Pobierz jako PDF - Stowarzyszenie Inżynierów i Techników Górnictwa

Pobierz jako PDF - Stowarzyszenie Inżynierów i Techników Górnictwa

ISSN 0033-216X
6/2015
W GÓRNI
CT
A
W
ZYSZENIE
AR
IN
W
O
KÓ
NI
ÓW I T
IER
EC
N
H
ŻY
ST
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
1
założono 01.10.1903 r.
MIESIĘCZNIK STOWARZYSZENIA INŻYNIERÓW I TECHNIKÓW GÓRNICTWA
Nr 6 (1111) czerwiec 2015
Tom 71 (LXXI)
UKD 622.333:338.24:338.45
Elementarz ekonomizacji zarządzania
i warunki osiągnięcia przełomu w tym
zakresie w kopalniach węgla kamiennego
Polemiki – dyskusje
Primer of management economization and factors in
achieving the field-related breakthrough in hard coal mines
Polemics – discussion
Prof. dr hab. inż. Andrzej Lisowski*)
Treść: We wprowadzeniu autor omawia okoliczności zachęcające do dyskusji problemu określonego tytułem artykułu. Następnie
charakteryzuje specyfikę głębinowych kopalń i górnictwa węgla kamiennego w aspekcie warunków zarządzania. Omawia pojęcia, funkcje i czynności formujące fundament zarządzania. Rozpatruje rozwiązania, którymi w epoce PRL i w ćwierćwieczu
gospodarki rynkowej – w polskim górnictwie węgla kamiennego – usiłowano tworzyć warunki do ekonomizacji zarządzania.
Wskazuje trzy działania, które warunkują osiągnięcie w górnictwie węgla kamiennego przełomu w zakresie ekonomizacji
zarządzania.
Abstract:In the introduction, the author presents the circumstances encouraging the discussion on the problem brought about in this
paper. Then he characterizes the specification of deep mines and mining of hard coal in the context of management conditions.
The author defines the concepts, functions and actions which comprise the basics of management. He considers solutions
attempted to use in the period of PRL and the quarter-century of market economy, for the purpose of creating conditions of
management economization. The author indicates three actions, determining the achievement of the breakthrough in the field
of management economization in the mining industry of hard coal.
Słowa kluczowe:
ekonomizacja, zarządzanie, górnictwo węgla kamiennego.
Key words:
economization, management, mining industry of hard coal
1. Wprowadzenie
W drugim półroczu 2014 roku i pierwszym 2015
roku miały miejsce zdarzenia, które ożywiły (nadal wątłą) dyskusję o kryzysowej sytuacji w naszym górnictwie węgla kamiennego, o jego znaczeniu w gospodarce
i o szansach rozwoju. Uwaga – w tym również prominentnych polityków występujących w mediach – skupiała
się głównie na makrowarunkach kształtujących kondycję
tego górnictwa. Między innymi: na polityce gospodarczej
i klimatycznej państwa, handlu i rynkowych cenach węgla,
problemach własności kopalń i ich prywatyzacji… itp. Ja również, włączając się do dyskusji i przeciwstawiając wielu lansowanym poglądom – w listopadzie ubiegłego roku i w kwietniu
br. – skupiałem uwagę na programie naprawczym górnictwa
węgla kamiennego i problemie szerszego wykorzystania węgla
w naszej gospodarce[8].
Wskazany kierunek dyskusji jest niewątpliwie słuszny.
Jest jednak również inny problem – głębiej ukryty pod po*) Emerytowany pracownik Głównego Instytutu Górnictwa
wierzchnią codziennego funkcjonowania kopalń – na który
kieruję dyskusję w tym artykule. Rozwiązanie tego problemu
(tak twierdzę) może również wywrzeć ogromny wpływ na
gospodarczą kondycję kopalń i całego sektora. Wskazuję
mianowicie na wewnątrzkopalniany mechanizm zasilania
kadry zarządzającej informacjami stymulującymi proefektywnościowe decyzje. Mówiąc inaczej – informacjami,
które umożliwiają i kreują ekonomizację zarządzania
kopalnią i także całym górnictwem.
Żyję w przekonaniu, że jeśli dotychczas dyskutowane –
ogólnoorganizacyjne warunki funkcjonowania górnictwa
węgla kamiennego nie będą go degradować i blokować
jego rozwoju – wówczas proponowany teraz do dyskusji:
mechanizm zasilania kadry zarządzającej informacjami
decyzyjnymi o przebiegu procesu produkcji górniczej – będzie decydować o ekonomicznej efektywności poszczególnej
kopalni i sektora.
Podnosząc ten temat, trzeba zacząć od omówienia specyfiki głębinowej kopalni w górnictwie węgla kamiennego
(rozdział 2) i następnie rozpatrzyć (przypomnieć) podstawowe pojęcia i elementarne mechanizmy zarządzania
2
PRZEGLĄD GÓRNICZY
(rozdział 3). Ułatwi to ocenę aktualnej „kondycji zarządzania”
w rozpatrywanym górnictwie (rozdział 4 – DIAGNOZA) oraz
określenie warunków osiągnięcia przełomu w jego ekonomizacji (rozdział 5 – RECEPTA).
2.Specyfika kopalni głębinowego górnictwa węgla kamiennego w aspekcie zarządzania
Zarządzanie jednostką gospodarczą musi być dostosowane
do jej specyfiki. Co do tego – nie ma rozbieżnych zdań. Jaka
jest więc specyfika kopalni węgla kamiennego i szerzej: całego
głębinowego górnictwa?
W pierwszej kolejności przypomnę, że w górnictwie
nie wytwarza się dóbr z określonego wsadu materiałowego. Kopalina jest pozyskiwana ze złoża, a jej koszt i cena
w znacznym stopni zależą od naturalnych warunków geologiczno-górniczych. W głębinowym górnictwie kopalina jest
pozyskiwana na podstawie przyznanej koncesji – ze złóż, które
z reguły są własnością Skarbu Państwa. Warunki koncesji
mogą być różne, mogą np. mieć wpływ na wymagania w zakresie wykorzystania złoża, w zakresie obciążenia produkcji
opłatami, itp.
Druga istotna cecha to specyficzny „układ” miedzy kosztami inwestycyjnymi i ruchowymi. Koszt inwestycyjny budowy zakładu wytwórczego i kopalni – jest analogiczny tylko
w okresie ich budowy – do czasu uruchomienia produkcji.
W zakładzie wytwórczym, po zakończeniu budowy, nowe
koszty inwestycyjne już nie występują (przynajmniej do czasu ewentualnej modernizacji). W kopalni natomiast te same
koszty, które występowały w okresie budowy i uruchomienia
produkcji są nadal ponoszone. Kopalnia musi udostępniać
i przygotowywać do eksploatacji wciąż nowe partie złoża,
wiec związane z tym koszty występują w całym okresie prowadzonej eksploatacji. W ocenie ekonomicznej efektywności
kopalni koszty te są słusznie rozpatrywane jako koszty produkcji rozłożone w czasie. Omówiony „układ” – zwłaszcza
w planowaniu perspektywicznego rozwoju kopalni – wymaga
specjalnych, o wiele trudniejszych metod programowania
i kalkulacji kosztów, niż w przemysłach wytwórczych.
Trzecią istotną specyfiką kopalni jest występująca zarówno
w krótkich, jak i długich przedziałach czasu – duża zmienność
technicznych (ruchowych) warunków kształtujących jej koszty
produkcji. Jest ona wynikiem zmienności eksploatowanego
złoża – zalegającego (w nadaniu danej kopalni) – przeważnie
na przestrzeni wielu km2 i na różnej głębokości, przekraczającej niekiedy 1000 m. Jest też wynikiem specyficznej cechy
kopalni jako jednostki gospodarczej. Profesor Bolesław
Krupiński określił tę cechę mówiąc, że „kopalnia jest przede
wszystkim przedsiębiorstwem transportowym”! Trzeba dodać
– transportującą urobek drogami utrzymywanymi w górotworze – z przodków eksploatacyjnych i przygotowawczych
zlokalizowanych w bardzo różnej odległości i o różnym wydobyciu dobowym: od kilkuset ton do ponad 5, 10 i nawet 20
tysięcy ton (rekord w kopalni „Bogdanka”). Transportującą
też, w tych trudnych warunkach: wielu ludzi, duże materiałowe zaopatrzenie i ogromne ilości powietrza. Wszystko
to wymaga stosowania skomplikowanego wyposażenia
i specjalnych metod monitoringu procesów produkcji. Także
specjalnych metod rejestracji i analityki kosztów produkcji
(oraz innych mierników efektywności) – aby minimalizować
ujemny wpływ wskazanej specyfiki na opłacalność prowadzonej eksploatacji złoża.
Jako czwartą specyfikę głębinowego górnictwa i kopalni,
wskażę zagrożenia górnicze: wybuchami metanu i pyłu oraz
rzadziej – wyrzutami CO2, ciśnieniem górotworu i tąpaniami,
a w kopalniach węgla także – pożarami. Zagrożenia te wy-
2015
muszają stosowanie specjalnych metod rozcinki i eksploatacji
złoża oraz stosowania specjalistycznego wyposażenia. Także
specjalistycznych technologii (np. odgazowania pokładu), co
zwiększa wymagania w zakresie monitoringu robót i analityki
kosztów. Zagrożenia górnicze stanowią niewątpliwie specyfikę kopalń i głębinowego górnictwa, która znacząco zwiększa
wymagania stojące przed zarządzaniem eksploatacją złóż –
w porównaniu z wymaganiami obciążającymi powszechnie
znane zakłady wytwórcze.
Pierwsza spośród wskazanych wyżej specyficznych cech
kopalń głębinowego górnictwa jest istotna głównie w odniesieniu do ogólnej problematyki surowcowego bezpieczeństwa
kraju, angażowania obcego kapitału do eksploatacji złóż
i innych podobnych problemów.
Druga cecha jest istotna głównie w aspekcie trudności,
które wywołuje w procesie oceny ekonomicznej efektywności kopalni – nie tylko w perspektywicznym planowaniu jej
funkcjonowania. W szczególności – staje się jedną z istotnych
przyczyn kreujących potrzebę stosowania w nowoczesnym
górnictwie komputerowej symulacji do oceny ekonomicznej
efektywności wariantów eksploatacji złoża. Przypomnę:
symulacja komputerowa polega na odtwarzaniu w specjalistycznym systemie (pakiecie oprogramowania) – procesu
budowy kopalni i przewidywanych wariantów eksploatacji
złoża. Wykorzystuje się przy tym bank informacji gromadzący potrzebną wiedzę, zawartą w funkcjonujących kopalniach,
w systemach analityczno-rozliczeniowych. Wszechstronność
i precyzja oceny – osiągana w procesie symulacji – jest nieporównanie wyższa niż w innych metodach oceny [10, 11].
Trzecia i czwarta cecha – mają szczególne znaczenie.
To one wymuszają autentyczną konieczność stosowania
w kopalniach – nie tylko normalnej księgowości obsługującej
wszystkie jednostki gospodarcze funkcjonujące w kraju – ale
ponad to: specjalnego systemu dekretacji zaszłości i analityki wnętrza kopalni. Do szczegółów wracam w rozdziale 4.
3.Merytoryczny fundament zarządzania – nie tylko
w górnictwie
Zacznę od przypomnienia, że współczesne zarządzanie
ma bardzo długi rodowód. Jego protoplastą było rządzenie
sprawowane przez plemiennego wodza – później króla.
Wówczas rządzenie, a dziś rządzenie (nadal aktualne) i zarządzanie – REALIZUJE SIĘ W PROCESIE PODEJMOWANIA
DECYZJI! Żeby poruszyć wyobraźnię – powiem obrazowo,
że podjęcie DECYZJI jest SEDNEM zarządzania! Bez decyzji nie ma zarządzania, a jakość podejmowanych decyzji
przesądza o jakości zarządzania!
Wracając od rodowodowych skojarzeń do współczesnego
zarządzania – przypomnę też, że w środowisku naukowców
tej specjalności i praktyków zarządzania – pojęcie to jest
wiązane przede wszystkim z działalnością jednostek gospodarczych. Podstawowym celem zarządzania jest tworzenie
w jednostkach gospodarczych warunków zapewniających
osiąganie i zwiększanie szeroko rozumianego efektu,
głównie ekonomicznego. Karol Adamiecki mówił: „skutku
użytecznego” [1]. Dodam, że wiązanie pojęcia zarządzanie
z fragmentami (składnikami) jednostki gospodarczej (np. mówienie o „zarządzaniu parkiem maszynowym”, „finansami”,
„kadrami”), niepotrzebnie deprecjonuje to pojęcie i utrudnia niezbędny zintegrowany ogląd zarządzanej jednostki.
Wskazana cecha odróżnia zarządzanie od administrowania,
którego cele są bardziej zróżnicowane – czego jaskrawym
przykładem są obowiązki Rządu.
W Polsce – głównie w okresie międzywojennym i w pierwszych dekadach PRL – dużą rolę w rozwoju zarządzania (to
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
pojęcie było zamiennie określane jako kierowanie), odegrało
wyróżnienie jego czterech podstawowych funkcji. Są to:
PLANOWANIE, ORGANIZOWANIE, MOTYWOWANIE
I KONTROLOWANIE. Obok funkcji PLANOWANIE
bywa wymieniana funkcja: przewidywanie, a obok funkcji
ORGANIZOWANIE – funkcja koordynowanie. Bywają też
wprowadzane inne określenia, co nie zmienia w sposób istotny
merytorycznej treści pojęcia zarządzanie.
Powszechnie (i na ogół zgodnie) uznawano, że obszary
zarządzania – określone poszczególnymi jego funkcjami –
decydują o możliwościach osiągania przez jednostki gospodarcze zamierzonego efektu ekonomicznego.
Zwrócę uwagę, że PLANOWANIE jest tą funkcją zarządzania, której wpływ na osiągane efekty był, i jest, oceniany
różnie. W tzw. gospodarce socjalistycznej PLANOWANIE
uznawano za funkcję wiodącą! Skrajni liberałowie natomiast
gospodarkę socjalistyczną określają pejoratywnie jako gospodarkę planową i tę jej cechę uznają za główną przyczynę
nieefektywności i „bankructwa”. Tam gdzie rządzi niewidzialna ręka rynku – PLANOWANIE, jeżeli nie jest zbędne,
to na pewno nie jest oceniane jako dźwignia efektywności.
Otóż twierdzę, że wskazany pogląd skrajnych liberałów
jest błędny. PLANOWANIE jest rzeczywiście tą funkcją,
bez której zarządzanie nie może efektywnie funkcjonować. Obciążanie PLANOWANIA odpowiedzialnością za
nieefektywność i „bankructwo” socjalistycznej gospodarki
planowej – jest błędem.
W roku 1988 – w referacie na III Kongres Organizatorów
[3] – pisałem: „(…) Główną przyczyną niewydolności proefektywnościowych mechanizmów wewnątrz jednostek gospodarczych (ówczesnych!) jest sprzęgnięcie dwóch funkcji
zarządzania: PLANOWANIA I MOTYWOWANIA (…) wyrażające się uzależnieniem funduszu płac, a więc wynagrodzeń,
od wykonania i przekroczenia planu – głównie ilościowego
planu produkcji (…). W fazie formowania planu jednostka
gospodarcza toczy walkę o niski plan i równocześnie o możliwie największe nakłady inwestycyjne na poprawę warunków
wykonania planu (…). W fazie realizacji planu, omawiane
zachowania są podobne. Przede wszystkim wykonać plan
i nieznacznie go przekroczyć, bo wówczas zarobki będą
najwyższe (…). Nadmierne przekroczenie planu produkcji
jest niepożądane, bo jednostka nadrzędna, która stale go
„śrubuje”, może to wykorzystać i zwiększyć zadania (…).
Jakość produkcji oczywiście nie ma znaczenia, bo jednostka
nadrzędna jest także rozliczana za ilość a nie jakość (…).
Jest to mechanizm jazdy na zaciągniętym hamulcu, zdolny
wyhamować nawet najlepszą wolę podejmowania proefektywnościowych działań (…).
Przypominam tym cytatem realia PRL-owskiej gospodarki lat 80. – żeby eliminować odjum niechęci – lansowanej
w III RP – w stosunku do PLANOWANIA. Dodam, że po
gospodarce PRL – gospodarka planowa „zbankrutowała”
również w ZSRR gdyż i tam (inicjalnie) było stosowane
zilustrowane wyżej – niedopuszczalne sprzęgnięcie dwóch
autonomicznych funkcji zarządzania. Dziś dopowiem, że
istotną przyczyną „bankructwa” było również znamienne dla
obydwu gospodarek – też niedopuszczalne – zablokowanie
naturalnej, gospodarczej przedsiębiorczości społeczeństwa. Wzrost dochodu narodowego osiągany we współczesnych Chinach – gdzie zachowano gospodarkę planową
i równocześnie odblokowano gospodarczą przedsiębiorczość
społeczeństwa – zasługuje na szczególną uwagę.
W 1962 roku w Głównym Instytucie Górnictwa zostało
mi powierzone zadanie zorganizowania „Pionu Zakładów
Ekonomiki i Organizacji w Górnictwie”. Zostałem więc
niejako zmuszony do szczegółowego rozpoznania problemu
zasilania procesu zarządzania w niezbędne informacje,
głównie w obszarach określonych jego podstawowymi
3
funkcjami. Ze zrozumiałych względów, uwagę kierowałem
przede wszystkim na identyfikację elementarnych zaszłości
gospodarczych, zgodnie ze specyficznymi potrzebami zarządzania kopalnią. Sposób dekretowania (inaczej: kodowania)
tych zaszłości, w źródłowych dokumentach ewidencyjnych
(dowodach zarobkowych, asygnatach materiałowych, itp.)
– oraz sposób ich wykorzystania w kopalnianym systemie
rozliczeniowym (głównie w księgowości) – to były kluczowe problemy, które trzeba było rozpoznać i rozwiązać. Będę
o tym mówił w następnym rozdziale.
Prace prowadzone we wskazanym zakresie oraz coraz
liczniejsze dowody wskazujące na ogromne możliwości
komputerów w zakresie przetwarzania informacji – doprowadziły do poglądu, który okazał się oryginalną cechą
ówczesnych prac prowadzonych w GIG nad zwiększaniem
proefektywnościowej skuteczności zarządzania kopalniami
i głębinowym górnictwem.
Pojawiło się mianowicie przekonanie, że aby osiągnąć
niezbędne precyzyjne zasilanie informacjami procesu
zarządzania i aby sprawnie realizować jego podstawowe
funkcje – trzeba sięgnąć do fundamentalnej procedury
(procesu) podejmowania decyzji. W konsekwencji –
w końcowych latach sześćdziesiątych została sprecyzowana
konstrukcja elementarnego cyklu decyzyjnego (rys. 1). Stał
się on wiodącą zasadą – powtarzam – prac prowadzonych
w GIG w Ośrodku Ekonomiki, Organizacji i Komputeryzacji
Zarządzania (powstał z przekształcenia „Pionu Zakładów …”).
Podkreślę: prac ukierunkowanych na poprawę efektywności zarządzania (inaczej: na jego ekonomizację) –
w głębinowych kopalniach i górnictwie, głównie węgla
kamiennego [10, 11].
Rys. 1.Wielokrotnie publikowany (od roku 1972) elementarny
cykl decyzyjny ujmujący graficznie sposób przejścia od
rozpoznania rzeczywistości gospodarczej do jej przekształcenia zgodnie z wymaganiami przyjętych kryteriów i ograniczeń
Fig. 1. Repeatedly published (since 1972) elementary decision
cycle presenting graphically the way of transition from
identifying the economic reality to its transformation
according to requirements of the criteria and limitations
assumed
4
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Przypomnę i omówię cztery czynności elementarnego
cyklu decyzyjnego – obszerniej scharakteryzowane m.in.
w pracy [4].
Czynność 1. Czynność ta polega na dokumentowaniu
i poznawczej identyfikacji (kodowaniu, dekretowaniu)
elementarnych zaszłości gospodarczych występujących
w kopalni. Elementarne zaszłości to: przepracowana dniówka, pobrany materiał, zakupione urządzenie, pobrany prąd…
itd. Identyfikacja ma obejmować samą zaszłość (ilościowo
i jakościowo) oraz okoliczności (warunki), w których miała
miejsce. Jest to więc czynność polegająca na formowaniu bazy
informacji źródłowych o wnętrzu zarządzanej kopalni –
o jej funkcjonowaniu i stanie. Ponieważ od jakości i precyzji
informacji o stanie faktycznym występującym w zarządzanej
jednostce gospodarczej – w tym przypadku: kopalni – zależą
możliwości proefektywnościowej zmiany tego stanu – twierdzę, że czynność 1 jest w elementarnym cyklu decyzyjnym
czynnością wiodącą!
Czynność 2. Sednem tej czynności jest – na podstawie
odpowiednio przetworzonych informacji zgromadzonych
w czynności 1 – przeprowadzenie oceny aktualnego stanu
kopalni (jej elementów) i kreowanie (w wyniku dokonanej
oceny) wariantów działań rokujących poprawę osiąganej
efektywności. Poznawcza i porównawcza, przyczynowo-skutkowa analiza realizowana w czynności 2 jest kluczem do
skuteczności proefektywnościowego zarządzania. Obejmuje
zarówno działalność ukierunkowaną na usprawnienie robót
aktualnie prowadzonych, jak też na dalszy rozwój i perspektywę. Gdy przeprowadzona analiza wskazuje na możliwość
zastosowania prostych, jednowariantowych działań usprawniających, wówczas cykl decydujący ulega uproszczeniu.
Dalsze czynności ograniczają się do prognozy spodziewanego
efektu, która – jeżeli jest satysfakcjonująca – otwiera drogę
do realizacji usprawnienia.
Uwaga: Ze względu na koszt i sprawność komputerowego przetwarzania informacji, czynność 1 i 2 są przeważnie
integrowane i realizowane w tzw. systemach analityczno-rozliczeniowych.
Czynność 3. Czynność ta ma zapewnić określenie prognozowanego kosztu (i innych mierników efektywności)
– poszczególnych wariantów działalności przygotowanych
analizą czynności 2. Ze swej natury – jest to czynność trudna.
W przypadku wariantów obejmujących działania rozwojowe
(zbrojenie nowych przodków, przygotowanie nowych pól
eksploatacyjnych) wymaga stosowania specjalnych metod
analitycznych i (korzystnie) symulacji komputerowej. Bez
względu na trudności – prognostyczna ocena efektywności
rozpatrywanych wariantów działalności – musi być prowadzona, gdyż bez niej racjonalne funkcjonowanie kopalni
nie jest możliwe.
Czynność 4 – zamykająca elementarny cykl decyzyjny –
polega na wyborze spośród wariantów ocenianych w czynności 3 – wariantu, który przy zastosowaniu przyjętych kryteriów i ograniczeń okazuje się najkorzystniejszy. Czynność ta
może być zrealizowana prostą analizą porównawczą, ale może
też wymagać zastosowania skomplikowanych metod matematycznych. Już wybór najkorzystniejszego wariantu przygotowania frontu eksploatacyjnego może wymusić zastosowanie
metod specjalistycznych (np. metody PERT). Wybór wariantu
optymalnego rozwoju poszczególnej kopalni może wymagać
innych wyspecjalizowanych metod, np. symulacji komputerowej realizowanej systemem SPP [11]. Jeszcze trudniejsza
i wymagająca dalszych specjalistycznych systemów – jest
optymalizacja planu całej gałęzi górnictwa (np. matematycznego planowania zerojedynkowego lub ciągłego [4]). Bez
względu na skalę rozpatrywanego problemu planistycznego
i zastosowane metody optymalizacji decyzji – czynność 4
2015
kończy się przekazaniem uzyskanego wyniku do realizacji.
Efekt realizacji zamkniętego cyklu – uwidoczniony na pionowej osi grafiku na rysunku 1 – oraz skala jego zgodności
z przewidywaniem – zostają określone w bieżąco prowadzonej
ewidencji kopalnianej.
Uwaga: Podobnie jak w przypadku czynności 1 i 2,
również czynności 3 i 4 są najczęściej integrowane i obsługiwane w skomputeryzowanych tzw. systemach planistycznych
(przypominam: system – to z reguły ukierunkowany pakiet
wielu programów).
Elementarny cykl decyzyjny – oprzyrządowany skomputeryzowanymi systemami analityczno-rozliczeniowymi
i planistycznymi – usprawnia w sposób znaczący przejście
od ewidencyjnego oglądu rzeczywistości funkcjonującej
we wnętrzu kopalni do proefektywnościowej zmiany
tej rzeczywistości (patrz: „model skomputeryzowanego
systemu zarządzania” 4, str 300]). Tym sposobem staje się
fundamentalnym instrumentem zasilania zarządzania (we
wszystkich jego funkcjach) odpowiednio zoptymalizowanymi (trafnymi) decyzjami i osiągania (tym sposobem)
oczekiwanego wzrostu efektywności zarządzanej jednostki; także oczekiwanej poprawy ekonomizacji zarządzania.
4. Czy – wykorzystując komputeryzację – potrafiliśmy
przystosować ewidencję i analitykę funkcjonującą w kopalniach węgla kamiennego – do specyfiki
tych kopalń i wymagań ekonomizacji zarządzania?
(DIAGNOZA)
W poprzednim rozdziale starałem się scharakteryzować
merytoryczny fundament zarządzania współczesnym górnictwem – coraz nowocześniejszym, ale też coraz bardziej
kapitałochłonnym i poddanym globalnej konkurencji. Trzeba
jednak pamiętać, że zarządzanie funkcjonujące na tym fundamencie – z zastosowaniem nawet najnowocześniejszych
metod matematycznych – może być sprawne tylko wtedy gdy
jest zasilane precyzyjną informacją źródłową uwzględniającą specyfikę zarządzanej gospodarki. Bez zasilania dobrą
informacją – nie ma dobrych decyzji i dobrego zarządzania!!
Biorąc pod uwagę wskazaną w rozdziale 2 specyfikę
górnictwa oraz merytoryczne uwarunkowania określone
w poprzednim rozdziale – przypomnę powtórnie, że powszechnie obowiązująca księgowość i rachunkowość gospodarcza
(prowadzona również w kopalniach) – nie zaspokaja
w górnictwie potrzeb zarządzania. Są potrzebne, dodatkowe rozwiązania. A te nie były – i dotychczas nie są –
w naszym górnictwie przygotowane i wdrożone w stopniu
dostatecznym.
W roku 1962, gdy wspomniany wyżej „Pion Zakładów”
zaczynał działalność, funkcjonowały w ramach kopalnianej
rachunkowości dwa układy rozliczeniowe uwzględniające
specyfikę kopalni. Były to:
1. Układ rozliczeniowy wewnątrzkopalnianych jednostek organizacyjnych – tzw. rozrachunek oddziałowy (kod
dwucyfrowy).
2. „Wykaz stanowisk kosztów” opracowany w pierwszych latach powojennych, po nacjonalizacji górnictwa węgla
kamiennego. Zawarto w nim dużo informacji istotnych w procesie zarządzania – ewidencjonowanych jednak w skali całej
kopalni – bez możliwości wyróżnienia określonych miejsc
w jej z reguły rozległej i zróżnicowanej strukturze. Nie będę
go omawiał, jest bowiem nadal stosowany i jest (powinien
być) dobrze znany (kod czterocyfrowy).
Z wcześniejszych badań wiedziałem o małej analitycznej przydatności tak zorganizowanego systemu kodowania
(dekretowania) dokumentów źródłowych (powtarzam:
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
dowodów zarobkowych, asygnat materiałowych itd.). Już
w jesieni 1962 roku rozpoczęliśmy więc w kopalni „Generał
Zawadzki” badania nad możliwością wprowadzenia do
dokumentów źródłowych – nowej informacji – niezbędnej
z punktu widzenia potrzeb efektywnego zarządzania. Miała
to być informacja kodowana (dekretowana) czterocyfrowym
niepowtarzalnym numerem identyfikującym rejon jako
określone miejsce (w praktyce: zespół wyrobisk) w strukturze
kopalni na jej terytorium. W ramach rejonu przewidziano możliwość wydzielania obiektów uszczegóławiających obserwację
– wskazując czwarte miejsce numeru identyfikacyjnego jako
sposób tego wyróżnienia. Ze względu na wskazaną charakterystykę – omówione rozwiązanie zostało nazwane terytorialnym
układem rozliczeniowym (lub zamiennie: strukturalnym).
Najistotniejszą cechą tak pomyślanego układu rozliczeniowego jest możliwość przypisywania do identyfikacyjnego
numeru rejonu (obiektu) – dowolnej liczby informacji szczegółowych (tzw. kartotekowych) opisujących jego kopalnianą
charakterystykę, np.: miąższość pokładu, rodzaj wyposażenia,
przeznaczenie, itp. Tym sposobem analityka funkcjonująca
na potrzeby proefektywnościowego zarządzania uzyskała
niewyobrażalne wcześniej możliwości. Eksperymentalne
stosowanie tak pomyślanego, nowego układu rozliczeniowego wykazało, że – przy zastosowaniu komputerowego
przetwarzania informacji – jego stosowanie w praktyce
kopalnianej jest w pełni realne. Okazało się więc, że nie ma
przeszkód, aby elementarne zaszłości gospodarcze ewidencjonowane dokumentami źródłowymi (takimi jak dowody
zarobkowe, asygnaty materiałowe, itp.) były przypisywane nie
tylko do całej kopalni i nie tylko do oddziału jako wewnętrznej
jednostki organizacyjnej – ale też do określonych rejonów
(obiektów) kopalni. W praktyce oznaczało to, że szczegółowa wiedza gromadząca się w praktyce kopalnianej
może być bieżąco udostępniana kadrze zarządzającej dla
potrzeb ekonomizacji podejmowanych decyzji.
Na przełomie lat 1960 i 1970 nowy układ został wdrożony do rutynowego stosowania we wszystkich kopalniach
węgla kamiennego. Usiłowanie, aby „na fali” tego sukcesu
już wówczas, „Wykaz stanowisk kosztów” (w zmienionej
sytuacji mniej przydatny) zastąpić nowym układem procesów – zakończyło się niepowodzeniem. Proponowany układ
miał w praktyce zarządzania usprawnić ewidencję i analizę
takich procesów jak: urabianie i obudowa, transport urobku,
transport materiałów… i wielu innych, których wyposażenie
i funkcjonowanie decyduje o ekonomicznej efektywności
głębinowej kopalni. Częściowa analiza niektórych procesów
realizowana w skali kopalni „Wykazem stanowisk …” była
wówczas (i jest nadal) dalece niewystarczająca. Wciąż jeszcze, np. kompletowanie wyposażenia ciągów produkcyjnych
odbywa się na zasadzie przetargu wg kryterium najniższego
kosztu zakupu, a nie na podstawie wiedzy o tym, które firmy i jakiego rodzaju wyposażeniem – zapewniają w danych
warunkach najniższy, całkowity koszt użytkowania (zł/tonę
węgla). Wciąż nie mamy dostatecznych informacji do określania jak – w danych warunkach – kształtuje się pełny koszt
eksploatacji złoża z zawałem lub podsadzką hydrauliczną;
ile kosztuje przeklasyfikowanie zasobów przemysłowych
do nieprzemysłowych, itd. Niestety – ówczesny Dyrektor
Departamentu Planowania nie zgodził się na to usprawnienie,
a Minister Górnictwa zatwierdził jego stanowisko.
Mimo tej porażki, która znacząco ograniczyła (i nadal
ogranicza) możliwość wsparcia proefektywnościowego zarządzania dalszymi skutecznymi analizami, lata 1970 i także
(choć w mniejszej skali) lata 1980 przyniosły skokową zmianę
sytuacji. Usprawnienie tej części kopalnianej księgowości
i analityki, która uwzględnia specyfikę kopalni – niewątpliwie
zwiększyło możliwości zasilania proefektywnościowymi
5
informacjami – zarządzania kopalnią węgla kamiennego
i całym górnictwem. Obszerne uzasadnienie tego poglądu
można znaleźć w pracach zbiorowych wydanych prze Główny
Instytut Górnictwa w latach 1972 [10] i 1977 [11] oraz
w późniejszej pracy [4].
Pozostaje jednak do rozpatrzenia kwestia – czy mianowicie te duże możliwości zostały prawidłowo wykorzystane do ekonomizacji zarządzania – w ostatniej dekadzie
funkcjonowania gospodarki PRL (lata 1980) i także w całym
ćwierćwieczu gospodarki rynkowej? Warto odpowiedzieć na
to pytanie i rozpoznać przyczyny zaistniałego stanu – żeby
wyciągnąć wnioski dla teraźniejszości i przyszłości! Bez tego
rodzaju diagnozy – trudno o receptę naprawczą.
Otóż lata 1980 były znamienne w polskim górnictwie
węgla kamiennego – dążeniem do maksymalizacji produkcji
(zwłaszcza po załamaniu w roku 1981), która miała sięgnąć
200 mln ton/rok. W pracach nad komputeryzacją zarządzania (organizowanych w tym czasie przez COIG) dominował
wysiłek skierowany na upowszechnianie kilkudziesięciu
systemów komputerowych nie tylko w kopalniach, ale też
w dziesiątkach przedsiębiorstw obsługujących górnictwo.
Prace nad pełnym wykorzystaniem możliwości otwartych
wdrożeniem układu terytorialnego – zwłaszcza do analizy
efektywności ciągów produkcyjnych (technologicznych)
od przodka do nadszybia i wagonu kolejowego – nie były
prowadzone. Ekonomizacja zarządzania nie była też w tym
czasie priorytetem władz górnictwa. W efekcie nawet bardzo
dobre – już opracowane – pionierskie systemy nie były prawidłowo wykorzystywane. Oto dwa przykłady:
a. W systemach analityczno-rozliczeniowych – system IOS8 umożliwiał zainteresowanemu inżynierowi otrzymanie
specjalistycznej analizy porównawczej – prezentującej
wskaźniki techniczne i ekonomiczne uzyskiwane w różnych kopalniach, np. w ścianach prowadzonych w porównywalnych warunkach (w zakresie miąższości pokładu,
wyposażenia, długości odstawy…). Otrzymywał więc
inspirację i wskazówki do przeprowadzenia proefektywnościowej, międzykopalnianej wymiany doświadczeń,
realizującej ideę profesora Krupińskiego: „równania
do najlepszych”. Mimo atrakcyjności – zainteresowanie
systemem było nikłe.
b. W systemach planistycznych – wspominany wyżej system
SPP, realizował perspektywiczną (długofalową) analizę
symulacyjną przygotowanych wariantów rozwoju funkcjonujących kopalń. Emitował podstawowe parametry
charakteryzujące zarówno koszty realizacji poszczególnych wariantów, jak też ocenę ich efektywności. Zespół dr
hab. Andrzeja Czyloka (pracujący w tym czasie w COIG)
wykonał w latach 1980 tego rodzaju pionierskie analizy
w kilkudziesięciu kopalniach [2, 9], ale zainteresowanie
władz możliwościami rozwoju i przygotowania do rutynowego stosowania tego systemu – były nikłe; (systemem
SPP interesowała się natomiast Czechosłowacja [12]).
Okres postPRLowskiej rynkowej transformacji – znamienny dezintegracją kopalń, nieudolnym zarządzaniem
i likwidacyjną, tzw. restrukturyzacją górnictwa węgla kamiennego [6] to czas, w którym – wbrew logice – zainteresowanie
WŁAŚCICIELA rozwiązaniami zwiększającymi efektywność
zarządzania – było żadne! Kadra usamodzielnionych kopalń,
a później grupujących je Spółek – borykając się z podstawowymi problemami funkcjonowania – jeżeli problem zasilania
procesu zarządzania proefektywnościowymi informacjami
w ogóle dostrzegała, to na skali potrzeb lokowała go na
bardzo odległej pozycji. Na tą odgórną sytuację nałożyły się
skutki rozproszenia ośrodków komputerowej obsługi kopalń
w zakresie przetwarzania informacji. Szczególnie negatywnie
oddziaływał brak wspólnego programu – zawsze niezbęd-
6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
nych – prac rozwojowych oraz brak wzajemnej wymiany
pozytywnych systemowych rozwiązań.
Skutki wskazanej sytuacji były i są – fatalne. Zamiast
niezbędnego (zwłaszcza w gospodarce rynkowej) procesu
doskonalenia systemów zasilających zarządzanie proefektywnościowymi informacjami – w minionym ćwierćwieczu
nastąpił regres sprawności tego procesu. Przykładem może
być (uzasadniane zmniejszeniem kosztów przetwarzania
informacji) zaniechanie w wielu kopalniach (w pierwszych
latach 1990) usprawnionego (poprzez powiązanie z układem
terytorialnym) rozrachunku oddziałowego – realizowanego
systemem IOS-1. Przywrócono go do stosowania dopiero
w roku 2000 pod nazwą systemu ORK (szczegóły w [6]).
Inny drastyczny przykład. W większości kopalń obsługiwanych przez COIG systemami rozliczeniowymi SZYK
– indywidualny czterocyfrowy numer układu terytorialnego
– zaczął być używany nie tylko do identyfikacji rejonów
(jako grup wyrobisk). Zaczął być używany również do identyfikacji miejsc pracy, w których np. przysługuje dodatek
płacowy, albo do wyróżniania określonego rodzaju robót, np.
utrzymania rurociągów. Tym sposobem w systemach SZYK,
układ terytorialny został zamieniony na układ obiektów ewidencyjnych. Do zaspokajania określonych, drobnych potrzeb
ewidencyjnych można było wydzielić z czterocyfrowego numeru układu terytorialnego określoną jego część (wydzielaną
również do powoływania obiektów) – np. część czwartego
miejsca lub nawet część miejsca trzeciego, jeżeli kopalnia nie
potrzebowała wiele więcej niż 100 rejonów. Jednak zamiast
zastosować to rozwiązanie – układ terytorialny zmieniono
na quasi-terytorialny i (tym sposobem) zablokowano jego
prawidłowe wykorzystanie na wiele lat.
Dopiero w latach 2002÷2003 – w ramach projektu celowego realizowanego przez GIG, przy współpracy z COIG
(w zakresie oprogramowania) i kopalni „Bielszowice”
z Rudzkiej Spółki Węglowej (jako jednostki wdrażającej)
– układ terytorialny został prawidłowo zastosowany i wykorzystany w skomputeryzowanym systemie Strukturalnego
Rozliczania Kosztów (system SRK). System ten – choć jest
wersją inicjalną – realizuje po raz pierwszy podstawowe
zadania terytorialnego (strukturalnego) układu rozliczeniowego – w czterech modułach [13].
W pierwszym module systemu jest tworzona baza
podstawowych danych o charakterystyce i funkcjonowaniu
rejonów rozliczeniowych – umożliwiająca wizualizację ciągów produkcyjnych, wraz z informacją o kosztach w rejonach
formujących ciągi. Moduł ten umożliwia też emitowanie
w module drugim trzech podstawowych arkuszy wynikowych strukturalnego rozliczania kosztów w poszczególnych
ciągach produkcyjnych (od przodka do nadszybia i wagony
kolejowego) oraz trzech arkuszy „zbiorczych” obejmujących
całą kopalnię. W arkuszach tych są integrowane wyniki
rozliczania kosztów w układzie terytorialnym z wynikami
zapewnianymi układem organizacyjnym (oddziałowym) oraz
rodzajowym podziałem kosztów prowadzonym w powszechnie
obowiązującej księgowości. W module trzecim jest określany
– tak nazwany próg zyskowności [4]. Jest to wielkość wydobycia (dobowego lub miesięcznego), którą trzeba osiągać, aby
wartość urobku pozyskiwanego w danym przodku pokrywała
koszt jego pozyskania. W module czwartym został zintegrowany dyspozytorski monitoring efektywnego czasu pracy
kompleksu ścianowego z monitoringiem kosztu całego ciągu
produkcyjnego – co umożliwiło określenie dla poszczególnych
ścian – kosztu powodowanego przerwami ruchowymi; (inaczej: niewykorzystaniem czasu obłożonego). Ta informacja
udostępniana kadrze kierującej bieżącą produkcją – może być
w kopalniach skutecznym bodźcem do zwiększania wysiłku w
zakresie lepszego wykorzystania potencjału produkcyjnego
2015
czynnych ścian. Ostatnio, w Przeglądzie Górniczym 2014
nr 12 wskazywałem na możliwość i konieczność mierzenia
i zwiększania tak rozumianej produktywności ścian oraz
kopalń węgla kamiennego – jako bezwzględnego warunku
zwiększenia ich ekonomicznej efektywności.
Tak więc opracowanie systemu SRK i jego paroletnie
funkcjonowanie w kopalni „Bielszowice” – można by uznać
za sukces – gdyby nie fakt, że ówczesny Prezes Kompanii
Węglowej, do której została przeniesiona ta kopalnia – uznał
ten system (dnia 20.01.2009 r.)1) za nie przydatny! Nie
zgodził się na jego upowszechnienie w całej Kompanii!
Umożliwiło by to – w następnym kroku – wdrożenie strukturalnego rozliczania kosztów w całym górnictwie węgla
kamiennego i dalszy rozwój tego systemu rozliczeń.
Prace nad przygotowaniem układu procesowego i zastąpienie nim przestarzałego „Wykazu Stanowisk Kosztów” –
w całym ćwierćwieczu gospodarki rynkowej – nie zostały podjęte – chociaż były wielokrotnie proponowane przez GIG [6].
A jak w tym ćwierćwieczu rozwinęły się – nieodzowne
przecież – systemy wspierające planowanie rozwoju kopalń? Jak wskazałem – ze względu na specyfikę głębinowego
górnictwa – bez odpowiedniego oprzyrządowania sprawne
planowanie produkcji i rozwoju – w kopalniach oraz
w całym górnictwie głębinowym – nie jest możliwe!
