arkadiusz Utrata, dr
hab. inż. Beata Trzaskuś-Żak, dr hab. inż. Zdzisław
Gałaś ..........................................................................
Wybrane aspekty ryzyka w procesie produkcyjnym
realizowanym w przodkach ścianowych kopalń węgla
kamiennego – prof. dr hab. inż. Ryszard Snopkowski,
dr inż. Aneta Napieraj, dr inż. Marta Sukiennik ..........
Wykorzystanie technologii informacyjno-komunikacyjnych do zmian formy pracy w nowoczesnym
przedsiębiorstwie górniczym – dr inż. Mieczysław
Ślósarz, dr hab. inż. Dariusz Fuksa, dr hab. inż.
Marek Kęsek, dr inż. Artur Bator ..............................
Identyfikacja sezonowości sprzedaży kopalni odkrywkowej surowców skalnych z wykorzystaniem
metod statystycznych – dr hab. inż. Beata Trzaskuś-Żak, dr hab. inż. Zdzisław Gałaś, dr hab. inż.
Dariusz Fuksa, dr inż. Romuald Ogrodnik ................
Koszty pracy przedsiębiorstwa górniczego – dr hab.
inż. Beata Trzaskuś-Żak, prof. dr hab. inż. Zdzisław
Gałaś, dr inż. Mariusz Sierpień, inż. Rafał Borowiec..
źródła finansowania działalności krajowych postindustrialnych obiektów górnictwa podziemnego
(POGP) – zaadaptowanych w sposób klasyczny –
dr inż. Anna Wiktor-Sułkowska, dr inż. Romuald
Ogrodnik ...................................................................
Struktura popytu na kruszywo piaskowo-żwirowe w relacji do regionalizacji wydobycia – podstawowe trendy
– dr inż. Dorota Łochańska, dr inż. Łukasz Machniak,
mgr inż. Adrian Borcz, mgr inż. Michał Patyk ...............
2015
8
15
8
19
8
23
8
30
8
35
8
40
8
45
8
49
8
58
8
72
8
77
8
81
8
86
8
90
8
99
8
104
8
108
9
13
Nr 12
27.
28.
29.
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Lej depresji a zasięg negatywnego oddziaływania odwodnienia wyrobiska górniczego – dr inż. Krzysztof
Polak, mgr inż. Karolina Kaznowska-Opala, dr inż.
Kazimierz Różkowski, mgr inż. Katarzyna Pawlecka .
Ocena przydatności stosowanych metod oceny inwestycji w górnictwie węgla kamiennego – Andrzej
Szędzielarz .................................................................
Ocena wpływu poziomu działalności przedsiębiorstwa na osiągany próg rentowności na przykładzie
kopalni odkrywkowej surowców skalnych – dr hab.
inż. Beata Trzaskuś-Żak, dr hab. inż. Dariusz Fuksa ..
11.
9
12
98
1
12.
13.
12
99
14.
1.
2.
3.
4.
1.
2.
3.
4.
5.
6.
7.
8.
9.
10.
J. Procesy technologiczne
Technologia produkcji metanu z pokładów węgla poprzez zatłaczanie CO2 – przegląd doświadczeń uzyskanych w trakcie realizacji projektu „Carbolab” –
dr inż. Alicja Krzemień, dr inż. Aleksandra Koteras,
mgr inż. Jacek Skiba, dr inż. Adam Duda ..................
Analiza i ocena ryzyka dla procesu podziemnego
zgazowania węgla na przykładzie KD „Barbara” –
dr inż. Alicja Krzemień, dr inż. Adam Duda, dr inż.
Aleksandra Koteras ...................................................
Problemy rekonstrukcji odwiertów geotermalnych –
dr hab. inż. Barbara Uliasz-Misiak, prof. dr hab. inż.
Stanisław Dubiel ........................................................
Systemy wspomagające pracę kopalni odkrywkowej
na przykładzie kopalni Sierra Gorda w Chile – prof.
dr hab. inż. Zbigniew Kasztelewicz, dr inż. Maciej
Zajaczkowski, mgr inż. Mateusz Sikora, dr inż. Przemysław Bodziony, mgr inż. Krystian Simkiewicz .......
Nr
Str.
9
7
K. Różne
Modelowania sekcji pseudoimpedancji akustycznej
z włączeniem procedury dekonwolucji minimum
entropii MED jako ilustracja możliwości detekcji
wtrąceń anhydrytu – dr inż. Ewa Kawalec-Latała .....
Doświadczenia z użytkowania systemu monitorowania konstrukcji mostu kolejowego poddanego oddziaływaniu eksploatacji – dr inż. Piotr Bętkowski,
dr inż. Łukasz Bednarski, dr inż. Rafał Sieńko ..........
Naprawa zabytkowego kościoła drewnianego znajdującego się na terenie górniczym – dr hab. inż.
Krzysztof Gromysz, dr hab. inż. Andrzej Kowalski, dr
inż. Wiesław Mika, dr hab. inż. Tomasz Niemiec ......
Wykorzystanie wyników obserwacji wiaduktu podczas ujawniania się wpływów górniczych do analizy
sposobu podparcia jego przęsła – dr inż. Wojciech
Kocot ..........................................................................
Mapa górnicza jako dokument elektroniczny –
dr hab. inż. Jadwiga Maciaszek, mgr inż. Witold
Wąsacz, dr hab. inż. Jacek Szewczyk ............................
Ocena odporności gazociągów i wodociągów stalowych na wpływy eksploatacji górniczej – dr inż.
Piotr Kalisz ................................................................
Uwzględnienie własności sorpcyjnych węgla przy
prognozowaniu metanowości bezwzględnej wyrobisk korytarzowych drążonych przy użyciu środków
strzałowych – dr inż. Henryk Koptoń ........................
Wysokowydajny przodek chodnikowy w warunkach
pokładu 325/1 w PG „Silesia” – dr inż. Zbigniew
Rak, dr inż. Jerzy Stasica, mgr inż. Damian Borgieł,
mgr inż. Zbigniew Ciepliński .....................................
Badania zróżnicowania ryzyka wypadków przy pracy na przykładzie analizy bezwzględnej i wskaźnikowej dla branży górnictwa i Polski – dr inż. Marcin
Krause ........................................................................
Renowacja górnicza komory jezioro Wessel na poziomie III Kopalni Soli „Wieliczka” S.A – dr inż.
Kajetan d’Obyrn, inż. Wiesław Wiewiórka ................
Nr
Str.
1
9
15.
1
37
16.
17.
1
46
18.
7
3
55
19.
20.
21.
22.
8
1.
3
14
2.
3
50
3
64
1.
5
26
2.
5
54
3.
6
16
4.
5.
6
35
6.
7
69
Ocena zasobów wiedzy pracowników przedsiębiorstw górniczych w obszarze świadomości wpływu
działalności górniczej na środowisko – dr inż. Romuald Ogrodnik, dr inż. Jerzy Mieszaniec, dr inż. Anna
Wiktor-Sułkowska ......................................................
Wykorzystywanie dostępnych źródeł wiedzy jako
czynnika innowacji w górnictwie – dr inż. Jerzy
Mieszaniec, dr inż. Romuald Ogrodnik ......................
Rozliczenie wodnej rekultywacji wyrobisk odkrywkowych w świetle aktualnych uregulowań formalno
– prawnych – dr inż. Krzysztof Polak ........................
Zastosowanie przybliżonych modeli SSI w przypadku wstrząsów górniczych – prof. dr hab. inż. Krystyna
Kuźniar, prof. dr hab. inż. Tadeusz Tatara .................
Odporność dynamiczna obiektów infrastruktury drogowej i sportowej na wybranym obszarze GZW – dr
inż. Filip Pachla, prof. dr hab. inż. Tadeusz Tatara ...
Pola prędkości w zakrętach i skrzyżowaniach chodników kopalnianych – dr hab. inż. Jerzy Krawczyk,
mgr inż. Jakub Janus .................................................
Społeczne aspekty szkód powodowanych podziemną
eksploatacją górniczą – dr hab. inż. Lucyna Florkowska, dr inż. Izabela Bryt-Nitarska ..............................
Regulacje prawne podziemnego składowania odpadów – Franciszek Plewa, Zdzisław Mysłek ..............
Pochłanianie promieniowania gamma w taśmach
przenośnikowych jako czynnik ograniczający stosowanie urządzeń izotopowych – mgr inż. Michał
Bonczyk, dr hab. inż. Bogusław Michalik ...................
Technologiczny pomiar zawartości popiołu w węglu
surowym – popiołomierz RODOS-EX – dr Leokadia
Róg, dr inż. Artur Kozłowski, dr inż. Marek Kryca,
dr hab. Bogusław Michalik, prof. GIG .......................
Porównanie modeli matematycznych umożliwiających
szacowania przepuszczalności względnej węgli na podstawie ciśnień kapilarnych – mgr inż. Joanna Wartak ....
Wpływ temperatury na porowatość i przepuszczalność skał osadowych – mgr inż. Mirosława Bukowska,
A. Sygała ....................................................................
167
8
67
8
54
9
37
10
25
10
42
11
21
11
101
12
32
12
36
12
67
12
76
12
116
L. Polemiki – dyskusje
Program naprawczy górnictwa węgla kamiennego i dalszy program lepszego wykorzystania węgla
w polskiej gospodarce – prof. dr hab. inż. Andrzej
Lisowski .....................................................................