Otóż okazało się, że w naszej postPRLowskiej gospodarce rynkowej – kopalnie najpierw rozproszone, a później
funkcjonujące w „konkurujących ze sobą Spółkach” – tego
rodzaju systemów także nie potrzebują. Wystarcza biznes
plan sporządzany dla poszczególnych mniejszych lub większych przedsięwzięć (projektów). Kompania Węglowa – tak
jak systemu SRK – nie potrzebowała również (20.01.2009r.)
wsparcia planowania (jako podstawowej funkcji zarządzania
) komputerową symulacją systemu SPP/SZP. Jak wskazywałem system SPP został znacząco rozwinięty już w latach 80.,
a przy wykorzystaniu systemu SRK, miał – i ma nadal – realne
szanse na znaczącą proefektywnościową skuteczność [7].
Czy rzeczywiście w naszym górnictwie węgla kamiennego osiągnęliśmy tak skuteczne zasilanie podejmowanych
decyzji proefektywnościową informacją, że już nie potrzebujemy dodatkowych rozwiązań o niewątpliwej (znacząco
sprawdzonej) skuteczności?!
5. Trzy warunki osiągnięcia przełomu w zakresie ekonomizacji zarządzania w kopalniach i górnictwie węgla
kamiennego (RECEPTA)
Określenie rzeczywistej sprawności w stymulowaniu ekonomizacji zarządzania – osiąganej przez aktualnie stosowane
skomputeryzowane systemy analityczno-rozliczeniowe i planistyczne (funkcjonujące w kopalniach i w całym górnictwie
węgla kamiennego) – wymaga przeprowadzenia rzetelnego
audytu. Merytoryczne ukierunkowanie postulowanego audytu
publikowałem w Przeglądzie Górniczym 2006 nr 11 [6, str.
13÷31]. Uważam, że jest niezbędny jako „punkt wyjścia” do
skutecznej akcji usprawniającej ekonomizację zarządzania.
Powinien objąć sprawność skomputeryzowanych systemów
w aspekcie ich proefektywnościowego potencjału. Także
skalę wykorzystania emitowanych informacji przez kadrę
zarządzającą. Obawiam się, że wynik takiego audytu – po
ćwierćwieczu wadliwej („straganiarskiej” – antyprzemysłowej) gospodarki rynkowej – wykaże stan alarmujący,
wymagający gruntowej naprawy.
1)
Rozmowa przeprowadzona z Prezesem – z udziałem Naczelnego
Dyrektora GIG – oraz przekazanie notatki precyzującej propozycje.
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Pierwszym podstawowym warunkiem osiągnięcia
przełomu w zakresie znaczącego zwiększenia ekonomicznej
efektywności kopalń i górnictwa węgla kamiennego – jest
(powtarzam) funkcjonowanie w nim kompetentnego zarządu!
Zarząd nieudolny, który przy tym ignoruje obowiązek permanentnego wysiłku – zapewniającego funkcyjnej kadrze kopalń
i Spółek coraz precyzyjniejszej proefektywnościowej informacji – przekreśla możliwość zmiany stanu dotychczasowego!!
Dlatego w PROGRAMIE NAPRAWCZYM górnictwa
węgla kamiennego – opublikowanym do dyskusji w kwietniowym zeszycie Przeglądu Górniczego (2015 r.) [8] – proponowałem kreowanie nieurzędniczego WŁAŚCICIELSKIEGO
ZARZĄDU, niezależnego od kadencyjnych polityków. Ma
to być centralny, koncernowy zarząd górnictwa węgla
kamiennego, który za swój niezbywalny obowiązek uznaje
zapewnienie kopalniom – sprawnych, wciąż doskonalonych
systemów analityczno-rozliczeniowych i planistycznych
– wspierających proefektywnościowe zarządzanie. Ta
konkretna cecha WŁAŚCICIELSKIEGO ZARZĄDU określa
pierwszy z omawianych w tym rozdziale warunków przełomu.
Drugi warunek jest komplementarny z pierwszym.
W górnictwie węgla kamiennego powinien powstać „centralny ośrodek badawczo-rozwojowy i wdrożeniowo-szkoleniowy ds. ekonomizacji zarządzania”. Tak określam jego
zakres kompetencji i obowiązków, ale może to być też jego
nazwa. Może wchodzić w strukturę WŁAŚCICIELSKIEGO
ZARZĄDU górnictwa węgla kamiennego. Ewentualnie
może być zorganizowany w Głównym Instytucie Górnictwa
– z odpowiednimi uprawnieniami przyznanymi przez
WŁAŚCICIELA kopalń.
Z treści poprzednich rozdziałów wynika w sposób dość
oczywisty – szeroki zakres obowiązków tak pomyślanego
Ośrodka, jako jednostki organizacyjnej. Wymienię ważniejsze:
a. Możliwie najszybsze wdrożenie we wszystkich kopalniach węgla kamiennego prawidłowego funkcjonowania
terytorialnego układu rozliczeniowego – wraz z systemem
SRK – oraz opracowanie i wdrożenie (wciąż dotkliwie brakującego) układu procesowego. Równocześnie rozwijanie
i integracja pozostałych układów i systemów analityczno-rozliczeniowych oraz utrzymywanie w kopalniach
jednolitego sposobu dokumentowania (kodowania)
w dokumentach źródłowych elementarnych zaszłości
gospodarczych – co warunkuje porównywalność emitowanych informacji i proefektywnościową międzykopalnianą wymianę doświadczeń.
b. Koordynacja funkcjonowania i sprzętowego rozwoju
komputerowej „bazy przetwarzania informacji” obsługującej zarządzanie w kopalniach i całym górnictwie
węgla kamiennego – co ma zapewnić obniżenie kosztów
i usprawnić cały proces obsługi zarządzania.
c. Prowadzenie intensywnych prac badawczo-rozwojowych i wdrożeniowych nad przygotowaniem fatalnie zaniedbanych systemów planistycznych. Szczególny wysiłek
powinien być skierowany na odtworzenie i dalszy rozwój
wskazywanego wyżej dorobku zespołu dr hab. Andrzeja
Czyloka. Komputerowa symulacja procesu eksploatacji
czynnych kopalń (system SPP) wsparta aktualnymi informacjami systemu SRK o pracy ciągów produkcyjnych
– otwiera (podkreślam to ponownie) nowe, nadzwyczaj
zachęcające możliwości ekonomizacji zarządzania
w górnictwie węgla kamiennego (system SPP/SZP [7]).
d. Prowadzenie systematycznego, obowiązkowego (cyklicznego) szkolenia kadry zatrudnionej w zarządach
kopalń – w zakresie korzystania z proefektywnościowych
możliwości funkcjonujących, skomputeryzowanych systemów. Niektóre szczegóły – podaję niżej, w omówieniu
kolejnego warunku.
7
Trzeci warunek, którego znaczenie określam jako przełomowe – może wywołać najwięcej kontrowersji. Postuluję bowiem, aby w ślad za audytem funkcjonujących w kopalniach
i Spółkach – systemów wspierających zarządzanie – przeprowadzić tam również szeroką akcję szkolenia zarządzającej
kadry inżynierów i ekonomistów. Przedmiotem szkolenia
powinny być możliwości i sposoby wykorzystania kopalnianej
ewidencji zaszłości gospodarczych i ich analityki – do zwiększania technicznej i ekonomicznej efektywności procesów
produkcji górniczej.
Szczególny nacisk powinien być położony na zrozumienie
przez kadrę sposobu funkcjonowania skomputeryzowanych
systemów – od informacji kodowanych na dokumentach
źródłowych, aż po odpowiednio adresowany arkusz (komunikat) wynikowy. Także na odpowiedzialność kadry
za rzetelność kodowania (dekretowania) informacji oraz za
formułowanie wymagań – w stosunku do funkcjonujących
systemów! Brak zainteresowania i brak wymagań – to
główne przyczyny małej skuteczności aktualnie funkcjonujących systemów we wspieraniu ekonomizacji zarządzania!! Wskazuję tu zarówno na systemy obsługujące
podejmowanie proefektywnościowych decyzji w bieżącym
zarządzaniu produkcją, jak też w procesie planowania robót
przygotowawczych o długim horyzoncie czasowym.
Na podstawie informacji z różnych źródeł – twierdzę, że
karda, której szkolenie postuluję – ma w znaczącej części – dalece nie pełną wiedzę o elementarzu ekonomizacji zarządzania. W tym: o sposobie funkcjonowania skomputeryzowanych
systemów, choć jedynym ich celem jest wspieranie kadry funkcyjnej w wysiłku na rzecz ekonomizacji zarządzania. Mają
też niedostateczną wiedzę o możliwości dostosowania emisji
funkcjonujących systemów do zróżnicowanych potrzeb kadry
zarządzającej. Na moje pytanie, czy kierownicy oddziałów
produkcyjnych biorą udział w wyznaczaniu dla swoich
oddziałów granic rejonów i obiektów (co może przesądzać
o precyzji i przydatności informacji otrzymywanych z systemów rozliczeniowych) – otrzymywałem odpowiedź negatywną. Na kolejne pytanie, czy kadra zatrudniona w komórkach
analizy efektywności i planowania robót – zwracają się do
ośrodków przetwarzania informacji z zapotrzebowaniem na
specjalistyczne analizy wspierające ich proefektywnościowe
projekty – także otrzymywałem odpowiedź negatywną.
Wskazana sytuacja może być wynikiem wadliwego (partykularnego? niekompetentnego?) kształcenia – w AGH
i Politechnice Śląskiej – inżynierów górniczych w zakresie
podstawowej wiedzy o zarządzaniu kopalniami. Może też
być objawem nieudolnego kierowania pracą kopalnianych
służb analizy i planowania robót przez wyższe szczeble
zarządzania.
Dopowiem jeszcze, że postulowane szkolenie powinno
być przeprowadzone na co najmniej kilkudniowych kursach,
z oderwaniem od pracy i zakończone rzetelnym egzaminem.
Egzamin powinien sprawdzać głównie wiedzę kadry w zakresie mechanizmu kontroli i usprawniania efektywności
procesów produkcyjnych w kopalni. Także znajomość
skomputeryzowanych systemów obsługujących ekonomizację zarządzania oraz zrozumienie swojej roli w procesie
usprawniania tych systemów.
Po przeprowadzeniu tego rodzaju szkolenia, które ma
(choć częściowo) nadrobić wcześniejsze zaniedbania – obowiązek systematycznego szkolenia kadry kopalń w zakresie
nowoczesnego zarządzania górniczą produkcją – powinien prowadzić postulowany wyżej Centralny Ośrodek
Badawczo-Rozwojowy (…). Proces permanentnego doskonalenia funkcjonujących oraz wdrażania nowych systemów
analityczno-rozliczeniowych i planistycznych – powinien
obejmować również systematyczną analizę ich wykorzystania
8
PRZEGLĄD GÓRNICZY
przez kadrę kopalń, oraz jej zaangażowanie w pracach nad proefektywnościową skutecznością funkcjonujących systemów.
6. Podsumowanie
W tym podsumowaniu skupię uwagę tylko na drugim
z trzech warunków osiągnięcia przełomu w zakresie ekonomizacji zarządzania w górnictwie węgla kamiennego.
Warunek ten uważam za najważniejszy!
PostPRLowska gospodarka rynkowa – jak podkreślałem –
przyniosła górnictwu węgla kamiennego utratę koncernowej
struktury i zintegrowanego zarządzania. Centralny Ośrodek
Informatyki Górnictwa (COIG), który w tym czasie, ze
zmienną skutecznością, pełnił funkcję koordynatora prac
dostosowujących do nowej sytuacji skomputeryzowane systemy obsługujące górnictwo – tracił stopniowo swą wiodącą
pozycję na rzecz rozproszonych ośrodków komputerowych.
W tej sytuacji występujący w tym czasie szybki rozwój
możliwości kreowanych nowymi generacjami komputerów
i ich oprogramowania – nie został niestety dostatecznie wykorzystany do proefektywnościowego usprawnienia systemów
obsługujących zarządzanie w kopalniach i ich nadrzędnych
jednostkach.
Doświadczenie minionego ćwierćwiecza wykazało, że
funkcji OŚRODKA WIODĄCEGO w pracach badawczo-rozwojowych i wdrożeniowo-szkoleniowych ukierunkowanych na ekonomizację zarządzania w górnictwie
węgla kamiennego– nie jest w stanie podjąć Główny Instytut
Górnictwa, który w roku 1975 przekazał swój potencjał
(w tym zakresie) do COIG; 186 specjalistycznie przygotowanych pracowników. Okazało się, że zadania tego nie są
w stanie podjąć – w potrzebnej skali – również „Katedry
Zarządzania” w Akademii Górniczo-Hutniczej i Politechnice
Śląskiej.
Jedynym realnym i koniecznym rozwiązaniem jest
więc powołanie przez WŁAŚCICIELA górnictwa węgla
kamiennego – Ośrodka – omówionego wyżej w rozdziale
5. Im szybciej to nastąpi – oraz im silniejszy i sprawniejszy
będzie to Ośrodek – tym większe będą szanse na skuteczną
ekonomizację zarządzania w kopalniach i całym omawianym górnictwie. Twierdzę, że bez postulowanego Ośrodka
– zarządzanie górnictwem węgla kamiennego będzie nadal
niezadowalająco oprzyrządowane, a jego (górnictwa)
proefektywnościowy rozwój będzie poważanie zagrożony.
2015
Cytowana literatura:
1.
2.
3.
4.
5.
6.
7.
8.
9.
10.
11.
12.
13.
Adamiecki K.: O nauce organizacji – wybór pism. Wydanie drugie
dokonane przez Z. Heidricha. Warszawa, wyd. TNUiK i PWE, 1985.
Czylok A., Madejski A., Dzedzej A., Majewski J.: Stan i perspektywy
zastosowań symulacyjnej metody analizy perspektywicznego rozwoju
kopalń węgla kamiennego. Wiadomości Górnicze 1979, nr 7.
Lisowski A.: O przyczynach kryzysu w aspekcie zarządzania. Przegląd
Organizacji, nr7, 1988.
Lisowski A.: Podstawy ekonomicznej efektywności podziemnej eksploatacji złóż. Wydawnictwo GIG i PWN. Katowice-Warszawa 2001.
Lisowski A.: Szansa na nowoczesność monitoringu i stymulacji ekonomicznej efektowności wnętrza podziemnych kopalń – system SRK.
Przegląd Górniczy 2003 nr 7–8.
Lisowski A.: Górnictwo węgla kamiennego w Polsce. Krytyczna ocena
sposobu przeprowadzenia rynkowej transformacji i dyskusja problemów
wciąż oczekujących na rozwiązanie. 2006–2013. Wydawnictwo GIG,
Katowice 2013.
Lisowski A.: Namawiam do konkretyzacji i rozwiązania problemu
EKONOMIZACJI PLANOWANIA podziemnej eksploatacji złóż.
POLEMIKI-DYSKUSJE. Przegląd Górniczy 2013 nr 5.
Lisowski A.: Program naprawczy górnictwa węgla kamiennego i dalszy program lepszego wykorzystania węgla w polskiej gospodarce.
Pierwszopis artykułu został opublikowany przez Zarząd Główny SiTG
we „Wspólnych sprawach” 2014, nr 11. Przegląd Górniczy, 2015 nr 4.
Madejski A., Wistuba A.: Ekonometryczne modelowanie efektywności
procesów produkcyjnych w kopalniach, przy wykorzystaniu skomputeryzowanych metod przygotowania materiałów statystycznych w komputerowych bankach danych systemów analityczno-rozliczeniowych.
W: Prace Centralnego Ośrodka Informatyki Górnictwa. Katowice 1987
nr 15.
Praca zbiorowa pod red. A. Lisowskiego: Komputeryzacja zarządzania
– z doświadczeń przemysłu węglowego, Katowice GIG, 1972.
Praca zbiorowa pod redakcją A. Lisowskiego i E. Pawełczyka:
Zastosowanie komputerów oraz metod statystyki i ekonometrii w
zarządzaniu branżą – na przykładzie górnictwa węgla kamiennego.
Katowice, GIG, 1977.
Praca zbiorowa pod red. A. Madejskiego: Wykorzystanie podsystemu
SPP.1 i programów DYNO do analizy ekonomicznej efektywności
wariantów budowy i rozwoju kopalń czechosłowackich. W: Prace
Centralnego Ośrodka Informatyki Górnictwa. Katowice 1991 nr 32.
Praca zbiorowa – A. Lisowski z Zespołem. Podręcznik użytkownika
– System SRK. Dokumentacja GIG, przygotowana po wdrożeniu systemu w kop. „Bielszowice” – do dalszego upowszechniania systemu w
kopalniach. Wynik pracy badawczej KBN od 01.03.2002 do 31.05.2003.
(nie publikowana – Biblioteka GIG).
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
9
UKD 338.45:622.333:339.137
Ocena zdolności konkurencyjnej polskiego górnictwa węgla
kamiennego w świetle danych historycznych
Assessment of competitive ability of the Polish mining industry in the light
of historical data
Dr inż. Jacek Korski*)
Dr inż. Katarzyna
Tobór-Osadnik**)
Dr inż. Małgorzata
Wyganowska**)
Treść: W ostatnich latach zauważalny jest pogłębiający się spadek konkurencyjności polskiego węgla na rynkach światowych. Sytuacja
ta może wynikać zarówno z przyczyn zewnętrznych, niezależnych od polskich przedsiębiorstw górniczych, jak i z przyczyn
wewnętrznych. W artykule autorzy dokonują przeglądu wybranych wskaźników technicznych produkcji węgla kamiennego
w Polsce na przestrzeni lat 1988÷2013. Do tych wskaźników należą między innymi: wydobycie węgla, liczbaczynnychkopalń,
wskaźnik względny średniego rocznego wydobycia, wskaźnik względny dobowego wydobycia, średniej długości ściany, udział
pracowników dołowych w zatrudnieniu ogółem, wydajności ogólnej i dołowej oraz liczby pracowników dołowych na 1 ścianę. Przeprowadzone analizy stanowią podstawę do oceny zachodzących zmian konkurencyjności przedsiębiorstw polskiego
górnictwa węgla kamiennego w skali krajowej i w skali globalnej. Artykuł został zakończony podsumowaniem i wnioskami
wynikającymi z zaprezentowanych analiz.
Abstract: In recent years, there has been a deterioration in the competitiveness of the Polish mining industry on global markets. The
bad situation may be the result of both the causes beyond the control of Polish mining plants, and internal causes. This paper
presents a review of selected production technical indicators for hard coal in Poland in the period of 1988-2013. These indicators are the following: coal mining, number of active mines, indicator of relative average annual output of coal, indicator
of relative day output, indicator of average longwall face length, participation of underground workers in total employment,
underground efficiency and total efficiency as well as the number of miners per 1 longwall. The analyses are crucial for
assessing the changes in the competitiveness of Polish hard coal mining companies both in national and global scale. This
paper is summarized with conclusions resulting the presented analyses.
Słowa kluczowe:
górnictwo, konkurencyjność, wskaźniki techniczne produkcji
Key words:
mining, competitiveness, production technical indicators
1. Wprowadzenie
Obecna sytuacja polskiego górnictwa węgla kamiennego
tłumaczona jest światowym kryzysem i gwałtownym spadkiem cen węgla kamiennego związanym z jego nadpodażą.
Zapomina się jednak o wewnętrznych (krajowych) przyczynach obecnej sytuacji, które ogólnie można określić jako
pogorszenie konkurencyjności i zdolności konkurencyjnych
polskich przedsiębiorstw wydobywających węgiel kamienny
*) Famur SA, Katowice **) Politechnika Śląska, Katedra Zarządzania
i Inżynierii Bezpieczeństwa
[2]. Przez wiele lat istotną przewagę konkurencyjną na polskim rynku węgla kamiennego zapewniała ilościowa bariera
możliwości przywozowych węgla do Polski oraz koszty
transportu węgla do krajowych odbiorców. Modernizacja tzw.
portów lądowych i sieci transportu kolejowego i drogowego
oraz rozbudowa polskich portów morskich w zakresie rozładunku statków z węglem spowodowały, że w warunkach
spadku światowych cen węgla i wzrostu kosztów wydobycia
węgla kamiennego w Polsce, zdolność konkurencyjna polskiego górnictwa węglowego uległa znacznemu pogorszeniu.
Najbardziej efektywny polski podmiot gospodarczy działający
w Polsce, czyli LW „Bogdanka”, realizuje od kilkunastu już
10
PRZEGLĄD GÓRNICZY
lat proces efektywnej rozbudowy zdolności wydobywczej
zwiększając na krajowym rynku węgla podaż produktu
bardzo podobnego jakościowo do wydobywanego w dużych
kopalniach KW S.A („Piast”, „Ziemowit”). Powoduje to
zaostrzenie konkurencji w segmencie produktów o mniejszej
atrakcyjności na globalnym rynku światowym.
2. Analiza wybranych wskaźników
Na podstawie danych publikowanych od wielu lat na
stronach internetowych Ministerstwa Gospodarki zestawiono
latami wiele wskaźników technicznych polskiego górnictwa
węgla kamiennego odniesionych do takich samych wskaźników z roku bazowego – 1988. Występująca w tym okresie
dominacja systemów ścianowych z zawałem stropu pozwala
na długookresową analizę efektów stosowania porównywalnych systemów wydobycia.
Zmiana systemu polityczno-ekonomicznego w Polsce po
1989 roku spowodowała, że zniknęło z rynku węgla kamiennego wielu tradycyjnych odbiorców krajowych (np. PGR-y)
i przerwana została wymiana towarowa oraz podział pracy
w ramach Rady Wzajemnej Pomocy Gospodarczej. Oznaczało
to, iż gwałtowanie spadło zapotrzebowanie na węgiel kamienny z polskich kopalń. Pilną koniecznością stało się dostosowanie poziomu wydobycia (rys. 1) do możliwości jego
sprzedaży i, generalnie, dostosowanie polskiego górnictwa
węgla kamiennego do warunków budowanej gospodarki
rynkowej [4].
Jednym z zastosowanych rozwiązań była likwidacja
kopalń węgla kamiennego w Polsce, których liczba uległa
zmniejszeniu z 70 w 1988 do 30 w 2013 roku (rys.2).
Należy jednak zauważyć, że obok likwidacji kopalń następowały procesy łączenia kopalń, czasami celem ułatwienia
procesów likwidacyjnych (wykorzystanie złoża, optymalizacja wykorzystania zasobów ludzkich i zmniejszenie napięć
społecznych, zagospodarowanie majątku).
Niepokojącym wskaźnikiem, przy malejącej liczbie kopalń, jest realizowany przez statystyczną kopalnię poziom
2015
rocznego wydobycia, który jest niższy niż w bazowym 1988
roku i to mimo faktu łączenia kopalń (rys.3).
Spadek wydobycia statystycznej kopalni może oznaczać,
że stopień wykorzystania majątku produkcyjnego w stosunku
do jego zdolności (potencjału) technicznych jest znacznie
gorszy niż w przeszłości. Konsekwencją takiego stanu jest
względny wzrost udziału kosztów stałych związany z utrzymaniem niewykorzystanego majątku produkcyjnego i wzrost
pracochłonności.
Znaczący spadek liczby ścian wydobywczych (rys. 4)
jest niewątpliwie wynikiem postępu technicznego (nowe
jakościowo wyposażenie, wydłużenie długości ścian, może
także nowe rozwiązania technologiczne i organizacyjne) [1]
oraz zmniejszenia się liczby kopalń.
Do 2006 roku średnie dobowe wydobycie z jednej ściany
wzrastało (rys. 5). Gwałtowne załamanie wzrostu średniego
dobowego wydobycia ze ściany w 2007 roku należy tłumaczyć tragiczną katastrofą w KWK Halemba (listopad 2006)
i wzrostem wymagań z zakresie bezpieczeństwa. Spadek
ten można także objaśniać zmianami organizacyjnymi i
personalnymi, zwłaszcza w Kompanii Węglowej – największego przedsiębiorstwa górniczego wydobywającego węgiel
kamienny w Unii Europejskiej (m.in. odejście dużej grupy
doświadczonych menadżerów górniczych z kilku jednocześnie
poziomów zarządzania). W 2009 miały miejsce dwie kolejne
katastrofy (KWK Borynia, KWK WujekRuch Śląsk). Wskutek
odchodzenia pracowników ścian na emerytury zintensyfikowano także proces przemieszczania pracowników z innych,
pozaprzodkowych stanowisk do przodków.
Przedmiotem analizy była także długość ścian w polskich
kopalniach [rys.6]. Wzrost długości ścian wynikał z dążenia
do wzrostu efektywnego urabiania w ścianie. W normalnych
warunkach maleje udział czasu traconego na konieczne
nawroty kombajnu na końcach ściany będący uzasadnioną
technologicznie przerwą organizacyjną. Na podstawie analizy
danych i wywiadów w polskich kopalniach można zauważyć,
że często nie przywiązuje się wagi do poszukiwania rozwiązań
technicznych i organizacyjnych związanych ze skracaniem
Rys. 1.Wydobycie węgla kamiennego w Polsce w latach 1988÷2013
Opracowanie własne wg danych www.mg.gov.pl]
Fig. 1. Hard coal annual output in Poland in the period of 1988÷2013
Own elaboration acc. to data from www.mg.gov.pl
Nr 6
Rys. 2.Liczba kopalń węgla
kamiennego w Polsce
1988÷2013
[Opracowanie własne wg
danych www.mg.gov.pl.]
Fig. 2. Number of hard coal
mines in Poland in the
period of 1988÷2013
[Own elaboration acc. to
data from www.mg.gov.
pl]
Rys. 3. Stosunek rocznego wydobycia statystycznej
kopalni w odniesieniu
do 1988 roku
Opracowanie własne wg
danych www.mg.gov.pl.
Fig. 3. Average coal mine annual output compared
to 1988
Own elaboration acc. to
data from www.mg.gov.
pl
Rys. 4.Liczba ścian wydobywczych w odniesieniu do
roku 1988 w polskim
górnictwie węgla kamiennego
Opracowanie własne wg
danych www.mg.gov.pl.
Fig. 4. Number of longwall faces in Polish hard coal
mining industry compared to the 1988
Own elaboration acc. to
data from www.mg.gov.
pl
PRZEGLĄD GÓRNICZY
11
12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Rys. 5.Względny wskaźnik wydobycia z jednej ściany w polskim górnictwie węglowym w odniesieniu do 1988 roku
Opracowanie własne wg danych www.mg.gov.pl.
Fig. 5. Indicator of relative daily output per longwall in the Polish coal mining industry in the
period of 1988÷2013 compared to 1988
Own elaboration acc. to data from www.mg.gov.pl
czasu przerw operacyjnych związanych z nawrotami kombajnu i przesuwaniem napędów przenośnika ścianowego.
Racjonalne dążenie do zwiększania długości ścian wydobywczych, uwarunkowane jednak nowymi wymaganiami
i możliwościami wyposażenia technicznego ścian trwało w
praktyce do 2004 roku. Wiek kopalń powoduje, że coraz trudniej można znaleźć pola ścianowe pozwalające na optymalne
długości ścian i znaczne ich wybiegi. Prawdopodobnie z tej
przyczyny po 2004 roku długość ścian spada, po czym sta-
bilizuje się na pewnym poziomie. Dodatkowym czynnikiem
ograniczającym wzrost długości ścian wydobywczych jest
wzrost zagrożenia metanowego, a dla ograniczenia związanego z tym ryzyka, jednym z narzędzi profilaktyki jest
ograniczanie długości ścian.
Pozytywnym rezultatem prowadzonych działań w zakresie restrukturyzacji kopalń węgla kamiennego w Polsce
w obszarze technicznym i organizacyjnym był stały wzrost
wydajności ogólnej i dołowej w polskim górnictwie węglo-
Rys. 6.Średnia długość ściany w polskim górnictwie węgla kamiennego w odniesieniu do 1988 roku
Opracowanie własne wg danych www.mg.gov.pl.
Fig. 6. Average longwall face length in the Polish hard coal mining industry in the period of 1988÷2013
compared to 1988
Own elaboration acc. to data from www.mg.gov.pl
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
wym, który trwał nieprzerwanie do 2007 roku (rys. 7). Po
spadku w latach 2007-2009, w kolejnych latach następował
ponowny wzrost, jednak nie osiągnięto poprzedniego poziomu. Widoczna na rysunku 7 różnica przyrostów względnych
między wydajnością dołową a wydajnością ogólną w latach
2010÷2013 wskazuje pośrednio na pogorszenie jakości węgla
handlowego, co przy coraz bardziej otwartym rynku, może
być objawem pogarszania zdolności konkurencyjnej.
Wzrost wydajności ogólnej i dołowej w polskich kopalniach węgla kamiennego, z racji wieku kopalń, wielopokładowej eksploatacji i jej rosnącej głębokości, nie był jednak
tak dynamiczny, jak w innych krajach (gdzie także stosowane
są takie same ścianowe metody wybierania).
Polskie górnictwo węglowe jest zdominowane przez
ścianowe systemy wydobycia z zawałem stropu (tylko trzy
niewielkie przedsiębiorstwa wydobywały węgiel kamienny
w 2012 roku w systemach innych niż ścianowe, a wśród ponad
średnio 100 ścian wydobywczych tylko dwie prowadzono w
ostatnich latach z zastosowaniem podsadzki hydraulicznej) [3].
Analizując kształtowanie się liczby pracowników dołowych przypadających na jedną ścianę wydobywczą (rys. 8)
można zauważyć, że liczba ta znacząco rosła od 1988 roku.
Rys. 7.Odniesiona do 1988
roku wydajność ogólna i wydajność dołowa
w polskim górnictwie
węgla kamiennego
Opracowanie własne
Fig. 7. Average daily work
output of underground workers (red) and
efficiency of the total
employed staff in the
Polish coal mining industry in the period of
1988÷2013 compared to
1988
Own elaboration
Rys. 8.Wskaźnik
względny
liczby
pracowników
dołowych na 1 ścianę
odniesiony do poziomu
1988 roku
Opracowanie własne
Fig. 8. Average indicator of
relative number of underground workers per
longwall compared to
1988
Own elaboration
13
W podziemnej kopalni węgla kamiennego realizowany jest
pewien system procesów operacyjnych, wśród których pod
ziemią są realizowane:
– Podstawowy proces operacyjny – proces wydobywczy,
– Pomocnicze procesy operacyjne – procesy przygotowania procesu wydobywczego (górnicze roboty przygotowawcze) oraz procesy wyposażania i demontażu systemów
wykonawczych),
– Wspomagające procesy operacyjne – procesy zasilania
procesów wykonawczych i procesy utrzymania wykonawczych systemów technicznych.
Wzrost liczby pracowników dołowych przypadających na
1 ścianę wydobywczą oznacza, że znacząco wzrosła pracochłonność realizacji wymienionego wyżej systemu procesów
i powinno to być przedmiotem głębokiej analizy. Obniżenie
się tego wskaźnika w latach 1999÷2000 w stosunku do 1998
roku można objaśniać dużymi odejściami pracowników dołowych w ramach pakietu dobrowolnych odejść – Górniczego
Pakietu Socjalnego.
Prawdopodobnie dynamiczny wzrost tego wskaźnika
w 1998 w stosunku do roku poprzedzającego wynikał z przenosin pracowników powierzchni do grupy pracowników do-
14
PRZEGLĄD GÓRNICZY
łowych (m.in. dla uzyskania możliwości skorzystania z GPS)
i wdrożenia nowego systemu emerytalnego dla górników.
Względny wskaźnik liczby pracowników kopalni ogółem
na 1 ścianę wydobywczą (rys. 9.), choć ma nieco mniejszą
dynamikę, także wzrósł w 2013 roku niemal dwukrotnie
w stosunku do roku 1988. Pośrednio, wraz ze względnym
wskaźnikiem średniego rocznego wydobycia kopalń, wskazuje to, że procesy ograniczania wydobycia w kopalniach
nie są skorelowane z ograniczaniem technicznego potencjału
tych kopalń czyli proporcjonalnym ograniczaniem zdolności
wszystkich ogniw ciągu technologicznego kopalń (często jest
to jednak technicznie niewykonalne).
Konsekwencją sukcesu GPS (Górniczego Pakietu
Socjalnego) miał być, postrzegany jako niekorzystny,spadek procentowego udziału pracowników dołowych kopalń
w stosunku do ogółu pracowników tych kopalń (rys.10).
Analiza nie potwierdza tych danych, natomiast zaniepokojenie może wzbudzić spadek wskaźnika udziału pracowników
dołowych w latach 2009÷2013. W latach 2009÷2011 większość polskich przedsiębiorstw wydobywających węgiel kamienny prowadziła aktywną politykę przyjmowania nowych
pracowników, zwłaszcza do pracy pod ziemią.
2015
Stale rosnący udział kosztów pracy (nawet do ok.60%)
w kosztach przedsiębiorstw wydobywających węgiel kamienny i malejący udział ruchomych, motywacyjnych elementów
w wynagrodzeniach jest zjawiskiem niekorzystnym, zwłaszcza w sytuacji konieczności ograniczania wydobycia.
Ostatnie analizowane parametry wskazują na źródła utraty
zdolności konkurencyjnej w obszarze kosztowym.
3. Podsumowanie i wnioski.
Utrata zdolności konkurencyjnej dużej liczby polskich
przedsiębiorstw górniczych wydobywających węgiel kamienny jest tylko częściowo konsekwencją sytuacji na światowym
rynku węgla kamiennego.
Wśród innych przyczyn należy wymienić pogorszenie
jakości wydobywanego węgla i nadmierne zużycie zasobów w procesie pozyskiwania węgla z większości polskich
kopalń. Przekłada się to na wzrost kosztów jednostkowych
wydobycia i ograniczenie możliwości jakościowego i cenowego konkurowania polskiego węgla na rynku krajowym
i w eksporcie.
Rys. 9.Wskaźnik liczby pracowników kopalni ogółem na
jedną ścianę odniesiony
do 1988 roku
Opracowanie własne wg
danych www.mg.gov.pl.
Fig. 9. Average number of all
employees per longwall
compared to 1988
Own elaboration acc. to
data from www.mg.gov.pl
Rys. 10. Względny
wskaźnik
udziału pracowników
dołowych do pracowników kopalni ogółem
odniesiony do poziomu
roku 1988 roku
Opracowanie własne wg
danych www.mg.gov.pl.
Fig. 10. Average indicator of
relative participation of
underground workers
in total employment
compared to 1988
Own elaboration acc. to
data from www.mg.gov.
pl
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Na podstawie analizy można wskazać następujące wnioski
dotyczące możliwych kierunków poprawy sytuacji:
1. Konieczne jest przeprowadzenie analizy zapotrzebowania
ilościowego i jakościowego polskiej gospodarki na węgiel
kamienny.
2. Konieczne jest jednoznaczne zdefiniowanie roli polskiego
węgla kamiennego w polskim mikście energetycznym.
3. Niezbędne jest zracjonalizowanie systemu procesów
w polskich kopalniach węgla kamiennego celem ich
uproszczenia i obniżenia ich pracochłonności.
4. Niezbędne jest ograniczenie systemów technicznych
(infrastruktury technicznej) kopalń do absolutnie niezbędnego minimum zapewniającego bezpieczne realizowanie
zadań.
5. Według stanu aktualnego, nie będzie możliwe utrzymanie
obecnej liczby kopalń i poziomu zatrudnienia w polskim
górnictwie węgla kamiennego.
6. Niezbędna jest racjonalizacja systemu zarządzania zasobami ludzkimiod określenia kryteriów rekrutacji począwszy, a na prawidłowych systemach motywujących
do bezpiecznej i wydajnej pracy kończąc [5]. Pozwoli to
na wykorzystanie, w szczególności przez kadrę niższego
i średniego dozoru, nowoczesnych narzędzi kierowania
ludźmi (załogą), tak aby uzyskiwać w toku zarządzania
załogę efektywną i zaangażowaną w pracę, zdyscyplinowaną oraz odpowiedzialną. Autorzy sądzą, że są to obszary
wciąż potencjalnie niewykorzystanych możliwości cięcia
15
kosztów i wzrostu efektywności produkcji, a z uwagi na
wysoki udział kosztów wynagrodzeń w ogólnych kosztach
produkcji (od 50 do 60 % w poszczególnych kopalniach)
jest to obszar działań pożądanych i istotnych.
Literatura:
1.
2.
3.
4.
5.
6.
Bielski I.: Innowacje w kreowaniu zdolności konkurencyjnej
przedsiębiorstwa. Rozprawy (nr 125). Uniwersytet TechnologicznoPrzyrodniczy im. Jana i Jędrzeja Śniadeckich w Bydgoszczy, Bydgoszcz
2007.
Grzebyk M., Kryński Zdz.: Konkurencja i konkurencyjność przedsiębiorstw. Ujęcie teoretyczne, Zeszyty Naukowe Uniwersytetu
Rzeszowskiego nr 20 [w:] Nierówności społeczne a wzrost gospodarczy.
Uwarunkowania sprawnego działania w przedsiębiorstwie i regionie,
Rzeszów 2011, s. 107÷118.
Magda R., Woźny T., Kowalczyk B., Głodzik S., Gryglik D.:
Racjonalizacja modelu w wielkości kopalni węgla kamiennego w
warunkach gospodarczych początku XXI wieku. AGH, Kraków 2002.
Tobór-Osadnik K.: Wybrane elementy strategii produkcji w kopalniach
węgla kamiennego. Szkoła Ekonomiki i Zarządzania w Górnictwie 2000.
Ustroń, 2000.
Wyganowska M.: Podstawy zarządzania personelem dla inżynierów.
Wyd. Politechniki Śląskiej, Gliwice 2012.
Strona internetowa www.mg.gov.pl.
16
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
UKD 622.333:622.28:622.23
Wysoko wydajny przodek chodnikowy w drążeniu wyrobisk
przewidzianych do późniejszego wykorzystania
w jednostronnym otoczeniu zrobów
High-productive road head during driving of excavation intended for later use
in one-sided surroundings of the goaf
Dr inż. Zbigniew Rak*)
Dr inż. Jerzy Stasica*)
Mgr inż. Damian Borgieł**)
Mgr inż. Zbigniew Ciepliński**)
Treść: PG „Silesia” stosując eksploatację pokładów ścianami od pola, od kilku lat doskonali technikę drążenia i zabezpieczenia wyrobisk podścianowych w aspekcie ich utrzymywania za frontem eksploatacji. Artykuł przedstawia najnowsze doświadczenia PG
„Silesia” w zakresie wdrożenia technologii drążenia wyrobisk przygotowawczych wysoko wydajnym przodkiem z wykorzystaniem kombajnu MR340X-Ex/201. W drążonym chodniku podścianowym zastosowano kotwienie skał stropowych bezpośrednio
w przodku. Ponadto zastosowano wykładkę mechaniczną, przykotwienie łuków stropnicowych kotwiami strunowymi iniekcyjnymi oraz nowoczesny system transportu przodkowego i odstawy urobku. Artykuł krótko charakteryzuje zastosowane technologie
oraz prezentuje rezultaty drążenia chodnika.
Abstract: PG “Silesia” performs exploitation of coal seams by means of longwall panels from the field. In recent years the technique of
driving and support of maingate and tailgate in terms of their maintenance behind the front of exploitation has been improved.
This paper presents the latest experiences of PG “Silesia” in the field of implementation of preparatory excavations technology
through a high-productive forehead by use of the mining roadheader MR340X-Ex/201. In the process of driving a roadway
directly in the face, roof rock bolts were used. Moreover, the mechanical lining, bolting of arch yielding support by means
of injection strings, modern system of forehead transport and haulage of output were used. The paper briefly characterizes
the applied technologies and presents the results of roadway driving.
*) AGH w Krakowie **) PG Silesia.
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
17
Słowa kluczowe:
drążenie przodków chodnikowych, mechanizacja drążenia chodników, wzmocnienie obudowy, kotwienie w przodku wyrobisk, przykotwienie obudowy podporowej, wykładka mechaniczna
Key words:
driving of the road heads, mechanization of gate road mining, reinforcement of support, bolting in the forehead of excavation, reinforcement of arch yielding support by means of rock bolts, mechanical lining
1. Wprowadzenie
Jednym z poważniejszych problemów, z jakimi borykają
się górnośląskie kopalnie węgla kamiennego jest uzyskanie
odpowiednio wysokiego postępu drążenia wyrobisk korytarzowych oraz możliwość ich późniejszego wykorzystania
w jednostronnym otoczeniu zrobów. Za właściwe tempo postępu przodków należy uznać takie, które z jednej strony gwarantuje utrzymanie odpowiedniego wyprzedzenia robót przygotowawczych w stosunku do eksploatacyjnych, a z drugiej
wpływa na minimalizację kosztów tych robót. Zwiększenie
prędkości drążenia wyrobisk nie może oczywiście skutkować
pogorszeniem jakości wykonawstwa, zwłaszcza, że coraz
trudniejsze warunki geologiczno-górnicze naszych kopalń
wymagają starannego wykonywania obudowy wyrobisk,
jak i stosowania dodatkowych środków dla osiągnięcia wymaganej stateczności wyrobisk i odpowiedniego poziomu
bezpieczeństwa robót.
Niniejszy artykuł ma na celu pokazanie, że odpowiednio,
a przede wszystkim kompleksowo zmechanizowane przodki
kombajnowe, pozwalają na uzyskanie zadowalających postępów drążenia wyrobisk korytarzowych w trudnych warunkach
polskich kopalń węgla kamiennego. Dla osiągnięcia tego celu
posłużono się przykładem chodnika kierunkowego 3 w pokładzie 325/1 w PG „Silesia”. Kopalnia ta aktualnie w pokładzie
325/1 prowadzi eksploatację jedną ścianą wydobywczą.