Elementarz ekonomizacji zarządzania i warunki
osiągnięcia przełomu w tym zakresie w kopalniach
węgla kamiennego – prof. dr hab. inż. Andrzej
Lisowski .....................................................................
Nr
Str.
4
1
6
1
Ł. Z kart historii.
Karol Bohdanowicz – prekursor odkryć złóż kopalin w Polsce (w 150-letnią rocznicę urodzin) – prof.
dr hab. inż. Marek Nieć, prof. dr hab. inż. Adam
Piestrzyński .............................................................
Problematyka geologii węgla w dorobku Karola
Bohdanowicza (1864-1947), w 150 rocznicę urodzin
– prof. dr hab.Janusz Skoczylas .................................
Mgr inż. Jan Paul (1933-2014) – prof. dr hab. inż.
Wiesław Heflik ...........................................................
Pamięć o Skarbińskich – mgr inż. Bolesław Ciepiela ..
Wybrane ośrodki edukacji górniczej i nauk o Ziemi
w Europie Środkowej i ich związki z Polską – prof.
dr hab. Marek Graniczny, mgr Joanna Kacprzak,
mgr inż. Halina Urban, dr inż. Albin Zdanowski .......
Zasługi Fryderyka Redena (1752-1815) w początkach rozwoju górnictwa węgla kamiennego na Górnym Śląsku. W 200. rocznicę śmierci –prof. dr hab.
Janusz Skoczylas ........................................................
Nr
Str.
4
91
4
97
4
4
102
104
6
64
7
78
168
7.
8.
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Z historii ostatniej kopalni węgla w Zagłębiu Dąbrowskim KWK „Kazimierz-Juliusz (1814-2015) –
mgr inż. Bolesław Ciepiela ........................................
Węgiel kamienny w „Ziemiorodztwie Karpatow i innych gor i rownin Polski” (1815) Stanisława Staszica
– prof. dr hab. Janusz Skoczylas ................................
9.
10
81
12
147
1.
Historia poszukiwań i wydobycia ropy naftowej na
ziemiach polskich do 1939 r. – prof. dr hab. Marek
Graniczny, dr hab. Stanisław Wołkowicz, mgr inż.
Halina Urban, mgr Krystyna Wołkowicz, dr inż.
Albin Zdanowski ........................................................
M. Informacje
XVII Konferencja nt.: Problemy Bezpieczeństwa
i Ochrony Zdrowia w Polskim Górnictwie ..................
2015
12
151
Nr
Str.
2
93
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Alfabetyczny Wykaz autorów rocznika 2015
A
Cybulski Krzysztof – F-18;F-31
Anderko Arkadiusz – A-14;F-6
Cheluszka Piotr – E-4
Chmura Janusz – F-14
B
Badura Henryk – F-10;F-29
Baran Paweł – A-3
Bator Artur – A-7;H-7;H-11;H-22
Bąk Patrycja – H-8
Bednarczyk Sławomir – F-23;F-24
Bednarski Łukasz – K-2
Bętkowski Piotr – B-1;K-2
Biessikirski Andrzej – A-9;A-10;A-11;B-8
Bobek Roland – C-18
Bock Sławomir – H-5
Bodziony Przemysław – E-10;J-4
Bogacz Paweł – H-9;H-17
Chomacki Leszek – B-3;C-9
D
Decner Adam – E-9
Drzewiecki Jan – A-6
Dubiel Stanisław – F-34;H-3;J-3
Duda Adam – J-1;J-2
Dudek Marek – E-8
Dutka Barbara – G-1;G-8
Dworzak Michał – A-9;A-10;A-11;B-8
Dzieniewicz Marek – A-16
Dziędziel Jakub – E-4
Dziurzyński Wacław – F-19;F-20 Bonczyk Michał – K-19
Borcz Adrian – E-11;F-32;F-33;H-26
F
Borgieł Damian – K-8
Florkowska Lucyna – K-17
Borowiec Rafał – H-24
Franik Tadeusz – H-10;H-16
Borowski Marek – F-11
Frolik Adam – F-15
Borówka Borys – A-5
Fuksa Dariusz – B-7;H-7;H-11;H-22;H-23;H-29
Brodny Jarosław – E-1;F-7
Bryt-Nitarska Izabela – K-17
G
Brzychczy Edyta – H-6
Galiniak Grzegorz – F-23;F-24
Bujalski Maciej – A-19
Gałaś Zdzisław – G-6;H-20;H-23;H-24
Bukowska Mirosława – K-22
Gawor Marek – F-19;F-28
C
Głuch Piotr – C-18
Całus-Moszko Joanna – H-5
Godyń Katarzyna – G-9
Ciepiela Bolesław – Ł-4;Ł-7
Gołda Iwona – A-22
Ciepliński Andrzej – F-32;F-33
Gontaszewska Agnieszka – B-9
Ciepliński Zbigniew – K-8
Graniczny Marek – A-4;C-10;Ł-5;Ł-9
169
170
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Gromysz Krzysztof – C-5;K-3
Klabis Leonard – B-4
Gruchlik Piotr – A-7
Knechtel Józef – F-1;F-5;F-16
Grygierek Marcin – C-6
Knopik Małgorzata – A-21
Guzy Piotr – A-16
Kocot Wojciech – K-4
Konieczyńska Monika – A-16
H
Koptoń Henryk – K-7
Hänsel Wolfgang – B-5
Kotarba Maciej – A-16
Herezy Łukasz – C-13;C-14
Koteras Aleksandra – F-2;J-1;J-2
Heflik Wiesław – Ł-3
Kotyrba Andrzej – F-15
Korski Jacek – H-4
I
Kortas Grzegorz – G-10
Iskierski Lesław – E-9
Korzec Marek – F-13
Korzeniowski Waldemar – B-10
J
Jagliński Łukasz – F-35;F-36
Jagodziński Zbigniew – G-7
Janus Jakub – F-25;F-27;K-16
Jeziorowska Dorota – H-12
Jodłowski S. Grzegorz – A-3
Jonczy Iwona – A-5
Jamrów Paweł – A-19
Kowalski Andrzej – B-4;C-15;K-3
Kowalski Zbigniew – A-4
Kozioł Wiesław – A-13;F-32;F-33
Koziarz Eugeniusz – A-14
Kozłowski Artur – K-20
Krach Andrzej – F-20
Krause Eugeniusz – F-3;F-17
Krause Marcin – K-9
Krawczyk Jerzy – F-20;F-27;K-16
Kropka Janusz – F-35;F-36
K
Kabiesz Józef – F-2
Kacprzak Joanna – Ł-5
Kalisz Piotr – C-15;K-6
Kalita Marek – E-2;F-21
Kapusta Mariusz – H-8
Kaszowska Olga – C-8
Kasztelewicz Zbigniew – E-10;H-1;J-4
Katan Dariusz – F-9
Kawalec-Latała Ewa – K-1
Kawulok Marian – C-7
Kaznowska-Opala Karolina – F-24;H-27
Kęsek Marek – B-7;H-7;H-11;H-22
Kicki Jerzy – H-12
Kryca Marek – K-20
Krzemień Alicja – F-3;J-1;J-2
Kudasik Mateusz – G-3;G-5
Kustra Arkadiusz – H-13;H-14
Kuźniar Krystyna – C-16;K-14
L
Laskowski Mirosław – F-6
Lipińska Olga – A-16
Lipnicki Lucjan – F-8
Lisowski Andrzej – L-1;L-2
Ligęza Paweł – A-19;A-20
Lorek Agata – B-6
2015
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Lorenc Sylwia – H-14
Niedbalski Zbigniew – A-1
Lurka Adam – A-2
Niemiec Tomasz – B-2;K-3
Niewiadomski Adam – F-29
Ł
Łochańska Dorota – A-13;E-11;H-26
O
d’Obyrn Kajetan – A-17;K-10
M
Maciaszek Jadwiga – K-5
Madej Janusz – G-2
Ogrodnik Romuald – H-23;H-25;K-11;K-12
Ostrogórski Piotr – E-3
Osman Robert – F-6
Magda Roman – H-15;H-16;H-18
Maj Agnieszka – A-17
Majcherczyk Tadeusz – A-1
Makówka Janusz – C-1;C-2
Machniak Łukasz – A-13;F-32;F-33;H-26
Malich Bogdan – F-31
Małecki Łukasz – E-5
Małkowski Piotr – A-1
Marcisz Marek – B-5
Michalik Bogusław – K-19;K-20
Michałek Adam – F-18
Mieszaniec Jerzy – K-11;K-12
Migza Marcin – H-17
Mika Wiesław – C-8;K-3
Mirek Adam – A-14;F-6
Miśkiewicz Wojciech – G-6
Młynarczuk Mariusz – G-9
Mrówczyńska Maria – A-15
Musioł Dariusz – F-10
Murzyn Tomasz – G-3
Mysłek Zdzisław – B-11;K-18
Myszkowski Jacek – C-1;C-2
N
Napieraj Aneta – H-6;H-21
Naworyta Wojciech – G-7
Nieć Marek – Ł-1
P
Pachla Filip – K-15
Pałka Teresa – F-19;F-20
Parkasiewicz Beata – C-9
Patyk Michał – E-11;H-1;H-26
Patyńska Renata – F-2
Pawlas Jacek – E-8