W celu przygotowania w odpowiednim czasie kolejnej parceli
eksploatacyjnej, zachodzi konieczność, oprócz wykonania
nowego chodnika podścianowego i przecinki ścianowej,
utrzymywania chodnika podścianowego za frontem eksploatacji ww. ściany. Pierwszą próbę utrzymania chodnika za
frontem ściany podjęto w ubiegłym roku w parceli ściany 103.
Wyrobiskiem utrzymywanym za tą ścianą jest chodnik kierunkowy 2. Zastosowane środki dla utrzymania tego chodnika
pozwoliły na uzyskanie zadowalających rezultatów, jednak
na kilku odcinkach zaobserwowano znaczną deformację
obudowy wyrobiska. Od samego początku biegu tej ściany
i jednoczesnym utrzymywaniu chodnika, Kierownictwo
Kopalni wraz z Zespołem Katedry Górnictwa Podziemnego
AGH, podjęło obserwacje i analizy, których celem było opracowanie takiej technologii drążenia kolejnego chodnika, aby
uniknąć lub zredukować sytuacje zagrażające jego stateczności
podczas utrzymywania w jednostronnym otoczeniu zrobów.
Zidentyfikowano główne przyczyny pogorszonego stanu
chodnika za ścianą i w rezultacie sformułowano kilka podstawowych wniosków, które zaskutkowały zmianami w zakresie
technologii drążenia kolejnego chodnika, tj. ww. kierunkowego
3. Spośród najistotniejszych zmian wymienić należy:
– wprowadzenie wykładki mechanicznej w przodku drążonego chodnika,
– zastosowanie kotwienia miedzy odrzwiami obudowy
podporowej w przodku,
– wydłużenie kotwienia wysokiego do 9 m,
– zastąpienie kotwi strunowych instalowanych na ładunkach
żywicznych, kotwiami strunowymi iniekcyjnymi.
Powyższe technologie są znane w naszym górnictwie
(vide LW „Bogdanka S.A.”), ale zazwyczaj nie łączy się ich
z pojęciem przodków wysoko wydajnych. Wręcz przeciwnie panuje opinia, że zarówno wykładka mechaniczna, jak
i kotwienie w przodku wydatnie obniżają postępy drążenia.
Pomimo to Kierownictwo PG „Silesia” postawiło sobie za
zadanie wdrożenie ww. technologii przy zachowaniu zasady
maksymalizacji postępu dobowego drążenia wyrobiska. Dla
uzyskania zamierzonego celu PG Silesia wyposażyło przodek
w kombajn chodnikowy typu MR340X-Ex/201 z zabudowaną
lawetą wiercąco-kotwiącą dla potrzeb kotwienia bezpośrednio
w przodku.
2. Warunki geologiczno-górnicze pokładu 325/1 w rejonie
chodnika kierunkowego 3
Pokład 325/1 w rejonie chodnika kierunkowego 3 ma sumaryczną miąższość około 2,40÷3,40m, przy czym miąższość
maleje generalnie ze wschodu na zachód. Jest to spowodowane zmniejszaniem się grubości przerostu łupków ilastych,
iłowców, niekiedy łupków węglowych, które dzielą zasadniczo pokład na dwie ławy. Na tak duże wahania miąższości
składa się również redukcja miąższości obu ław węglowych
w kierunku zachodnim. Ława dolna (przedzielona w części
przyspągowej przerostem węglowo-łupkowym o grubości
0,01÷0,10 m) ma miąższość maksymalną od około 1,5 m do
około 1,25 m. Ława górna (przedzielona niekiedy w centralnej
partii przerostem węglowo-łupkowym o grubości 0,00÷0,10
m) ma miąższość od około 1,8 do około 2,2 m. Ponad zasadniczym pokładem węglowym znajduje się warstwa łupków
węglowych, lokalnie bardziej uwęglonych lub bardziej ilastych o miąższości 0,3÷0,6m,
W stropie pokładu 325/1 występuje warstwa iłowca
o grubości około 3,0÷6,0 m zaliczona do I klasy stropów
bezpośrednich, która lokalnie ulega zupełnemu wyklinowaniu, a w stropie pojawia się bezpośrednio zawodniony
piaskowiec orzeski, z dopływem wody około 30 dm3/min.
Powyżej warstwy iłowca zalegają piaskowce orzeskie
o miąższości 17,0÷18,0 m, przewarstwione niekiedy
2-metrową warstwą łupku ilastego. Ponad piaskowcami
występuje warstwa iłowca o grubości około 3÷4 m, ponad
którym występuje pokład 324 grubości około 1 m. Ponad
pokładem 324 zalega warstwa iłowca o miąższości około 1
m, następnie piaskowce orzeskie o miąższości około 10 m,
łupki ilaste o miąższości 1,0 m i pokład 323 o miąższości
2,0 m. Ponad tym pokładem zalega iłowiec o miąższości 0,5
m, a następnie niewielki pokład węglowy o grubości 0,4 m.
W spągu pokładu 325/1 występuje warstwa iłowców
o miąższości około 10,0 m zaliczana do II kategorii spągów
i dużej podatności na wypiętrzenia spągowe, a poniżej pokład
325/2 wykształcony jako łupki węglowe. Poniżej pokładu
325/2 występują iłowce i łupki ilaste. Syntetyczny profil
warstw stropowych i spągowych przedstawiono na rysunek 1.
Parametry geotechniczne węgla pokładu 325/1 i skał
otaczających wykazują znaczne zróżnicowanie. W tablicy 1
przedstawiono wybrane uśrednione parametry węgla i skał
określone, dla potrzeb projektowych, w laboratoriach AGH
w Krakowie.
18
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
– zagrożenie wybuchem pyłu węglowego klasa B,
– zagrożenie wodne – I stopień.
3.Obudowa chodnika kierunkowego nr 3 w pokładzie
325/1
Metrykę obudowy chodnika kierunkowego w pokładzie
325/1 przedstawiono na rysunku 2. Zasadniczą obudowę
wyrobiska stanowią odrzwia obudowy ŁP/12/V32/4/A budowane w podziałce, co 0,75 m. Wymiary tych odrzwi w
świetle obudowy wynoszą odpowiednio: szerokość – 6,1m
oraz wysokość – 4,25 m. Jako opinkę stropu i ociosów zastosowano stalowe siatki łańcuchowo-węzłowe. Ze względu
na potrzebę bezpodporowego utrzymania skrzyżowania
Rys. 1.Profil litologiczny pokładu 325/1
Fig. 1. Lithological profile of coal seam no. 325/1
W chodniku kierunkowym nr 3 nie stwierdzono większych zaburzeń geologicznych. Pojawiały się jedynie
niewielkie przefałdowania pokładu oraz uskoki o zrzutach
do 1,0 m. Na linii biegu chodnika kierunkowego nr 3
nie występują krawędzie eksploatacyjne pokładów niżej
zalegających. Spośród pokładów wyżej zalegających, na
linii biegu chodnika występują krawędzie eksploatacyjne
wyeksploatowanych pokładów 212/2, 214/1-2, 304, 308,
312 oraz 315. Odległość pionowa pomiędzy ww. pokładami
a pokładem 325/1 przekracza 100m.
Dopływ do wyrobiska słonych wód dołowych kształtował
się na poziomie Qmax=0,15m3/min i pochodził z przesączania
się z wyżej zalegających piaskowców orzeskich.
Zagrożenia naturalne w rejonie kształtują się następująco:
– zagrożenie metanowe – IV kategoria,
– skłonność do samozapalenia – III grupa,
Rys. 2.Schemat wzmocnienia obudowy chodnika kierunkowego nr 3
Fig. 2. Reinforcement scheme of support for directional drift
no. 3
Tablica 1. Wybrane parametry pokładu i skał otaczających
Table 1. Selected parameters of the coal seam and the surrounding rocks
Rodzaj skały
Ciężar objętościowy
γ, kN/m3
Moduł Younga
E, MPa
piaskowiec
łupek ilasty
węgiel pokładu 325/1
łupek ilasty
24,50
25,23
12,3
25,23
8500
4340
1310
4340
Wytrzymałość na
ściskanie
MPa
34,5
25,2
17,3
18,3
Rozmakalność
1,0
0,8
1,0
0,8
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
chodnika ze ścianą oraz wspomniane już utrzymywanie
chodnika za ścianą, podjęto szereg środków zmierzających
do wzmocnienia obudowy podporowej tego chodnika.
Nowością w warunkach PG „Silesia” było kotwienie stropu
realizowane bezpośrednio w przodku, po wykonaniu opinki
z siatki łańcuchowej. Kotwienie to realizowano za pomocą 5
kotwi stalowych o długości całkowitej 2,4 m, wklejonych na
całej długości w każdym polu pomiędzy odrzwiami obudowy
łukowej. Kolejnym elementem nowatorskim (w warunkach
PG „Silesia”) było zastosowanie wykładki mechanicznej na
każdych odrzwiach obudowy ŁP. Wykładka realizowana była
na bieżąco w przodku chodnika.
Ostatnim elementem wzmocnienia obudowy chodnika
były kotwie strunowe o długości całkowitej 9 m, przykotwiające wszystkie odrzwia obudowy podporowej chodnika. Tzw.
kotwienie wysokie realizowano w odległości około 60÷200
m za postępującym przodkiem chodnika.
19
VSB18-4329 zabudowaną na hydraulicznie sterowanym wysięgniku (rys. 4 i rys. 5). Bezpośrednio po wykonaniu zabioru,
obrywki stropu i ociosów oraz założeniu siatek łańcuchowo-węzłowych, brygada przodkowa przystępowała do wiercenia
otworów i zabudowy kotwi prętowych. Kotwie wklejano na
całej długości przy zastosowaniu ładunków Lokset – 3 ładunki
o długości 600 mm i czasie wiązania 180" oraz jeden ładunek
o długości 400 mm i czasie wiązania 30". Całkowity czas
operacji zabudowy 5 sztuk kotwi w przodku zasadniczo nie
przekraczał 30 minut.
3.1.Kotwienie w przodku
Wzmacnianie górotworu poprzez zabudowę kotwi pomiędzy odrzwiami obudowy jest stosowane aktualnie m. in. w LW
Bogdanka [2, 4, 5, 8, 9]. Stworzenie wzmocnionej kotwiami
półki skalnej wokół wyrobiska jest skuteczne, jeśli zabieg ten
realizowany jest bezpośrednio w przodku w jak najkrótszym
czasie po wykonaniu zabioru. Kotwienie stropu odprężonego
zazwyczaj nie przynosi pożądanych rezultatów, a w dłuższym
okresie utrzymywania wyrobiska, szczególnie przed frontem
ściany, obserwuje się spękania skotwionej belki stropowej.
W tym miejscu zaznaczyć należy, że skuteczne utrzymanie
skotwionej półki stropowej nad wyrobiskiem jest kluczowym,
w szczególności w odniesieniu do przewidywanego sposobu
utrzymania chodnika kierunkowego 3 po uruchomieniu ściany
(rys. 3). Bezpośrednio za eksploatowaną ścianą, podstawowym sposobem wzmocnienia wyrobiska jest rząd kasztów
bukowych wypełnianych spoiwem mineralnym. Rozwiązanie
takie znalazło już zastosowanie w kilku polskich kopalniach
węgla kamiennego [1, 3, 9, 10]. Kaszty budowane będą wzdłuż
chodnika od strony zrobów, a co za tym idzie ich współpraca
ze stropem jest możliwa przy zachowaniu statecznego wspornika stropowego. Zabudowa kotwi w przodku tradycyjnymi
technikami (szczególnie kotwiarkami ręcznymi) wiąże się ze
znacznym wydłużeniem postępu drążenia chodnika. Z tego
powodu Kierownictwo Kopalni postanowiło o dodatkowym
wyposażeniu kombajnu MR340X-Ex/201 w kotwiarkę typu
Rys. 4. Kombajn MR340X-Ex/201 z kotwiarką w pozycji roboczej
Fig. 4. Roadheader MR340X-Ex/201 with roofbolter in the
working position
Rys. 5. Kombajn MR340X-Ex/201 z kotwiarką w pozycji spoczynkowej
Fig. 5. Roadheader MR340X-Ex/201 with roofbolter in the rest
position
3.2. Wykładka mechaniczna
Rys. 3. Sposób zabezpieczenia chodnika kierunkowego 3 za
ścianą
Fig. 3. Protection method of directional drift no. 3 behind the
face
Jednym z kluczowych, a niestety bagatelizowanym
w górnictwie śląskim, elementów obudowy wyrobisk korytarzowych jest dokładnie wykonana wykładka przestrzeni
pomiędzy obudową podporową a wyłomem [2, 5, 6, 7, 11, 12].
Poprawnie wykonana sztywna wykładka pozwala na efektywne wykorzystanie podporności obudowy, a także osiągnięcie
pożądanej równomierności jej obciążenia. Szczególnie ten
drugi element odgrywa decydującą rolę w okresie utrzymywania wyrobiska w strefie ciśnień eksploatacyjnych oraz za
20
PRZEGLĄD GÓRNICZY
ścianą w jednostronnym otoczeniu zrobów. Dotychczasowe
doświadczenia w tym zakresie wskazują jednoznacznie na
wysoką skuteczność wykładki mechanicznej [9]. Wykładka
ta polega na wypełnianiu pojemników tkaninowych (tzw.
rękawów) utwierdzonych do łuków stropnicowych obudowy
ŁP, spoiwem mineralno-cementowym. Operacja ta powinna
być wykonywana możliwie jak najszybciej po dokonaniu
zabioru. Ze względów technologicznych realizuje się ją
zazwyczaj na przedostatnich odrzwiach zabudowanych
w przodku. W chodniku kierunkowym 3, gdzie bezpośrednio w przodku realizowano kotwienie stropu, zachodziła
możliwość wykonywania wykładki jeden raz na zmianę, po
zabudowie wszystkich odrzwi. Pozwoliło to skrócić czas tej
operacji do około 30 minut. W tym przypadku wykładkę realizowano poprzez zabudowę na łukach stropnicowych dwóch
pojemników tkaninowych typu PRF-N20 o długości 1500 mm
i ich wypełnienie spoiwem mineralnym typu ADIBET-W40
podawanym agregatem pompowym typu PuMa [3]. Proces zatłaczania spoiwa do rękawów wykładki realizowany z podestu
kombajnowego przedstawia rysunek 6. Proponowane rozwiązanie wykładki mechanicznej od kilkunastu lat stosowane jest
w LW „Bogdanka” S.A. Doświadczenia tej Kopalni wskazują,
że zabudowa wykładki jedynie na łukach stropnicowych, powyżej zamków obudowy ŁP, w żaden sposób nie utrudnia prac
związanych z przekładką na skrzyżowaniu ściana-chodnik.
3.3. Przykotwianie obudowy ŁP kotwiami strunowymi
Zastosowanie kotwi strunowych do wzmacniania obudowy podporowej jest już w wielu naszych kopalniach rozwiązaniem standardowym. Jego podstawowym przeznaczeniem
jest bezpodporowy sposób utrzymania skrzyżowania ściana-chodnik. Niewątpliwie ten sposób wzmacniania obudowy
odgrywa istotną rolę także w fazie utrzymywania chodników
jednostronnym otoczeniu zrobów [9]. W chodniku kierunkowym 3 zdecydowano o zastosowaniu kotwi o długości
całkowitej 9 m.
Zrezygnowano jednocześnie z tradycyjnego sposobu ich
osadzania, tj. na 3 ładunkach klejowych typu Lokset na rzecz
wklejania na całej długości. Zastosowano kotwie strunowe
Rys. 6.Brygada przodkowa podczas zatłaczania spoiwa do pojemników wykładki mechanicznej
Rys. 6.Forehead mining crew during injection of binding material into containers of mechanical lining
2015
iniekcyjne typu IR-4SC o nośności 450 kN wklejane na
dwukomponentowym kleju poliuretanowym typu Marithan.
Stropnice obudowy ŁP przykotwione zostały kotwiami strunowymi, poprzez podciągi z krótkich prostek z kształtownika
typu V32. Długość prostek tworzących podciąg jest większa od
rozstawu odrzwi o około 0,3 m, co pozwala uzyskać bezpieczną zakładkę pod łukami odrzwi obudowy ŁP. Każda prostka
jest powiązana z odrzwiami za pomocą stosownych jarzm
ukośnych i śrub hakowych. Rozmieszczenie przykotwionych prostek pokazano na rysunku 2 i rysunku 7. Zabudowa
i przykotwianie prostek realizowane było podczas drążenia
wyrobiska, ale w odległości około 60-200 m od jego czoła,
proces ten nie wpływał więc na postęp robót w przodku.
3.4. Odstawa urobku z przodka oraz transport materiałów
Sprawny i wydajny system odstawy przodkowej to
warunek kluczowy uzyskania należytego postępu przodka
chodnikowego. Systemy odstawy realizowane na bazie
przenośników zgrzebłowych konstrukcji lekkiej (Skat lub
Grot) nie są przystosowane do wymagań wysoko wydajnych
przodków. Od lat z powodzeniem zastępuje się je układem
podawarki i podajnika (lub tylko podajnika) taśmowego
o długości kilkudziesięciu metrów. System taki pozwala na
wydatne skrócenie czasów przekładki odstawy. W chodniku
kierunkowym 3 zastosowano podajnik taśmowy BOA 800
firmy „Sigma” współpracujący bezpośrednio z kombajnem
i odstawą taśmową. Podajnik ten o długości około 60 m podwieszany jest na trasie jezdnej budowanej z postępującym
przodkiem. Ze względu na wyposażenie przodka, a głównie
wentylator wraz z lutnią i odpylaczem, podajnik pozwalał na
uzyskanie zapasu odstawy na długości około 40 m. Dzięki
temu przekładka odstawy, a właściwie wydłużanie przenośnika taśmowego, odbywała się co około 4÷5 dni. Schemat
odstawy z przodka wraz z rozmieszczeniem części aparatury
przodkowej chodnika kierunkowego 3 pokazano na rysunku 8.
Transport materiałów realizowany był z zastosowaniem
kolejki podwieszanej typu Ferrit i Sharf. Przodkowa stacja
materiałowa znajdowała się w odległości do około 40 m od
przodka. Transport materiałów do przodka realizowany był
ciągnikami manewrowymi typu DMZ. Całkowicie zmechanizowany transport materiałów w rejon przodka (do przodka
lub za strefę manewrową kombajnu) pozwala zmniejszyć
Rys. 7.Widok przykotwionych łuków stropowych oraz wykładki mechanicznej
Fig. 7. View of reinforcement of arch yielding support by means of bolts and a view of mechanical lining
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
21
Rys. 8.Schemat odstawy z przodka chodnika kierunkowego 3
Fig. 8. Haulage scheme from the forehead of directional drift no 3
obciążenie fizyczne załogi, skraca czasy operacji transportu,
a w efekcie podnosi wydajność przodkową.
3.5.Organizacja pracy w przodku
Obłożenie przodka chodnika kierunkowego 3 nie odbiegało niczym od ogólnie przyjętych standardów. Na
poszczególnych zmianach zatrudnionych było zazwyczaj 8
pracowników w tym: przodowy, kombajnista, górnicy (4),
elektromonter, ślusarz. Organizacja pracy realizowana była
w systemie 4-zmianowym, tj. 3 zmiany produkcyjne i jedna
zmiana konserwacyjno-remontowa. W przypadku konieczności zwiększenia postępu przodka zachodzi konieczność
wprowadzenia dodatkowych zmian roboczych (system 5-cio
lub 6-cio zmianowy), co wzorem LW „Bogdanka” pozwala
na wymianę załóg w samym przodku. Rozwiązania takie przy
zachowaniu wyżej opisanej technologii powinny pozwolić
na zwiększenie postępu przodka do około 300 m w miesiącu
przy założeniu 5-dniowego tygodnia pracy.
4. Rezultaty drążenia
Drążenie chodnika kierunkowego nr 3 rozpoczęto się
w październiku 2013 roku, a zakończono w lipcu 2014 r.
W tym czasie wydrążono 1620 m wyrobiska w obudowie
i technologii wyżej opisanej. Uzyskano średni postęp około
8,5 mb wyrobiska w ciągu doby. W trakcie drążenia nie doszło
do żadnych groźniejszych awarii górniczych, mechanicznych,
czy elektrycznych wymuszających dłuższe postoje przodka.
Zastosowany system mechanizacji umożliwiał systematyczny
postęp, pomijając krótkie postoje związane z drobnymi awariami kombajnu czy lawety wiercąco-kotwiącej. Te rzadkie
postoje sprowadzały się do okresów nie dłuższych niż 2 h.
Co bardzo istotne, w okresie drążenia nikt z zatrudnionej załogi nie uległ wypadkowi związanemu z kotwieniem, nawet
lekkiemu.
Od rozpoczęcia drążenia prowadzone są rutynowe pomiary zaciskania wyrobiska. Do tej pory nie stwierdzono
zsuwów na zamkach obudowy, a wypiętrzanie spągu ma
charakter znikomy (lokalnie kilkanaście centymetrów). Na
całej długości stan wyrobiska i obudowy można uznać za
bardzo dobry. Oczywiście najważniejszym egzaminem dla
chodnika kierunkowego 3 będą ciśnienia eksploatacyjne
wywołane postępem ściany, okres utrzymywania chodnika
za ścianą i wreszcie eksploatacja powtórna, kolejną ścianą.
Kopalnia wraz z Zespołem Projektantów AGH prowadzić
będzie pomiary i obserwacje chodnika kierunkowego, aż
do jego likwidacji, a ich wyniki zostaną opublikowane
w późniejszym czasie.
5. Podsumowanie
Zaprezentowany powyżej system mechanizacji oraz
wzmocnienia obudowy od kilkunastu lat stosowany jest
w LW „Bogdanka” S.A. Na Śląsku po raz pierwszy zastosowany został właśnie w chodniku kierunkowym 3 w pokładzie
325/1 w PG „Silesia”. Nowoczesny kombajn wyposażony w lawetę wiercąco-kotwiącą, kotwienie bezpośrednio
w przodku, wykładka mechaniczna, kotwienie wysokie za
przodkiem, wreszcie postępy na poziomie 9 m na dobę przy
trzech zmianach produkcyjnych, to powinny być już standardy
we współczesnej kopalni, niegodne nawet jednego artykułu
w niniejszym periodyku. Wysokie wydajności przodków,
a jednocześnie skuteczna obudowa wyrobisk przygotowawczych jest jedną z podstawowych dróg do poprawy sytuacji
naszych kopalń. Tak długo, jak niedoinwestowane polskie
kopalnie będą zmuszone drążyć wyrobiska poremontowymi,
wiekowymi kombajnami AM-50, ciągnącymi za sobą Skata,
w często zbyt małych przekrojach i z postępami niewartymi
nawet przytaczania, tak długo konkurencyjność polskiego
węgla na rynku będzie przedmiotem jedynie dyskusji politycznych, a importowany węgiel będzie zasilał krajowe kotły
energetyczne.
Artykuł przygotowany w ramach pracy statutowej nr
11.11.100.775
22
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Literatura
1. Bobek R., Śledź T., Ratajczak A., Głuch P.: Problemy utrzymania chodników przyścianowych w warunkach zagrożeń naturalnych w KWK
„Knurów-Szczygłowice” Ruch Knurów. Zeszyty Naukowe Instytutu
Gospodarki Surowcami Mineralnymi i Energią Polskiej Akademii Nauk.
Nr 86, 2014.
2. Burtan Z., Rak. Z., Stasica J.: Kierunki rozwoju technologii przygotowawczych w polskim górnictwie węgla kamiennego. Bezpieczeństwo
Pracy i Ochrona Środowiska w Górnictwie. Nr 2(186)/2010.
3. Cholewa M., Rak. Z., Stasica J.: Metody i efekty wzmacniania wyrobiska przyścianowego w celu jego utrzymania za frontem ściany.
Budownictwo Górnicze i Tunelowe. Nr3/2012.
4. Herezy Ł.: Kształtowanie się zasięgu strefy spękań w otoczeniu wyrobisk
przyścianowych w warunkach geologiczno-górniczych LW „Bogdanka”
S.A. Przegląd Górniczy. Nr 6. 2012.
5. Kozek B., Ruchel A.: Wykonywanie i utrzymywanie chodników przyścianowych w Kopalni Lubelski Węgiel Bogdanka S.A. - dotychczasowe
doświadczenia. Szkoła Eksploatacji Podziemnej. 2011.
6. Małkowski P., Rak Z.: Wpływ wykładki mechanicznej na stan naprężenia
i wytężenia górotworu w otoczeniu chodnika przyścianowego wykona-
7. 8. 9. 10. 11. 12. 2015
nego w słabych skałach karbońskich. Prace Naukowe GIG, Problemy
współczesnego Górnictwa. Kwartalnik Nr 1/1/2011.
Małkowski P., Rak Z., Stasica J.: Elementy wykonywania wykładki mechanicznej w świetle dotychczasowych doświadczeń. Prace Naukowe
GIG, Problemy współczesnego Górnictwa. Kwartalnik Nr 1/1/2011.
Prusek S., Rotkegel M., Kozek B.: Obudowa wyrobisk przyścianowych
dla ścian strugowych – wymogi konstrukcyjne oraz doświadczenia
praktyczne. Szkoła Eksploatacji Podziemnej. 2011.
Rak. Z.: Utrzymanie chodnika za ścianą w trudnych warunkach geologiczno-górniczych na przykładzie Kopalni LW „Bogdanka” S.A. – cz.
II – doświadczenia ruchowe. Przegląd Górniczy. Nr 1-2. 2011.
Rak Z., Stasica J.: The modern technologies of the main gates maintenance behind the longwall face in the examples of chosen polish hard
coal mines. Materiały Konferencyjne, Reinforcement, sealing and
anchoring of rock massif and building structures 2014 Ostrava 2014.
Rotkegel M.: Wpływ sposobu obciążenia odrzwi obudowy chodnikowej
na stan ich wytężenia i nośność. Wiadomości Górnicze 1/2012.
Rotkegel M.: Wpływ kontaktu obudowy z górotworem na rozkład i wielkość naprężeń w odrzwiach. Wybrane problemy eksploatacji pokładów
węgla kamiennego ze szczególnym uwzględnieniem zagrożeń aerologicznych. Praca zbiorowa pod redakcją S. Pruska i J. Cygankiewicza.
GIG Katowice, 2014.
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
23
UKD 622.61/.67:001.891:004.94
Analizy kolizyjności w szynowym transporcie pomocniczym
Analysis of collision possibility in auxiliary railway transportation
Inż. Jacek Pawlas**)
Dr inż. Marek Dudek*)
Treść: Transport kopalniany materiałów i przewóz osób w podziemnych wyrobiskach górniczych prowadzony jest z wykorzystaniem
kopalnianej kolei podziemnej, kolejek spągowych oraz kolejek podwieszonych. Zwiększające się gabaryty i masy transportowanych maszyn i urządzeń wymagają projektowania systemów transportowych w oparciu o analizy istniejących tras, pod
względem możliwości wystąpienia kolizji z obudową oraz wyposażeniem wyrobisk korytarzowych, co wiąże się również
z właściwym doborem zastosowanych urządzeń transportowych. W artykule przedstawiono komputerową metodę analizy możliwości wystąpienia kolizji, dla kolejek spągowych oraz podwieszonych, za pomocą autorskiego oprogramowania, opracowanego
w ITG KOMAG. Omówiono założenia metody i jej implementację w środowisku programu AutoCAD. Przedstawiono integrację
opracowanego oprogramowania z systemem Safe Trans Design (STD), wdrożonym w kopalniach JSW S.A. Zaprezentowano
przykłady analiz kolizyjności w przypadku transportu sekcji obudowy zmechanizowanej kolejką podwieszoną.
Abstract: Mine transportation of materials and people in underground workings is performed by the use of mine railway system,
floor-mounted railway and suspended monorail. The increasing size and weight of the transported machines and equipment
require planning the transportation system based on analyses of the existing transportation routes as regards the possibility
of collision with roof support and with roadway equipment to select properly transportation machines. Computer method
of collision analysis for floor-mounted railway and suspended monorail with the use of the author’s computer program,
developed at KOMAG, is presented. Assumption of the method and its implementation in AutoCAD software environment
is discussed. Integration of the developed computer program with Safe Trans Design (STD) system, implemented in JSW
S.A. mines, is presented. Examples of collision analyses in the case of transportation of powered roof support by suspended
monorails are described.
Słowa kluczowe:
szynowy transport pomocniczy, analizy kolizyjności, program symulacyjny
Key words:
auxiliary railway transportation, analysis of collision, simulation software
1. Wprowadzenie
Bezkolizyjny przejazd ładunku w czasie transportu
prowadzonego w wyrobiskach korytarzowych kopalń
uzależniony jest od odpowiedniego zaprojektowania trasy
jezdnej oraz właściwego doboru zestawu transportowego.
W Instytucie Techniki Górniczej KOMAG, w ramach projektu
europejskiego MINTOS [7, 12], prowadzono prace mające
na celu opracowanie narzędzi wspomagających weryfikację
projektów systemów transportu w świetle kryterium bezpieczeństwa. W efekcie realizacji projektu opracowano prototyp
modułowego systemu wspomagania projektowania transportu
*) ITG KOMAG *) KWK „Borynia-Zofiówka-Jastrzębie” Ruch Zofiówka
kopalnianego Safe Trans Design (STD), który umożliwia dobór poszczególnych komponentów kolejki podwieszonej oraz
ich ocenę w świetle kryteriów bezpieczeństwa [10]. System
posiada budowę modułową, co umożliwia jego rozbudowę o
dalsze moduły, w tym omawiany w artykule moduł do analizy
kolizyjności.
Prototyp systemu STD, po dostosowaniu jego funkcjonalności do wymagań końcowych użytkowników (projektanci z Działu Przygotowania Produkcji kopalń), wdrożono
w kopalniach Jastrzębskiej Spółki Węglowej S.A. [11]. Istotną
częścią procedur weryfikacyjnych są analizy kolizyjności ładunków wielkogabarytowych oraz długich, transportowanych
kopalnianą koleją podziemną, kolejkami spągowymi oraz podwieszonymi. Analiza kolizyjności na drogach transportowych
24
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
ma szczególne znaczenie w przypadku projektów systemu
transportu, w których należy założyć zmniejszenie się pola
przekroju poprzecznego wyrobiska korytarzowego wskutek
działania otaczającego go górotworu.
Analizy kolizyjności wykonuje się głównie przy transporcie ładunków wielkogabarytowych oraz długich. Można
je wykonać bądź to na etapie tworzenia projektu wyrobisk
korytarzowych o przeznaczeniu transportowym, bądź też na
etapie tworzenia dokumentacji systemu transportu, w której
wyrobiska korytarzowe można zweryfikować pod względem
przydatności transportowej. Na etapie tworzenia projektu
wyrobisk korytarzowych analizy kolizyjności przeprowadza
się w celu sprawdzenia przekrojów poprzecznych wyrobiska
oraz lokalizacji trasy kolejki w wyrobisku (sprawdzenie przejazdów przez skrzyżowania wyrobisk, zakręty, rozwidlenia
itp.). Na etapie weryfikacji, czyli podczas opracowywania
dokumentacji systemu transportu, analizy kolizyjności przeprowadza się w celu uwzględnienia zmniejszania się przekrojów poprzecznych wyrobisk korytarzowych na skutek
oddziaływania górotworu [3].
2. Założenia do budowy modułu analizy kolizyjności 2D
Celem analizy kolizyjności 2D jest wyznaczenie obwiedni
urządzenia transportowego (transport kopalnianą koleją podziemną, kolejką spągową), obwiedni trawers (transport kolejką
podwieszoną), obwiedni ładunku oraz obwiedni odstępów
ruchowych, wynikających z przepisów [9], na podstawie
symulacji przejazdu zestawu transportowego (platforma
transportowa, modułowy zestaw nośny wraz z trawersami)
wraz z ładunkiem na wybranym odcinku trasy. Są nimi najczęściej: zakręty, skrzyżowania, rozwidlenia chodników oraz
odcinki, na których doszło do zmniejszenia się pola przekroju
poprzecznego wyrobiska. Na tych odcinkach trasy może zaistnieć możliwość wystąpienia kolizji podczas prowadzenia
prac transportowych. Transportowanym ładunkiem są z reguły
ładunki wielkogabarytowe lub długie.
Na chwilę obecną analizy kolizyjności wykonuje się
„ręcznie”, korzystając z dokumentacji dróg transportowych
w formie papierowej lub elektronicznej, nanosząc na trasie
kolejki kolejne położenia urządzenia transportowego wraz
z ładunkiem. Zadanie to komplikuje się dodatkowo przy transporcie kolejką podwieszoną, gdzie urządzeniem transportowym jest modułowy zestaw nośny. W takim przypadku należy
najpierw wyznaczyć kinematykę urządzenia transportowego
w zadanych punktach trasy kolejki, a następnie dokonać
orientacji transportowanego ładunku względem urządzenia
transportowego, co jest zadaniem czasochłonnym i może być
przyczyną powstawania błędów w lokalizacji ładunku na trasie. Na rysunku 1 przedstawiono przykład analizy kolizyjności, wykonanej z wykorzystaniem dokumentacji papierowej.
W celu usprawnienia procesu wykonywania analiz kolizyjności, skrócenia ich czasu, ujednolicenia formy specyfikacji
danych wejściowych oraz formy otrzymywanych wyników
końcowych, postanowiono opracować komputerowy moduł
do analiz kolizyjności. Sformułowano następujące założenia
do modułu analizy kolizyjności 2D [4, 5]:
- moduł powinien stanowić pomoc dla projektanta systemu
transportu pod kątem analizy kolizyjności na wybranych
odcinkach trasy,
- moduł powinien być powiązany z programem CAD, stosowanym do tworzenia dokumentacji rysunkowej projektu
systemu transportu,
- projekt systemu transportu oraz dokumentacja rysunkowa
(w wersji papierowej lub elektronicznej), będą stanowić
dane wejściowe do modułu analizy kolizyjności,
Rys. 1. Przykładowa analiza kolizyjności, z wykorzystaniem
dokumentacji papierowej [8]
Fig. 1.Sample analysis of collision by the use of paper documentation [8]
- moduł analiz kolizyjności powinien być uruchamiany
z poziomu systemu STD (Safe Trans Design) i korzystać
z danych zgromadzonych w systemie (dane platform
transportowych, modułowych zestawów nośnych, trawers
poprzecznych i wzdłużnych),
- moduł powinien umożliwić analizę kolizyjności dla modeli płaskich – wyznaczenie obwiedni transportowanego
ładunku, obwiedni urządzenia transportowego (platformy
transportowej), obwiedni trawers oraz obwiedni odstępów
ruchowych,
- dane wejściowe do analizy kolizyjności powinny być
wprowadzane poprzez plik graficzny CAD oraz poprzez
formularz internetowy, dostępny na stronie systemu STD,
w module analizy kolizyjności,
- w celu dokumentowania danych wejściowych, należy
utworzyć formularz danych wejściowych, zawierający
wszystkie niezbędne dane do przeprowadzenia symulacji,
- założono, że w celu uproszczenia procedury wprowadzania
danych wejściowych, plik CAD będzie zawierać tylko
trasę kolejki oraz zarys wyrobiska. Wszystkie pozostałe
dane wejściowe, niezbędne do przeprowadzenia analizy,
wprowadzane będą poprzez formularz internetowy,
- wyniki analizy kolizyjności dokumentowane będą
w postaci plików graficznych CAD, co umożliwi ich
dalszą analizę i obróbkę przez pracowników DPP, oraz
dodatkowo, w postaci plików bitmapowych JPG,
- analiza kolizyjności podzielona zostanie na poszczególne
etapy. Z każdego etapu zapisywane będą pliki wynikowe:
graficzne w formacie programu CAD oraz bitmapowe
w formacie JPG.
Założono, że analiza kolizyjności będzie podzielona na
następujące etapy:
- ETAP 1 – początek symulacji – umiejscowienie zestawu transportowego (platforma transportowa lub
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
25
Tablica 1. Uogólnione dane wejściowe, miejsce ich formułowania oraz wyniki symulacji dla modułu analizy
kolizyjności 2D [niepublikowana]
Table 1. Generalized input data, place of their formulation and simulation results for 2D collision analysis
module [not published]
Dane wejściowe
Wyniki symulacji
Transport szynowy
spągowy
DANE WEJŚCIOWE
Zarys wyrobiska
Plik CAD
Wybrany fragment trasy
Plik CAD
Urządzenie transportowe
Formularz internetowy
Zestaw trawers
---------Transportowany ładunek
Formularz internetowy
WYNIKI SYMULACJI
Obwiednia ładunku
Plik CAD, JPG
Obwiednia urządzenia transportowego Plik CAD, JPG
Obwiednie trawers
---------Obwiednie odstępów
Plik CAD, JPG
(przejść) ruchowych
modułowy zestaw nośny wraz z trawersami) wraz
z ładunkiem na początku trasy,
- ETAP 2 – Przejazd zestawu transportowego wraz
z ładunkiem po trasie, z zadanym krokiem symulacji –
ślady urządzenia transportowego, trawers oraz ładunku,
- ETAP 3 – obwiednia urządzenia transportowego (platformy transportowej), trawers oraz ładunku,
- ETAP 4 – uwzględnienie wartości odstępów (przejść)
ruchowych,
- ETAP 5 – przygotowanie plików wynikowych symulacji.
Projekty systemów transportu tworzone są przez pracowników Działów Przygotowania Produkcji kopalń. Obecnie
większość dokumentacji rysunkowej tych projektów powstaje
z wykorzystaniem systemu wspomagania projektowania
CAD. Ponieważ w kopalniach należących do JSW S.A. podstawowym programem CAD służącym do tworzenia dokumentacji rysunkowej jest program AutoCAD, postanowiono,
że moduł analizy kolizyjności zostanie przystosowany do
pracy w tym środowisku.
W tablicy 1 przedstawiono uogólnione dane wejściowe do
modułu analizy kolizyjności 2D, miejsce ich formułowania
(plik CAD, formularz internetowy) oraz wyniki symulacji,
w rozbiciu na transport szynowy spągowy (kopalniana kolej
podziemna, kolejki spągowe) oraz transport szynowy podwieszony (kolejki podwieszone).
Transport szynowy
podwieszony
Plik CAD
Plik CAD
Formularz internetowy
Formularz internetowy
Formularz internetowy
Plik CAD, JPG
---------Plik CAD, JPG
Plik CAD, JPG
niejszą analizę wyników symulacji – obwiednie urządzenia
transportowego, trawers i transportowanego ładunku są już
wykreślone w obrysie wyrobiska.
Na rysunku 2 przedstawiono przykład formułowania danych wejściowych w programie AutoCAD: wczytano szkic sytuacyjny z zarysem wyrobiska oraz wykreślono trasę kolejki.
4.Składniki programowe modułu analizy kolizyjności 2D
Moduł analizy kolizyjności 2D składa się z następujących
składników programowych:
- aplikacji internetowej, uruchamianej z poziomu systemu
STD, służącej do komunikacji pomiędzy użytkownikiem
3. Formułowanie danych wejściowych w programie
AutoCAD
Przygotowanie danych wejściowych w programie
AutoCAD sprowadza się do wykreślenia na warstwie
„K2D3D-DaneWejsciowe-TrasaKolejki”, w podziałce 1:1,
polilinii 2D, odzwierciedlającej projektowany przebieg trasy
kolejki. Długość wybranego do analizy odcinka trasy powinna
zawierać się w przedziale: 15÷70 metrów, gdzie jednostkami
rysunkowymi są milimetry. Opcjonalnie, warstwa „K2D3DDaneWejsciowe-ObrysWyrobiska” może zawierać rysunek
obrysu wyrobiska lub wczytany i wyskalowany plik bitmapowy JPG z takim obrysem. Dodatkowo, plik bitmapowy JPG
może również zawierać wstępnie naniesioną oś trasy kolejki
– ułatwi to wykreślenie trasy kolejki w programie AutoCAD.
Umieszczenie pliku JPG z obrysem wyrobiska ułatwi póź-
Rys. 2.Plik JPG z obrysem wyrobiska i ze wstępnie naniesioną
trasą kolejki, wczytany do programu AutoCAD. Widoczna oś trasy kolejki, utworzona w programie AutoCAD [5]
Fig. 2. JPG file with roadway contour and drawn railway route,
loaded into AutoCAD. Axis of railway route, created in
AutoCAD, can be seen [5]
26
PRZEGLĄD GÓRNICZY
końcowym a programem do analizy kolizyjności, uruchamianym wewnątrz programu AutoCAD,
- pliku tekstowego danych wejściowych, którego zadaniem
jest zapewnienie przepływu danych wejściowych z aplikacji internetowej do programu analizy kolizyjności,
- programu do analizy kolizyjności, uruchamianego z wnętrza programu AutoCAD, którego zadaniem jest budowa
modelu numerycznego, przeprowadzenie symulacji oraz
zwrot jej wyników.
4.1. Aplikacja internetowa
Jej zadaniem jest pozyskanie danych wejściowych dla
modułu analizy kolizyjności, poprzez formularz internetowy,
wyświetlany z poziomu systemu STD. Formularz internetowy
jest podzielony na następujące sekcje:
- projekt:
- nazwa,
- opis,
- pliki wejściowe DWG i JPG:
- trasa kolejki,
- zarys wyrobiska,
- urządzenie transportowe:
- platforma transportowa (transport szynowy spągowy),
a)
2015
- modułowy zestaw nośny (transport szynowy podwieszony),
- transportowany ładunek – orientacja względem urządzenia
transportowego (transport szynowy spągowy),
- trawersy i transportowany ładunek – orientacja względem
urządzenia transportowego (transport szynowy podwieszony),
- parametry symulacji:
- nazwa pliku wynikowego,
- krok symulacji: 50, 100, 150, 200, 250, 500, 1000,
2000, 2500, 5000, 10000 mm,
- odstępy ruchowe.