Pawlecka Katarzyna – F-23;H-27
Piernikarczyk Adam – A-6
Piestrzyński Adam – Ł-1
Pilecka Elżbieta – C-3;C-4;C-17
Piwowarski Wiesław – C-12
Plewa Franciszek – B-11;K-18
Poborska-Młynarska Katarzyna – B-12
Podobińska-Staniec Małgorzata – H-18
Polak Krzysztof – H-27;K-13
Poleszczyk Elżbieta – A-19
Potoczek Halina – F-8
Probierz Krystian – B-5;H-2
Prostański Dariusz – F-21
Prusek Stanisław – E-5;G-5
Przyłucka Maria – C-10
Ptak Miranda – H-1
Pyka Ireneusz – G-4
Pyra Józef – A-8;A-9;A-10;A-11;A-12;B-8
Pytlik Andrzej – E-6
171
172
PRZEGLĄD GÓRNICZY
R
Szojda Leszek – C-11
Rak Zbigniew – K-8
Szlązak Jan – F-10
Ranosz Robert – H-13;H-19
Szlązak Nikodem – F-11;F-13
Ratajczak Adam – C-18
Szołtysek Dariusz – B-3
Rawicki Zbigniew – F-9
Rotkegel Marek – E-5;E-7
Rożek Sebastian – H-19
Róg Leokadia – K-20
Różkowski Kazimierz – F-23;F-24;H-27
Ś
Śledź Tomasz – C-18
Ślósarz Mieczysław – B-7;H-7;H-11;H-22
Świerczek Lucjan – F-4;F-5;F-30
S
Sechman Henryk – A-16
Sikora Mateusz – E-10;H-1;J-4
Sieńko Rafał – K-2
Sierpień Mariusz – H-20;H-24
Simkiewicz Krystian – J-4
Stachowicz Katarzyna – F-34
Stasica Jerzy – K-8
Stec Krystyna – A-2
Skiba Jacek – J-1
Skiba Marta – G-9
T
Tajduś Krzysztof – C-19
Tatara Tadeusz – C-16;K-14;K-15
Terak Dušan – B-10
Tinc Marcin – H-15;H-16
Tobór-Osadnik K. – F-22;H-4
Trenczek Stanisław – F-12
Trzaskuś-Żak Beata – G-6;H-20;H-23;H-24;H-29
Tutak Magdalena – F-7
Twardosz Michał – B-8
Skoczylas Janusz – Ł-2;Ł-6;Ł-8
Skoczylas Norbert – G-1;G-3;G-5
U
Skotniczny Przemysław – A-18
Uliasz-Misiak Barbara – F-34;H-3;J-3
Socha Katarzyna – A-19
Urban Halina – A-4;Ł-5;Ł-9
Słowik Leszek – B-3
Utrata Arkadiusz – G-6;H-20
Słowik Stanisław – F-30
Snopkowski Ryszard – H-21
Sobczyk Jacek – F-28
Sołtys Anna – A-8;A-9;A-10;A-11;A-12;B-8
Sukiennik Marta – H-6;H-21
Swolkień Justyna – F-11
Sygała A. – K-22
Szermer-Zaucha Renata – C-3;C-17
Szewczyk Jacek – K-5
Szędzielarz Andrzej – H-28
W
Wacławik Józef – F-5
Waloski Radosław – B-10
Wasilewski Stanisław – F-20;F-26
Waszak Agata – C-6
Wartak Joanna – K-21
Wąsacz Witold – K-5
Wieczorek Aneta – F-31
Wieja Tomasz – F-14
2015
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Wierzbicki Mirosław – G-1;G-5
V
Wierzbiński Krystian – F-17
Volkmann Norbert – B-5
Wierzchowski Krzysztof – G-4
Wiewiórka Wiesław – K-10
Z
Wiktor-Sułkowska Anna – H-25;K-11
Zajączkowski Maciej – E-10;J-4
Winzer Jan – A-8;A-9;A-10;A-11;B-8
Zarębska Katarzyna – A-3
Wojtecki Łukasz – A-21
Ziaja Jan – F-34
Wójcik Marta – A-3
Zięba Magdalena – C-15
Wołkowicz Stanisław – A-4;Ł-9
Zdanowski Albin – A-4;Ł-5;Ł-9
Wołkowicz Krystyna – A-4;Ł-9
Zuberek M. Wacław – A-21
Woźny Tadeusz – H-16
Zych Jan – C-12
Wróbel Jerzy – A-14;F-6
Wyganowska Małgorzata – F-22;H-4
Ż
173
174
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Wskazówki dla Autorów współpracujących z „Przeglądem Górniczym”
Przegląd Górniczy (The Polish Mining Review) jest czasopismem (miesięcznikiem) naukowo-technicznym, merytorycznie obejmującym całokształt
zagadnień związanych z górnictwem kopalin stałych (rozpoznanie geologiczne, eksploatacja, rekultywacja i rewitalizacja środowiska). Wydawcą czasopisma
jest Stowarzyszenie Inżynierów i Techników Górnictwa.
Przegląd Górniczy w zakresie problematyki górniczej jest kontynuatorem Przeglądu Górniczo-Hutniczego założonego w dniu 1.10.1903 r.
Miesięcznik znajduje się w wykazie Ministerstwa Nauki i Szkolnictwa Wyższego wybranych czasopism punktowanych. Zgodnie z komunikatem
MNiSzW z dnia 17 grudnia 2013 roku za wydane w Przeglądzie Górniczym publikacje naukowe uzyskuje się 6 punktów.
Miesięcznik znajduje się w wykazie Index Copernicus Journal Master List - ICV 5,98 oraz ogólnopolskiej bazie <baztech.icm.edu.pl>
Przeglad Górniczy podlega ocenie przez Zespół ekspertów afiliowanych przy Komitecie Ewaluacji Jednostek Naukowych. Redakcja, w terminach
ustalonych przez MNiSzW, wypełnia ankietę aplikacyjną czasopisma naukowego. Nowa ankieta w systemie PBN/New journal guestion-naire submitted to
the Polish Scholarly Bibliography, została złożona 29.10.2014 r.
Komitet redakcyjny i Rada Naukowa przestrzegają zasad opracowanych przez MNiSzW przyjmowania i przygotowania do druku zgłaszanych do publikacji artykułów (szczegółowa procedura pokazana jest poniżej).
I. Schemat cyklu wydawniczego w Przeglądzie Górniczym.
Wydawca Przeglądu Górniczego (ZG SITG) opracował instrukcję wydawniczą ważną od 1.03.2015 r. Obowiązuje ona Redakcję PG i jest informacją
dla Autorów.
II. Instrukcja sposobu przygotowania maszynopisu artykułu
– treść artykułów powinna odpowiadać poziomowi i profilowi tematycznemu publikacji w „PG”
– Nadsyłane artykuły powinny stanowić zamkniętą tematycznie całość i ujmować w zasadzie jedno zagadnienie czy też przegląd stanu i perspektyw
wybranego działu, techniki, czy (lub) technologii górniczej
– Każdy artykuł powinien zawierać następujące części:
– tytuł w języku polskim
– tytuł w języku angielskim
Nr 12
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
PRZEGLĄD GÓRNICZY
175
– tytuły, imiona i nazwiska autorów z podaniem afiliacji i adresem e-mail
– streszczenia w języku polskim o objętości do 20 wierszy
– streszczenia w języku angielskim jw.
– słowa kluczowe w języku polskim do 7 wyrazów
– słowa kluczowe w języku angielskim j.w.
– wprowadzenie
– rozwinięcie ze wskazaniem miejsc cytowanych tabel i rysunków
– wnioski, podsumowanie
– alfabetyczny, ponumerowany spis literatury wg wzoru zamieszczonego niżej oraz w części VI wskazówek
– czarno-białe fotografie autorów (JPG, TIFF) w formacie 4x5 cm
– tabele w plikach doc, docx ewentualnie exe.
– rysunki w odpowiedniej skali z legendą w obrębie rysunku w językach polskim i angielskim
– tytuł tabeli, rysunku w językach polskim i angielskim
Pliki tekstowe należy przygotować w wersji komputerowej, stosując edytor Word z oznaczeniem wersji, interlinia 1,5, czcionka 12, Times New Roman
Rysunki należy przygotować w wersji komputerowej w programie CorelDRAW12 lub starszym. Grafikę rastrową należy zapisać w formacie TIFF lub
JPG. Inne programy i formaty mogą być stosowane po uzgodnieniu z Redakcją.
Kolorowe ilustracje należy załączać tylko w uzasadnionych przypadkach. Autorzy są zobowiązani do partycypowania w kosztach w kwocie 300 PLN
+VAT (aktualnie 5%) za rysunek(i)/stronę druku. W związku z powyższym wymagane jest oświadczenie poniesienia dodatkowych kosztów akceptowane
przez kierownika i księgowego jednostki zatrudniającej Autora lub zobowiązanie się Autora do dokonania wpłaty. Dopuszcza się udzielenie 30% rabatu
dla członka SITG po przedstawieniu dowodu przynależności do SITG.
Autor(zy) składając pracę do druku milcząco oświadczają, że praca nie była i nie będzie w tej samej postaci publikowana w innym czasopiśmie. Składają
też oświadczenia w sprawie przeniesienia praw autorskich i majątkowych na SITG, a także oświadczenia Autorów wsprawie zapór «ghosthwriting» i
«guest authorship». Formularze oświadczeń są w niniejszej informacji oraz do pobrania na stronie internetowej PG www.sitg.pl/dopobrania/przeglad/
wskazowki.pdf
Wersję komputerową na płycie CD oraz wydruk komputerowy (2 kopie) całego artykułu w wersji czarno-białej wraz z oświadczeniami należy przesłać
na adres – Redakcja Przeglądu Górniczego, ul. Powstańców 25, 40-925 Katowice.