Na rysunku 3a przedstawiono formularz internetowy
analizy kolizyjności 2D dla kolejek spągowych, wypełniony
przykładowymi danymi wejściowymi. Rysunek 3b obrazuje
formularz internetowy dla kolejek podwieszonych, wypełniony przykładowymi danymi wejściowymi.
4.2. Plik tekstowy danych wejściowych
Daną wejściową do programu analizy kolizyjności jest
plik tekstowy „Kolizyjnosc.txt”, utworzony na podstawie
danych wprowadzonych do formularza internetowego.
b)
Rys. 3.Formularz internetowy analizy kolizyjności 2D, z przykładowymi danymi wejściowymi:
a) dla kolejek spągowych [4], b) dla kolejek podwieszonych [5]
Fig. 3. Web form for 2D collision analysis, with examples of input data:
a) for floor-mounted railways [4], b) for suspended monorails [5]
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
27
Tablica 2. Przykładowa zawartość pliku „Kolizyjnosc.txt” [5]
Table 2.Sample contents of the „Kolizyjnosc.txt” file [5]
[TypAnalizy]
TypAnalizy=3
[DaneWejsciowe]
NazwaPlikuDWG=PodwieszonaTest001
NazwaPlikuJPG=PodwieszonaTest001
NazwaPlikuWynikowego=PodwieszonaTest001Wyniki3x1810-typ1
UrzadzenieTransportoweTyp=3x1810-typ1
TransportowanyLadunekTyp=1
TransportowanyLadunekWymiarA=5470
TransportowanyLadunekWymiarB=1650
TrawersaPoprzecznaWymiarC=3570
TrawersaPoprzecznaWymiarD=1770
LadunekTrawersaPoprzecznaWymiarE=35
TrawersaWzdluznaWymiarF=5540
TrawersaWzdluznaWymiarG=2010
KrokSymulacji=1000
OdstepyRuchowe=400
Na podstawie danych wejściowych program uruchamiany
w środowisku AutoCAD-a buduje model numeryczny, celem
przeprowadzenia analizy kolizyjności. W tablicy 2 przedstawiono przykładową zawartość pliku „Kolizyjnosc.txt” dla
formularza danych wejściowych dla kolejek podwieszonych,
przedstawionego na rysunku 3b.
4.3. Program do analizy kolizyjności
Zaletą programów CAD jest ich otwarta architektura,
pozwalająca na rozszerzenie ich funkcjonalności poprzez
tworzenie własnych programów (nakładek), pracujących
w środowisku programu CAD, korzystających z ich bazy
danych o elementach graficznych, automatyzujących powtarzalne czynności czy wykonujących dodatkowe obliczenia
inżynierskie. W przypadku programu AutoCAD, jednym
z języków programowania, umożliwiającym tworzenie własnych programów, jest VisualLISP [1]. Jest to wewnętrzny
język programowania, rozszerzenie języka AutoLISP [2],
który jest dołączany do AutoCAD-a. VisualLISP posiada
zintegrowane środowisko programistyczne, uruchamiane
z poziomu programu AutoCAD, służące do pisania oraz testowania programów (VisualLISP IDE).
W oparciu o specyfikację programu do analizy kolizyjności, określoną w punkcie 2, w ITG KOMAG opracowano
autorski program do analizy kolizyjności w szynowym transporcie pomocniczym. Moduł analizy kolizyjności powiązany
jest z systemem STD i uruchamiany jest wewnątrz programu
AutoCAD. Napisany w języku VisualLISP, korzysta z jego
procedur graficznych do budowy modelu numerycznego oraz
przeprowadzenia symulacji. Wyniki poszczególnych etapów
symulacji, w postaci plików DWG programu AutoCAD
oraz plików bitmapowych JPG, zwracane są w postaci pliku
archiwum ZIP.
5. Integracja modułu analizy kolizyjności 2D z systemem
STD
Na rysunku 4 przedstawiono sposób integracji modułu
analizy kolizyjności z systemem STD. Pracownicy Działu
Przygotowania Produkcji kopalń, na lokalnych stacjach roboczych, wyposażonych w program AutoCAD, przygotowują
plik DWG z wybranym fragmentem trasy kolejki oraz zarysem
wyrobiska. Następnie, poprzez przeglądarkę internetową,
logują się do systemu STD. Po wybraniu modułu analizy ko-
lizyjności oraz typu analizy (analiza kolizyjności 2D – kolejki
spągowe, analiza kolizyjności 2D – kolejki podwieszone),
poprzez formularz internetowy wprowadzają pozostałe dane
wejściowe. Po skompletowaniu danych wejściowych, są one
przesyłane do programu AutoCAD (Server), celem budowy
modelu numerycznego i przeprowadzenia symulacji. Wyniki
analizy, w postaci plików DWG oraz JPG z poszczególnych
etapów pracy programu, przesyłane są do użytkownika końcowego w postaci pliku archiwum ZIP.
Rys. 4. Moduł analizy kolizyjności i jego integracja z systemem
STD [4]
Fig. 4. Collision analysis module and its integration with the
STD system [4]
Baza danych systemu STD zawiera informacje o urządzeniach transportowych: platformach transportowych
firmy Becker-Warkop oraz modułowych zestawach nośnych
firm: FAMA, SCHARF, PIOMA, jak również dane trawers
poprzecznych i wzdłużnych, używanych przy transporcie
kolejką podwieszoną.
6. Etapy działania programu
Można wyróżnić następujące etapy działania programu
do analizy kolizyjności, uruchamianego z wnętrza programu
AutoCAD:
ETAP 1 – Początek symulacji
Po otwarciu pliku DWG z wybranym fragmentem trasy
i zarysem wyrobiska oraz wczytaniu pliku tekstowego danych
28
PRZEGLĄD GÓRNICZY
wejściowych, następuje budowa modelu numerycznego,
składającego się z zestawu transportowego (platforma transportowa lub modułowy zestaw nośny wraz z trawersami)
oraz transportowanego ładunku. Dokonywana jest orientacja
ładunku względem zestawu transportowego, a następnie zestaw transportowy wraz z ładunkiem pozycjonowany jest na
początku trasy. Na tym etapie użytkownik może sprawdzić
poprawność danych wejściowych w odniesieniu do wymiarów
urządzenia transportowego (platformy transportowej), wymiarów trawers (transport kolejką podwieszoną), wymiarów
transportowanego ładunku oraz orientacji ładunku względem
zestawu transportowego (platforma transportowa lub modułowy zestaw nośny wraz z trawersami). Widoczny jest również
kierunek transportu.
ETAP 2 – ślady ładunku oraz platformy transportowej /
trawers
Po ustawieniu zestawu transportowego wraz z ładunkiem
na początku trasy, następuje symulacja przejazdu zestawu
transportowego wraz z ładunkiem po trasie, z założonym
krokiem symulacji. Dla każdego kroku symulacji wyznaczane jest położenie zestawu transportowego wraz z ładunkiem
w zadanym punkcie trasy. Po każdym kroku symulacji przejazdu zostawiane są ślady ładunku i ślady platformy transportowej (transport kolejką spągową) lub ślady ładunku i ślady
trawers (transport kolejką podwieszoną).
ETAP 3 – obwiednia ładunku oraz obwiednia platformy
transportowej / obwiednie trawers
Po utworzeniu śladów ładunku i urządzenia transportowego / trawers, są one łączone w osobne obiekty – obwiednie.
Utworzenie osobnych obwiedni jest pomocne przy dalszej
analizie kolizyjności. Może się bowiem okazać, że przyczyną
kolizji nie jest transportowany ładunek, a trawersy wzdłużne,
i ich wyeliminowanie z modelu spowoduje bezkolizyjny
przejazd bez potrzeby modyfikacji przebiegu trasy kolejki.
ETAP 4 – uwzględnienie wielkości przejść (odstępów)
ruchowych
Celem tego etapu symulacji jest utworzenie obwiedni odstępów ruchowych, zarówno dla zestawu transportowego jak
i transportowanego ładunku. W przypadku transportu za pomocą platformy transportowej (transport szynowy spągowy),
obwiednie odstępów ruchowych tworzone są na podstawie
obwiedni uzyskanych dla urządzenia transportowego i transportowanego ładunku, poprzez ich odsunięcie na zewnątrz
o wartość odstępu ruchowego. W przypadku transportu za
pomocą modułowego zestawu nośnego (transport szynowy
podwieszony), obwiednie odstępów ruchowych dla trawers
oraz transportowanego ładunku powstają poprzez kolejną
symulację przejazdu po trasie, z zadanym krokiem symulacji,
modelu trawers i transportowanego ładunku, gdzie odpo-
2015
wiednie wymiary zostały powiększone o wielkość przejść
(odstępów) ruchowych.
ETAP 5 – zakończenie symulacji
Po zakończeniu symulacji przejazdu zestawu transportowego wraz z ładunkiem po trasie kolejki i wyznaczeniu
odpowiednich obwiedni, program przygotowuje pliki wynikowe DWG oraz JPG do przekazania poprzez system
STD do użytkownika końcowego – projektanta z Działu
Przygotowania Produkcji. Pliki wynikowe przekazywane są
w formie archiwum ZIP.
7. Testy funkcjonalności modułu dla transportu kolejką
podwieszoną
W przypadku transportu materiałów wielkogabarytowych
oraz długich kolejką podwieszoną, najczęściej stosowanym
urządzeniem transportowym są modułowe zestawy nośne –
belki wysokoobciążalne. Przykład takiego urządzenia przedstawiono na rysunku 5 [6]. Modułowe zestawy nośne składają
się z wzajemnie połączonych segmentów. Podczas transportu
modułowym zestawem nośnym na zakręcie, transportowany
ładunek przybliża się do wewnętrznej części zakrętu (ociosu
wyrobiska), co może powodować kolizję pomiędzy ładunkiem, a obudową wyrobiska lub pomiędzy zespołem trawers,
a obudową wyrobiska. Odchylenie ładunku od osi trasy
w przekroju podłużnym wyrobiska korytarzowego, związane
jest z budową zestawu nośnego użytego do transportu.
Przedstawione przykłady dotyczą budowy modeli symulacyjnych oraz analizy kolizyjności podczas transportu
kolejką podwieszoną, korzystając z danych technicznych
następujących urządzeń:
- modułowe zestawy nośne firmy FAMA: MZN-252-189kN
oraz MZN-300-160kN [6],
- układy trawers: poprzecznych P6,0/1650 oraz wzdłużnych
W11,0/5410 [6],
- sekcja obudowy ścianowej zmechanizowanej: sekcja
liniowa typu TAGOR-08/22-POz [8], o podziałce 1750
mm i masie ok. 12860 kg, transport sekcji w całości.
W celu sprawdzenia funkcjonalności modułu analizy kolizyjności 2D dla kolejek podwieszonych, dokonano analizy
wybranego fragmentu trasy, dla różnych danych wejściowych
zadania symulacyjnego. Dla każdego z omawianych przykładów przedstawiono:
- szkic sytuacyjny z zarysem wyrobiska oraz naniesioną
trasą kolejki,
- formularz danych wejściowych zadania symulacyjnego,
- wyniki przeprowadzonej symulacji: wszystkie etapy symulacji dla przykładu numer 1; etap 2 oraz 4B dla przykładów
numer 2 i 3.
Rys. 5.Przykład modułowego zestawu nośnego firmy FAMA [6]
Fig. 5. Example of FAMA’s modular load-carrying system [6]
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Przykład 1
Należy zaprojektować trasę transportową dla transportu
kolejką podwieszoną, dla zakrętu trasy, przedstawionego
w rzucie sytuacyjnym w pliku Podwieszona-Test001.jpg.
Transportowanym ładunkiem jest sekcja liniowa obudowy
zmechanizowanej TAGOR-08/22-POz, o podziałce 1750
mm, masie ok. 12860 kg i wymiarach w rzucie z góry 5470
a)
x 1650 mm. Transport sekcji odbywa się w całości. Do transportu należy zastosować modułowy zestaw nośny FAMA
MZN-252-189kN. Ładunek podwieszony jest do urządzenia
transportowego za pomocą zestawu trawers poprzecznych P
6,0/1650 i zestawu trawers wzdłużnych W 11,0/5410. Przyjąć
krok symulacji = 1000 mm, natomiast wielkość odstępów
(przejść) ruchowych 400 mm.
b)
Rys. 6.Przykład 1 – dane wejściowe do symulacji
a) Zarys wyrobiska z naniesioną trasą kolejki [8], b) Formularz danych wejściowych zadania symulacyjnego [5]
Fig. 6. Example 1 – input data for the simulation
a) Outline of the roadway with drawn railway route [8], b) Input data form for the simulation task [5]
a)
b)
Rys. 7. cd.
29
30
PRZEGLĄD GÓRNICZY
c)
2015
d)
e)
Przykład 1 – wnioski z przeprowadzonej symulacji:
- zastosowanie do transportu sekcji modułowego zestawu
nośnego FAMA MZN-252-189kN o 5 wózkach jezdnych, nie gwarantuje przejazdu przez zakręt, nawet bez
uwzględnienia wielkości przejść (odstępów) ruchowych,
przy zachowaniu projektowanego kształtu trasy oraz jej
lokalizacji w wyrobisku,
- zastosowanie trawers wzdłużnych powiększa jeszcze
dodatkowo obszar kolizji z zarysem wyrobiska,
- należy przeprowadzić kolejną symulację (Przykład 2), po
wprowadzeniu następujących zmian:
- zmiana zestawu nośnego na FAMA MZN-300-160kN
– zestaw nośny o 3 wózkach jezdnych – na zakrętach
ładunek bardziej przybliża się do osi trasy kolejki, niż
dla zestawu FAMA MZN-252-189kN,
- rezygnacja z trawers wzdłużnych – ładunek podwieszony jest do zestawu nośnego tylko przy pomocy trawers
poprzecznych.
Rys. 7. Przykład 1 – wyniki symulacji [5]
a) ETAP 1 – model trawers wraz z ładunkiem, umieszczony na początku trasy
b) ETAP 2 – ślady modelu trawers oraz ślady modelu
transportowanego ładunku, powstałe w wyniku symulacji przejazdu
c) ETAP 3 – obwiednia trawers oraz obwiednia transportowanego ładunku, powstałe z połączenia odpowiednich śladów z etapu 2
d) ETAP 4A – model trawers wraz z ładunkiem, powiększony o wielkość przejść (odstępów) ruchowych,
umieszczony na początku trasy
e) ETAP 4B – ślady modelu trawers oraz ślady modelu transportowanego ładunku, powiększone o wielkość
przejść (odstępów) ruchowych, powstałe w wyniku symulacji przejazdu
Fig. 7. Example 1 – simulation results [5]
a) STAGE 1 – model of the traverses together with the
load placed on the beginning of the route
b) STAGE 2 – frames of traverses model and frames of
transported load created as the result of simulation
c) STAGE 3 – traverse envelope and the envelope of
load, resulting from the combination of the frames from
stage 2
d) STAGE 4A – traverse model together with the load,
enlarged by the required side clearances (gaps), placed
at the beginning of the route
e) STAGE 4B – frames of traverses model and frames of
transported load, enlarged by the required side clearances (gaps), created as the result of simulation
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Przykład 2
a)
b)
Rys. 8.Przykład 2 – dane wejściowe do symulacji
a) Zarys wyrobiska z naniesioną trasą kolejki [8]
b) Formularz danych wejściowych zadania symulacyjnego [5]
Fig. 8. Example 2 – input data for the simulation
a) Outline of the roadway with drawn railway route [8]
b) Input data form for simulation task [5]
a)
b)
Rys. 9.Przykład 2 – wyniki symulacji [5]
a) ETAP 2 – ślady modelu trawers oraz ślady modelu transportowanego ładunku, powstałe w wyniku symulacji
przejazdu
b) ETAP 4B – ślady modelu trawers oraz ślady modelu transportowanego ładunku, powiększone o wielkość przejść
(odstępów) ruchowych, powstałe w wyniku symulacji przejazdu
Fig. 9. Example 2 – simulation results [5]
a) STAGE 2 – frames of traverses model and frames of transported load created as the result of simulation
b) STAGE 4B – frames of traverses model and frames of transported load, enlarged by the required side clearances
(gaps), created as the result of simulation
31
32
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Przykład 2 – wnioski z przeprowadzonej symulacji:
-
- zastosowanie do transportu sekcji modułowego zestawu
nośnego FAMA MZN-300-160kN o trzech wózkach
jezdnych, w dalszym ciągu nie gwarantuje przejazdu
przez zakręt, nawet bez uwzględnienia wielkości przejść
(odstępów) ruchowych, przy zachowaniu projektowanego
kształtu trasy oraz jej lokalizacji w wyrobisku,
- brak trawers wzdłużnych zmniejszył obszar kolizji z zarysem wyrobiska,
b)
a)
2015
należy przeprowadzić kolejną symulację (Przykład 3),
po wprowadzeniu następujących zmian (w stosunku do
przykładu numer 2):
- zmiana lokalizacji osi trasy kolejki
– odsunięcie trasy od wewnętrznego zakrętu o odległość
około 1200 mm.
Przykład 3
Rys. 10. Przykład 3 – dane wejściowe do symulacji
a) Zarys wyrobiska z naniesioną nową trasą kolejki – odsunięcie trasy od wewnętrznego zakrętu [8]
b) Formularz danych wejściowych zadania symulacyjnego [5]
Fig. 10. Example 3 – input data for the simulation
a) Outline of the roadway with new route drawn – clearing the route from the inner bend [8]
b) Input data form for simulation task [5]
a)
b)
Rys. 11. Przykład 3 – wyniki symulacji [5]
a) ETAP 2 – ślady modelu trawers oraz ślady modelu transportowanego ładunku, powstałe w wyniku symulacji przejazdu
b) ETAP 4B – ślady modelu trawers oraz ślady modelu transportowanego ładunku, powiększone o wielkość przejść (odstępów) ruchowych, powstałe w wyniku symulacji przejazdu
Fig. 11. Example 3 – simulation results [5]
a) STAGE 2 – frames of traverses model and frames of transported load created as the result of simulation
b) STAGE 4B – frames of traverses model and frames of transported load, enlarged by the required side clearances (gaps),
created as the result of simulation
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Przykład 3 – wnioski z przeprowadzonej symulacji:
- po odsunięciu osi trasy kolejki od wewnętrznego zakrętu, możliwy jest bezkolizyjny przejazd z ładunkiem,
z uwzględnieniem wielkości przejść (odstępów) ruchowych,
- zaleca się modyfikację końcowego odcinka trasy tak, aby
zaraz po wyjściu z zakrętu trasa wróciła do swego pierwotnego położenia (prosty odcinek trasy przed modyfikacją).
Wnioski z przeprowadzonych badań symulacyjnych:
- czas wykonania każdej z symulacji (przykład 1÷3) wyniósł
około 60 sekund (krok symulacji = 1000 mm), dla przykładowego odcinka trasy o długości całkowitej 25 metrów
(analizowana długość trasy = 15 metrów). Wydatnie skraca
to czas analizy wybranego odcinka trasy, w porównaniu
z obecnie stosowanymi metodami przez działy DPP i
pozwala projektantowi skupić się na wariantowaniu sposobów transportu ładunku oraz lokalizacji trasy w wyrobisku.
- program do analizy kolizyjności jest szczególnie pomocny
w przypadku analiz kolizyjności dla kolejek podwieszonych, gdzie wpierw należy wyznaczyć łańcuch kinematyczny urządzenia transportowego w zadanym punkcie
trasy, a następnie dokonać orientacji trawers i ładunku
względem urządzenia transportowego.
- w przypadku kolejek podwieszonych, gdzie urządzeniem
transportowym jest modułowy zestaw nośny, tor ładunku
na zakręcie przybliża się do wewnętrznej strony zakrętu.
Dla transportu kolejkami podwieszonymi zaleca się prowadzenie trasy kolejki w odległości 500÷1000 mm na
zewnątrz od środka osi wyrobiska (w kierunku zewnętrznej
części zakrętu).
- w przypadku zmiany kierunku transportu, w celu wykonania ponownej analizy kolizyjności, wystarczy w programie
AutoCAD zmienić kierunek polilinii, obrazującej trasę
kolejki.
8. Podsumowanie
W artykule przedstawiono przykład zastosowania programu AutoCAD do analizy tras kopalnianej kolei podziemnej,
kolejek spągowych oraz kolejek podwieszonych, pod kątem
możliwości wystąpienia kolizji podczas transportu materiałów
wielkogabarytowych oraz długich.
Istotą opracowanego w ITG KOMAG komputerowego
systemu do analiz kolizyjności jest zastosowanie ogólnodostępnych narzędzi internetowych do specyfikacji danych
wejściowych, oraz programu AutoCAD, powszechnie stosowanego do tworzenia dokumentacji rysunkowej projektów
systemów transportu.
Opracowany moduł analiz kolizyjności wspomaga projektanta w tworzeniu nowej lub weryfikacji istniejącj trasy
systemu transportu. Umożliwia przeprowadzenie symulacji
przejazdu zestawu transportowego (platformy transportowej, modułowego zestawu nośnego wraz z trawersami)
wraz z ładunkiem, po wybranym fragmencie trasy kolejki.
W trybie analizy 2D, dla wybranego fragmentu trasy (zakręty,
skrzyżowania, rozwidlenia, ...), wyznaczane są: obwiednia
ładunku, obwiednia platformy transportowej (transport
szynowy spągowy), obwiednie trawers (transport szynowy
podwieszony) oraz obwiednie odstępów ruchowych. Wyniki
analizy kolizyjności dokumentowane są w postaci plików
graficznych CAD, co umożliwia ich analizę i dalszą obróbkę
przez projektanta systemu transportowego. Dodatkowo,
wyniki analizy kolizyjności dokumentowane są w postaci
plików bitmapowych JPG, co umożliwia ich szybki podgląd
i wstawienie do dokumentacji projektowej.
33
Zastosowanie programu z grupy CAD do analizy kolizyjności 2D na trasach szynowego transportu pomocniczego
pozwala na:
- wielokrotne prowadzenie analiz kolizyjności dla zmieniających się warunków brzegowych (lokalizacja trasy kolejki
w przekroju poprzecznym wyrobiska, gabaryty transportowanego ładunku, zastosowany zestaw transportowy, lokalizacja ładunku względem urządzenia transportowego),
- zwiększenie szybkości prowadzenia analiz oraz możliwość
dokumentowania ich wyników w postaci plików graficznych CAD oraz plików bitmapowych JPG,
- wyznaczenie rzeczywistego toru ładunku podczas transportu materiałów wielkogabarytowych i długich – obwiednia transportowanego ładunku,
- wyznaczenie obwiedni odstępów (przejść) ruchowych,
- możliwość przeprowadzenia analiz dla hipotetycznych
przypadków orientacji transportowanego ładunku względem urządzenia transportowego – np. obrót ładunku
względem platformy transportowej.
Udostępnienie opracowanego modułu analizy kolizyjności
na ogólnie dostępnej platformie internetowej i jego integracja
z systemem STD, powinno zaowocować polepszeniem procesu projektowania nowych, jak również umożliwić analizę
i przebudowę istniejących tras transportowych, pod kątem
sprawdzenia możliwości wystąpienia kolizji, dla wybranych
schematów dróg transportowych.
Opracowany moduł do analizy kolizyjności może być
stosowany również w przypadku projektów systemu transportu, w których dokumentacja rysunkowa wykonywana jest w
innym systemie CAD, niż AutoCAD. W takim przypadku dane
wejściowe z systemu CAD (trasa kolejki, zarys wyrobiska),
eksportowane są w formacie pliku DWG AutoCAD-a, zaś
wyniki analizy kolizyjności eksportowane są przez program
AutoCAD w postaci plików systemu CAD, stosowanego w
danej spółce węglowej – przykładowo w postaci plików DGN
programu MicroStation.
Literatura
1.
2.
3.
AutoLISP Developer’s Guide. Autodesk, 2010.
Dudek M.: AutoLISP – praktyczny kurs. HELION, Gliwice 1997.
Dudek M.: Use of CAD systems in testing collision of underground
transportation means. Archiwum Górnictwa 2013 nr 2 s. 411÷432.
4. Dudek M., Turewicz A., Tokarczyk J.: Opracowanie modułu analiz kolizyjności 2D dla kolejek spągowych i jego integracja z systemem STD.
Instytut Techniki Górniczej KOMAG. Gliwice, 2014 (niepublikowana).
5. Dudek M., Turewicz A., Tokarczyk J.: Opracowanie modułu analiz kolizyjności 2D dla kolejek podwieszonych i jego integracja z systemem
STD. Instytut Techniki Górniczej KOMAG. Gliwice, 2014 [niepublikowana].
6. FAMA: Katalog wyrobów segmentu lądowo-górniczego. Gniew, 2011.
7. Projekt MINTOS: Improving Mining Transport Reliability. RFCS
Coal RTD Programme, Contract No.RCR-CT-2007-00003. Gliwice,
2007÷2010 [niepublikowana].
8. Projekty systemów transportu. Dokumentacja rysunkowa w wersji
papierowej. KWK „Borynia-Zofiówka-Jastrzębie”, Jastrzębie-Zdrój,
2014 [niepublikowana].
9. 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. Dziennik Ustaw Nr 139, Poz. 1169 (z późniejszymi zmianami).
10. Tokarczyk J., Dudek M., Turewicz A., Pakura A.: System wspomagania
obliczeń trakcyjnych dla kolejek podwieszonych z napędem własnym.
Maszyny Górnicze 2011 nr 3 s. 26÷31.
34
PRZEGLĄD GÓRNICZY
11. Tokarczyk J., Dudek M., Szewerda K., Turewicz A.: Stan i kierunki
rozwoju systemu wspomagania prac inżynierskich pomocniczego
transportu kopalnianego Safe Trans Design (STD). Maszyny Górnicze
2014 nr 2 s. 30÷36.
2015
12. Winkler T., Chuchnowski W., Dudek M., Tokarczyk J., Szewerda K.:
Narzędzia internetowe wspomagające weryfikację projektów transportu
podziemnego w świetle kryterium bezpieczeństwa. I Międzynarodowa
Konferencja „Problemy bezpieczeństwa w budowie i eksploatacji maszyn i urządzeń górnictwa podziemnego”, Ustroń 2009.
NACZELNY REDAKTOR
w zeszycie 1-2/2010 Przeglądu Górniczego, zwrócił się do kadr
górniczych z zachętą do publikowania artykułów ukierunkowanych
na wywołanie
POLEMIKI – DYSKUSJI.
Trudnych problemów, które czekają na rzetelną, merytoryczną
wymianę poglądów – jest wiele! Od niej – w znaczącej mierze –
zależy skuteczność praktyki i nauki górniczej w działaniach na rzecz
bezpieczeństwa górniczego oraz postępu technicznego
i ekonomicznej efektywności eksploatacji złóż.
Od naszego wysiłku w poszukiwaniu najlepszych rozwiązań
– zależy przyszłość polskiego górnictwa!!!
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
35
UKD 622.86/.88:001.891.3:331.46
Badania zróżnicowania ryzyka wypadków
przy pracy na przykładzie analizy
bezwzględnej i wskaźnikowej dla branży
górnictwa i Polski
Research of the risk diversification of accidents at work
illustrated with the example of absolute and ratio analysis
for mining industry in Poland
Dr inż. Marcin Krause*)
Treść: Publikacja przedstawia analizę statystyki wypadków przy pracy na przykładzie porównania branży górnictwa i Polski, która
opiera się na danych Głównego Urzędu Statystycznego pt. „Wypadki przy pracy”. W pracy wykorzystano kryteria analizy
bezwzględnej, opartej na porównaniu wybranych miar wypadkowości (liczba i skutki wypadków) oraz analizy wskaźnikowej,
opartej na porównaniu wybranych wskaźników wypadkowości (wskaźniki częstości, wskaźnik ciężkości, wskaźnik ryzyka).
W opracowaniu podano wyniki badań wypadków przy pracy w górnictwie i Polsce, z wykorzystaniem analizy porównawczej
wypadków ogółem, wypadków śmiertelnych, wypadków ciężkich i wypadków zbiorowych.
Abstract: The publication presents the statistics analysis of accidents at work illustrated with the example of the mining industry in
Poland, which was based on data from the Central Statistical Office entitled “Accidents at work”. The study was based on
the criteria of absolute analysis, based on comparison of the selected measures of accident rate (number and consequences
of accidents), and ratio analysis, based on comparison of the selected indexes of accident rate (frequency indexes, severity
index, risk index). The elaboration covers the research results of the accidents at work in the mining industry in Poland, by
use of the comparative analysis of total accidents, fatal accidents, serious accidents and collection accidents.
Słowa kluczowe:
wypadki przy pracy, statystyka wypadków, analiza ryzyka, górnictwo
Key words:
accidents at work, accident statistics, risk analysis, mining
1. Wprowadzenie
Często formułowane jest twierdzenie o niebezpiecznej
pracy w kopalni i na budowie, bez głębszego uzasadnienia specyfiki środowiska pracy w branży górnictwa i budownictwa.
Nie można obiektywnie tego udowodnić bez wielowymiarowej analizy statystyki wypadków przy pracy, obejmującej poszkodowanych w wypadkach ogółem, śmiertelnych i ciężkich
oraz częstość i ciężkość wypadków, mierzoną określonymi
wskaźnikami wypadkowości.
Na podstawie przeprowadzonej analizy statystyki wypadków przy pracy w Polsce za lata 2009÷2013 według danych
Głównego Urzędu Statystycznego [18] można stwierdzić, że
branża górnictwa (od 2009 r. nazwa sekcji „górnictwo i wydobywanie” według klasyfikacji działalności PKD, przyjęto
w publikacji skróconą nazwę „górnictwo”) wyróżnia się na
tle innych sekcji gospodarki narodowej, zwłaszcza w zakresie
analizy wskaźnikowej. Biorąc pod uwagę średnią arytmetyczną wartości wskaźników wypadkowości za okres pięciu
lat opracowano następujący ranking wskaźników ryzyka
wypadków przy pracy w Polsce:
– wskaźnik częstości wypadków ogółem: 1 miejsce – górnictwo; 2 miejsce – dostawa wody, gospodarowanie ściekami
*) Politechnika Śląska Wydział Górnictwa i Geologii
i odpadami oraz działalność związana z rekultywacją; 3
miejsce – przetwórstwo przemysłowe; 4 miejsce – rolnictwo, leśnictwo, łowiectwo i rybactwo; 5 miejsce – opieka
zdrowotna i pomoc społeczna; 6 miejsce – budownictwo;
– wskaźnik częstości wypadków śmiertelnych: 1 miejsce
– rolnictwo, leśnictwo, łowiectwo i rybactwo; 2 miejsce
– górnictwo; 3 miejsce – budownictwo;
– wskaźnik częstości wypadków ciężkich: 1 miejsce – budownictwo; 2 miejsce – rolnictwo, leśnictwo, łowiectwo
i rybactwo; 3 miejsce – górnictwo;
– wskaźnik ciężkości wypadków: 1 miejsce – górnictwo; 2
miejsce – budownictwo; 3 miejsce – rolnictwo, leśnictwo,
łowiectwo i rybactwo.
Na podstawie opracowanego rankingu można stwierdzić,
że trzy wyróżnione sekcje wykazują się szczególnie podwyższonym ryzykiem wypadków przy pracy: „górnictwo”, „budownictwo”, „rolnictwo, leśnictwo, łowiectwo i rybactwo”.
Na podstawie danych GUS-u [18] można stwierdzić, że w
górnictwie w latach 2009-2013 zarejestrowano 13992 wypadki przy pracy, które spowodowały 1026595 dni niezdolności
do pracy i w których zostało poszkodowanych 14259 osób,
w tym 141 – w wypadkach śmiertelnych i 113 – w wypadkach ciężkich. Średnio na 1 poszkodowanego przypadało 72
dni niezdolności do pracy, a udział tzw. wypadków lekkich
stanowi 98,2 %.
36
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Na podstawie statystyki wypadków przy pracy według
danych GUS-u [18] można określić tzw. statystyczny zegar
bezpieczeństwa pracy w górnictwie za lata 2009-2013, z którego wynika, że średnio co 3 godziny zostaje ktoś poszkodowany
wskutek wypadku, co 13 dni – w wypadku śmiertelnym i co 16
dni – w wypadku ciężkim. Średnio na miesiąc ulega wypadkom 235 osób, a 4 osoby tracą życie lub zdrowie w kopalni.
2. Analiza statystyki wypadów przy pracy
Ogólne przepisy prawne dotyczące wypadków przy pracy
określa Ustawa Kodeks pracy [9], a szczegółowe przepisy
prawne – Rozporządzenie w sprawie ustalania okoliczności
i przyczyn wypadków przy pracy [13]. Ustawa o ubezpieczeniu społecznym z tytułu wypadków przy pracy i chorób
zawodowych [10] zawiera podstawową terminologię (m.in.
definicje wypadku przy pracy, wypadku śmiertelnego, wypadku ciężkiego, wypadku zbiorowego) oraz wykaz świadczeń
z tytułu wypadków przy pracy. Wzór protokołu ustalenia
okoliczności i przyczyn wypadku przy pracy określa załącznik
do Rozporządzenia [11], a wzór statystycznej karty wypadku
przy pracy – załącznik nr 1 do Rozporządzenia [12].
Aktualnie obowiązująca w Polsce klasyfikacja wypadków
przy pracy wyróżnia podział według liczby poszkodowanych
na wypadki indywidualne i wypadki zbiorowe oraz według
ciężkości skutków na wypadki śmiertelne i wypadki ciężkie
[10,12]. Nazwę wypadek lekki przyjęto za sprawozdawczością
stosowaną przez Główny Urząd Statystyczny [18].
Aktualnie obowiązujące akty prawne określają zasady
dotyczące ustalania okoliczności i przyczyn wypadku przy
pracy, natomiast w żadnym przepisie nie wskazują wymagań
dotyczących analizy statystyki wypadków przy pracy.
Podstawowe kryteria analizy statystyki wypadków przy
pracy najczęściej są oparte na Rozporządzeniu w sprawie
statystycznej karty wypadku przy pracy [12], które określa w
załącznikach nr 1 i 2 szczegółowe informacje charakteryzujące
wypadek i poszkodowanego.
W literaturze specjalistycznej nie ma aktualnie ogólnie
przyjętych wytycznych w zakresie analizy statystyki wypadków przy pracy, przykładowy podział obejmuje m.in.:
– analizę bezwzględną, opartą na porównaniu liczby i skutków wypadków;
– analizę wskaźnikową, opartą na porównaniu wskaźników
wypadkowości;
– analizę rodzajową, opartą na badaniu określonych parametrów wypadków;
– analizę korelacji, opartą na badaniu relacji między parametrami wypadków.
Przedmiotem szczegółowych badań w niniejszej publikacji
była analiza bezwzględna i wskaźnikowa wypadków przy
pracy w górnictwie.
Analiza bezwzględna obejmuje trzy podstawowe rodzaje
miar wypadkowości:
– liczba wypadków;
– liczba poszkodowanych w wypadkach;
– liczba dni niezdolności do pracy spowodowanych wypadkami.
Analiza wskaźnikowa obejmuje trzy podstawowe rodzaje
wskaźników wypadkowości:
– wskaźniki częstości wypadków określają prawdopodobieństwo wystąpienia wypadku jako zależność liczby
poszkodowanych i określonej wielkości odniesienia,
najczęściej liczby zatrudnionych lub pracujących;
– wskaźniki ciężkości wypadków określają skutki wystąpienia wypadku jako zależność liczby dni niezdolności
do pracy i określonej wielkości odniesienia, najczęściej
liczby poszkodowanych, bez wypadków śmiertelnych;
2015
– wskaźniki ryzyka wypadków (znane także w literaturze
m.in. jako wskaźnik prewencyjny, uogólnionych strat,
zagregowany, syntetyczny) określają ryzyko wystąpienia
wypadku jako zależność wskaźnika częstości wypadków
i wskaźnika ciężkości wypadków oraz określonych funkcji
agregujących, najczęściej iloczynu wskaźnika częstości
wypadków na 1000 pracujących/zatrudnionych i wskaźnika ciężkości wypadków na 1 poszkodowanego.
Przykładowe publikacje w zakresie analizy bezwzględnej
i wskaźnikowej wypadków przy pracy w górnictwie to m.in.:
Krause M. i Kuśmierczyk W. [1], Krause M. [2,3], Parchański
J. [4,5], Rydlewski J. [6,7], Zacharzewski J. i Rydlewski J. [8].
Statystyki wypadków przy pracy w górnictwie są udostępniane m.in. przez Główny Urząd Statystyczny [18], Wyższy
Urząd Górniczy [16,17], Centralny Ośrodek Informatyki
Górnictwa S.A. [14], Główny Instytut Górnictwa [15].
Dostępne dane GUS-u [18] obejmują statystyki wypadków przy pracy w Polsce za okres sprawozdawczy 1 roku,
w których formułowane są ogólne stwierdzenia dotyczące
liczby poszkodowanych i wskaźników wypadkowości.
Można odczytać z tablic kompletne dane dotyczące analizy
bezwzględnej dla Polski, sekcji „górnictwo i wydobywanie”
i podsekcji „wydobywanie węgla kamiennego”: liczba wypadków (ogółem, zbiorowe), liczba poszkodowanych (ogółem,
śmiertelne, ciężkie, lekkie, zbiorowe), liczba dni niezdolności
do pracy. Natomiast dane dotyczące analizy wskaźnikowej
nie są w pełni kompletne dla podsekcji „wydobywanie węgla kamiennego” oraz jednakowo dokładne dla wskaźników
częstości wypadków. Bezpośrednio z tablic można odczytać
wartości wskaźnika częstości wypadków ogółem („poszkodowani w wypadkach ogółem na 1000 pracujących”) i wskaźnika
ciężkości wypadków („liczba dni niezdolności do pracy na 1
poszkodowanego”). Dla potrzeb badań skorygowano wartości
wskaźników częstości wypadków śmiertelnych i ciężkich,
z 1000 na 100000 pracujących, w celu zwiększenia dokładności analizy porównawczej wskaźników wypadkowości.
Ponadto dane dla podsekcji „wydobywanie węgla kamiennego” nie obejmują wskaźników częstości wypadków, tylko
wskaźnik ciężkości wypadków. Nie umieszczono w tablicach
wskaźnika ryzyka wypadków oraz wskaźników dotyczących
wypadków zbiorowych.
Dane udostępniane na witrynie WUG-u [16,17] zawierają
statystyki wypadków przy pracy w ruchu zakładu górniczego
za okres sprawozdawczy 1 roku, nieregularnie są zamieszczane zbiorcze statystyki wypadkowości za okres kilku lat,
ale zakres informacji nie jest jednolity w poszczególnych
latach. Można odczytać z tekstu, wykresów i tablic kompletne
informacje dotyczące analizy bezwzględnej dla górnictwa
i jego poszczególnych rodzajów (m.in. liczba wypadków
ogółem, śmiertelnych i ciężkich, według kryterium zagrożeń naturalnych i technicznych). Natomiast dane dotyczące
analizy wskaźnikowej nie są w pełni kompletne, skupiają się
przede wszystkim na załodze własnej i pracownikach firm
usługowych w ruchu zakładu górniczego oraz przedstawiają
tylko wybrane wskaźniki wypadkowości, głównie wskaźniki
częstości wypadków ogółem i śmiertelnych na 1000 zatrudnionych i na 1 mln ton wydobycia, często w odniesieniu do
spółek węglowych.
Dane publikowane przez COIG [14] obejmują m.in. następujące rodzaje wskaźników wypadkowości, które dotyczą
wyłącznie górnictwa węgla kamiennego: wskaźnik ciężkości
wypadków, wskaźnik częstości wypadków ogółem na 1000
zatrudnionych, wskaźnik częstości wypadków ogółem na
100000 przepracowanych dniówek, wskaźnik częstości
wypadków śmiertelnych na 1 mln ton wydobycia, wskaźnik
częstości pożarów na 1 mln ton wydobycia, wskaźnik częstości zawałów na 1 mln ton wydobycia.
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Publikacje GIG-u [15] zawierają m.in. następujące przykłady miar i wskaźników wypadkowości, które dotyczą pracowników kopalń i firm obcych zatrudnionych w górnictwie
węgla kamiennego: liczba wypadków ogółem i śmiertelnych,
wskaźniki częstości wypadków ogółem i śmiertelnych na
1000 zatrudnionych i na 1 mln ton wydobycia, ww. miary
i wskaźniki według kryterium klasyfikacji zagrożeń w górnictwie – naturalne, techniczne i osobowe. Statystyka ta jest
oparta na danych COIG-u [14] i WUG-u [16,17].
3.Materiał i metody
Podstawowe założenia dotyczące analizy statystyki wypadków przy pracy:
– dane statystyczne oparto na publikacjach GUS-u pt.
„Wypadki przy pracy” [18];
– okres odniesienia przyjęto na poziomie pięciu kolejnych
lat (od 2009 do 2013 r.);
– badania wypadkowości oparto na analizie porównawczej
wybranych miar i wskaźników charakteryzujących wypadki przy pracy w Polsce i górnictwie.
Badania ryzyka wypadków dotyczyły poszkodowanych
w wypadkach przy pracy w górnictwie i Polsce, obejmowały
one wypadki ogółem, śmiertelne, ciężkie i zbiorowe.