Materiały niekompletne będą zwracane Autorowi do uzupełnienia.
Warunkiem opublikowania artykułu jest uzyskanie pozytywnych recenzji. Recenzentów wyznacza Komitet Redakcyjny, a w przypadku zeszytu zamawianego jego Redaktor.
W przypadku konieczności wykorzystania w innych czasopismach rysunków, tabel itp. zamieszczonych w artykule opublikowanym w PG , autorzy
zobowiązują zwrócić się do Redakcji o wyrażenie na to zgody.
Forma cytowania artykułów powinna być następująca – w tekście [12, 13], w spisie literatury:
12. Kowalski S., Nowak S., Zarzeczny B.: Konstrukcja taśm transportowych w przemyśle górniczym., Przegląd Górniczy, nr 12, 2014, s 102 – 107.
13. Małolepszy K., Opaliński A. : Wybrane problemy budownictwa na terenach byłej eksploatacji górniczej. W: Kwiatkowski J. (red.) Problemy eksploatacji górniczej. Prace GIG, Katowice, 2014, s. 56 – 62.
W artykułach należy stosować jednostki systemu SI
Główny Autor (pierwszy w zespole autorskim) wydrukowanego w PG artykułu otrzyma bezpłatnie jeden egzemplarz PG, kolejni Autorzy mogą
wykupić egzemplarz. Z opłaty będą zwolnieni członkowie SITG na podstawie udokumentowanej przynależności do SITG. Redakcja i Wydawca PG
czyni starania drukowania dla Autorów tzw. nadbitek (separatów, dodruków). Artykuły PG dostępne są w wersji elektronicznej na stronie www.sitg.pl/
strona-przeglad_info.html
W numerach zamawianych (konferencyjnych) Autor(rzy) nie otrzymują bezpłatnego egzemplarza.
Redakcja nie przewiduje honorariów autorskich.
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
Wskazówki obowiązują Autorów, którzy złożyli artykuły po 1.03.2015. Artykuły wcześniej złożone do teki redakcyjnej i zaakceptowane do druku będą
realizowane wg wcześniejszych wskazówek i zaleceń.
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/.......................................................................................................................................................................
176
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
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)..................................................................................................................................................................................
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
Nr 12
•
PRZEGLĄD GÓRNICZY
177
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).
INFORMACJA O KOSZTACH ZESZYTÓW ZAMAWIANYCH
TEKST
Jeden arkusz wydawniczy to :
Interlinia 2,5 czcionka 12 Times New Roman 19 wierszy x 92 znaki = 1748 = 23 strony
Interlinia 2.0 czcionka 12 Times New Roman 31 wierszy x 92 znaki = 2208 = 18 stron
Interlinia 1,5 czcionka 12 Times New Roman 33 wierszy x 92 znaki = 3036 = 13 stron
Interlinia 1,15 czcionka 12 Times New Roman 43 wierszy x 92 znaki = 3956 = 10 stron
Interlinia 1,0 czcionka 12 Times New Roman 49 wierszy x 92 znaki = 4508 = 9 stron
Margines lewy, prawy, dolny górny 2,5 cm
RYSUNKI, TABELE,
Jeden arkusz to 3000 cm2 = 6 stron z marginesem jw.
KOSZT
Jeden arkusz wydawniczy w liczbie do 20 arkuszy 750,00 zł (netto)
Jeden arkusz wydawniczy powyżej 20 arkuszy1500,00 zł (netto)
Dopłata do każdej strony (druku) z rysunkiem kolorowym 300,00 zł (netto)
Wydrukowany zeszyt w liczbie do 50 egzemplarzy 25,00 zł
Wydrukowany zeszyt od 51 do 150 egzemplarza 22,00 zł (brutto)
Wydrukowany zeszyt od 151 egzemplarza 20,00 zł (brutto)
Faktura VAT wystawiana wg stanu faktycznego (wydruku)
Redaktor Naczelny
dr inż. Albin Zdanowski
178
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
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 ............................................
Nr 12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
179
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 12/2015
Ocena inwestycji w górnictwie węgla kamiennego – wady
stosowanych procedur
1
Dr hab. inż. Waldemar Korzeniowski
Mgr inż. Dušan Terpák
Mgr inż. Radosław Waloski
Zastosowanie systemu ścianowo-podbierkowego węgla
kamiennego i lignitu
6
Mgr Małgorzata Knopik
Prof. dr hab. inż. Wacław M. Zuberek
Dr Łukasz Wojtecki
Wieloprzyczynowość wysokoenergetycznych wstrząsów
górniczych w zmiennych warunkach górniczo-geologicznych
12
Dr inż. Iwona Gołda
Charakterystyka "tąpaniowo-energetyczna" dla danych
zarejestrowanych w GZW - aktualizacja do 2013 r.