Analiza tendencji i zróżnicowania ryzyka wypadków
obejmowała wyznaczenie średniej wartości i zmienności
(rozstęp, średnia arytmetyczna, odchylenie standardowe,
współczynnik zmienności) oraz określenie dynamiki zmian
(tendencja rosnąca, tendencja malejąca, brak tendencji).
Przyjęta interpretacja współczynnika zmienności: do 20 %
(mała zmienność), powyżej 20 % do 40 % (umiarkowana
zmienność), powyżej 40 % (duża zmienność).
Zastosowano kryteria analizy bezwzględnej, opartej na
porównaniu miar wypadkowości (liczba i skutki wypadków)
oraz analizy wskaźnikowej, opartej na porównaniu wskaźników wypadkowości (wskaźniki częstości, wskaźnik ciężkości,
wskaźnik ryzyka).
Badania wypadkowości obejmowały:
– analizę bezwzględną, opartą na porównaniu następujących miar wypadkowości dla Polski i górnictwa: liczba
wypadków (ogółem, zbiorowe), liczba poszkodowanych
w wypadkach (ogółem, śmiertelne, ciężkie, zbiorowe),
liczba dni niezdolności do pracy;
– analizę wskaźnikową, opartą na porównaniu następujących wskaźników wypadkowości dla Polski i górnictwa:
wskaźniki częstości wypadków (ogółem, śmiertelne, ciężkie, zbiorowe), wskaźnik ciężkości wypadków, wskaźnik
ryzyka wypadków.
37
W kolejnych rozdziałach (4÷6) przedstawiono autorskie
przykłady analizy bezwzględnej i wskaźnikowej wypadków
przy pracy w górnictwie, a podsumowanie i wnioski dotyczyły
analizy porównawczej statystyki wypadków dla górnictwa
i Polski.
4. Analiza bezwzględna wypadków przy pracy
Do badania ryzyka wypadków wybrano następujące miary
wypadkowości:
– liczba wypadków (ogółem, zbiorowe);
– liczba poszkodowanych w wypadkach (ogółem, śmiertelne, ciężkie, zbiorowe);
– liczba dni niezdolności do pracy spowodowanych wypadkami.
Zbiorcze zestawienie wyników badań miar charakteryzujących wypadki przy pracy w górnictwie w latach 2009-2013
przedstawiono w tablicy 1.
Na podstawie przeprowadzonej analizy bezwzględnej
wypadków przy pracy w górnictwie za okres lat 2009-2013
można stwierdzić, że:
– liczba wypadków ogółem cechowała się małą zmiennością
(9,8 %), wzrostem o 4,1 % w 2010 r., a następnie tendencją
malejącą w latach 2010÷2013 (spadek o 25,3 %), różnica
wartości pomiędzy granicami zakresu wynosiła 668 (spadek o 22,2 %), można twierdzić o tendencji malejącej;
– liczba poszkodowanych w wypadkach ogółem wykazała
małą zmienność (10,0 %), wzrost o 2,6 % w 2010 r.,
a następnie tendencję malejącą w latach 2010÷2013 (spadek o 24,6 %), różnica wartości pomiędzy końcami przedziału wynosiła 703 (spadek o 22,7 %), można twierdzić
o tendencji malejącej;
– liczba poszkodowanych w wypadkach śmiertelnych cechowała się umiarkowaną zmiennością (26,2 %), spadkiem
o 36,6 % w 2010 r. i wzrostem o 11,5 % w 2011 r., a następnie tendencją malejącą w latach 2011÷2013 (spadek
o 37,9 %), różnica wartości pomiędzy granicami zakresu
wynosiła 23 (spadek o 56,1 %), można twierdzić o wyraźnej tendencji malejącej;
– liczba poszkodowanych w wypadkach ciężkich wykazała
dużą zmienność (45,6 %), tendencję malejącą w latach
2009÷2012 (spadek o 70,7 %) i wzrost o 16,7 % w 2013
r., różnica wartości pomiędzy końcami przedziału wynosiła 27 (spadek o 65,9 %), można twierdzić o wyraźnej
tendencji malejącej;
– liczba dni niezdolności do pracy spowodowanych wypadkami cechowała się małą zmiennością (7,4 %), podobnym
poziomem w latach 2009÷2010 (różnica 86 dni), a na-
Tablica 1. Zestawienie wyników badań wybranych miar wypadkowości w górnictwie w latach 2009÷2013
Table 1. Summary of research results of selected measures of accidents rate in the mining industry in 2009÷2013
Przyjęte miary
2009
wypadkowości
Wypadki ogółem
3005
Poszkodowani w
3096
wypadkach ogółem
Poszkodowani w
41
wypadkach śmiertelnych
Poszkodowani w
41
wypadkach ciężkich
Dni niezdolności do pracy
219336
spowodowane wypadkami
Wypadki zbiorowe
18
Poszkodowani w
109
wypadkach zbiorowych
Średnia
Odchylenie Współczynnik
arytmetyczna standardowe zmienności
2798,4
276,5
9,8%
2010
2011
2012
2013
Minimum
Maksimum
3127
2851
2672
2337
2337
3127
3175
2908
2687
2393
2393
3175
2851,8
284,6
10,0%
26
29
27
18
18
41
28,2
7,4
26,2%
24
22
12
14
12
41
22,6
10,3
45,6%
219422
206521
203166
178150
178150
219422
205319
15097
7,4%
15
15
18
43
15
43
21,8
10,7
49,1%
63
72
33
99
33
109
75,2
27,0
35,9%
Źródło: opracowanie własne na podstawie publikacji GUS-u pt. „Wypadki przy pracy” [18]
38
PRZEGLĄD GÓRNICZY
stępnie tendencją malejącą w latach 2010÷2013 (spadek
o 18,8 %), różnica wartości pomiędzy granicami zakresu
wynosiła 41,2 tys. (spadek o 18,8 %), można twierdzić
o tendencji malejącej;
– liczba wypadków zbiorowych wykazała dużą zmienność
(49,1 %), tendencję malejącą w latach 2009÷2011 (spadek
o 16,7 %), a następnie tendencję rosnącą w latach
2011÷2013 (wzrost o 186,7 %), różnica wartości pomiędzy końcami przedziału wynosiła 25 (wzrost o 138,9 %),
można twierdzić o wyraźnej tendencji rosnącej;
– liczba poszkodowanych w wypadkach zbiorowych cechowała się umiarkowaną zmiennością (35,9 %) i charakterem
monotonicznym w całym zakresie, spadek o 42,2 % w 2010 r.,
wzrost o 14,3 % w 2011 r., spadek o 54,2 % w 2012 r.
i wzrost o 200,0 % w 2013 r., różnica wartości pomiędzy
granicami zakresu wynosiła 10 (spadek o 9,2%), można
twierdzić o tendencji malejącej.
5. Analiza wskaźnikowa wypadków przy pracy
Do badania ryzyka wypadków wybrano następujące
wskaźniki wypadkowości:
– wskaźnik częstości wypadków ogółem na 1000 pracujących, odczytany z tablic [18];
– wskaźnik częstości wypadków śmiertelnych, obliczony na
podstawie danych z tablic [18] w przeliczeniu na 100 000
pracujących, jako stosunek liczby poszkodowanych
w wypadkach śmiertelnych oraz liczby pracujących;
– wskaźniki częstości wypadków ciężkich, obliczony na
podstawie danych z tablic [18] w przeliczeniu na 100 000
pracujących, jako stosunek liczby poszkodowanych
w wypadkach ciężkich oraz liczby pracujących;
– wskaźnik ciężkości wypadków, odczytany z tablic [18],
określany jako stosunek liczby dni niezdolności do pracy
spowodowanych wypadkami oraz liczby osób poszkodowanych (w wypadkach ogółem, bez poszkodowanych
w wypadkach śmiertelnych oraz bez liczby dni niezdolności do pracy);
– wskaźnik ryzyka wypadków, obliczony jako iloczyn
dwóch wskaźników: wskaźnika częstości wypadków
ogółem na 1000 pracujących oraz wskaźnika ciężkości
wypadków;
– wskaźnik częstości wypadków zbiorowych na 100 000
pracujących, obliczony jako stosunek liczby poszkodowanych w wypadkach zbiorowych oraz liczby pracujących;
– wskaźnik liczby poszkodowanych na 1 wypadek zbiorowy,
obliczony jako stosunek liczby poszkodowanych w wypadkach zbiorowych oraz liczby wypadków zbiorowych.
Zbiorcze zestawienie wyników badań wskaźników charakteryzujących wypadki przy pracy w górnictwie w latach
2009÷2013 przedstawiono w tablicy 2 i na rysunkach 1÷6.
Na podstawie przeprowadzonej analizy wskaźnikowej
wypadków przy pracy w górnictwie za okres lat 2009÷2013
można stwierdzić, że:
– wartość wskaźnika częstości wypadków ogółem na 1000
pracujących wykazała małą zmienność (8,3 %), wzrost
o 5,9 % w 2010 r., a następnie tendencję malejącą w latach
2010÷2013 (spadek o 21,6 %), różnica wartości pomiędzy
końcami przedziału wynosiła 2,85 (spadek o 16,9 %),
można twierdzić o tendencji malejącej;
– wartość wskaźnika częstości wypadków śmiertelnych na
100 000 pracujących cechowała się umiarkowaną zmiennością (23,9 %), spadkiem o 34,5 % w 2010 r. i wzrostem
o 14,1 % w 2011 r., a następnie tendencją malejącą
w latach 2011÷2013 (spadek o 36,8 %), różnica wartości
pomiędzy granicami zakresu wynosiła 11,76 (spadek
o 52,8 %), można twierdzić o wyraźnej tendencji malejącej;
2015
Rys. 1.Porównanie wartości wskaźnika częstości wypadków
ogółem na 1000 pracujących dla górnictwa i Polski
Fig. 1. Comparison of values of total accident frequency index
per 1000 persons employed in the mining industry in
Poland
Rys. 2.Porównanie wartości wskaźnika częstości wypadków
śmiertelnych na 100 000 pracujących dla górnictwa
i Polski
Fig. 2. Comparison of values of fatal accident frequency index
per 100 000 persons employed in the mining industry in
Poland
Rys. 3.Porównanie wartości wskaźnika częstości wypadków
ciężkich na 100 000 pracujących dla górnictwa i Polski
Fig. 3. Comparison of values of serious accident frequency index per 100 000 persons employed in the mining industry in Poland
– wartość wskaźnika częstości wypadków ciężkich na
100 000 pracujących wykazała dużą zmienność (42,7 %)
i tendencję malejącą w całym zakresie analizy, różnica
wartości pomiędzy końcami przedziału wynosiła 14,10
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Rys. 4.Porównanie wartości wskaźnika ciężkości wypadków
dla górnictwa i Polski
Fig. 4. Comparison of values of accident severity index in the
mining industry in Poland
Rys. 5.Porównanie wartości wskaźnika ryzyka wypadków dla
górnictwa i Polski
Fig. 5. Comparison of values of accident risk index in the mining industry in Poland
(spadek o 63,3 %), można twierdzić o wyraźnej tendencji
malejącej;
– wartość wskaźnika ciężkości wypadków cechowała się
małą zmiennością (3,3 %), spadkiem o 2,9 % w 2010 r.,
tendencją rosnącą w latach 2010÷2012 (wzrost o 9,5 %)
39
Rys. 6.Porównanie wartości wskaźnika liczby poszkodowanych na 1 wypadek zbiorowy dla górnictwa i Polski
Fig. 6. Comparison of values of persons injured, number index
per 1 collection accident in the mining industry in Poland
i spadkiem o 1,7 % w 2013 r., różnica wartości pomiędzy
granicami zakresu wynosiła 3,2 (wzrost 4,5 %), można
twierdzić o nieznacznej tendencji rosnącej;
– wartość wskaźnika ryzyka wypadków wykazała małą
zmienność (5,7 %), wzrost o 2,8 % w 2010 r., a następnie
tendencję malejącą w latach 2010÷2013 (spadek o 15,6
%), różnica wartości pomiędzy końcami przedziału wynosiła 160 (spadek o 13,2 %), można twierdzić o tendencji
malejącej;
– wartość wskaźnika częstości wypadków zbiorowych na
100 000 pracujących cechowała się umiarkowaną zmiennością (35,3 %) i charakterem monotonicznym w całym
zakresie, spadek o 40,3 % w 2010 r., wzrost o 16,9 %
w 2011 r., spadek o 54,3 % w 2012 r. i wzrost o 206,1 %
w 2013 r., różnica wartości pomiędzy granicami zakresu
wynosiła 1,43 (spadek 2,4 %), można twierdzić o nieznacznej tendencji malejącej;
– wartość wskaźnika liczby poszkodowanych na 1 wypadek
zbiorowy wykazała dużą zmienność (41,2 %) i charakter
monotoniczny w całym zakresie, spadek o 30,7 % w 2010 r.,
wzrost o 14,3 % w 2011 r., spadek o 61,9 % w 2012 r.
i wzrost o 25,7 % w 2013 r., różnica wartości pomiędzy
końcami przedziału wynosiła 3,76 (spadek o 62,0 %),
można twierdzić o wyraźnej tendencji malejącej.
Tabela 2. Zestawienie wyników badań wybranych wskaźników wypadkowości w górnictwie w latach 2009÷2013
Table 2. Summary of research results of selected indexes of accidents rate in the mining industry in 2009÷2013
Przyjęte wskaźniki
wypadkowości
Wskaźnik częstości wypadków
ogółem na 1000 pracujących
Wskaźnik częstości wypadków
śmiertelnych na 100000
pracujących
Wskaźnik częstości wypadków
ciężkich na 100000 pracujących
Wskaźnik ciężkości wypadków
Wskaźnik ryzyka wypadków
Wskaźnik częstości wypadków
zbiorowych na 100000
pracujących
Wskaźnik liczby
poszkodowanych na 1 wypadek
zbiorowy
Minimum Maksimum
Średnia
Odchylenie
arytmetyczna standardowe
Współczynnik
zmienności
2009
2010
2011
2012
2013
16,82
17,82
16,69
15,37
13,97
13,97
17,82
16,13
1,33
8,3%
22,27
14,59
16,64
15,44
10,51
10,51
22,27
15,89
3,80
23,9%
22,27
13,47
12,63
6,86
8,17
6,86
22,27
12,68
5,42
42,7%
71,8
1208
69,7
1242
71,7
1197
76,3
1174
75,0
1048
69,7
1048
76,3
1242
72,9
1174
2,4
67
3,3%
5,7%
59,22
35,36
41,32
18,88
57,79
18,88
59,22
42,51
14,99
35,3%
6,06
4,20
4,80
1,83
2,30
1,83
6,06
3,84
1,58
41,2%
Źródło: opracowanie własne na podstawie publikacji GUS-u pt. „Wypadki przy pracy” [18]
40
PRZEGLĄD GÓRNICZY
6. Podsumowanie i wnioski
Na podstawie przeprowadzonych badań zróżnicowania
ryzyka wypadków przy pracy w górnictwie i Polsce za okres
lat 2009÷2013 można stwierdzić, że (tabl. 1 i 2):
1. sumaryczna liczba wypadków ogółem w Polsce wynosiła
454 611, w tym w górnictwie 13 992 (co 32,5 wypadek),
współczynnik zmienności dla górnictwa (9,8 %) był 2,39
większy niż średnia krajowa, liczba wypadków ogółem
dla Polski nie cechowała się określoną tendencją, a dla
górnictwa określono tendencję malejącą (spadek o 22,2 %).
2. W okresie 5 lat zostało poszkodowanych w wypadkach
ogółem w Polsce 457 748 osób, w tym 14 259 osób
w górnictwie (co 32,1 poszkodowany), współczynnik
zmienności dla górnictwa (10,0 %) był 2,44 większy niż
średnia krajowa, liczba poszkodowanych dla Polski nie
wykazała określonej tendencji, a dla górnictwa stwierdzono tendencję malejącą (spadek o 22,7 %).
3. sumaryczna liczba poszkodowanych w wypadkach śmiertelnych w Polsce wynosiła 1883 osób, w tym 141 osób
w górnictwie (co 13,4 poszkodowany), współczynnik
zmienności dla górnictwa (26,2 %) był 1,69 większy niż
średnia krajowa, liczba poszkodowanych dla Polski nie
cechowała się określoną tendencją, a dla górnictwa określono wyraźną tendencję malejącą (spadek o 56,1 %).
4. W badanym okresie w wypadkach ciężkich zostało
poszkodowanych w Polsce 3293 osób, w tym 113 osób
w górnictwie (co 29,1 poszkodowany), współczynnik
zmienności dla górnictwa (45,6 %) był 3,74 większy niż
średnia krajowa, liczba poszkodowanych dla Polski nie
wykazała określonej , a dla górnictwa stwierdzono wyraźną tendencję malejącą (spadek o 65,9 %).
5. poszkodowani w wypadkach śmiertelnych w stosunku
do poszkodowanych w wypadkach ogółem zdarzają się
w górnictwie 2,41 razy częściej niż w Polsce (odpowiednio udział 0,99 % i 0,41 %), poszkodowani w wypadkach
ciężkich występują w górnictwie na zbliżonym poziomie
jak średnia krajowa (odpowiednio udział 0,79 % i 0,72 %).
6. Różnicę wykazuje górnictwo i Polska w zakresie proporcji
poszkodowanych w wypadkach śmiertelnych i ciężkich,
w górnictwie liczba poszkodowanych w wypadkach śmiertelnych była większa o 19,9 % niż w wypadkach ciężkich
(odpowiednio 141 i 113), a dla Polski liczba poszkodowanych w wypadkach ciężkich była większa o 42,8 % niż
w wypadkach śmiertelnych (odpowiednio 1883 i 3293).
7. Sumaryczna liczba dni niezdolności do pracy spowodowanych wypadkami w Polsce wynosiła 18 999 403
dni, w tym 1 026 595 dni w górnictwie (co 18,5 dzień),
współczynnik zmienności dla górnictwa (7,4 %) był 1,90
większy niż średnia krajowa, liczba dni niezdolności dla
Polski nie cechowała się określoną tendencją, a dla górnictwa określono tendencję malejącą (spadek o 18,8 %).
8. Wartość wskaźnika częstości wypadków ogółem (rysunek
1) była dla górnictwa 2,07 razy większa niż dla Polski
(odpowiednio 16,13 i 7,78), współczynnik zmienności dla
górnictwa (8,3 %) był 2,13 większy niż średnia krajowa,
wartość wskaźnika częstości dla Polski nie wykazała określonej tendencji, a dla górnictwa stwierdzono tendencję
malejącą (spadek o 16,9 %).
9. Wartość wskaźnika częstości wypadków śmiertelnych
(rysunek 2) była dla górnictwa 4,92 razy większa niż dla
Polski (odpowiednio 15,89 i 3,23), współczynnik zmienności dla górnictwa (23,9 %) był 1,51 razy większy niż
średnia krajowa, wartość wskaźnika częstości dla Polski
cechowała się tendencją malejącą (spadek o 31,9 %), a dla
górnictwa określono wyraźną tendencję malejącą (spadek
o 52,8 %).
2015
10.wartość wskaźnika częstości wypadków ciężkich (rysunek
3) była dla górnictwa 2,24 razy większa niż dla Polski
(odpowiednio 12,68 i 5,65), współczynnik zmienności
dla górnictwa (42,7 %) był 2,09 razy większy niż średnia
krajowa, wartość wskaźnika częstości dla Polski wykazała tendencję malejącą (spadek o 31,4 %), a dla górnictwa stwierdzono wyraźną tendencję malejącą (spadek
o 63,3 %).
11.Wartość wskaźnika ciężkości wypadków (rysunek 4) była
dla górnictwa 1,75 razy większa niż dla Polski (odpowiednio 72,9 i 41,7), współczynnik zmienności dla górnictwa
(3,3 %) był 2,75 razy większy niż średnia krajowa, wartość
wskaźnika ciężkości dla Polski cechowała się nieznaczną
tendencją malejącą (spadek o 3,5 %), a dla górnictwa
określono nieznaczną tendencję rosnącą (wzrost o 4,5 %).
12.Wartość wskaźnika ryzyka wypadków (rysunek 5) była dla
górnictwa 3,62 razy większa niż dla Polski (odpowiednio
1174 i 324), współczynnik zmienności dla górnictwa
(5,7 %) był zbliżony do średniej krajowej, wartość wskaźnika ryzyka dla Polski nie wykazał określonej tendencji,
a dla górnictwa stwierdzono tendencję malejącą (spadek
o 13,2 %).
Specyfikę ryzyka wypadków przy pracy w górnictwie
stanowią wypadki zbiorowe i katastrofy górnicze, dlatego oddzielnie omówiono analizę statystyki wypadków zbiorowych
i poszkodowanych w wypadkach zbiorowych w górnictwie
i Polsce (tablice 1 i 2):
1. w okresie 5 lat wystąpiło 2046 wypadków zbiorowych
w Polsce, w tym 109 w górnictwie (co 18,8 wypadek),
współczynnik zmienności dla górnictwa (49,1 %) był
7,92 większy niż średnia krajowa, liczba wypadków
zbiorowych dla Polski wykazała tendencję rosnącą (wzrost
o 16,4 %), a dla górnictwa stwierdzono wyraźną tendencję
rosnącą (wzrost o 138,9 %).
2. Sumaryczna liczba poszkodowanych w wypadkach zbiorowych w Polsce wynosiła 5183 osób, w tym 376 osób
w górnictwie (co 13,8 poszkodowany), współczynnik
zmienności dla górnictwa (35,9 %) był 7,98 większy
niż średnia krajowa, liczba poszkodowanych dla Polski
cechowała się tendencją rosnącą (wzrost o 7,8 %), a dla
górnictwa określono tendencję malejącą (spadek o 9,2 %).
3. Wartość wskaźnika częstości wypadków zbiorowych
była dla górnictwa 4,83 razy większa niż dla Polski (odpowiednio 42,51 i 8,81), współczynnik zmienności dla
górnictwa (35,3 %) był 7,06 razy większy niż średnia
krajowa, wartość wskaźnika częstości dla Polski cechował
się tendencją rosnącą (wzrost o 7,3 %), a dla górnictwa
określono nieznaczną tendencję malejącą (spadek o 2,4 %).
4. Wartość wskaźnika liczby poszkodowanych na 1 wypadek
zbiorowy (rysunek 6) była dla górnictwa 1,51 razy większa
niż dla Polski (odpowiednio 3,84 i 2,54), współczynnik
zmienności dla górnictwa (41,2 %) był 5,80 razy większy
niż średnia krajowa, wartość tego wskaźnika dla Polski
wykazała tendencję malejącą (spadek o 7,5 %), a dla górnictwa stwierdzono wyraźną tendencję malejącą (spadek
o 62,0 %).
5. W badanym okresie zostało poszkodowanych w wypadkach zbiorowych w Polsce 316 osób wskutek wypadków
śmiertelnych, w tym 51 osób w górnictwie, co stanowiło
6,10 % udziału w całkowitej liczbie poszkodowanych
w wypadkach zbiorowych w Polsce (co 16,4 poszkodowany), w tym 13,56 % w górnictwie (co 7,4 poszkodowany).
6. Sumaryczna liczba poszkodowanych wskutek wypadków
ciężkich w wypadkach zbiorowych w Polsce wynosiła
282 osoby, w tym 40 osób w górnictwie, co stanowiło
5,44 % udziału w całkowitej liczbie poszkodowanych
w wypadkach zbiorowych w Polsce (co 18,4 poszkodowany), w tym 10,64% w górnictwie (co 9,4 poszkodowany).
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
7. Udział poszkodowanych wskutek wypadków śmiertelnych w wypadkach zbiorowych jest dla górnictwa 2,16
razy większy niż dla Polski (odpowiednio udział 36,17 %
i 16,78 %), a udział poszkodowanych wskutek wypadków
ciężkich w wypadkach zbiorowych jest dla górnictwa 4,14
razy większy niż dla Polski (odpowiednio udział 15,40 %
i 8,56 %).
8. Podobieństwo wykazuje górnictwo i Polska w zakresie
proporcji poszkodowanych wskutek wypadków śmiertelnych i ciężkich w wypadkach zbiorowych, dla górnictwa
liczba poszkodowanych w wypadkach śmiertelnych była
o 12,8 % większa niż liczba poszkodowanych w wypadkach ciężkich (odpowiednio 51 i 40), a dla Polski proporcja
ta była na podobnym poziomie – 10,8 % (odpowiednio
316 i 282).
9. Różnice wykazuje górnictwo i Polska w zakresie częstości
i ciężkości wypadków zbiorowych, udział procentowy
liczby poszkodowanych w wypadkach zbiorowych do liczby poszkodowanych w wypadkach ogółem dla górnictwa
był 2,34 razy większy niż dla Polski (odpowiednio 2,64 %
i 1,13 %), a udział procentowy sumy liczby poszkodowanych wskutek wypadków śmiertelnych i ciężkich
w wypadkach zbiorowych do sumy liczby poszkodowanych wskutek wypadków śmiertelnych i ciężkich
w wypadkach ogółem dla górnictwa był 3,10 razy większy
niż dla Polski (odpowiednio udział 35,83 % i 11,55 %).
5.
6.
7.
8.
9.
10.
11.
12.
13.
14.
Literatura
1.
2.
3.
4.
Krause M., Kuśmierczyk W.: Analiza tendencji i zróżnicowania stanu
wypadkowości w zakładzie górniczym. Materiały Szkoły Eksploatacji
Podziemnej, Katowice 2008, s. 449÷457.
Krause M.: Analiza stanu bhp i analiza wypadków w przedsiębiorstwie
– ćwiczenia. Wydawnictwo Politechniki Śląskiej, Gliwice 2014.
Krause M.: Możliwości wykorzystania miar syntetycznych do zagregowanej oceny ryzyka wypadkowego w kopalni. Przegląd Górniczy,
2007, nr 9, s. 16÷23.
Parchański J.: Ocena ryzyka zawodowego – metoda graficzna. Zeszyty
Naukowe Politechniki Śląskiej Seria Górnictwo, 2001, Nr 250, s.
165÷173.
15.
16.
17.
18.
41
Parchański J.: Wypadkowość w kopalniach węgla kamiennego na tle
wypadkowości w sekcjach działalności gospodarczej. Zeszyty Naukowe
Politechniki Śląskiej Seria Górnictwo, 2001, Nr 250, s. 151÷163.
Rydlewski J.: Bezpieczna kopalnia na podstawie nowego wskaźnika prewencyjnego. Bezpieczeństwo Pracy i Ochrona Środowiska
w Górnictwie, 2005, nr 1, s. 28÷29.
Rydlewski J.: Uogólniony wskaźnik prewencyjny jako miernik stanu
bezpieczeństwa pracy. Bezpieczeństwo Pracy i Ochrona Środowiska
w Górnictwie, 2003, nr 7, s. 28÷30.
Zacharzewski J., Rydlewski J.: Wypadki przy pracy w polskich kopalniach węgla kamiennego w latach 1946-1995 i programowanie
kierunków ich profilaktyki. Wydawnictwa AGH, Kraków 1996.
Ustawa z dnia 26 czerwca 1974 r. Kodeks pracy (Dz. U. z 2014 r. poz.
1502, z późn. zm.).
Ustawa z dnia 30 października 2002 r. o ubezpieczeniu społecznym
z tytułu wypadków przy pracy i chorób zawodowych (Dz. U. z 2009 r.
Nr 167, poz. 1322, z późn. zm.).
Rozporządzenie Ministra Gospodarki i Pracy z dnia 16 września 2004 r.
w sprawie wzoru protokołu ustalenia okoliczności i przyczyn wypadku
przy pracy (Dz. U. z 2004 r. Nr 227, poz. 2298).
Rozporządzenie Ministra Pracy i Polityki Społecznej z dnia 7 stycznia
2009 r. w sprawie statystycznej karty wypadku przy pracy (Dz. U.
z 2009 r. Nr 14, poz. 80, z późn. zm.).
Rozporządzenie Rady Ministrów z dnia 1 lipca 2009 r. w sprawie ustalania okoliczności i przyczyn wypadków przy pracy (Dz. U. z 2009 r.
Nr 105, poz. 870).
Analiza miesięczna stanu bezpieczeństwa i higieny pracy w kopalniach węgla kamiennego i przedsiębiorstwach robót górniczych (lata
2009÷2013). Centralny Ośrodek Informatyki Górnictwa S.A., Katowice
2010÷2014.
Raport roczny o stanie podstawowych zagrożeń naturalnych i technicznych w górnictwie węgla kamiennego (lata 2009÷2013). Główny
Instytut Górnictwa, Katowice 2010÷2014.
Stan bezpieczeństwa i higieny pracy w górnictwie (lata 2009÷2013).
Wyższy Urząd Górniczy, Katowice 2010÷2014.
Statystyki wypadków przy pracy w górnictwie. Witryna Wyższego
Urzędu Górniczego, http://www.wug.gov.pl, dostęp 03.01.2015.
Wypadki przy pracy (lata 2009÷2003). Główny Urząd Statystyczny.
Warszawa 2010÷2014.
42
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
UKD 622.25:001.891:004.94
Badania degradacji ziarnowej wybranych materiałów
zasypowych do likwidacji szybów górniczych
Tests of grain degradation of the selected filling materials for shafts closure
mgr inż. Joanna Całus Moszko*)
dr inż. Sławomir Bock*)
dr hab. inż. Stanisław Prusek*)
Treść: Artykuł dotyczy zagadnienia doboru materiałów zasypowych do likwidowanych szybów górniczych. Materiały te charakteryzować się powinny określonymi własnościami, zapewniającymi bezpieczeństwo zarówno podczas, jak i po zakończeniu procesu
likwidacji szybu. Jedną z takich własności jest wodoprzepuszczalność, na którą wpływ ma skład ziarnowy danego materiału.
W artykule przedstawiono wyniki badań laboratoryjnych oraz dołowych, których celem była ocena zmian składu ziarnowego
żużla stalowniczego i granitu. Dokonano oceny degradacji ziarnowej tych materiałów z uwagi na ich zrzut do likwidowanego
szybu Żeromski w ZG „Piekary”. Przedstawiono degradację ziarnową dla dwóch głębokości zrzutu do szybu, tj. 190 m i i 303 m.
Artykuł przedstawia również wyniki obliczeń numerycznych przeprowadzonych za pomocą programu PFC3D, których celem
była ocena zmian składu ziarnowego żużla i granitu, dla większych głębokości zrzutu do likwidowanego szybu (do 1000 m).
Abstract: This paper presents the issue of filling material selection used for mine shafts closure. These filling materials should be characterized by certain properties that provide security both during and after the shaft closure. One such property is the water
permeability which is affected by the grain size distribution of the material. The paper presents the results of laboratory
and underground tests of filling materials, whose aim was to assess the changes in grain size composition of metallurgical
slag and granite. An assessment of grain degradation was made due to the dropping into the shaft “Żeromski” in “Piekary”
colliery. The tests were performed in the active part of the shaft over its length up to a depth of 190 and 303 m. This paper
also presents the results of numerical calculations performed by the use of PFC3D, whose aim was to assess the changes in
grain composition of metallurgical slag and granite for larger heights of dropping to the shaft (up to 1000 m).
Słowa kluczowe:
likwidacja szybów, materiał zasypowy, degradacja ziarnowa
Key words:
shafts closure, filling material, grain degradation
1. Wprowadzenie
Proces likwidacji szybów górniczych może wiązać się
z możliwością wystąpienia wielu zagrożeń jak np. metanowych, wodnych, wentylacyjnych czy też powszechnych
związanych z pojawianiem się zapadlisk na powierzchni
terenu [12, 20, 21]. Powstawanie zapadlisk na powierzchni
terenu jest najczęściej związane z uszkodzeniem obudowy
oraz obsunięciem się kolumny zasypowej w szybie [15].
Z tego powodu, dla zapewnienia bezpieczeństwa podczas i po
*) Główny Instytut Górnictwa w Katowicach
zakończeniu procesu likwidacji szybu, istotny jest właściwy
dobór materiału zasypowego, który zapewni stabilność kolumny zasypowej. Tematyka doboru materiałów zasypowych
do likwidacji szybów była przedmiotem wielu publikacji [1,
4, 5, 6, 7, 8, 9, 10, 11, 12, 14, 16, 17, 21, 22].
Szczególnie istotną cechą materiału zasypowego jest
jego wodoprzepuszczalność, która ma bezpośredni związek
z jego składem ziarnowym. Wodoprzepuszczalność materiału
warunkuje swobodny spływ wody do najniżej położonych
wyrobisk przyszybowych. W likwidowanych szybach górniczych problemem może być zmiana współczynnika filtracji
w obrębie kolumny zasypowej wskutek zmiany składu ziarnowego materiału, spowodowanej zrzuceniem go do szybu oraz
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
działaniem narastających ciśnień (pionowego i poziomego)
w kolumnie zasypowej. Niebezpieczne sytuacje mogą pojawić się w przypadku braku odpowiedniej przepuszczalności
zasypu szybowego, gdy woda gromadząca się w przestrzeni
miedzyziarnowej, powoduje wzrost ciśnienia hydrostatycznego zależnego od głębokości. Wówczas na tamy zabudowane na
wlotach do szybu zaczyna działać ciśnienie o dużej wartości,
które może spowodować przerwanie tych tam, a następnie
przemieszczenie się materiału i obsunięcie kolumny zasypowej. Takie zdarzenie stanowi istotne zagrożenie w przypadku
likwidacji szybu w czynnej kopalni. W przypadku nieczynnych zakładów, obsunięcie zasypu w szybie może prowadzić
do powstania zapadlisk na powierzchni terenu, w przypadku
kiedy uszkodzeniu ulegnie obudowa.
Dotychczas dla oceny degradacji materiałów z uwagi
na ich zrzut do likwidowanych szybów, prowadzono rozważania teoretyczne [13] oraz analizy numeryczne [2, 3,
19]. Z przeprowadzonej analizy teoretycznej wynika, że pod
wpływem energii kinetycznej, w suchym zasypie, zrzucany
materiał zagęszcza się tworząc stabilną kolumnę zasypową.
W przypadku zrzucania ziaren do wody, co może mieć miejsce
w przypadku braku wodoprzepuszczalności zasypu, następuje
gwałtowne wyhamowanie ziaren, które osiągają stałą prędkości opadania w wodzie. W takiej sytuacji tworzy się luźny
43
słup materiału z wodą, który może doprowadzić do utraty
stabilności zasypu i jeżeli wytrzymałość tam wlotowych
zostanie przekroczona, może nastąpić ucieczka materiału do
wyrobisk przyszybowych. W badaniach tych, na podstawie
analizy fizyki zjawiska spadku ciał swobodnych, opracowano
szereg wykresów i tablic przedstawiających między innymi
prędkość opadania w powietrzu brył o zróżnicowanych
średnicach (rys.1) oraz krytyczną głębokość zrzutu różnych
materiałów zasypowych, po przekroczeniu której następuje
degradacja ziaren (tabl. 1).
Z przedstawionych w tablicy 1. i na rysunku 1. danych
wynika, że dla każdego materiału istnieje pewna graniczna
wartość głębokości, powyżej której ziarna osiągają stałą
prędkość, a zatem energia uderzenia wywołująca degradację
nie rośnie w sposób liniowy. Należy jednak zwrócić uwagę,
że założenie to jest słuszne dla spadku swobodnego występującego na przykład w szybie bez zbrojenia. W innych
przypadkach struga materiału może podczas spadku uderzać
o regularnie rozmieszczone zbrojenie szybu. W rezultacie
może to powodować nieasymptotyczny wzrost degradacji
materiału zasypowego, zależny od głębokości i rozmieszczenia dźwigarów, co za pomocą obliczeń numerycznych
analizowano w publikacjach [2, 3].
W niniejszej publikacji przedstawiono wyniki badań
przeprowadzonych w likwidowanym szybie Żeromski ZG
„Piekary”, których celem była ocena degradacji ziarnowej
materiałów zasypowych następująca wskutek zrzucenia ich
do szybu na określone głębokości. Przedstawiono również
wyniki badań numerycznych prognozy degradacji ziaren dla
różnych głębokości zrzutów oraz badania laboratoryjne dla
oceny zmian uziarnienia wybranych materiałów przed oraz
po ich zrzuceniu do szybu.
2. Badania dołowe degradacji ziarnowej wybranych
materiałów zasypowych podczas likwidacji szybu
górniczego
Rys. 1.Prędkość opadania materiału zasypowego w zależności
od średnicy ziarn oraz głębokości szybu [13]
Fig. 1. Speed of descent of the filling material depending on the
diameter of grains and the depth of the shaft [13]
Badania dołowe prowadzono w likwidowanym szybie
Żeromski ZG „Piekary”. Badania wykonano w ramach projektu MISSTER pt. „Mine Shafts: Improving Security and new
Tools for the Evaluation”, który realizowany był w Głównym
Instytucie Górnictwa w latach 2010÷2013 i współfinansowany
przez Fundusz Badawczy Węgla i Stali. Ze względu na charakter badań oraz konieczność prowadzenia ich w sposób nie
powodujący zakłóceń procesu likwidacji szybu, testy dołowe
przeprowadzono dla dwóch głębokości zrzutu to jest: 190 m
i 303 m. Do badań wybrano kilka materiałów, najczęściej
wykorzystywanych w polskich kopalniach do likwidacji szybów takich jak: granit, dolomit, żużel wielkopiecowy, żużel
stalowniczy oraz odpady pogórnicze. Materiały te przygotowano w różnych frakcjach uziarnienia, w ilości po około 10
Tablica 1. Krytyczne głębokości zrzutu dla wybranych materiałów zasypowych (na podstawie: [13])
Table 1. Critical depth of dropping of selected filling materials (based on: [13])
Rodzaj materiału skalnego
Rc,
MPa
Średnica ziarna D,
E,
MPa
10 mm
Granit
Dolomit triasowy
Piaskowiec gruboziarnisty
Piaskowiec średnioziarnisty
Piaskowiec drobnoziarnisty
Iłowce i mułowce
150
75
48
52
70
45
30000
17000
12800
11000
11000
13500
-
50 mm
100 mm
200 mm
Krytyczne głębokości zrzutu, m
118
102
49
45
42
25
23
22
35
32
31
73
62
58
20
20
19
300 mm
98
41
22
30
54
19
44
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Mg. Z każdego materiału przed zrzutem do szybu, pobrano
bezpośrednio z samochodu próbę o wielkości około 2 Mg,
do badań laboratoryjnych zgodnie z normą PN- 90 G-04502.
Pozostała ilość każdego z materiałów dostarczona została na
miejsce badań, tj. w rejon likwidowanego szybu Żeromski.
Ideę prowadzenia badań degradacji ziarnowej materiałów
zasypowych przedstawiono na rysunku 2.
Rys. 2.Schemat prowadzenia badań degradacji ziarnowej materiałów zasypowych w szybie Żeromski [18]
Fig. 2. Schematic depiction of grain degradation tests in shaft
“Żeromski” [18]
2015
Przygotowane materiały zasypowe podawane były do
szybu za pomocą przenośnika zgrzebłowego (rys. 3a) usytuowanego na jego zrębie.
Po zrzuceniu przygotowanej partii materiału do szybu na
określoną głębokość, pobierano próbę materiału zrzuconego
za pomocą kubła stalowego o objętości 1,0 m³, (rys. 3b).
Materiał wyciągnięty z kolumny szybowej, gromadzony był
na zwałach w pobliżu wlotu szybu. Z tak przygotowanego materiału pobrane zostały próbki ogólne, które następnie zostały
zapakowane do worków i przetransportowane do laboratorium
GIG, w celu określenia ich skład granulometrycznego.
Oznaczanie składów ziarnowych próbek materiałów
zasypowych przed i po zrzuceniu do szybu Żeromski wykonano metodą analizy sitowej na podstawie PN-ISO 1953 za
pomocą przesiewacza wielkolaboratoryjnego o ruchu posuwisto – zwrotnym (dla materiałów o uziarnieniu 63-31,5 mm)
(rys. 4a) oraz wytrząsarki laboratoryjnej Analysette (dla materiałów o uziarnieniu < 31,5 mm) (rys.4b).
Po zważeniu próbek z kolejnych sit obliczono wychody
poszczególnych klas ziarnowych jako ich procentowe udziały
w masie badanej próbki z dokładnością do 0,1 % (wzór 1)
Υi = (mi ÷ ms) · 100%
(1)
gdzie:
Υi – wychód poszczególnej klasy ziarnowej, %
mi – masa próbki pozostałej na sicie, g
Ms – masa całkowita próbki, g
Na podstawie obliczonych wychodów poszczególnych
klas ziarnowych wykreślono krzywe składu ziarnowego dla
Rys.3. Badania materiałów zasypowych w szybie Żeromski a)
przenośnik zgrzebłowy do podawania materiałów do szybu, b) wyciąganie materiału
zasypowego z szybu za pomocą stalowego kubła o pojemności 1 m³ [18]
Fig. 3. Tests of filling materials in
shaft “Żeromski” a) Scraper conveyor for material feeding, b) Recovery of filling
material from shaft by means
of a 1-m³ steel bin [18]
Rys. 4.Badania laboratoryjne zmian uziarnienia materiałów zasypowych
a – przesiewacz wielkolaboratoryjny o ruchu posuwisto – zwrotnym b – wytrząsarka laboratoryjna Analysette
Fig. 4. Laboratory tests of changes of filling materials grain size
a) Stand for wet screening samples, b) Stand for grain size distribution analysis
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
zastosowanych w testach dołowych materiałów. Przykładowe
wyniki badań składu ziarnowego dla: granitu i żużla stalowniczego, zrzucanych do szybu na głębokości odpowiednio 190
m i 303 m, przedstawiono w formie graficznej na rysunkach
5 i 6.