20
Prof. dr hab. inż. Franciszek Plewa
Dr inż. Zdzisław Mysłek
Wpływ podsadzania pustek po podziemnym zgazowaniu
węgla na wielkość deformacji powierzchni
28
Prof. dr hab. inż. Franciszek Plewa
Dr inż. Zdzisław Mysłek
Regulacje prawne podziemnego składowania odpadów
32
Mgr inż. Michał Bonczyk
Dr hab. inż. Bogusław Michalik
Pochłanianie promieniowania gamma w taśmach
przenośnikowych jako czynnik ograniczający stosowanie
urządzeń izotopowych
36
Jednodniowe prognozy średniego stężenia metanu na wylocie
z rejonu wentylacyjnego jako podstawa do doboru środków
profilaktyki metanowej - studium przypadku
41
Mgr inż. Stanisław Słowik
Mgr inż. Lucjan Świerczek
Przedział wiarygodności wskaźnika Grahama
49
Dr hab. inż. Krzysztof Cybulski
Mgr inż. Aneta Wieczorek
Mgr inż. Bogdan Malich
Zwilżacze jako element pyłowej profilaktyki
przeciwwybuchowej w polskim górnictwie węgla
kamiennego
62
dr Leokadia Róg
dr inż. Artur Kozłowski
dr inż. Marek Kryca
prof. ndzw. Bogusław Michalik
mgr inż. Jarosław Smyła
Technologiczny pomiar zawartości popiołu w węglu surowym
- popiołomierz RODOS-EX.
67
Mgr inż. Joanna Wartak
Porównanie modeli matematycznych umożliwiających
szacowania przepuszczalności względnej węgli na podstawie
ciśnień kapilarnych
76
Bezpieczeństwo pracy i system ratownictwa górniczego
w kopalniach odkrywkowych w Polsce. Część 1
82
Mgr Andrzej Szędzielarz
Dr hab. inż. Henryk Badura
Mgr inż. Adam Niewiadomski
Prof. dr hab. inż. Wiesław Kozioł
Mgr inż. Adrian Borcz
Dr inż. Łukasz Machniak
Mgr inż. Andrzej Ciepliński
Nr 12/2015
Prof. dr hab. inż. Wiesław Kozioł
Mgr inż. Adrian Borcz
Dr inż. Łukasz Machniak
Mgr inż. Andrzej Ciepliński
Bezpieczeństwo pracy i system ratownictwa górniczego
w kopalniach odkrywkowych w Polsce. Część 2
Dr hab. inż. Beata Trzaskuś-Żak
Dr hab. inż. Dariusz Fuksa
Ocena wpływu poziomu działalności przedsiębiorstwa na
osiągany próg rentowności na przykładzie kopalni
odkrywkowej surowców skalnych
90
99
Prof. dr hab. inż. Stanisław Dubiel
Dr hab. inż.Barbara Uliasz-Misiak
Dr hab. inż. Jan Ziaja
Mgr inż. Katarzyna Stachowicz
Problemy bezpieczeństwa prac podczas rekonstrukcji
odwiertów eksploatacyjnych
106
Dr inż. Anna Sygała
Dr hab. Mirosława Bukowska
Wpływ temperatury na porowatość i przepuszczalność skał
osadowych
116
Dr Janusz Kropka
Mgr Łukasz Jagliński
Infiltracja efektywna w zlewniach podziemnych potoku Pagor
oraz zbiorników wodnych Kuźnica Warężyńska, Pogoria I,
Pogoria II i Pogoria III zlokalizowanych w obszarze Kotliny
Dąbrowskiej (województwo śląskie)
124
Dr Janusz Kropka
Mgr Łukasz Jagliński
Bilans wodny zlewni podziemnej zbiornika wodnego Kuźnica
Warężyńska
131
Dr inż. Katarzyna Poborska-Młynarska
Współczesne techniki eksploatacji soli kamiennej
w kopalniach podziemnych
140
Węgiel kamienny w "Ziemiorodztwie Karpatow i innych gor
i rownin Polski" (1815) Stanisława Staszica
147
Historia poszukiwań i wydobycia ropy naftowej na ziemiach
polskich do 1939 r.
151
Prof. dr hab. Janusz Skoczylas
Prof. dr hab. Marek Graniczny
Dr hab. Stanisław Wołkowicz
Mgr inż. Halina Urban
Mgr Krystyna Wołkowicz
Dr inż. Albin Zdanowski
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Prenumerata na 2016 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 2016 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
" ----------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------
"
180