W celu ilościowej analizy zmian składu ziarnowego wskutek zrzucenia materiału do szybu wyznaczono współczynnik
degradacji ziarnowej iM, będący stosunkiem wielkości ziarn
dominujących w danym materiale przed (DM) i po jego zrzuceniu do szybu (dM)
(2)
45
gdzie:
DM – średnica zastępcza ziaren (mediana) charakteryzująca wielkość ziarna zastępczego, przy którym
uzyskano 50 % sumy odsiewów (dla materiału przed
zrzuceniem do szybu)
dM – średnica zastępcza ziaren (mediana) charakteryzująca
wielkość ziarna zastępczego, przy którym uzyskano
50 % sumy odsiewów (dla materiału po zrzuceniu
do szybu)
Wyznaczone wartości średnicy zastępczej ziaren DM oraz
ziarna dM i współczynników degradacji dla materiałów zasypowych zrzucanych do szybu Żeromski zebrano w tablicy 2.
Rys. 5.Krzywa składu ziarnowego dla granitu II przed i po zrzuceniu do szybu na głębokość
190 m
Fig. 5. Grain size distribution curve for granite II before and after dropping into the shaft at
the depth of 190 m
Rys. 6.Krzywa składu ziarnowego dla żużla stalowniczego I przed i po zrzuceniu do szybu na
głębokość 303 m
Fig. 6. Grain size distribution curve for metallurgical slag before and after dropping into the
shaft at the depth of 303 m
46
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Tablica 2. Wyznaczone wartości ziarna zastępczego DM, dM i współczynnika degradacji iM dla żużla stalowniczego i granitu
Table 2. Obtained values of median diameter DM, dM and degradation coefficient iM for metallurgical slag and granite
Materiał
DM
mm
dM
mm
iM
-
44,0
51,0
9,1
14,9
4,8
3,4
32,8
33,0
17,9
18,0
1,8
1,8
Głębokość zrzutu 303 m
Żużel stalowniczy I
Granit I
Głębokość zrzutu 190 m
Żużel stalowniczy II
Granit II
Rysunek 7 przedstawiają zależność współczynnika degradacji ziarnowej iM od rodzaju materiału, dla prób dołowych
przeprowadzonych w szybie Żeromski.
Rys.
7. Współczynnik degradacji ziarnowej żużla stalowniczego i granitu zrzucanych do szybu Żeromski na głębokości 190 m i 303 m
Fig. 7. Degradation coefficient for metallurgical slag and granite after dropping them into the shaft at the depth of
190 m and 303 m
nia na zmiany składu ziarnowego materiału zasypowego
z wykorzystaniem metod numerycznych [2, 3]. Program
PFC3D, oparty na metodzie elementów dyskretnych, umożliwia odwzorowanie dynamicznego zachowania się modeli
cząstkowych. Pozwala to na jego szerokie zastosowanie dla
celów mechaniki górotworu i gruntów, obróbki materiałów
i surowców mineralnych, mechaniki płynów i systemów
wieloobiektowych. Podstawową różnicą w stosunku do metod
ośrodka ciągłego jest możliwość pełnego obrotu, oderwania
się bloków i powstawanie szczelin w procesie deformacji,
czy też symulacja degradacji ziaren w procesie likwidacji
szybu. We wcześniejszych badaniach numerycznych konglomeraty tworzono za pomocą połączeń równoległych, co
zapewnia bardzo dobre odzwierciedlenie degradacji materiału zasypowego (rys. 8). Połączenie równoległe umożliwia
symulację „lepiszcza” między cząsteczkami, działającego
niezależnie (równolegle) od połączenia kontaktowego (punktowego) z uwzględnieniem możliwości wystąpienia poślizgu.
Połączenie to zapewnia przenoszenie między cząsteczkami
zarówno sił, jak i momentów.
Na podstawie przeprowadzonych testów dołowych stwierdzić można zależność między degradacją ziarnową materiału
a głębokością zrzutu do szybu oraz początkową średnicą
ziaren. Większa degradacja ziarnowa nastąpiła w przypadku
zrzutów na głębokość 303 m. Największej degradacji ziarnowej uległy ziarna żużla stalowniczego o średnicy zastępczej
ziaren równej 44 mm, dla którego degradacja wynosiła 4,8.
Dla granitu o nieco większej średnicy zastępczej ziaren równej
51 mm, przy zrzucie na tą samą głębokość, wartość degradacji
wynosiła 3,4. W przypadku zrzutów na głębokość 190 m,
wartość współczynnika degradacji wyniosła 1,8, zarówno dla
granitu, jak i dla żużla stalowniczego, przy porównywalnych
zastępczych średnicach ziaren.
3. Badania numeryczne zmian współczynnika degradacji
ziarnowej z wykorzystaniem programu pfc3d
Możliwości techniczne prowadzenia badań dołowych pozwoliły na wykonanie testów na dwóch głębokościach zrzutu:
190 m i 303 m. W celu odwzorowania zależności degradacji
ziarnowej dla większych głębokości zrzutu przeprowadzone
zostały uzupełniające badania modelowe z wykorzystaniem
programu PFC3D. Doświadczenia z dotychczas prowadzonych likwidacji szybów wskazują, że na stopień degradacji
ziaren może mieć wpływ obecność zbrojenia szybowego
(na przykład dźwigarów, czy też przedziału drabinowego).
Wcześniejsze badania z wykorzystaniem programu PFC3D
wskazują, że istnieje możliwość przeprowadzenia badań
modelowych pozwalających na analizę wpływu zbroje-
Rys. 8. Symulacja degradacji materiału zasypowego z wykorzystaniem konglomeratów tworzonych za pomocą połączeń równoległych [3]
Fig. 8. Simulation of filling materials degradation by means of
grain conglomerates formed by the use of parallel bonds
[3]
Wadą budowania indywidualnych połączeń pomiędzy
cząsteczkami jest jednak pracochłonność kalibracji modeli
numerycznych oraz długi czas obliczeń, dlatego prezentowane
obliczenia degradacji materiałów zasypowych przeprowadzono w uproszczony sposób. Materiał zasypowy tworzono
generując pojedyncze ziarna i przypisując im odpowiednie
własności materiałowe. Następnie, podczas wykonywania
symulacji, monitorowano pozycję i prędkość każdego z ziaren
w celu wykrycia kolizji z innymi ziarnami, obudową szybu
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
47
lub zbrojeniem. Specjalny podprogram napisany w języku
wewnętrznym programu PFC3D (FISH) automatycznie zliczał
każdą kolizję i na tej podstawie obliczano wartość współczynnika degradacji ziaren, przy czym punktem odniesienia były
wartości degradacji określone na podstawie badań dołowych.
Do obliczeń numerycznych wykorzystano opracowany w GIG
program do generowania w programie PFC3D modeli szybu
o zadanych parametrach [2]. Do podstawowych parametrów
wprowadzanych przez użytkownika, należą:
– głębokość szybu,
– średnica szybu,
– konstrukcja zbrojenia (rozstaw i wielkość dźwigarów oraz
pomostów spoczynkowych, rozmieszczenie dźwigarów
względem osi szybu oraz względem podawania materiału
zasypowego).
Badania numeryczne współczynnika degradacji ziarnowej prowadzono dla szybu o średnicy 5,6 m, wyposażonego
w dźwigary w rozstawie co 3 m i kierunku podawania materiału do szybu równolegle do osi zabudowania dźwigarów.
Odpowiadało to warunkom prowadzonych badań dołowych
w szybie Żeromski (rys. 9.).
Rys. 10. Zrzut ekranu z przebiegu symulacji zasypywania szybu
Fig. 10. Screenshot of the backfilling simulation
Rys. 9. Przyjęty do obliczeń model zbrojenia szybu a) widok
z góry, b) widok z boku
Fig. 9. Numerical model of the shaft’s steelwork
a) Top view, b) Side view
W następnym kroku stworzono model numeryczny dla
trzech materiałów zasypowych o różnych średnich zastępczych ziaren i parametrach, które przestawiono w tablicy 3.
W dalszej kolejności symulowano zasypywanie szybu materiał podawany był do szybu za pomocą rynny zsypnej
(rys.10).
W pierwszym etapie symulacje zasypywania szybu prowadzono dla głębokości 190 m i 303 m, co stanowiło bazę
do kalibracji modeli. Na podstawie obliczonej liczby zderzeń
ziaren oraz wartości degradacji danego materiału zasypowego
uzyskanych z badań dołowych, prowadzono prognozę degra-
dacji dla głębokości zrzutów 50, 100, 500 i 1000 m. Uzyskane
wyniki przedstawiono na rysunku 11.
Z uzyskanych obliczeń numerycznych wynika wyraźna
zależność między degradacją materiału i początkową średnicą
ziaren. I tak na przykład dla głębokości zrzutu 1000 m, prognozowana wartość degradacji granitu II o średnicy zastępczej
ziaren równej 33 mm wynosi 4,1, zaś dla granitu I o średnicy
zastępczej ziaren równej 51 mm prognozowana degradacja
wynosi 8,0. Świadczy to o istotnym wpływie początkowego
uziarnienia materiału na stopień jego degradacji – im mniejsze
ziarna początkowe materiału, tym mniejsza dynamika wzrostu
stopnia jego degradacji. Uziarnienie nie jest jednak jedyną
własnością materiału zasypowego decydującą o skłonności
do jego degradacji. W przypadku żużla stalowniczego I
o uziarnieniu pośrednim (średnica zastępcza ziaren wynosząca
44 mm) zaobserwowano degradację wyższą niż dla granitu
I o średnicy zastępczej ziaren równej 51 mm. Jest to zgodne
z wynikami prowadzonych badań dołowych i laboratoryjnych,
które wykazały, że o degradacji materiału decyduje również
jego rodzaj.
Wcześniejsze badania [2, 3, 13] wykazały, że w przypadku szybów bez zbrojenia, niezależnie od głębokości
szybu, powyżej pewnej głębokości krytycznej nie występuje
dalsze zwiększanie energii kinetycznej ziaren i w związku
z tym degradacja materiału zasypowego nie wzrasta liniowo
wraz z głębokością szybu. W przypadku likwidacji szybów
wyposażonych na przykład w dźwigary, założenie to nie jest
Tablica 3. Parametry materiałów zasypowych przyjęte do obliczeń
Table 3. Properties of filling material
Parametr
Nazwa
Symbol
Zastępcza średnica ziaren
DM
Moduł Younga
E
Ciężar właściwy
Υ
Sztywność normalna
kn
Sztywność styczna
k5
Jedn.
mm
MPa
kg/m³
MPa/m
MPa/m
Wartość parametru dla materiału o własnościach
żużla stalowniczego I
granitu I
granitu II
44
33
51
20 000
30 000
30 000
2200
2300
2300
880
990
1 530
880
990
1 530
48
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Rys. 11. Zmiany współczynnika degradacji ziarnowej wybranych materiałów zasypowych w zależności od głębokości zrzutu
do szybu
Fig. 11. Changes in the degradation coefficient of selected filling materials depending on the heights of drop
prawdziwe. W szybie bez zbrojenia ziarna w chwili uderzenia posiadały wyższą energię kinetyczną, jednak droga
hamowania ziaren uderzających o dno szybu pokryte luźnymi
okruchami skalnymi wydłuża się i spora część energii ulega
rozproszeniu. Powoduje to, że pomimo wysokiej energii kinetycznej w niektórych przypadkach siła uderzenia (będąca ilorazem energii kinetycznej oraz długości drogi hamowania) nie
osiąga wartości krytycznej i nie następuje zniszczenie ziaren.
W przypadku uderzeń o stalowe elementy zbrojenia szybu,
droga hamowania jest niezwykle krótka, zatem siła uderzenia powodująca zniszczenie ziaren osiąga wartość graniczną
nawet przy stosunkowo niewielkiej energii kinetycznej [3].
Uzyskane z przedstawionych obliczeń numerycznych wyniki
(rys.11) wskazują, że w wraz ze zwiększającą się głębokością
zrzutu liniowo rosła wartość degradacji materiału zasypowego. Wynika to z występowania znacznej liczby uderzeń ziarna
o kolejne, regularnie rozmieszczone zbrojenie szybu. Należy
jednak zwrócić uwagę na ograniczenia przedstawionego
uproszczonego sposobu numerycznego szacowania degradacji, w którym analizowane ziarna pomimo uderzeń nie dzielą
się na fragmenty, zaś degradacja szacowana jest w sposób
pośredni na podstawie liczny zderzeń. W rzeczywistości
wskutek uderzeń, ziarna materiału dzielą się na fragmenty –
a zatem zwiększa się liczba ziaren drobnych w porównaniu
do materiału wyjściowego, co – jak wykazano wcześniej –
ma wpływ na jego skłonność do degradacji. A zatem wraz z
postępującym rozdrobnieniem materiału zmniejszać się będzie
dynamika jego degradacji. Przypuszczać zatem należy, że dla
szybów o dużej głębokości (np. 1000 m), uzyskiwane tą metodą wyniki będą wskazywać zawyżone wartości degradacji
materiału. Niemniej jednak należy zauważyć, że pomimo tak
uproszczonego sposobu obliczania degradacji, doświadczenia
uzyskane z badań dołowych i laboratoryjnych wskazują, że
otrzymane wyniki mieszczą się w zakresie spodziewanych
wartości. Istotną zaletą przedstawionej metody jest możli-
wość szybkiego oszacowania stopnia degradacji dowolnego
materiału zasypowego z uwzględnieniem jego podstawowych
własności (takich jak ciężar właściwy, moduł Younga, współczynnik tarcia, skład ziarnowy) oraz konstrukcji zbrojenia
szybu (rozstaw i wielkość dźwigarów oraz pomostów spoczynkowych, rozmieszczenie dźwigarów względem osi szybu
oraz względem podawania materiału zasypowego).
4. Podsumowanie
W artykule przedstawiono wyniki badań prowadzonych
w ostatnich latach przez pracowników GIG w zakresie
degradacji materiałów stosowanych dla likwidacji szybów
górniczych. Zmiana składu ziarnowego, jaka następuje
podczas zrzucenia określonego materiału do szybu, może
decydować o parametrach filtracyjnych, a w konsekwencji
o bezpieczeństwie realizacji całego procesu likwidacji szybów,
jak również wpływać istotnie na stateczność terenu wokół
szybu po zakończeniu jego likwidacji.
Przeprowadzone badania w likwidowanym szybie
Żeromski oraz badania laboratoryjne w GIG, wskazują, że wpływ na degradację materiałów zasypowych
z uwagi na jego zrzucanie do szybu posiada uziarnienie początkowe, rodzaj materiału i głębokość zrzutu.
Z uwagi na koszty oraz dużą czasochłonność, badania w szybie
Żeromski przeprowadzono tylko dla dwóch głębokości zrzutu
tj. 190 m i 303 m. W celu dokładnej oceny wpływu głębokości
na zmianę uziarnienia materiału wykonano obliczenia numeryczne w programie PFC3D. Wyniki analiz numerycznych
umożliwiły ocenę stopnia degradacji dla głębokości zrzutu
od 0 do 1000 m. Wskazały na wzrost degradacji wraz ze
wzrostem głębokości, przy czym wzrost ten jest zależny od
rodzaju materiału i uziarnienia początkowego, na co wskazały
już wcześniejsze badania dołowe.
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Literatura
Andrusikiewicz W.: Dobór materiału zasypowego dla potrzeb likwidacji
wyrobisk szybowych. Materiały Konferencyjne Szkoły Eksploatacji
Podziemnej, 2001, str. 373÷384.
2. Bock S. i in.: Analiza numeryczna wpływu zbrojenia szybowego na
zmiany składu ziarnowego materiału zasypowego w procesie likwidacji szybu. Dokumentacja pracy statutowej nr 11110922 - 153 2012
[niepublikowana]
3. Bock S.: Impact of shaft steelwork on grain size distribution of filling
material during shaft closure. Engineering Structures (2015), pp. 102119. doi: 10.1016/j.engstruct.2014.11.024
4. Bromek T., Bukowski P.: Ocena przepuszczalności materiałów zasypowych używanych do likwidacji szybów kopalnianych. Przegląd
Górniczy, T.58 (11), 2002 str.18÷23
5. Cempiel E.: Wyznaczenie natężenia przepływu wody i przepuszczalność
materiału zasypowego w likwidowanych szybach. Zeszyty Naukowe
Politechniki Śląskiej, Seria: Górnictwo, z. 260, 2004, str. 57-67.
6. Cempiel E., Konior J.: Zmiany przepuszczalności zasypu podczas podsadzania zawodnionego szybu. Zeszyty Naukowe Politechniki Śląskiej,
Seria: Górnictwo, z. 261, 2004 str.111÷115.
7. Chudek M. i in.: Materiały w budownictwie geotechnicznym.
Wydawnictwo Politechniki Śląskiej, Gliwice, T.III, 2001
8. Ciganek J. i in.: Problematyka technickiej likwidace jam hlbinnych
bani. Podziemne skarby. Zbornik referatow Ostrawa 1994.
9. Ciganek J. i in.: Technika studie likwidace jam. Prace Katedry
Horniekeho a Ekologickeho Stawitelstwi. HSC 893/1993.
10. Czaja P., Kohutek Z.: Konstrukcyjne aspekty likwidacji szybów. VI
Sympozjum – Wybrane problemy eksploatacji złóż na dużych głębokościach. Zeszyty Naukowe Politechniki Śląskiej, Gliwice 1994.
11. Czaja P.: Ocena rozwiązań projektowych likwidacji szybów zastosowanych w procesie restrukturyzacji polskiego górnictwa węglowego.
Górnictwo i Geoinżynieria. Zeszyt 3/1, Rok 33, 2009.
1.
49
12. Czaja P.: Technologia likwidacji szybów oraz ich infrastruktury podziemnej i powierzchniowej. Wydawnictwa AGH, Kraków 2011.
13. Frolik A., Rogoż M.: Zagęszczenie zasypu w trakcie likwidacji szybu.
Przegląd Górniczy. T. 62(3), 2006 str. 27÷33.
14. Gierenz S.: Verfullung stillgelegten Schachten. Karli und Salz AG. Kali
und Steinsalz nr 7-8 1990.
15. Kleta H.: Zasady oceny bezpieczeństwa szybów i ich odporność na oddziaływania górnicze. Monografia. Wydawnictwo Politechniki Śląskiej.
Gliwice 2013
16. Patzke D., Schneider M.: Inertsierung beim Verfüllen tiefer
Tagesschachte, Glückauf 127, Nr 7/8 1991.
17. Plewa F., Kleta H.: „Analiza możliwych koncepcji likwidacji szybów
z uwzględnieniem zagrożeń naturalnych i uwarunkowań powierzchniowych w świetle bezpieczeństwa powszechnego wraz z realizacją
zadania pt: Projekt techniczny likwidacji szybu „FORTUNA I” wraz
z opracowaniem technologii prowadzenia prac oraz kosztorysu inwestorskiego” Fundacja „Nauka I Tradycje Górnicze”, 2005
18. Prusek S., Bock S., Szymała J., Całus Moszko J.: Underground and laboratory tests of filling materials used for shafts closure– 3rd International
Conference on Shaft Design and Construction, London 2012.
19. Prusek S., Bock S.: New method to feed filling materials into shafts
with directing tubular tanks. In Conference Proc., vol. III of 14th
GeoConference on Science and Technologies in Geology, Exploration
and Mining, 17-26 June, 2014, Bulgaria
20. Prusek, Całus Moszko J., Bukowski P.: Laboratory tests of filtration
coefficient of selected materials used in liquidating shafts in collieries,
Journal of Mining Science, Vol.50, No.2, 2014 s. 265÷276.
21. Stałęga S. i in.: Zasady likwidacji szybów i wyrobisk przyszybowych
w kopalniach węgla kamiennego. Poradnik techniczny. GIG Katowice
– Seria: Instrukcja nr 6 1997.
22. Stobiński J.: Likwidacja szybów, Bezpieczeństwo pracy i ochrona
środowiska w górnictwie, nr 3 1992.
50
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
UKD 622.333:504.5:001.891
Możliwości oceny zanieczyszczenia handlowego węgla
kamiennego rtęcią na podstawie analiz próbek pokładowych
Possibilities of assessment of commercial hard coal contamination with mercury
on the basis of analyses of seam coal samples
dr inż. Ireneusz Pyka*)
dr inż. Krzysztof Wierzchowski*)
Treść: W artykule omówiono badania zawartości rtęci w próbkach pokładowych bruzdowych dokumentacyjnych oraz dwóch grupach produktów handlowych: sortymentach średnich i grubych łącznie (węgiel wzbogacony) oraz w sortymentach innych
(węgiel głównie surowy – niewzbogacony). Przeprowadzono poróżniania w celu oceny czy wyniki oznaczeń zawartości rtęci
w próbkach pokładowych bruzdowych dokumentacyjnych mogą być wykorzystane do prognozowania wyników zawartości
rtęci w węglach handlowych, czyli do oceny zagrożeń środowiskowych (emisje) zużytkowania węgla, jako alternatywy dla
bezpośrednich pomiarów emisji rtęci u użytkowników węgla. Możliwości te są ograniczone, a różnice między zawartością
rtęci w próbkach bruzdowych dokumentacyjnych, a zawartością rtęci w produktach są nieco inne niż opisane w literaturze,
np. dotyczące węgli amerykańskich. Badania są ograniczone do węgla kamiennego do celów energetycznych, wydobywanego
w kopalniach Górnośląskiego Zagłębia Węglowego.
Abstract: This paper presents the analyses of mercury content in samples taken from coal seams, so called seam channel samples, for
documentary purposes in two groups of coal commercial products (sized coals): pea coals, nuts and cobbles analyzed together (constituting the cleaned coal) and all remaining sized coal products analyzed together (constituting raw coal or only
partially cleaned). Comparisons were performed to assess whether the results of mercury content determinations for seam
coal samples could be used for prognoses of the results of mercury content determinations for coal products and furthermore
for the assessment of the environmental impacts (emission) of coal usage, as the alternative to direct mercury emissions
measurements. One can conclude that such prognoses are limited and the differences between the results of determinations of
mercury content in coal in seams and in products are different than those described in the literature, for example concerning
US coals. The analyses are limited to the steam coal exploited in collieries located in the Upper Silesian Coal Basin.
Słowa kluczowe:
węgiel kamienny do celów energetycznych, próbki pokładowe, zawartość rtęci, prognozy emisji rtęci
Key words:
steam hard coal, seam samples, mercury content, mercury emissions prognosis
1. Wprowadzenie
Zużytkowanie węgla odbywa się z coraz mniejszym
jego wpływem na środowisko. Opracowano, wdrożono
i w dalszym ciągu rozwija się technologie ograniczające
przedostawanie się do elementów środowiska naturalnego,
różnych zanieczyszczeń, uwalniających się podczas spalania
węgla. Są to tzw. czyste technologie węglowe. Jest to obszerne
pojęcie obejmujące zarówno działania na etapie pozyskania
surowca węglowego, jego zużytkowania oraz zagospodarowa*) Główny Instytut Górnictwa w Katowicach
nia produktów odpadowych. Jest to też pojęcie dynamiczne,
co znaczy, że katalog działań zapobiegających zagrożeniom
dla środowiska, których generowanie przypisuje się produkcji,
a zwłaszcza zużytkowaniu węgla, ulega ciągłemu powiększaniu. Nie chodzi raczej o identyfikację nowych zagrożeń, ale
o podejmowanie działań, mających na celu zmniejszenie
zagrożeń środowiskowych wcześniej rozpoznanych, ale
z różnych przyczyn nieobjętych regulacjami prawnymi, nakazującymi ich ograniczenie.
Przykładem takiego zagrożenia są emisje rtęci do atmosfery podczas zużytkowania węgla. Są one identyfikowane od
dawna, ale czy to z powodu braku dogłębnego rozpoznania
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
skali zanieczyszczenia węgla rtęcią, czy też braku rozpoznania skutecznych metod redukcji emisji rtęci podczas spalania
węgla, stosunkowo niedawno podjęto działania w kierunku
objęcia tych emisji regulacjami prawnymi. Stwierdza się, że
znacząca redukcja emisji rtęci ma miejsce w wyniku tzw.
efektu towarzyszącego procesom redukcji emisji do atmosfery innych zanieczyszczeń: pyłów, SO2, NOx [19,23]. Wersja
robocza dokumentu referencyjnego dla dużych obiektów
spalania (LCP) [2] proponuje wprowadzenie, na obszarze
Unii Europejskiej, dopuszczalnych poziomów emisji rtęci
do atmosfery ze spalania węgla, powiązanych z najlepszymi
dostępnymi technologiami (BAT). W Kanadzie i USA, a także
w Chinach, z różną skutecznością, i w różnej skali, podjęto
już działania legislacyjne dotyczące bezpośrednio oceny
i redukcji emisji rtęci do atmosfery podczas spalania węgla
[20]. Z uwagi na dużą mobilność rtęci w środowisku i uznanie rtęci za zagrożenie globalne, zostały podjęte również
działania w skali globalnej. W ich efekcie w 2013 roku
Międzynarodowy Komitet Negocjacyjny uzgodnił treść
„Konwencji Minamata na temat rtęci” [8]. 24 września 2014 r.
Polska konwencję podpisała [9]. Obecnie trwają prace nad
dokumentami wykonawczymi do Konwencji.
Ważnym elementem działań, mających na celu redukcję
emisji rtęci z procesów spalania węgla, jest rozpoznanie skali
zanieczyszczenia węgla rtęcią. W Polsce podjęto ten temat
z pewnym opóźnieniem, co zaowocowało przypisaniem
polskim węglom niekorzystnego wizerunku, jako silnie zanieczyszczonych rtęcią [21]. Tego typu wizerunek do dzisiaj
znajduje ślad w dokumentach unijnych [2]. Było to wynikiem,
przede wszystkim braku rozpoznania tematu w Polsce i dostępności niewielu, niereprezentatywnych, wyników oznaczeń
zawartości rtęci w polskich węglach.
Sytuacja ta uległa już zmianie na lepsze. W kilku ośrodkach zgromadzono bogate bazy danych o zawartości rtęci
w polskich węglach [11, 18, 24, 25]. W 2013 roku zrekalkulowano wartości rocznych emisji rtęci do atmosfery, na
podstawie zwiększonej liczby dostępnych informacji o zanieczyszczeniu węgla rtęcią, a zwłaszcza w oparciu o pomiary
emisji rtęci podczas spalania węgla [7]. Na rysunku 1 zobrazowano kształtowanie sie starych i nowych statystyk GUS,
opisujących roczne emisje rtęci do atmosfery w Polsce. Na
powyższym rysunku przedstawiono też zmiany zużytkowania węgla (kamiennego i brunatnego) w polskiej gospodarce
w ostatnich latach (w przeliczeniu na energię zawartą w wę-
Rys. 1. Zmienność emisji rtęci oraz krajowego zużycia węgla
(energia w węglu) w latach 1990÷2012 [7].
Fig. 1. Variation of mercury emissions and coal consumption (expressed in energy units) in Poland in the years
1990÷2012 [7]
51
glu) [7]. Jak widać, wyraźny spadek emisji rtęci, raportowany
przez GUS do 2013 roku, szczególnie za lata po roku 2010,
nie jest odzwierciedlony silnym spadkiem zużycia węgla
w Polsce. Dodatkowo trudno szukać w tym okresie, innych
uzasadnień tak znacznego spadku emisji rtęci w Polsce typu:
intensywne działania w zakresie ochrony środowiska i redukcji emisji innych zanieczyszczeń do atmosfery w energetyce
(dające wpływ efektu towarzyszącego na emisje rtęci), czy
też działania w górnictwie (rozszerzanie wzbogacania węgla
w kopalniach) jako metody redukcji zanieczyszczenia węgli
handlowych rtęcią [19,20]. Wszystko wskazuje, że przez lata
zawyżano statystyki dotyczące emisji rtęci do atmosfery,
głównie z powodu braku miarodajnych danych wejściowych.
Nie zmienia to jednak faktu, że w Polsce głównym źródłem
tej emisji, ponad 90 % [12], jest spalanie węgla.
Gromadzone dane o zanieczyszczeniu węgla rtęcią mają
różną genezę i różny charakter. Jedne instytucje gromadzą
dane o zanieczyszczeniu rtęcią węgli handlowych, inne partii
węgli spalanych w elektrowniach [24, 25], w próbkach technologicznych [18], jeszcze inne o zawartościach rtęci w różnych
próbkach węglowych, trafiających do nich do analiz. Oznacza
się również zawartość rtęci w próbkach pokładowych [3, 11].
Zasadne jest pytanie, czy wszystkie te bazy danych są
przydatne do oceny skali zanieczyszczenia polskich węgli
rtęcią i wykorzystania do celów statystycznych, np. do szacowania emisji, jako alternatywy dla wciąż w małym stopniu
praktykowanego pomiaru emisji rtęci u użytkowników węgla.
W artykule omówiono cele pobierania próbek pokładowych i opierając się na licznych wynikach oznaczeń zawartości rtęci w próbkach pokładowych, przeprowadzono ocenę ich
przydatności do ww. celu. W analizie uwzględniono kopalnie
wydobywające węgiel kamienny do celów energetycznych,
wchodzące w skład: Kompanii Węglowej S.A., Katowickiego
Holdingu Węglowego S.A., Tauronu Wydobycie S.A. oraz
PG Silesia.
2. Zasady i cele pobierania próbek pokładowych
W Polsce procedury pobierania próbek pokładowych są
znormalizowane. W zbiorze Polskich Norm znaleźć można
dwie aktualne normy, w których sformułowano wytyczne
pobieranie tego typu próbek [14, 16]. Nie wchodząc w szczegóły obu norm, zasadnicza różnica sposobu pobierania próbek
dotyczy odrzucania lub nie zanieczyszczeń występujących
w opróbowywanych pokładach węgla. Norma PN–G-04501
z 1998 roku, opisująca pobieranie próbek pokładowych w
postaci bruzdy (próbka bruzdowa), wprowadza zasadę nie
włączania do próbki pobieranej z pokładu przerostów w nim
występujących o grubości powyżej 0,3 m. Celem pobierania
próbek, zgodnie z wytycznymi tej norm, jest pozyskanie
reprezentatywnego materiału do badań zarówno właściwości
fizycznych jak chemicznych węgla. W normie PN-ISO 14180,
będącej tłumaczeniem normy międzynarodowej [10], ustanowiono wytyczne wielu sposobów (technik) pobierania próbek,
nie podając jednak szczegółowych celów ich pobierania i różnic pobrania, wynikających z tego tytułu, w tym nie określono
czy podczas pobierania próbki odrzuca się zanieczyszczenia
identyfikowane w pokładzie. Należy nadmienić, że w zbiorze
norm wycofanych można znaleźć wcześniejszą wersję normy
PN–G-04501 zastąpioną wersją z 1998 roku [14], w której
mówi się o nie włączaniu do próbki pokładowej przerostów
o grubości powyżej 0,05 m występujących w pokładzie.
Zgodnie z tytułem tej normy celem pobierania próbek miały
być wyłącznie analizy chemiczne węgla.
Warte odnotowania jest, że w normie ASTM (American
Society for Testing and Materials) D 4596-93 [1] wyróżnia
52
PRZEGLĄD GÓRNICZY
się dwa cele pobierania próbek. Jednym z nich jest określenie
stopnia uwęglenia węgla (jego typu). Wówczas do próbki nie
włącza się, żadnych warstewek przerostów (zanieczyszczeń
w pokładzie) o grubości powyżej 1 cm i innych zdefiniowanych zanieczyszczeń. W drugim przypadku mowa o wszelkich innych potrzebach pobierania próbek z pokładów węgla
i wówczas brak wymogów dotyczących nie włączania do
próbki zanieczyszczeń występujących w pokładzie w miejscu
pobrania próbki.
Reasumując można stwierdzić, że pobieranie próbek
z pokładów węgla przy stosowaniu opisanych w normach
metod i wytycznych, w największym uproszczeniu może
prowadzić do pozyskania dwóch różnych rodzajów próbek
węgla, które mogą różnić się jakością węgla w próbce:
1. Próbki składające się prawie w całości z czystej materii
węglowej z pokładu węgla. Pod względem jakościowym
węgiel w próbce charakteryzuje się najczęściej bardzo
małą zawartością popiołu. Pozyskuje się gotowy materiał,
bez konieczności jego wzbogacania, do oznaczania parametrów chemicznych potrzebnych do celów klasyfikacji
węgla, gdyż te zaleca się wykonywać na próbkach węgla
o zawartości popiołu poniżej 10 %,
2. Wszystkie inne próbki (w tym o również bardzo małej
zawartości popiołu, gdy opróbowywany pokład jest czysty,
bez przerostów) przede wszystkim jednak charakteryzujących się znaczną zawartością popiołu, dochodzącą
w sporadycznych przypadkach do 50 %. Zanieczyszczenie
takich próbek, wyrażane przez zawartość popiołu, będzie
zależne od zanieczyszczenia pokładu przerostami, itp.
W skrajnych przypadkach zanieczyszczenia mogą pochodzić z warstw skały płonnej leżących w stropie lub spągu
pokładu, jeżeli wysokość zabioru urządzenia urabiającego
węgiel w pokładzie jest większa, niż miąższość pokładu,
a próbkę pokładową pobiera się w celu określenia jakości
urobku węglowego (tzw. furta eksploatacyjna).
Powyższe uogólnienie znajduje potwierdzenie
w „Zasadach opróbowania pokładów węgla kamiennego
w złożach kopalń KW S.A.”, przyjętych w Kompanii
Węglowej S.A. w 2010 roku, w celu ujednolicenia zasad
pobierania próbek pokładowych we wszystkich jej zakładach
[6]. Zgodnie z tymi wytycznymi w Kompanii Węglowej S.A.
pobierane są dwa główne rodzaje próbek pokładowych:
– próbki bruzdowe dokumentacyjne (prawie czysta materia
węglowa),
– próbki bruzdowe produkcyjne (pozwalające na scharakteryzowanie jakości węgla pochodzącego z furty eksploatacyjnej).
Pozostałe spółki węglowe deklarują pobieranie próbek zasadniczo według norm, a w praktyce pobrane próbki są zgodne
z podziałem według „Zasad opróbowania węgla …” KW S.A.
2015
W celu oceny przydatności informacji o zawartości rtęci
w próbkach bruzdowych dokumentacyjnych, porównano
uzyskane wyniki z wynikami zawartości rtęci w produktach handlowych. Badano rozkład zawartość rtęci i popiołu
w różnych sortymentach handlowych w kopalniach, z których
pochodziły próbki pokładowe.
Wnioskowanie o przydatności informacji o zawartości rtęci w próbkach pokładowych bruzdowych dokumentacyjnych
dla celów oceny zanieczyszczenia węgla handlowego rtęcią
przeprowadzono na bazie porównania jakości (zawartości
popiołu) węgla w próbkach bruzdowych i grupach produktów handlowych. Dla potrzeb niniejszej analizy wydzielono
dwie grupy produktów handlowych (sortymentów). Pierwsza
grupa to sortymenty średnie i grube, analizowane łącznie.
Należy pamiętać, że w standardowych procesach przeróbczych, nie pozyskuje się produktów o lepszych parametrach
jakościowych niż sortymenty średnie i grube. Są to jedyne
w pełni wzbogacone produkty węglowe we wszystkich
polskich kopalniach. Drugą grupę stanowiły sortymenty
handlowe skomponowane tylko częściowo na bazie węgla
wzbogaconego lub w całości składające się z węgla surowego
(głównie miały i muły) – sortymenty inne, również analizowane łącznie.
Zgromadzono i poddano analizom 246 próbek pokładowych bruzdowych dokumentacyjnych pochodzących
z 24 zakładów górniczych. Pobrano również liczne próbki
produktów, z których po połączeniu otrzymano 53 próbki
w grupie sortymentów średnich i grubych i 49 próbek w grupie
sortymentów innych. Próbki sortymentów reprezentowały
średnią jakość tych produktów z co najmniej tygodniowej
produkcji kopalń.
4. Wyniki badań
Na rysunkach 2 i 3 zobrazowano rozkłady zawartości
popiołu i rtęci oznaczonych we wszystkich pozyskanych
próbkach pokładowych bruzdowych dokumentacyjnych. Na
rysunkach 4 i 5 zobrazowano rozkłady zawartości popiołu i rtęci oznaczonych w próbkach sortymentów średnich
i grubych. Na rysunkach 6 i 7 zobrazowano rozkłady zawartości popiołu i rtęci oznaczonych w próbkach sortymentów
innych. Wszystkie empiryczne rozkłady badanych cech
(zawartość popiołu i rtęci), dla ułatwienia ich oceny i porównań, opisują rozkład częstości względnych wyrażonych
w procentach.
3. Program i zakres badań
W artykule skupiono się na analizie i ocenie rozkładu
zawartości rtęci w próbkach pokładowych węgla oraz na
ocenie przydatności informacji pozyskanych z analiz tego typu
próbek. Próbki, w stanie analitycznym, pozyskano w okresie
wiosna ÷ jesień 2014 roku. W próbkach oznaczono zawartość popiołu [15] i zawartość rtęci [17]. W przypadku rtęci
w μg/kg (ppb). Konsultacje prowadzone na poszczególnych
kopalniach potwierdziły, że przeważającą liczb pobieranych
próbek pokładowych stanowią, zgodnie z nomenklaturą
z „Zasad opróbowania węgla…” KW S.A [6], próbki pokładowe bruzdowe dokumentacyjne. Analizy i oceny przeprowadzone w niniejszym artykule dotyczą wyłącznie tego rodzaju
próbek pokładowych.
Rys. 2. Empiryczny rozkład zawartości popiołu w populacji
246 próbek pokładowych bruzdowych dokumentacyjnych, Aa, %
Fig. 2. Empirical distribution of ash in the population of 246
samples of seam coal, taken for documentary purposes,
Aa, %
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
53
Tablica 1. Wyniki podstawowych statystyk analizowanych cech
jakościowych populacji próbek pokładowych bruzdowych dokumentacyjnych oraz populacji próbek
węgli handlowych, których rozkłady zobrazowano
na rysunkach 2÷7.
Table 1. Basic statistics of analyzed characteristics of populations of samples of seam coals (channel samples for
documentary purposes) and population of products
samples – the distributions of some statistics are given
in Figures 2÷7
Statystyka
Rys. 3. Empiryczny rozkład zawartości rtęci w populacji 246
próbek pokładowych bruzdowych dokumentacyjnych,
Hga, μg/kg
Fig. 3. Empirical distribution of mercury in the population of
246 samples of seam coal, taken for documentary purposes, Hga, μg/kg
Próbki pokładowe
Próbki
bruzdowe
sortymentów
dokumentacyjne średnich i grubych
Aa, % Hga, μg/kg Aa, % Hga, μg/kg
Wartość średnia 6,6
52
5,6
72
Wartość
1,6
4
2,7
11
minimalna
Wartość
24,5
298
14,1
191
maksymalna
Rozstęp
22,9
294
11,5
180
Odchylenie
3,5
46
2,3
33,6
standardowe
Kwartyl 1
4,2
20
4,2
48
Kwartyl 3
8,1
72
6,3
95
Odchylenie
2,0
26
1,1
23,5
ćwiartkowe
Legenda:
Aa zawartość popiołu w stanie analitycznym
Hgazawartość rtęci w stanie analitycznym
Próbki
sortymentów
innych
Aa, % Hga, μg/kg
23,0
125
5,5
30
51,8
282
46,3
10,4
252
51,3
15,8
29,6
6,9
86
159
36,5
Rys. 4. Empiryczny rozkład zawartości popiołu w populacji 53
próbek sortymentów średnich i grubych, Aa, %.
Fig. 4. Empirical distribution of ash in the population of 53
samples of pea coal, nuts and cobbles, Aa, %
Rys. 6. Empiryczny rozkład zawartości popiołu w populacji 49
próbek sortymentów innych , Aa, %
Fig. 6. Empirical distribution of ash in the population of 49
samples of other commercial products, Aa, %
Rys. 5. Empiryczny rozkład zawartości rtęci w populacji 53
próbek sortymentów średnich i grubych, Hga, μg/kg
Fig. 5. Empirical distribution of mercury in the population of
53 samples of pea coal, nuts and cobbles, Hga, μg/kg
W tablicy 1 zamieszczono wartości podstawowych statystyk analizowanych cech jakościowych dla populacji, których
rozkłady zobrazowano na rysunkach 2÷7.
Rys. 7. Empiryczny rozkład zawartości rtęci w populacji 49
próbek sortymentów innych, Hga, μg/kg
Fig. 7. Empirical distribution of mercury in the population of
49 samples of other commercial products, Hga, μg/kg
54
PRZEGLĄD GÓRNICZY
5.Omówienie wyników badań
Porównanie danych zamieszczonych w tablicy 1 pozwala
stwierdzić, że wybrane grupy badanych próbek wykazują zarówno podobieństwa, jak i różnice. Oceniając jakość węgla w
próbkach na podstawie zawartości popiołu można twierdzić,
że jakość węgla w próbkach pokładowych bruzdowych dokumentacyjnych i próbkach sortymentów średnich i grubych
jest zbliżona. Średnia zawartość popiołu w badanych próbkach
pokładowych bruzdowych dokumentacyjnych wynosi około
6,6 %, a w próbkach sortymentów średnich i grubych około
5,6 %. Jakość węgla w próbkach sortymentów innych, wyraźnie odbiega od jakości węgla w pozostałych populacjach
próbek. Są one gorszej jakości i charakteryzują się średnią
zawartością popiołu wynoszącą około 23 %. Węgiel w próbkach sortymentów innych to albo sam węgiel surowy, albo
z pewnym tylko dodatkiem węgla wzbogaconego. Porównanie
całych badanych populacji, ich rozkładów (rysunki 2, 4 i 6),
oraz innych statystyk, niż wartości średnie dla populacji,
np. rozstępu i wartości maksymalnej pozwala znaleźć inne
podobieństwa między rozkładem zawartości rtęci w węglu
w próbkach pokładowych bruzdowych dokumentacyjnych
i w węglu w próbkach sortymentów średnich i grubych oraz
w sortymentach innych, niż te zidentyfikowane przy porównywaniu wartości średnich. W wypadku próbek sortymentów średnich i grubych mamy do czynienia ze stosunkowo
małym rozrzutem wyników oznaczeń zawartości popiołu,
około 11,5 punkta procentowego. W wypadku sortymentów
innych rozstęp oznaczeń zawartości popiołu wynosi ponad 45
punktów procentowych, a w wypadku próbek pokładowych
bruzdowych dokumentacyjnych rozstęp wyników oznaczeń
wynosi prawie 23 punkty procentowe. Dwie ostatnie populacje dotyczą badań węgla surowego, bądź w dużym stopniu
surowego, stąd i maksymalne wartości zawartości popiołu są
w tych populacjach większe niż w wypadku węgla wzbogaconego. Maksymalne zawartości popiołu wynoszą około 14 %
dla węgla wzbogaconego, około 25 % dla węgla w próbkach
pokładowych i prawie 52 % dla węgla surowego w próbkach
sortymentów innych.
Przyczyna różnicy jakości węgla między próbkami
sortymentów średnich i grubych, a próbkami sortymentów
innych jest oczywista. Te pierwsze są próbkami węgla w pełni
wzbogaconego, z uwzględnieniem dostępnych i opłacalnych
na dzień dzisiejszy technologii.
Podobnie kształtują się relacje między wynikami oznaczeń
zawartości rtęci w badanych próbkach. Najmniejszą średnią
zawartością rtęci charakteryzuje się węgiel w próbach pokładowych bruzdowych dokumentacyjnych (około 52 μg/kg),
zbliżoną, ale wyraźnie większą, w próbkach sortymentów
średnich i grubych (72 μg/kg). Natomiast węgiel w próbkach
sortymentów innych charakteryzuje się zdecydowanie większą średnią zawartością rtęci (125 μg/kg), prawie dwukrotnie
większą, niż w próbkach sortymentów średnich i grubych
i ponad dwukrotnie większą niż próbkach pokładowych bruzdowych dokumentacyjnych.
Szczególną uwagę przykuwa jakość próbek pokładowych
bruzdowych dokumentacyjnych. Można znaleźć pojedyncze
próbki o zawartości popiołu ponad 14 % (rys. 2), ale 50
% wyników mieści się w przedziale 4,2 ÷ 8,1 %. Średnia
zawartość popiołu w tych próbkach jest tylko nieznacznie
wyższa od średniej zawartości popiołu w próbkach w pełni
wzbogaconego węgla (sortymenty średnie i grube). Natomiast
wartość ta jest zdecydowanie mniejsza od średniej zawartości
popiołu w próbkach sortymentów innych (węgle w dużej
części surowe – niewzbogacone). Interesujące jest również
to, że w populacji 246 próbek pokładowych udział próbek
o zawartości rtęci do 20 μg/kg sięga 25 % (rys. 3), natomiast
2015
w przypadku populacji 53 próbek sortymentów średnich i grubych tylko nieco ponad 5 % próbek charakteryzuje się tak małą
zawartością rtęci (rys. 5). W populacji 49 próbek sortymentów
innych nie występują próbki o tak małej zawartości rtęci
(rys. 7). Rozkład zawartości rtęci w próbkach pokładowych
bruzdowych dokumentacyjnych, uwzględniając duży udział
próbek węgla o bardzo małej zawartości rtęci (poniżej 20 μg/
kg), znajduje potwierdzenie we wcześniejszej publikacji [3],
co pozwala przypuszczać, że wówczas były badane również
próbki pokładowe bruzdowe dokumentacyjne.
Próbki pokładowe bruzdowe dokumentacyjne mogą
być użyte do prognozowania zawartości rtęci tylko w pełni
wzbogaconych sortymentów handlowych kopalń. Warto
przypomnieć, że sortymenty średnie i grube stanowią tylko
około 15 ÷ 20 % tonażu węgla handlowego [5]. Można również, opierając się na ograniczonych do urobku surowego
z kilku kopalń, badaniach rozkładu rtęci w funkcji gęstości
ziarn urobku [18], wykazać, dlaczego przy minimalnie większym średnim zapopieleniu próbek pokładowych bruzdowych dokumentacyjnych, niż próbek sortymentów średnich
i grubych, charakteryzują się one wyraźnie mniejszą średnią
zawartością rtęci. Z dotychczasowych badań wynika [18], że
często największą zawartością rtęci w węglu surowym charakteryzują się frakcje przerostowe. Przez przerosty w tym
miejscu rozumie się nie przerosty w pokładzie, ale frakcje
gęstościowe o gęstości pośredniej między gęstością czystego
węgla, a gęstością ciężkich frakcji odpadowych, zidentyfikowanych podczas badań technologicznych urobku węglowego.
Podczas pobierania próbek pokładowych bruzdowych dokumentacyjnych stosunkowo łatwo może dojść do niewłączania przerostów do próbki. Natomiast wzbogacony urobek,
w sposób nieunikniony jest zanieczyszczony przerostami,
a te, uwzględniając stosowanie najczęściej dwuproduktowego
wzbogacania i losowość procesów przeróbczych, mają szansę
trafić do koncentratów – węgla wzbogaconego, zwiększając
w nich zawartość rtęci.
W literaturze, w przypadku analiz zanieczyszczenia węgla
w pokładach rtęcią można znaleźć informacje, że zbadane wartości tego zanieczyszczenia nie mogą być bezpośrednio brane
pod uwagę przy ocenie zagrożeń środowiskowych w wyniku
emisji rtęci podczas spalania węgla. Przyczyną tego ma być
fakt, że wartości oznaczeń rtęci w węglach w pokładach są
wyższe, niż wartości oznaczeń rtęci w wyprodukowanych
z nich węglach handlowych [4, 22]. Mowa tu o wpływie wzbogacania węgla. Z dotychczasowych badań i analiz wynika, że
redukcja zawartości rtęci w węglu, podczas jego wzbogacania
zależy od jego charakterystyk technologicznych. Stopień redukcji zawartości rtęci w węglu może wynosić od 0 do 50 %,
a przy zastosowaniu specjalnych technik wzbogacania węgla
do 70 % % [19]. Stąd, w literaturze można spotkać uwagi,
sugerujące stosowanie współczynników zmniejszających wartości zawartości rtęci, pozyskane w wyniku badań pokładów
węgla, przy wykorzystaniu tych informacji do celów ocen
zagrożenia emisją rtęci. Współczynniki te mają odzwierciedlać stopień redukcji zawartości rtęci w węglu, która zachodzi
podczas jego wzbogacania.
W przypadku polskich węgli do celów energetycznych,
mamy do czynienia z nieco inną sytuacją. Oznaczone
w próbkach bruzdowych pokładowych zawartości rtęci są
mniejsze, niż oznaczone w produktach handlowych. Fakt, że
są one zbliżone do zawartości rtęci w sortymentach średnich
i grubych, które stanowią w pełni wzbogacony produkt węglowy, nie oznacza, że można te wartości przenieść na sytuację,
kiedy całość urobku węglowego, byłaby w pełni wzbogacana.
Z wcześniejszych badań [18] wynika, że urobek surowy pochodzący z jednej kopalni nie ma jednolitej charakterystyki
technologicznej i rozkładu zawartości rtęci w całym zakresie
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
uziarnienia. To właśnie w zakresie urobku grubo uziarnionego, charakterystyka technologiczna jest taka, że najłatwiej
jest zmniejszyć zawartość rtęci w produktach w stosunku do
zawartości rtęci w węglu surowym. Znaczące zwiększenie
zakresu wzbogacania węgli, to znaczy zwiększenie zakresu
wzbogacania miałów, prawdopodobnie zmniejszy zawartość
rtęci w pozostałych sortymentach węgli handlowych, ale
stopnia tej redukcji nie można oceniać na podstawie wyników zmniejszenie zawartości rtęci w sortymentach średnich
i grubych.
6. Wnioski
1. Próbki pokładowe bruzdowe dokumentacyjne, stanowiące
najliczniejszą grupę pobieranych próbek pokładowych,
są przeznaczone głównie do oznaczania właściwości
chemicznych węgla w pokładzie, w tym stopnia jego
uwęglenia oraz typu węgla. Dlatego powinny charakteryzować się zawartością popiołu poniżej 10 %. Spośród
badanych próbek tego typu około 87 % spełniało ten
warunek. Średnia zawartość popiołu w populacji próbek
pokładowych bruzdowych dokumentacyjnych, była tylko nieznacznie większa niż średnia zawartość popiołu
w populacji próbek sortymentów średnich i grubych.
2. Zawartość popiołu w próbkach pokładowych bruzdowych
dokumentacyjnych jest zdecydowanie mniejsza, niż
zawartości popiołu w próbkach sortymentów innych. Te
ostatnie reprezentują głównie produkty skomponowane
na bazie węgla surowego lub z niewielkim tylko udziałem
węgla wzbogaconego.
3. Średnia zawartość rtęci w próbkach pokładowych
dokumentacyjnych wynosi 52 μg/kg i jest o około 20 μg/
kg mniejsza, niż zawartość rtęci w pełni wzbogaconych
sortymentach grubych i średnich.
4. W populacji próbek pokładowych bruzdowych około połowa próbek ma zawartości rtęci mniejsze niż 40 μg/kg,
a udział próbek o zawartości rtęci do 20 μg/kg wynosi
około 25 %. W populacji wzbogaconych produktów
handlowych grubych i średnich udziały te wynoszą odpowiednio 9 i 6 %, a w populacji sortymentów innych są
jeszcze mniejsze.
5. Stwierdzono, że średnia zawartość rtęci w próbkach
pokładowych wynosi niewiele ponad 70 % średniej
zawartości rtęci w pełni wzbogaconych sortymentach
grubych i średnich. Natomiast zawartości rtęci w próbkach pozostałych sortymentów są około trzykrotnie
większe niż w próbkach pokładowych bruzdowych.
Jest to sytuacja inna niż spotykana w literaturze, gdzie
mówi się, że zawartość rtęci w próbkach pokładowych
jest z reguły większa, niż zawartość rtęci w produktach
handlowych. Biorąc pod uwagę średnie zawartości rtęci
w badanych populacjach oraz rozkłady zawartości rtęci w tych populacjach należy wnioskować, że wyniki
oznaczeń zawartości rtęci w próbkach bruzdowych
pokładowych można wykorzystać do prognozowania
zawartości rtęci w produktach handlowych w ograniczonym zakresie. Wynika to między innymi z faktu, że
produkty handlowe w polskich kopalniach węgla kamiennego to zarówno węgle wzbogacone, o parametrach
jakościowych zbliżonych do tych, jakimi charakteryzują
się próbki pokładowe bruzdowe dokumentacyjne, jak
i w dużym stopniu węgle surowe oraz mieszanki węgla
surowego i wzbogaconego, które w znacznym i różnym
stopniu odbiegają parametrami jakościowymi od próbek
pokładowych bruzdowych dokumentacyjnych.
55
Podziękowania
Wyniki zawartości rtęci i popiołu w produktach handlowych kopalń węgla kamiennego w Polsce pozyskano
w wyniku realizacji projektu finansowanego w ramach
Programu Badań Stosowanych Narodowego Centrum Badań
i Rozwoju, pt.: Opracowanie bazy danych zawartości rtęci w
krajowych węglach, wytycznych technologicznych jej dalszej
redukcji wraz ze zdefiniowaniem benchmarków dla krajowych
wskaźników emisji rtęci – Baza Hg (PBS2/A2/14/2013).
Autorzy dziękują za współpracę przy pozyskiwaniu i pobieraniu próbek pracownikom działów mierniczo – geologicznych
i działów kontroli jakości węgla poszczególnych kopalń.
Literatura
1.
2.
3.
4.
5.
6.
7.
8.
9.
10.
11.
12.
13.
14.
15.
16.
17.
18.
19.
20.
21.
ASTM D 4596-93 Standard Practice for Collection of Channel Samples
of Coal in a Mine
Best Available Techniques (BAT) Reference Document for the Large
Combustion Plants. Draft 1 (June 2013), s. 385 http://eippcb.jrc.
ec.europa.eu/reference/BREF/LCP_D1_June_online.pdf
Bojakowska I., Sokołowska G.: Rtęć w kopalinach wydobywanych w
Polsce jako potencjalne źródło zanieczyszczeń środowiska. Biuletyn
PIG, 394, 2001, 5–54
Demir I., Ruch R.E., Damberger H.H., Harvey R.D., Steele J.D., Ho
K.K.: Environmentally critical elements in channel and cleaned samples
of Illinois coals. Fuel, vol. 77, No. 1/2, 95÷107, 1998
Dubiński J., Pyka I., Wierzchowski K.: Stan aktualny i niektóre aspekty poprawy jakości węgla użytkowanego w energetyce zawodowej.
Przegląd Górniczy, 7-8, 2011
Ganderska-Wojtaczka K.: Charakterystyka jakościowa zasobów operatywnych i opróbowanie złóż węgla kamiennego Kompanii Węglowej
S.A.. Materiały XXVI Konferencji z cyklu Zagadnienia surowców energetycznych i energii w gospodarce krajowej, Zakopane, 14-17.10.2012
Główny Urząd statystyczny. Ochrona środowiska. Roczniki 2008-2013
http://www.mercuryconvention.org/Convention/tabid/3426/Default.
aspx
http://www.mos.gov.pl/artykul/7_archiwum/23417_polska_podpisala_konwencje_w_sprawie_rteci.html
ISO-14180 Solid mineral fuels – Guidance on the sampling of coal
seams
Klojzy-Kaczmarczyk B., Mazurek J.: Studies of Mercury content in selected coal seams of Upper Silesian Coal Basin. Gospodarka Surowcami
Mineralnymi, Tom 29, Zeszyt 4, 2013, 95-106
Paczosa A.: Emisja rtęci do powietrza. Konferencja „Problematyka
rtęci w Polsce w świetle nowych globalnych rozwiązań legislacyjnych”.
Ministerstwo Środowiska 20 listopada 2014 r.
PN-81/G-04501 Węgiel kamienny. Próbki pokładowe. Pobieranie
i przygotowane do analizy chemicznej
PN-G-04501:1998 – wersja polska, Węgiel kamienny i antracyt –
Pobieranie próbek pokładowych bruzdowych
PN-ISO 1171: 2002 Paliwa stałe. Oznaczanie popiołu
PN-ISO 14180:2005 – wersja polska, Paliwa stałe – Metody pobierania
próbek z pokładów węgla
Procedura SC-1.PB.23 (edycja 4 z dnia 27.02.2012) akredytowana metoda oznaczania zawartości rtęci Hg metoda absorpcyjnej spektrometrii
atomowej z generowaniem zimnych par (CVAAS)
Pyka I., Wierzchowski K.: Technological Conditions of Mercury Content
Reduction in Hard Coal Based on the ROM Coal from Several Polish
Collieries. Arch. Min. Sci., Vol. 55 (2010), No 2, p. 349÷371
Sloss L. L.: Economics of mercury control. CCC/134. London, UK, IEA
Clean Coal Centre, 2008
Sloss L. L.: Legislation, standards and methods for mercury emissions
control. CCC/195. London, UK, IEA Clean Coal Centre, 43 pp, 2012
Tokarski S., Janikowski J.: Problemy z rtęcią. Koncern, 8, 2004
56
PRZEGLĄD GÓRNICZY
22. Toole-O’Neil B., Tewalt S.J., Finkelman R.B., Akers D.J.: Mercury
concentration in coal - unraveling the puzzle. Fuel 78, 47÷54, 1999
23. UNITED NATIONS ENVIRONMENT PROGRAMME. Process
Optimization Guidance for Reducing Mercury Emissions from Coal
Combustion in Power Plants. Division of Technology, Industry and
Economics (DTIE) Chemicals Branch Geneva, Switzerland November
2010
2015
24. Werner G., Głowacki E.: Rzeczywisty poziom emisji rtęci ze źródeł
energetycznego spalania paliw na terenie Polski w latach 2010-2014.
Konferencja „Problematyka rtęci w Polsce w świetle nowych globalnych
rozwiązań legislacyjnych”. Ministerstwo Środowiska 20 listopada 2014
25. Wichliński M., Kobyłecki R., Bis Z.: The investigation of mercury content
in Polish coal samples. Archives of Environmental Protection. Vol. 39
no. 2,141÷150, 2013
Zwiększajmy prenumeratę
najstarszego – czołowego miesięcznika
Stowarzyszenia Inżynierów i Techników Górnictwa!
Liczba zamawianych egzemplarzy określa zaangażowanie jednostki
gospodarczej w procesie podnoszenia kwalifikacji swoich kadr!
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
57
UKD 553.982:622.323:622.2
Eksploatacja ropy naftowej metodami górnictwa
podziemnego w dawnym złożu Wietze (Niemcy)
Exploitation of crude oil by use of underground mining methods in the oil field
at Wietze (Germany)
Prof. dr hab. inż. Krystian Probierz dr h.c.*) Prof. Dr. rer. nat. hab. Norbert Volkmann*)
Dr hab. inż. Marek Marcisz prof. Pol. Śl*)
Dipl.–Ing. Wolfgang Hänsel***)
Treść: Na tle zarysu historii rozwoju górnictwa naftowego, począwszy od najstarszej na świecie z 1854 r. kopalni Bóbrka w polskich
Karpatach, poprzez Titusville (Pennsylwania), Oil Springs (Ontario), Ploieşti (Rumunia), przedstawiono funkcjonowanie
unikalnej kopalni w Wietze, położonej na północ od Hanoweru w Dolnej Saksonii – Niemcy. W Wietze znajduje się obecnie
muzeum ropy naftowej, czynne od 1970 r. Zlokalizowane jest ono na obszarze kopalni, funkcjonującej w latach 1859÷1963,
w której eksploatowano ropę naftową metodą otworową jak również metodami górnictwa podziemnego (szyby, chodniki). Na
złożu zlokalizowanym na wysadzie solnym odwiercono ok. 2000 otworów wiertniczych z których 4/5 było produktywnych.
Głównym horyzontem produktywnym złoża były piaski roponośne wealdu (dolna kreda), z których w latach 1918÷1963 wydobyto ok. 1 mln ton ropy naftowej. Scharakteryzowano warunki geologiczne występowania piasków roponośnych oraz własności
eksploatowanej ciężkiej ropy naftowej. Opisano system eksploatacji ropy naftowej metodami górnictwa podziemnego: drenaż
złoża chodnikami oraz wydobycie piasków roponośnych systemem krótkich ścian. Przedstawiono również metody podsadzania,
transportu materiału oraz sposoby termicznej przeróbki kopaliny i odzyskiwania ropy naftowej.
Abstract: On the background of history development of crude oil mining, beginning from the oldest mine worldwide Bóbrka in Polish
Carpathians, through Titusville (Pennsylvania), Oil Springs (Ontario), Ploieşti (Romania), the operation of unique mine in
Wietze, situated north from Hannover in the Lower Saxonia, Germany was presented. Nowadays in Wietze there is a museum
of crude oil, opened in 1970. It is situated in the area of former mine, operating in the years 1859-1963, where the crude oil
was exploited by use of borehole method and other mining methods (shafts, galleries). In the deposit, located on the salt dome,
there were 2000 drill-holes drilled, from among which 4/5 were productive. The main productive horizon of the deposit was
the oil-bearing sand of weald (Lower Cretaceous), from among which there was ca. 1 million Mg of crude oil produced in
the years 1918-1963. Geological conditions of oil-bearing sands occurrence and characteristics of the exploited heavy oil
were presented. Methods of underground mining for crude oil exploitation are the following: drainage of the deposit with
galleries and exploitation of oil sands in a system of short walls. The methods of backfilling, transport of the material and
ways of preparation of the rocks with thermal methods application and crude oil recovery were also presented.
*) Politechnika Śląska, Wydział Górnictwa i Geologii, Instytut Geologii Stosowanej, Gliwice **) Technische Universität Bergakademie, Fakultät für
Geowissenschaften, Geotechnik und Bergbau, Freiberg ***) Vorsitzender des Fördervereins des Deutschen Erdölmuseums, Wietze (Przewodniczący
Stowarzyszenia Muzeum Ropy Naftowej)
58
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Słowa kluczowe:
historia górnictwa ropy naftowej, wysad solny Wietze, piaski roponośne, eksploatacja, system ścianowy
Key words:
history of crude oil mining, salt dome Wietze, oil-bearing sands, exploitation, longwall mining system
1. Wprowadzenie
Z problematyką eksploatacji ropy naftowej, a właściwie
piasków roponośnych, metodami górnictwa podziemnego mieliśmy okazję zapoznać się podczas jednego z posiedzeń Grupy
Roboczej Petrologia Węgla – AKOP (Arbeitsgemeinschaft
für Kohlen– und Organische Petrologie), odbywającego się
w miejscowości Wietze, położonej na północ od Hanoweru
w Dolnej Saksonii – Niemcy (rys. 1).
Rys. 1. Szkic wysadu solnego Wietze k. Hanoweru wg [3]
Fig. 1. Sketch of Wietze salt dome (near Hannower) according
to [3]
Wypada wyjaśnić, że AKOP założono u schyłku II wojny
światowej w Instytucie Geologii Paliw (Brennstoff–geologisches Institut) Akademii Górniczej we Freibergu. Początkowo
zajmowano się jedynie petrografią i petrologią węgli lecz
w 1995 r. poszerzono zakres działalności o petrologię organiczną. Siedziba AKOP w dalszym ciągu znajduje się we
Freibergu przy tamtejszej TU Bergakademie, a aktualnie
przewodniczy jej prof. N. Volkmann. W 2014 r. odbyło się już
80–te posiedzenie Grupy Roboczej zaś jedyne, jak dotychczas,
posiedzenie zagraniczne tj. poza Niemcami, odbyło się w 2008
r. na Wydziale Górnictwa i Geologii Politechniki Śląskiej [1].
W Wietze znajduje się muzeum ropy naftowej (podobne
w założeniach do naszego w Bóbrce) oraz liczne pozostałości
po jej intensywnej eksploatacji (rys. 2). Muzeum to powstało
w 1970 r., w kilka lat po zakończeniu wydobycia ropy naftowej
(co miało miejsce w 1963 r.), zaś początki tego przemysłu
sięgają przełomu lat 1858/1859 [3, 15].
Dla porównania kopalnię ropy naftowej w Bóbrce k.
Krosna, otwarto w 1854 r. i jest to nadal funkcjonującą kopalnią ropy naftowej. Znajdują się w niej m.in. 2 szyby wydrążone ręcznie około 1860 r. i nazywane kopankami: „Franek”
o głębokości 50 m (pogłębiona następnie za pomocą wiertnicy
ręcz­nej do 150 m) oraz „Janina” o głębokości początkowej 132
m (pogłębiona do 250 m) z której uzyskuje się jeszcze 50–100
kg ropy naftowej na dobę. Kopalnię, pełniącą obecnie funkcję
Muzeum Przemysłu Naftowego i Gazowniczego im. Ignacego
Łukasiewicza udostępniono do zwiedzania w 1972 r. Patron
muzeum Ignacy Łukasiewicz, farmaceuta, jest konstruktorem
pierwszej na świecie nowoczesnej lampy naftowej (1853 r.),
jednakże wynalazcą nafty „kerosene” jest kanadyjski lekarz
i geolog A.P. Gesner który w 1846 r. dokonał pierwszego publicznego pokazu destylacji nafty z węgla i jego użytkowania
jako płynnego paliwa [7, 8, 10, 14].
Rys. 2. Ekspozycje w muzeum Wietze, plenerowa oraz kameralna – kombinezon ratownika górniczego (foto
M. Marcisz)
Fig. 2. Open air exposition and mine rescue suit in the museum in Wietze (Photo M. Marcisz)
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
W świecie przyjmuje się dość powszechnie, że pierwszy
komercyjny otwór wiertniczy produkujący ropę naftową wydrążono w 1859 r. w miejscowości Titusville (Pennsylwania).
Otwór ten, wydrążony pod kierunkiem samozwańczego
pułkownika E.L. Drake, dał początek „gorączce naftowej”
(oil rush), przemysłu naftowego i trwającej do dziś „ery ropy
naftowej”. W Kanadzie uważa się natomiast, że w Oil Springs,
Ontario odwiercono już w 1858 r. pierwszy na terenie Ameryki
Północnej otwór naftowy. W 1857 r. w Ploieşti (Rumunia) oddano do użytku, we współpracy z Amerykanami, pierwszą na
świecie przemysłową rafinerię ropy naftowej. Rumunia stała
się także pierwszym na świecie krajem który ujęto w światowych statystykach dotyczących produkcji ropy naftowej.
Warto także dodać, że w tym kraju w miejscowości Campino
utworzono w 1904 r. pierwszą na świecie szkołę kształcącą
wiertników. Od 1870 r. datuje się natomiast przemysłowe
wydobycie ropy naftowej na Półwyspie Apszerońskim nad
Morzem Kaspijskim [9, 11, 12, 13].
Z zestawienia powyższych danych wynika jednakże, że
to kopalnia w Bóbrce była pierwszą na świecie, w której wydobywano ropę naftową, a rejony złożowe tej części Karpat
były obszarem występowania „gorączki naftowej” do I wojny
światowej. O tym, że w tym rejonie Karpat występują na
powierzchni wysięki ropy naftowej, jak i produkty jej wietrzenia, np. woski ziemne – ozokeryty w okolicy Borysławia,
wiedziano jednakże już od XVI w., co potwierdzają zapisy
w dawnych kronikach. Produkty te, pozyskiwane w prymitywny sposób, używano jako środki lecznicze oraz jako
smary [7, 15].
Wracając do głównego wątku należy podkreślić, że złoże
Wietze zajmuje dość szczególną rolę w historii wydobycia
ropy naftowej, zarówno światowej jak i niemieckiej. W latach eksploatacji pola naftowego (1858÷1963) odwiercono
tutaj ponad 2000 otworów wiertniczych, z pośród których
4/5 było produktywnych. Od 1920 roku, oprócz eksploatacji
otworowej, ze złoża Wietze wydobywano także ropę naftową
metodami górnictwa podziemnego. W latach 1918÷1963
wydobyto ze złoża piasków roponośnych ok. 1 mln ton ropy
naftowej, a w przedziale czasowym 1900÷1920 pole Wietze
było największym niemieckim złożem ropy naftowej dostar-
59
czającym ~80 % krajowej produkcji. Działały tu w pewnym
okresie 52 towarzystwa naftowe.
Pierwszy otwór wiertniczy odwiercony w Wietze (przełom
1858/9 r.), osiągnął jedynie 36 m głębokości i miał według założeń posłużyć do rozpoznania… złoża węgla brunatnego, bowiem ówcześnie przyjmowano, że występująca na powierzchni ropa naftowa jest produktem rozkładu (rozszczepienia)
węgla brunatnego. Przemysłową eksploatację ropy naftowej
ze złoża należy jednakże wiązać dopiero z okresem I wojny
światowej. W złożu Wietze współwystępował początkowo
w niewielkich ilościach gaz, który wpływał korzystnie na
wielkość otworowego wydobycia ropy naftowej. Z upływem
lat ubytek gazu w złożu wpłynął na znaczące zmniejszenie
wielkości wydobycia techniką otworową. Związana z tym
zmiana stosunków złożowych wpłynęła natomiast istotnie
na możliwość podjęcia eksploatacji ropy naftowej metodami
górnictwa podziemnego [3, 5].
2. Zarys budowy geologicznej złoża
Złoże ropy naftowej Wietze zlokalizowane jest na NW
obrzeżeniu wysadu solnego znajdującego się pomiędzy tą
miejscowością a Celle na wschodzie (rys. 1). Czapa wysadu
solnego sięga do głębokości 70 m od powierzchni terenu zaś
złoże jest specyficznie zlokalizowane na skrzydłach wysadu. Stosunkowo płytkie występowanie złoża, intensywnie
przemieszczonego ku górze przez masy solne, związane jest
jednakże z silnymi zaburzeniami jego ciągłości utrudniającymi eksploatację ropy naftowej. Schematyczny przekrój
południkowy wysadu solnego wraz ze strefa złożową przedstawia rysunek 3.
Podstawowe horyzonty roponośne złoża zlokalizowane
są w piaskach i piaskowcach triasu retu, jury górnej części
doggeru oraz kredy (wealdu i senonu), które to zostały dokładnie rozpoznane otworowo. Liczbę otworów wiertniczych,
powierzchnię drenażu uzyskaną otworowo oraz eksploatacją
metodami górniczymi z poszczególnych horyzontów roponośnych złoża Wietze przedstawia tablicy 1.
Rys. 3.Schematyczny przekrój wysadu solnego Wietze wg [3] zmieniony
Fig. 3. Schematic cross-section of salt dome Wietze, according to [3], changed
Tablica 1. Rozpoznanie otworowe horyzontów roponośnych złoża Wietze [4]
Table 1. Drill-hole recognition of oil-bearing horizons of Wietze oil field [4]
Seria złoża
Senon (kreda górna)
Weald (kreda dolna)
Jura
Ret
Liczba
otworów
wiertniczych
450
480
540
130
Powierzchnia drenażu, ha
otworowego
górniczego
Liczba otworów na
1ha
Rodzaj ropy
naftowej
45
107
68
15
–
46
2
20
10,0
4,5
7,8
8,6
ciężka
ciężka
ciężka
lekka
60
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Zasadnicze znaczenie dla eksploatacji górniczej mają
dolnokredowe utwory wealdu o sumarycznej miąższości
40÷70 m. W profilu wealdu występuje 11 warstw utworów
piaszczystych osiągających łącznie 25–45 m. Tworzą one 4
partie złożowe, które są przeławicone utworami ilastymi, od
piasków zasilonych po iły zapiaszczone [4].
W obszarze złoża można wyróżnić 7 rejonów złożowych
różniących się znacząco zarówno kierunkiem jak i kątem upadu, od warstw poziomych do stromych (rys. 3, 4). Złoże jest
ograniczone od stropu transgresyjnymi utworami trzeciorzędu
zaś jego dolną granicę wyznacza tzw. statyczne zwierciadło
wód złożowych, w których solanka zamiast ropy wypełnia
przestrzeń porową skały zbiornikowej rys. 4.
2015
przepuszczalności utworów piaszczystych jak i wielkości
powierzchni drenażu. Pozyskiwanie ropy (drenaż) uzależnione
jest w znaczącym stopniu od udziału minerałów ilastych; przy
ich 5 % udziale w złożu pozostaje 15÷20 % ropy zaś przy
25 % udziale minerałów ilastych pozostaje aż 40÷60 % ropy
w piaskach złożowych [3].
Rys. 5. Schemat drenażu utworów roponośnych wg [3]
Fig. 5. Scheme of drainage of oil-bearing strata, according to
[3]
Z powyższego wynika, że zwiększenie produkcji ropy
naftowej przy ówczesnym stanie techniki (okres po I wojnie światowej i początek lat dwudziestych ub. wieku) było
możliwe jedynie poprzez drążenie sztolni drenujących, które
zwiększały istotnie wielkość powierzchni drenowania.
Rys. 4. Schemat eksploatacji otworowej złoża Wietze, z użyciem pomp głębinowych (przy braku ciśnienia złożowego) wg [ 3] uproszczone
Fig. 4. Scheme of bore-hole exploitation of deposit Wietze with
the use of deep-well pumps (by the lack of deposit pressure) according to [3], simplified
Średnie uziarnienie piasków wealdu zmienia się
w przedziale 0,6÷0,06 mm i zmniejsza się od dolnej ku górnej
partii złożowej. Przestrzeń porowa utworów piaszczystych,
osiągająca do 40÷60 % całkowitej obj., wypełniona jest
zróżnicowaną ilością ciekłych węglowodorów, często w postaci błonki (filmu). Przed rozpoczęciem procesu eksploatacji
(drenowania) złoża do 89 % obj. porów wypełnionych było
ropą, co stanowiło 16 % mas. Zasoby ropy naftowej w złożu
Wietze przed podjęciem eksploatacji szacowano na 3,24 mln
t, z czego ok. 16 % wydobyto otworowo zaś metodami górniczymi ok. 29 %, czyli niemal dwukrotnie więcej [3]. W pracy
Rühla [4] szacuje się, że ze złoża Wietze wydobyto nawet do
60% zasobów ropy naftowej.
Ropa naftowa występująca w złożu Wietze jest zaliczana do tzw. ciężkich o gęstości 0,94 · 103 kg/m3 i lepkości
w granicach 600÷4000 mPa·s, zawartości siarki w przedziale
1–1,4 %, asfaltów od 1,7 do 2,2 % oraz o temperaturze wrzenia
około 220–230 °C [4].
Warunki złożowe w Wietze charakteryzują się brakiem
ciśnienia złożowego (rys. 4), które występowało jedynie
w krótkim, początkowym okresie eksploatacji otworowej.
Kierunek przepływu (spływu) ciekłych węglowodorów, uwarunkowany jest wyłącznie grawitacyjnie (gravity drainage),
z przestrzeni porowej do otworów lub podziemnych wyrobisk
drenażowych – sztolni (rys. 5). Zarówno prędkość tego przepływu jak i związany z nią czas drenowania (do osiągnięcia
stanu równowagi z siłami kapilarnymi uniemożliwiającymi
dalszy grawitacyjny drenaż piasków roponośnych), uzależniona jest od wielu czynników m.in. lepkości ropy naftowej,
3. Eksploatacja ropy naftowej metodami górnictwa podziemnego
W stosowanych na złożu Wietze technologiach eksploatacji ropy naftowej należy wyróżnić dwa podstawowe sposoby
wg [3]:
– eksploatację ropy naftowej chodnikowymi wyrobiskami
górniczymi powodującymi zwiększony drenaż ropy naftowej – w przypadku wody użylibyśmy pojęcia „odwodnienie” (rys. 5),
– eksploatację piasków roponośnych systemem ścianowym
i odzyskiwanie ropy na powierzchni poprzez przeróbkę
piasków metodami termicznymi (rys. 6 i 7).
Eksploatacja górnicza została umożliwiona dzięki wydrążeniu szybu o głębokości 250 m oraz utworzeniem na głębokość 222 m i 246 m głównych poziomów wydobywczych wraz
z wyrobiskami (sztolniami) drenażowymi, które wykonywano
w kierunku „do pola”. Podczas drążenia wyrobisk pojawiały
się pewne trudności związane zarówno z doborem odpowiedniego sposobu, jak i z utrzymaniem wyrobisk. Początkowo
stosowano odrzwia drewniane (rys. 6), które następnie
zastępowano trapezową obudową stalową, która znacznie
lepiej przejmowała ciśnienie plastycznie zachowujących się
piasków roponośnych. Wysokość wyrobisk wynosiła 2 m zaś
ich przekrój 3,5÷4 m2. Stropy i ociosy wyrobiska wzmacniano
drewnianą wykładką (dł. 1,80 m, szer. 0,2 m oraz 3÷4 cm grubości). Żywotność obudowy, uzależniona w znacznej mierze
od oddziaływania roponośnych piasków złożowych, wynosiła
od 5 lat w dolnej partii złożowej, do 25 lat w górnej serii złożowej, w której występują najdrobniejsze piaski roponośne.
W spągu drążonych chodników umieszczano w określonych
odstępach drewniane skrzynie dla gromadzenia ropy, którą
następnie ręcznie czerpano do pojemników rozmieszczonych
w wyrobiskach kopalni. Z pojemników tych, z użyciem pomp
pneumatycznych, ropa automatycznie była transportowana do
zbiorników zbiorczych, a następnie (również z użyciem pomp
napędzanych elektrycznie) do szybów i na powierzchnię.
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
61
Rys. 6. Obudowa drewniana wyrobisk, fragment ekspozycji muzealnej, po lewej (foto K. Probierz ). Po prawej
załadunek urobku – piasków roponośnych na przodku ścianowym [6]
Fig. 6. Wooden timbering, fragment of museum exposition (on the left) (Photo K. Probierz). Loading of output
- oil-bearing sands in the wall face (on the right) [6]
Pojawiające się gdzieniegdzie wraz z ropą solanki złożowe,
były również odpompowywane.
Podczas podziemnego udostępniania złoża we wszystkich
rejonach złożowych drążono chodniki podstawowe i kierunkowe. W rozpoznanych podczas drążenia wyrobisk strefach
bardziej wzbogaconych w ropę, zazwyczaj występujących
lokalnie, wykonywano dodatkowo chodniki (przecznice) po
rozciągłości oraz chodniki drenażowe, zgodne z kierunkiem
zapadania złoża. Wspomniane już silne zdeformowanie tektoniczne złoża utrudniało niejednokrotnie znalezienie tych
wzbogaconych w ropę stref i czyniło proces pozyskiwania
piasków roponośnych niezwykle trudnym i kosztownym.
Oprócz wymienionej technologii eksploatacji stosowano
także podrzędnie system mieszany otworowo–górniczy.
Dotyczyło to jedynie stropowych partii złożowych retu
(grn. trias) i obejmowało eksploatację lżejszych frakcji ropy,
poprzez wiercenie z drążonych chodników horyzontalnych
otworów o długości 100÷150 m.
Sieć podziemnych wyrobisk górniczych kopalni ropy naftowej Wietze, znajdująca się w przedziale głębokościowym
180÷340 m i zajmująca obszar 74 ha, wynosiła ~81 km [3].
Według danych muzeum ich długość do 1963 r. wynosiła 96
km [6]. Wyrobiska górnicze umożliwiły wydobycie ponad 750
tys. t ropy naftowej, co oznacza wydajność 9,2 t/m bieżący
wyrobiska, przy czym z utworów wealdu pozyskano aż 714,6
tys. t ropy naftowej i 2 212,5 tys. m3 wody (solanki).
Wydobycie piasków roponośnych zostało spowodowane
brakiem możliwości dalszego skutecznego drenowania warstw
roponośnych chodnikami. Stwierdzono, że występujące
w złożu partie piasków drobnoziarnistych, w miarę rozwoju
eksploatacji zarówno otworowej jak i chodnikami, są coraz
mniej podatne na dalszy drenaż ropy naftowej i stwarzają
coraz większe trudności w jej wydobyciu. Spowodowane
to było zbyt dużymi siłami powierzchniowymi pomiędzy
ziarnami piasków, a otaczającą ją powłoką (błonką, filmem)
ciekłych węglowodorów. Wobec powyższego w 1926 r. rozpoczęto eksploatację drobnoziarnistych utworów piaszczystych
metodą „ścianową” (termin ten stosowano w Wietze, jednakże
nie spełnia on ściśle definicji ściany w polskim górnictwie
węgla kamiennego). Początkowo stosowano go w rejonie
złożowym charakteryzującym się płaskim ułożeniem warstw
(kąt upadu ~10°) i względnie niewielkim udziałem deformacji
tektonicznych, co umożliwiało uruchomienie dość szerokiego
ścianowego frontu eksploatacji. Stosowano system podłużny
(po rozciągłości) z pełną podsadzką, warstwami. W środkowej
części obszaru eksploatacji „ścianowej” drążono chodnik
transportowy, z którego w obydwu kierunkach równocześnie,
prowadzono „ścianę” o długości 60 ÷ 100 m i wys. 2,5 m do
pola. Wokół tego chodnika jak i pozostałych przyścianowych,
pełniących funkcje transportowe i wentylacyjne, pozostawiano filary oporowe (rys. 7). Do obudowy stosowano drewniane
stojaki (śr. ~20 cm) i stropnice. Dla zabezpieczenia przodka
w polu roboczym „ściany” (o szer. 3 m) stosowano tzw. nogę.
W przypadku bardziej mobilnych piasków przodek roboczy
zabezpieczano dodatkowymi panelami (deskami). Urabianie
piasków roponośnych prowadzono z użyciem młotków pneumatycznych zaś współwystępujące bryły skały otaczającej
rozdrabniano z użyciem materiałów wybuchowych. Prace
strzelnicze prowadzono pod nadzorem Urzędu Górniczego
bowiem kopalnia Wietze była kopalnią gazową.
Urobek po ręcznym załadunku na ścianie odstawiano
przenośnikami taśmowymi w chodniku dolnym, do miejsca
załadunku (przesypu) na wozy w chodniku podstawowym.
Załadowane piaskami roponośnymi wozy transportowano do
szybu za pomocą lin wyciągowych kołowrotem, a następnie
urobek wyciągano szybem na powierzchnię, skąd był kierowany do zakładu przeróbczego.
Materiał podsadzkowy składał się głównie z przepłukanego (i pozbawionego ropy naftowej) w zakładzie przeróbczym piasku wymieszanego, w celu odciążenia, trocinami.
Z powierzchni do wyrobisk górniczych piasek dostarczano
wykorzystując początkowo stare otwory poeksploatacyjne.
W późniejszych latach podsadzkę dostarczano specjalnie
w tym celu odwierconymi z powierzchni otworami podsadzkowymi (o nieco większej średnicy), a następnie przenośnikami na miejsce wyeksploatowanej przestrzeni. Podsadzanie
wykonywano ręcznie z użyciem podwieszanych łańcuchowo
przenośników wstrząsanych (rys. 7).
Transport drewnianych elementów obudowy (stojaki,
stropnice) wykonywano podobnie jak w przypadku podsadzki.
Swobodny spadek tych materiałów w otworach o głębokości
do 180 m nie powodował ich jakichkolwiek uszkodzeń, bo był
on amortyzowany poduszką z trocin na dnie tych otworów.
Opisana metoda eksploatacji piasków roponośnych gwarantowała co prawda niemal pełne (100 %) odzyskiwanie ropy,
jednakże była zbyt kosztowna, szczególnie po wyeksploatowaniu najbardziej odpowiednich do tej technologii partii złoża,
wobec czego tą technologię zarzucono w 1963 r.
Należy także wspomnieć, że próbowano również stosować do eksploatacji piasków roponośnych hydrourabiane
solankami o temperaturze 20 °C i ciśnieniu 10÷15 atmosfer.
Trudności stwarzały jednakże współwystępujące z piaskami
62
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Rys. 7. Schemat eksploatacji ścianowej piasków roponośnych w złożu Wietze wg [3]
Fig. 7. Scheme of longwall exploitation of oil-bearing sands in the deposit Wietze according to [3]
iły, które opóźniały proces odzysku ropy z emulsyjnej mieszaniny ropno-solankowej (mimo ciągłej regeneracji wody
używanej do urabiania).
4. Przeróbka piasków roponośnych i ropy
Eksploatowany zarówno chodnikami drenażowymi jak
i systemem ścianowym, roponośny urobek dostarczano do
zakładu przeróbczego [3]. Urobek o zawartości ok. 8÷12 %
wagowych, ropy naftowej był:
– przesiewany i pozbawiany większych zanieczyszczeń,
– rozdrabniany w kruszarkach,
– płukany,
– mieszany w 3 zbiornikach z wodą (po ok. 25÷30 m3 piasku
i wody),
– poddawany obróbce cieplnej (podgrzewany ok. 1,5 h do
temperatury ok. 80 °C).
– odszlamowany – podczas podgrzewania olej, jako lżejszy,
wypływał z górnej części kotłów i następnie oddzielano
go od wody i iłu.
Końcowym produktem procesu przeróbki, po obróbce
termicznej w temperaturze dochodzącej do 80 °C, był tzw. olej
(ropa) płukana (z niem. Waschöl). Piasek po opisanym procesie przeróbczym, zawierający przeciętnie 0,7 % wag. ropy,
był kierowany do podsadzania wyrobisk lub transportowany
kolejką linową, na zwałowisko odpadów (rys. 8).
Zarówno olej płukany (Waschöl), jak i olej (ropa) zdrenowany, uzyskiwany bezpośrednio podczas drenażu roponośnych utworów złożowych (z niem. Sickeröl), był kierowany
do rafinerii.
Wydaje się, że bardzo ważną informacją dotyczącą produkcji ropy naftowej w Wietze jest również ta o działalności
przyzakładowej pralni odzieży roboczej. Otóż według zakładowych rejestrów, z wód używanych w pralni odzyskiwano
miesięcznie ok. 4,5 t ropy naftowej! [6]
Rys. 8. Transport odpadów przeróbczych na zwałowiska, w głębi szyby naftowe (po lewej). Po prawej szyb
główny podziemnej kopalni ropy naftowej [6]
Fig. 8. Transport of preparation wastes on the dumps, in the background of oil wells (on the left). Main shaft
of the underground oil mine (on the right) [6]
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
5. Zakończenie
Opisany system podziemnej eksploatacji, i przeróbki, ropy
naftowej metodami górnictwa podziemnego można uznać
za unikalny w skali światowej. Podobne do opisanych w
złożu Wietze, systemy górniczego wydobycia ropy naftowej
stosowano jedynie we Francji, w miejscowości Pechelbronn
(Alzacja). W miejscowości tej, położonej na północ od
Strasburga, metody górnictwa podziemnego w wydobyciu
ropy naftowej stosowano w podobnym do Wietze przedziale
czasowym, w latach 1917÷1961. W Pechelbronn była również
podobna wielkość produkcji ropy naftowej wynosząca ok. 1
mln t. Uzyskano ją za pomocą 4 szybów i sieci chodników o
łącznej długości około 400 km [2].
Czy opisana technika wydobycia ropy naftowej metodami
górnictwa podziemnego jest li jedynie zapiskiem historycznym? A może stanie się jeszcze użyteczną i bardziej interesująca wraz z ubytkiem aktualnie eksploatowanych klasycznych
zasobów ropy naftowej? Takie próby eksploatacji ciężkiej ropy
naftowej występującej w utworach piaszczystych są podejmowane np. w Athabasce (Kanada). Pojawiają się takie koncepcje
również w Norwegii, gdzie przewiduje się zastosowanie tych
metod do obszarów złożowych off–shore, znajdujących się w
niedostępnych rejonach arktycznych i gdzie występują trudności z użytkowaniem platform wiertniczych. Także uwarunkowania wynikające z zasad ochrony środowiska (restrykcje
ekologiczne) mogą skłaniać do ponownego zainteresowania
taką technologią.
Koncepcja pozyskiwania ropy naftowej siecią wyrobisk
górniczych dotyczyłaby ich lokalizacji w niewielkiej odległości od złoża 30÷100 m, i to niezależnie od tego czy skały
zbiornikowe występują w stropie czy spągu. Wykorzystanie
najnowszej współczesnej techniki prowadzenia robót górniczych jak i gęstej sieci podziemnych wierceń umożliwiłoby
efektywny drenaż złoża. Technologie górnicze i wiertnicze
różnią się przecież znacząco od stosowanych w latach 60–
tych ub. wieku. Taki schemat koncepcji pozyskiwania ropy
naftowej przedstawia rysunek 9.
Dotyczy on złóż, z których możliwe jest pozyskanie jedynie niewielkiej części całkowitych zasobów zbiornika (OOIP
– original oil in place) otworami powierzchniowymi. Także w
przypadku gdy pozostawiono w złożu, eksploatowanym taką
konwencjonalną metodą otworową, dużo resztek zasobów
(ROIP – residual oil in place). Eksploatacja tych resztek może
być efektywna poprzez eksploatację metodami górniczymi.
Sprawą otwartą być może, pozostanie także problem „reaktywacji” opisanym sposobem przynajmniej niektórych z naszych złóż, szczególnie tych niezbyt głębokich. Powiększenie
bowiem „palety zasobów”, o te które mogą być ewentualnie
wydobywane metodami podziemnej eksploatacji górniczej,
będzie niewątpliwie miało także jakiś wpływ na bilans zasobów i bezpieczeństwo energetyczne kraju.
Na zakończenie warto nadmienić, że w 2003 r. w Wietze
utworzono sieć europejskich muzeów ropy naftowej, która
łączy 11 placówek muzealnych: Dukes Wood Oil Museum
(Anglia), Muzeum Techniki w Wiedniu (Austria), Põlevkivi
muuseum Kohtla–Järve (Estonia), Musée Français du
Pétrole Pechelbronn (Francja), Petroleum museum Stavanger
(Norwegia), nasze Muzeum Skansen Przemysłu Naftowego
w Bóbrce, National Oil Museum Ploiesti (Rumunia), Almond
Valley Heritage Trust Livingston (Szkocja), Engelbergs
Oljefabrik Ängelsberg (Szwecja) oraz Magyar Olajipari
Múzeum Zalaegerszeg (Węgry).
Literatura
1.
2.
3.
4.
5.
Rys. 9. Koncepcja eksploatacji złoża ropy naftowej z udostępnieniem złoża szybami i rozcinką wyrobiskami górniczych oraz wykorzystaniem gęstej sieci podziemnych
wierceń wg [2]
Fig. 9. Conception of oil field exploitation with shafts, mining
workings and the use of dense net of underground drill-holes, according to [2]
63
6.
7.
8.
9.
10.
11.
12.
13.
14.
15.
Borówka B., Jonczy I., Marcisz M., Stanienda K.: „Odkrywkowa kopalnia węgla brunatnego Welzow–Süd, Łużyce”, Przegląd Górniczy, t.
68, nr 12, str. 139÷144, Katowice 2012
Erdölbergwerke – Innovative Technik zur Erdölgewinnung. Mat.
Instytutu Głębokich Wierceń (Tiefbohrtechnik), TU– Clausthal –
Zellerfeld, 1989
Heuckeroth J.: Die Geschichte des Erdölbergbaus in Wietze. Bergbau
6/1963, s. 204÷211
Rühl W.: Schwerkraft–Entölung im Erdöl–Bergbau Wietze (Gravity
Drainage in the Wietze Oil Mine). Erdöl, Erdgas, Kohle. Sonderdruck,
Heft 2, 1989, s. 54÷59
Wolter R.: Werdegang des ehemaligen Erdölbergwerkes Wietze in der
Gemeinde Wietze, Landkreis Celle. Deutsches Erdölmuseum Wietze,
Celle 2001
Zbiory Deutsches Erdölmuseum, Wietze
http://bobrka.wkraj.pl/#/43145/0
wikipedia.org/wiki/Abraham_Pineo_Gesner
wikipedia.org/wiki/Absheron_peninsula
wikipedia.org/wiki/Ignacy_Łukasiewicz
wikipedia.org/wiki/Oil_Springs,_Ontario
wikipedia.org/wiki/Titusville,_Pennsylvania
www.150deanidepetrol.ro/history.html
www.bobrka.pl
www.erdoelmuseum.de
64
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
UKD 378.096:37(091):37.013.43:316.7
Wybrane ośrodki edukacji górniczej i nauk o Ziemi
w Europie Środkowej i ich związki z Polską
Selected centers of mining and Earth’s sciences education in the Middle Europe
and their connections with Poland
prof. dr hab. Marek Graniczny*)
mgr Joanna Kacprzak*)
mgr inż. Halina Urban*)
dr inż. Albin Zdanowski*)
Treść: Pierwsze szkoły kształcące dla potrzeb górnictwa i nauk o Ziemi zaczęły powstawać na terenie Europy w XVIII wieku. Za
najstarszą wyższą szkołę uznawana jest Akademia Górnicza we Freibergu, a następnie Akademia Górnicza i Leśna w Bańskiej
Szczawnicy, Instytut Górniczy w Sankt-Petersburgu, Ecoles de Mines w Paryżu, Wyższa Szkoła Górnicza w Clausthal oraz
Najwyższa Szkoła Górnicza w Kielcach. Zachowane dokumenty wskazują jednak, że nauczanie w Bańskiej Szczawnicy rozpoczęto co najmniej kilkanaście lat wcześniej. Na terenie Cesarstwa Austro – Węgierskiego za przełomowy dla edukacji górniczej
należy uznać rok 1735, kiedy zapoczątkowano szkolenie ekspertów górniczych w wielu ośrodkach. Zasadniczym przełomem
w tym zakresie był dekret cesarzowej Marii Teresy, w następstwie którego rok później utworzono Wyższą Szkołę Górniczą
w Bańskiej Szczawnicy, przekształconą w 1770 r. w Cesarsko – Królewską Akademię Górniczą. Innym niezwykle ważnym
europejskim ośrodkiem edukacji górniczej była Szkoła Górnicza w Petersburgu powołana w listopadzie 1773 r. przez carycę
Katarzynę II. Od początku działalności szkoła ta była również ośrodkiem badań naukowych z zakresu górnictwa i geologii.
Wielu polskich absolwentów – geologów wielce zasłużyło się później w rozwój nauki oddając swoje usługi zarówno na rzecz
państwa rosyjskiego jak i Polski. Jeden z absolwentów Instytutu Górniczego w Petersburgu, Stanisław Kontkiewicz rozpoczął intensywne zabiegi mające na celu otwarcie szkoły górniczej w Królestwie Polskim na terenie Zagłębia Dąbrowskiego.
Ostatecznie zabiegi grupy inicjatywnej powiodły się i w lutym 1889 nastąpiło oficjalne otwarcie Szkoły Górniczej „Sztygarka”
w Dąbrowie Górniczej. Szkoła ta funkcjonuje do dnia dzisiejszego. Niewiele osób jednak wie, że na terenie ówczesnych Prus,
a obecnie na terytorium naszego kraju — w Wałbrzychu (Waldenburg) — działała szkoła o podobnym profilu. Na podstawie
wniosku Naczelnego Urzędu Górniczego w dniu 1 lipca 1838 r. utworzono Dolnośląską Szkołę Górniczą w Wałbrzychu oraz
jej filię w Tarnowskich Górach. Działalność szkoły przerwał wybuch II Wojny Światowej.
Abstract: The first schools for miners, dealing with education of miners and earth scientist, began to appear in Europe in the 18th
century. This was due to the growing demand for professionals dealing with acquisition of various types of mineral resources. In general, the oldest institution of higher education is recognized in Freiberg Mining Academy, founded in 1765, and
then the Academy of Mining and Forestry in Banská Štiavnica – 1770 (in Slovak, Schemnitz – German, Szelmeczbánya
– in Hungarian), and Institute of Mining in St. Petersburg – 1773. The studies of preserved documents indicate, however,
*) Państwowy Instytut Geologiczny - Państwowy Instytut Badawczy
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
65
that teaching in Banská Štiavnica started at least a dozen years earlier. The breakthrough for mining education in AustroHungarian Empire took place in 1735. The next stage of this development was the transformation of the school in Banská
Štiavnica in 1770 into the Imperial-Royal Academy of Mining. The other very important centre of mining and geological
education was organized in St. Petersburg. The first mention of the creation of the mining school in Russia is attributed to
the reformist Tsar Peter I and the scientist Michael Lomonosow in the early 18th century. These ideas have been realized by
the Empress Catherine II, who signed the relevant edict in November 1773, establishing St. Petersburg School of Mining
(Gornoje Ucziliszcze) for the engineering personnel. Many graduates of this institution were Polish, later distinguished professionals miners and geologists, who later gave great merits to the Russian and Polish states. Stanisław Kontkiewicz, the
geologist graduated from the St. Petersburg Institute of Mining was one of the initiators of the Mining School “Sztygarka”
in Dąbrowa Górnicza. It was founded in 1889 and still operates. Only a few people know that then in Prussia (now on the
territory of Poland), in Wałbrzych (Waldenburg) acted a school with a similar profile. July 1st 1838 is recognized as a day
of the creation of the Lower Silesian School of Mines in Waldenburg. Since 1860, the School accepted also miners from ore
and lignite mining in Glogau (Głogów) and Hirschberg (Jelenia Góra) and later also from lignite mining district in Grünberg
(Zielona Góra).
Słowa kluczowe:
edukacja górnicza i nauk o Ziemi, Akademia Górnicza i Leśna w Bańskiej Szczawnicy, Instytut Górniczy w Sankt-Petersburgu, Szkoła
Górnicza „Sztygarka” w Dąbrowie Górniczej, Dolnośląska Szkoła Górnicza w Wałbrzychu (Waldenburg)
Key words:
mining and Earth’s science education, Mining and Forest Academy in Banská Štiavnica, Institute of Mining in St. Petersburg, Mining
School “Sztygarka” in Dąbrowa Górnicza, Mining School in Wałbrzych (Waldenburg)
1. Wprowadzenie
Pierwsze szkoły kształcące dla potrzeb górnictwa i nauk
o Ziemi głównie inżynierów i techników zaczęły powstawać
na terenie Europy w XVIII wieku. Wiązało się to z rosnącym
zapotrzebowaniem na specjalistów zajmujących się pozyskiwaniem różnego typu kopalin. Na ogół za najstarszą wyższą
szkołę uznawana jest Akademia Górnicza we Freibergu powstała w 1765 r., a następnie Akademia Górnicza i Leśnicza
w Bańskiej Szczawnicy – 1770 r.1 Instytut Górniczy w SanktPetersburgu – 1773 r., Ecoles de Mines w Paryżu – 1783,
Wyższa Szkoła Górnicza w Clausthal – 1810 oraz Najwyższa
Szkoła Górnicza w Kielcach, potocznie nazywana Kielecką
Akademią Górniczą, utworzona z inicjatywy Stanisława
Staszica w 1816 r. [12].
2. Austro – Wegry
Zachowane dokumenty wskazują jednak, że nauczanie
w Bańskiej Szczawnicy rozpoczęto co najmniej kilkanaście
lat wcześniej. Na terenie Cesarstwa Austro – Węgierskiego
za przełomowy dla edukacji górniczej należy uznać rok 1735;
wtedy to zapoczątkowano szkolenie ekspertów górniczych w
wielu ośrodkach. W tym samym roku Samuel Mikovini, odpowiedzialny za pomiary kartograficzne na terenie Węgier, został
mianowany „Geometrą miast górniczych Dolnych Węgier”.
Wśród jego zadań znalazło się również szkolenie specjalistów w zakresie teoretycznych i praktycznych pomiarów dla
celów górnictwa. W 1735 założył on w Bańskiej Szczawnicy
pierwszą szkołę górniczą na Węgrzech, wzorując się na Szkole
Górniczej (Berg-Schola) w St. Joachimstahl, funkcjonującej
od 1733 r.2. Wybór Bańskiej Szczawnicy nie był przypadkowy:
w miejscu tym teoretyczne wykłady z łatwością mogły być
wsparte praktyczną edukacją przeprowadzaną w miejscowych
laboratoriach, kopalniach oraz hutach [11].
Warto w tym miejscu poświęcić kilka słów warunkom
geologicznym oraz historii rozwoju górnictwa w tym rejonie.
1
2
słow. Banská Štiavnica, niem. Schemnitz, węg. Szelmeczbánya
obecnie Jachymów, miasto w Północnych Czechach, w którym w XVI
wieku odkryto bogate złoża srebra
Góry Szczawnickie to pozostałość wielkiego stratowulkanu
karpackiego, o powierzchni 2000 km² (rys. 1). Sam obszar
występowania rud polimetalicznych wynosi około 300 km².
Złoża kruszców w rejonie Bańskiej Szczawnicy (rys. 2) należą
do epitermalnych złóż żyłowych typu „low – sulphidation”
i są związane z neogeńskim wulkanizmem andezytowym [1].
Żyły kruszcowe mają przebieg NNE – SSW i osiągają długość
do 14 km. Ich miąższość zmienia sie od 0.2 do 2.5 m, chociaż
z danych historycznych wynika, że znajdowano również żyły,
dochodzące nawet do 40 m grubości. Jako pierwsi przybyli
tutaj górnicy i hutnicy pochodzący z Tyrolu, z krajów saskich
oraz z czeskiej Kutnej Hory. Stosowali oni oryginalne metody
wykonywanych ręcznie prac górniczych; wprowadzili nowe
zwyczaje, nazewnictwo, a także zapoczątkowali organizację
gwarecką. Apogeum tych wczesnych prac przypada na wiek
XV. W następnym stuleciu wystąpiło znaczące obniżenie
poziomu wydobycia kruszcu, związane z nowymi odkryciami
geograficznymi (import kruszców z Ameryki) oraz zagrożeniem tureckim, w zasięgu którego znalazły się bogate ośrodki
górnicze. Renesans górnictwa w okolicy Bańskiej Szczawnicy
nastąpił w XVII w. W rejonie Bańskiej Hondrušy działało
kilka kopalń, w których eksploatowano rudy złota i miedzi.
Wprowadzono wówczas wiele innowacyjnych rozwiązań.
W 1627 r. po raz pierwszy na świecie zastosowano czarny
proch strzelniczy do prac przy drążeniu szybu „Daniel”.
Ponadto w okolicy miasta wybudowano sieć sztucznych
zbiorników wodnych (nazwanych z niemieckiego „tajchami”) oraz kanałów, które miały doprowadzać wodę do
napędzania pomp odwadniających poszczególne sztolnie,
a następnie dostarczające je do miejscowych hut. Ten unikatowy
w skali światowej system obejmował 60 sztucznych stawów
o pojemności 7 000 000 m³. Największe wydobycie kruszców
datuje się na rok 1690, kiedy uzyskano 29 ton srebra i 605
kg złota [10].
Powracając do początków edukacji górniczej w Bańskiej
Szczawnicy należy stwierdzić, że chociaż utworzona tam
szkoła kształciła na poziomie wyższym, w programie studiów
przeważały elementy nauczania praktycznego. W latach
50. wieku XVIII przeprowadzono wiele istotnych regulacji
prawnych zmieniających charakter edukacji górniczej, która
poszła w kierunku kształcenia inżynierskiego. Zasadniczym
przełomem w tym zakresie był dekret cesarzowej Marii Teresy,
66
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Rys. 1.Mapa geologiczna Bańskiej Bystrzycy (Schemnitz), Beudant, 1822 (prywatna kolekcja P. Krzywca)
Fig. 1. Geological map of Bańska Bystrzyca (Schemnitz), Beudant, 1822 (private collection of P. Krzywiec)
Rys. 2.Współczesna panorama Bańskiej Szczawnicy i okolic (fot. M. Graniczny).
Fig. 2. Contemporary panorama of Banská Štiavnica and its surroundings (photo M. Graniczny)
ogłoszony 13 grudnia 1762 r., dający nowy impuls dla rozwoju
szkolnictwa i podnoszący je na wyższy poziom. W następstwie
dekretu rok później utworzono Wyższą Szkołę Górniczą w
Bańskiej Szczawnicy oraz Departament Nauk Górniczych w
Pradze. Co więcej, zalecono wprowadzenie nauczania górnictwa i nauk o Ziemi we wszystkich istniejących uniwersytetach
Cesarstwa Austro-Węgierskiego.
Pierwszym profesorem zatrudnionym w Bańskiej
Szczawnicy był Nicolas Joseph von Jacquin (1727÷1817),
z pochodzenia Holender, któremu powierzono prowadzenie
Katedry Chemii, Mineralogii i Metalurgii [12]. Kolejnym
etapem rozwoju stało się przekształcenie szkoły w 1770 r.
w Cesarsko – Królewską Akademię Górniczą. W tym samym
roku z polecenia cesarzowej rozpoczęto również nauczanie
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
leśnictwa. W roku 1846 uczelnia zmieniła nazwę na Akademię
Górniczą i Leśną, składającą się ówcześnie z sześciu katedr
kierowanych przez rektorat umiejscowiony w domu Friza
(rys. 3). Językiem wykładowym był niemiecki. W roku 1869
w związku z narastającymi konfliktami narodowościowymi
językiem wykładowym został węgierski, co spowodowało
odpływ studentów innych narodowości (także Polaków) do
konkurencyjnych uczelni, w tym do Akademii Górniczych
we Freibergu, Leoben i Przybram [1]. W ostatnim okresie
Akademia w Bańskiej Szczawnicy została znacznie rozbudowana, powstały nowe katedry oraz budynki. W 1919 r.
przeniesiono ją do Sopranu, a następnie do Miszkolca, gdzie
funkcjonuje do dnia dzisiejszego. Pierwszymi polskimi studentami Akademii Górniczej w Bańskiej Szczawnicy byli
m.in.: Jan Mieroszewski (dyrektor kopalń w Wieliczce) [15],
Ignacy Jakub Bieńkowski (dyrektor mennicy państwowej
w Warszawie), i Jan Stanisław Okraszewski i wielu innych,
niezidentyfikowanych absolwentów zatrudnionych po studiach w olkuskich i tarnogórskich kopalniach cynku i ołowiu
oraz kopalniach soli w Wieliczce, Bochni, Drohobyczu,
Stebniku i Kałuszu. Zajmowali oni odpowiedzialne stanowiska radców górniczych, urzędników salin, zarządców kopalń,
inspektorów górniczych, mistrzów warzelni, zawiadowców
górniczych, próbobiorców, kontrolerów salin itp.
Bańska Szczawnica nadal żyje górnictwem. W pierwszej
połowie XX wieku na obszarze Hondruša – Herm przystąpiono ponownie do eksploatacji złota i srebra. Na przełomie
lat 80 i 90 XX wieku w Hondrušy rozpoczęto likwidację
kopalń, związaną z ich nierentownością oraz przemianami
ustrojowo – gospodarczymi. W roku 2003 gwałtowny wzrost
cen złota na rynkach światowych spowodował wznowienie
eksploatacji, która jest prowadzona z powodzeniem do dziś
przez prywatną spółkę.
Dziś trudno uwierzyć, że obecnie dziesięciotysięczne
miasteczko pod koniec XVIII stulecia było trzecim co do
wielkości ośrodkiem dawnej Korony Węgierskiej. Bazując
na swojej historycznej świetności i zachowanych zabytkach
w 1993 r. Bańska Szczawnica została wpisana na Listę
Światowego Dziedzictwa Kulturalnego i Przyrodniczego
UNESCO. W 2003 r. powstał tutaj również pierwszy słowacki geopark, obejmujący bardzo ciekawą ścieżkę dydaktyczną w Masywie Paradajz. Tutaj corocznie we wrześniu
organizowane są kilkudniowe obchody słowackiego „Święta
Górnika, Geologa, Hutnika i Nafciarza”. Pierwszego dnia
święta organizowana jest karczma piwna nazywana „Šachtag”.
Jej przebieg i atmosfera do złudzenia przypomina nasze
„Barbórki”. W drugim dniu odbywają się główne, oficjalne
obchody, inicjowane przez burmistrza Bańskiej Szczawnicy
w kościele Świętej Katarzyny zbudowanym w XV w. 3;
a kontynuowane w Centrum Kulturalnym Szczawnicy.
O randze imprezy świadczy lista obecnych gości. W 2012 r.
w obchodach wzięli udział prezydent Republiki Słowackiej
Ivan Gašparovič w towarzystwie ministra gospodarki oraz
ministra środowiska. Środowisko geologiczne reprezentowali przedstawiciele ministerstwa oraz służby geologicznej
Słowacji, stowarzyszenia EuroGeoSurveys oraz reprezentanci
służb geologicznych i ośrodków akademickich krajów ościennych: Chorwacji, Polski, Słowenii i Węgier. Uroczystości zakończył przemarsz głównymi ulicami miasteczka, nazywany
„Świętem Salamandry”. W tym radosnym korowodzie wzięły
udział tysiące mieszkańców oraz przyjezdnych, a cała impreza
stanowi doskonałą promocję górnictwa i geologii.
3. Imperium rosyjskie
Omawiając najstarsze ośrodki edukacji górniczej
i geologicznej nie sposób pominąć Państwowego Instytutu
Górniczego w St. Petersburgu (rys. 4), chociażby z uwagi na
licznych absolwentów z Polski, późniejszych znakomitych
fachowców górników i geologów, którzy oddali wielkie zasługi na rzecz państwa rosyjskiego oraz Polski.
Pierwsze wzmianki dotyczące utworzenia w Rosji szkoły
górniczej przypisuje się reformatorskiemu carowi Piotrowi
I oraz uczonemu Michaiłowi Łomonosowowi na początku
XVIII w. Pomysły te zostały zrealizowane przez carycę
Rys. 3. Dom Fritza siedziba rektoratu Akademii Górniczej i Leśnej w XIX wieku (fot. M. Graniczny)
Fig. 3. Frit’z House seat of the Mining and Forest Academy president’s office in the 19th century (photo
M. Graniczny)
3
zwanym również „słowackim”, ponieważ właśnie w nim począwszy od
1658 r. zaczęto wygłaszać kazania w narodowym języku
67
68
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Rys. 4 Instytut Górniczy w Petersburgu – widok współczesny. (fot. M. Graniczny)
Fig. 4. Mining Institute in St. Petersburg – contemporary view (photo M. Graniczny)
Katarzynę II, która podpisała stosowny edykt w listopadzie 1773 r. ustanawiający w Petersburgu Szkołę Górniczą
(Gornoje Ucziliszcze) w celu kształcenia górniczych kadr inżynieryjnych. Od początku działalności szkoła ta była również
ośrodkiem badań naukowych z zakresu górnictwa i geologii.
Co ciekawe, rzeczywistym inicjatorem i organizatorem szkoły
był Ismaił Tasimow, przedsiębiorca górniczy z Baszkirii, który
wyłożył na ten cel własne środki finansowe. W założeniu
utrzymanie szkoły miały zapewnić środki pochodzące z wydobycia kopalin, z jego przedsiębiorstwa oraz od innych przedsiębiorców — członków komitetu założycielskiego. Fakt ten
niewątpliwie pozytywnie nastawił carycę Katarzynę II, która
zatwierdziła postulaty komitetu założycielskiego i 28 czerwca
1774 nastąpiło uroczyste otwarcie szkoły, do realizacji tego
przedsięwzięcia. Pierwotnym zamysłem organizatorów szkoły
była powszechna dostępność, nie ograniczająca nauczania
tylko do zamożnych studentów.
Do 1792 r. szkoła pozostawała na utrzymaniu przedsiębiorców; w roku 1793 finansowanie uczelni przejęło państwo,
a jej pierwszym dyrektorem został M. F. Sojmonow. W początkowym okresie działalności (lata 1773 – 1803) głównym
zadaniem uczelni było przygotowanie wysokiej klasy specjalistów dla przemysłu górniczego. Słuchaczami szkoły było 19
studentów Uniwersytetu Moskiewskiego, którzy uprzednio
studiowali matematykę, chemię i języki obce (francuski,
niemiecki oraz łacinę). Pierwsi absolwenci ukończyli naukę
w 1776 r. Pod koniec XVIII w. na uczelni studiowało ponad
100 studentów. W 1804 r. szkołę przekształcono w Górniczy
Korpus Kadetów. W latach 1806 – 1811 na potrzeby uczelni
wybudowano monumentalny budynek pod kierunkiem architekta Andrieja Woronichina (twórcy rosyjskiego stylu empire)
na Wyspie Wasilejewskiej, na brzegu Newy — Nabrzeżu
Lejtnanta Szmidta. Architekt połączył w całość stare budynki
i dobudował centralną część gmachu . Jej środkowa część jest
zwrócona ku Newie; tworzy ogromny portyk z 12 doryckimi
kolumnami zwieńczonymi tympanonem [13]
Kolejnym ważnym wydarzeniem w dziejach uczelni
było powołanie w 1817 r. Petersburskiego Towarzystwa
Mineralogicznego, które z czasem objęło swoją działalnością całą Rosję i kontynuuje swoją działalność do dziś, jako
Wszechzwiązkowe Towarzystwo Mineralogiczne. W 1825 r.
zaczęto wydawać „Gornyj Żurnał” (Czasopismo Górnicze),
jedno z pierwszych na świecie pism poświęconych technice
górniczej. Założono również Muzeum Górnicze, istniejące do
dziś, posiadające wspaniałe zbiory mineralogiczne z całego
świata. W 1834 r. doszło do kolejnej reorganizacji i zmiany
nazwy szkoły na Instytut Korpusu Inżynierów Górniczych.
Miała ona charakter zamknięty, a jej profil przypominał uczelnię wojskową. W 1866 szkoła stała się ponownie uczelnią
ogólnodostępną; poszła za tym ponowna zmiana nazwy na
Instytut Górniczy (Gornyj Institut). Wtedy zaczęła również
nadawać tytuły adiunkta i profesora. U schyłku XIX w. wykładowcami Instytutu byli światowej klasy geolodzy tacy
jak: N. I. Kokszarow, P. W. Jeremiejew, A. P. Karpiński, D. P.
Konowałow, J. S Fiodorow, W. Muszkietow i wielu innych [5].
Wracając do zagadnienia dostępności uczelni warto
zaznaczyć, że mogli w niej studiować tylko carscy poddani,
przy czym odsetek studentów nie będących wyznania prawosławnego był ograniczony, np. katolików przyjmowano nie
więcej niż 10 % [9]. Ograniczenia te dotyczyły w dużej mierze
studentów pochodzenia polskiego, których wysyłał na studia
Wydział Górnictwa Komisji Przychodów i Skarbu Królestwa
Polskiego. Wielu polskich absolwentów – geologów wielce
zasłużyło się później w rozwój nauki oddając swoje usługi
zarówno na rzecz państwa rosyjskiego jak i Polski. Należeli
do nich między innymi: Witold Zglenicki – geolog naftowy,
zwany również „polskim Noblem” [2], Michał Łempicki
– przemysłowiec, inżynier górniczy i geolog autor Mapy pokładów węgla Basenu Polskiego Polskiego [7], Aleksander
Michalski – geolog i paleontolog autor Mapy Królestwa
Polskiego, wchodzącej w skład Mapy geologicznej Rosji
Europejskiej, Bohdan Grąbczewski – generał, etnograf, topograf i geolog, Leonard Feliks Stefan Jaczewski – geolog, badacz i kartograf Syberii [3], Stanisław Kontkiewicz - geolog,
badacz złóż rud metali na Uralu i w okolicy Krzywego Rogu,
współorganizator Państwowego Instytutu Geologicznego,
Karol Bohdanowicz – wybitny geolog, „największy znawca Azji”, dyrektor Rosyjskiej Służby Geologicznej oraz
Państwowego Instytutu Geologicznego [8], Stefan Czarnocki
– geolog, badacz złóż ropy naftowej na terenach Rosji, dy-
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
rektor Państwowego Instytutu Geologicznego [14], Arnold
Saryusz Makowski – geolog, badacz Kirgizji, Turkiestanu
i Kaukazu, organizator Stacji Geologicznej Państwowego
Instytutu Geologicznego w Dąbrowie Górniczej, kartograf
Polskiego Zagłębia Węglowego [6], Stanisław Doktorowicz
– Hrebnicki – geolog, badacz Zabajkala oraz autor wielu prac
mających kardynalne znaczenie dla górnictwa węglowego
w Polsce i badań karbonu [4, 17], Henryk Czeczott – górnik,
profesor tejże uczelni, następnie kierownik Katedry Górnictwa
Akademii Górniczej w Krakowie, Henryk Korwin-Krukowski - górnik i metalurg, profesor i rektor Akademii
Górniczej w Krakowie, Stanisław Doborzyński – inżynier
gwarectwa węglowego hrabiego Renard w rejonie dąbrowskim i wykładowca w Szkole Górniczej „Sztygarce”, a także
Wincenty Choroszewski inżynier górniczy wspominany
w historii badań geologicznych Wołynia.
4.Królestwo Polskie
W 1881 roku absolwent Instytutu Górniczego
w Petersburgu Stanisław Kontkiewicz oraz grupa polskich
inżynierów i działaczy przemysłowych: Jan Marian Hempel,
Wincenty Choroszewski, Wincenty Kosiński, Jan Strassburger,
Hieronim Kondratowicz, a także Henryk Czeczott, rozpoczęli
intensywne zabiegi mające na celu otwarcie szkoły górniczej
w Królestwie Polskim, na terenie Zagłębia Dąbrowskiego.
Co ciekawe, na siedzibę szkoły zaproponowano zabytkowy
zamek w Będzinie. Starania te zakończyły się fiaskiem wskutek sprzeciwu władz carskich. Kolejną propozycją był obiekt
w Dąbrowie Górniczej, zaprojektowany przez Franciszka
Lanziego, zbudowany w 1841 r. z przeznaczeniem na szpital
górniczy (rys. 5). Obiekt był wzniesiony w modnym wówczas
stylu neogotyckim. Ostatecznie zabiegi grupy inicjatywnej
powiodły się i w lutym 1889 r. nastąpiło oficjalne otwarcie
Szkoły Górniczej „Sztygarka”. Egzaminy wstępne odbyły
się w dniach 6÷7 listopada 1889 r. Zgłosiło się stu piętnastu
kandydatów; egzamin zdawało siedemdziesięciu czterech,
przyjęto na pierwszy rok nauki trzydziestu uczniów. Wobec
dużego napływu kandydatów, do egzaminu dopuszczono tylko
tych, którzy mogli się wykazać roczną praktyką w kopalni lub
półroczną w hucie. Nauka była płatna 20 rubli rocznie i trwała
cztery lata. Część młodzieży korzystała ze stypendiów. Od
1890 r. uczniów obowiązywało prawo noszenia jednolitych
mundurów.
Pierwszym dyrektorem szkoły był Rosjanin Dymitr
Bryłkin, który według zgodnej opinii ówczesnych wychowanków był nie tylko znakomitym fachowcem, ale także wielkim
przyjacielem młodzieży. Wysoki poziom teoretycznego i praktycznego przygotowywania do zawodu górniczego i hutniczego uczniów zapewniali wybitni wykładowcy polscy, m. in.
Hieronim Kondratowicz4 oraz geolog Stanisław Kontkiewicz.
Wielu absolwentów „Sztygarki” wsławiło się z czasem
w pracy naukowej lub społecznej: dr Konstanty Tołwiński,
jeden z najwybitniejszych polskich geologów – nafciarz, dr
Adam Piwowar – geolog, podróżnik, założyciel dąbrowskiego
oddziału Towarzystwa Kultury Polskiej, czy Piotr Przesmycki
– autor wielu prac z geologii Zagłębia Dąbrowskiego. Ze
Szkoły Górniczej wyszedł także Wasyl Jaworski, jeden
z najwybitniejszych geologów i paleontologów radzieckich.
W listopadzie 1899 r. w „Sztygarce” wybuchł bunt przeciw szykanom narodowościowym ówczesnego dyrektora
Dmitriewa, zakończony relegowaniem kilku uczniów oraz
wstrzymaniem promocji do następnych klas.5 Uczniowie brali
również czynny udział w zamieszkach rewolucji lutowej 1905
r. We wrześniu zorganizowali strajk, żądając wprowadzenia
wielu reform i nauki w języku polskim W związku z zaangażowaniem uczniów w te wydarzenia władze carskie w listopadzie
1905 r. zamknęły szkolę na pięć lat. W 1910 r. szkoła została
otwarta ponownie i działała do wybuchu I wojny światowej. 6
sierpnia 1912 r. w sali Dąbrowskiej Resursy otwarto Muzeum
Geologiczne powstałe z inicjatywy wychowanków szkoły
Piotra Przesmyckiegio i Adama Piwowara W połowie 1914
r. po wkroczeniu Austriaków szkoła została zamknięta i przekształcona w koszary. Bezskuteczne były interwencje władz
miejskich i przemysłowców, zniszczeniu uległy zarówno
pomieszczenia, pomoce naukowe, literatura jak i Muzeum
Geologiczne. W niepodległej Polsce we wrześniu 1919 r. po
raz trzeci w swej historii szkoła została otwarta tym razem
pod nazwą Państwowej Szkoły Górniczej i Hutniczej, przyj-
Rys. 5.Szkoła górnicza „Sztygarka” w Dabrowie Górniczej
Fig. 5. Mining School “Sztygarka” in Dąbrowa Górnicza
4
5
69
Autor „Górnictwa” (1903) – pierwszego w Polsce nowoczesnego podręcznika górnictwa.
Wydarzenie to stało się inspiracją sztuki Gabrieli Zapolskiej „W Dąbrowie Górniczej”.
70
PRZEGLĄD GÓRNICZY
mując imię założyciela swej poprzedniczki, czyli Akademii
Górniczej w Kielcach, Stanisława Staszica. Pierwszym dyrektorem został inż. Zygmunt Rajdecki. W szkole obok istniejących wydziałów górniczego i hutniczego powstały dwa nowe:
elektromechaniczny i miernictwa kopalnianego. Nauka trwała
cztery lata i kończyła się egzaminem. Absolwenci uzyskiwali
tytuł technika określonej specjalności. Adam Piwowar, Piotr
Przesmycki i Leon Berbecki byli pierwszymi absolwentami
szkoły, którzy objęli w niej stanowiska nauczycieli. Wśród absolwentów znalazł się też prof. Edward Ciuk, badacz formacji
węgli brunatnych Polski Grono nauczycielskie dążyło w tym
czasie do postawienia szkoły na jak najwyższym poziomie.
Ponownie uruchomiono Muzeum Geologiczne. Uzupełniało
ono realizację programu geologii w zakresie rozpoznawania
minerałów i skał przez uczniów, powstały nowe pawilony
(III) – pawilon wykładowy i (IV) – warsztaty mechaniczne
oraz trzypiętrowy gmach mieszkalny dla personelu. W celu
zapoznania uczniów z naturalnym środowiskiem górniczym,
w którym mieli w przyszłości pracować, zbudowano sztolnię
z udostępnionymi pokładami węgla kamiennego, istniejącą
jako obiekt muzealny do dnia dzisiejszego [16].
5. Prusy Zachodnie
Niewiele osób jednak wie, że na terenie ówczesnych
Prus, a obecnie na terytorium naszego kraju – w Wałbrzychu
(Waldenburg) – działała szkoła o podobnym profilu. Do końca
XVIII wieku górnictwo na terenie Dolnego Śląska uzależnione
było od migracji robotników z okręgów górniczych Mansfeld
i Wettin. Stopniowo w regionie zaczęto podejmować we własnym zakresie próby pozyskiwania wyszkolonych technicznie
pracowników. W tym celu uruchamiano szkoły podstawowe,
w których nauczycielami byli urzędnicy górniczy; w ramach
zajęć dodatkowych uczyli młodych mężczyzn, w pomieszczeniach kopalnianych, zawodu górnika.5 Ci urzędnicy, którzy
zdecydowali się na udzielanie lekcji we własnych domach
otrzymywali wynagrodzenie w wysokości 24 talarów rocznie
oraz niewielkie dofinansowanie opłat czynszowych, opału
i oświetlenia.
Po wojnach toczonych z wojskami napoleońskimi
w latach 1813÷1815 coraz wyraźniejsza stawała się potrzeba
powołania na Dolnym Śląsku centralnej, specjalistycznej
szkoły górniczej. Nie powiodła się jednak próba znalezienia odpowiedniego nauczyciela do prowadzenie zajęć
z przedmiotów podstawowych; napotkano także na trudności
przy sprowadzaniu do Wałbrzycha potencjalnych uczniów
z okolicznych kopalń. W zaistniałej sytuacji kontynuowano
nauczanie na poziomie podstawowym w poszczególnych
okręgach. Niekorzystne dla rozwoju edukacji górniczej było
także to, że uczniowie uczęszczający na prowadzone w ograniczonym zakresie szkolenia górnicze byli zmuszeni do pracy
na całą zmianę – zjeżdżali do kopalni na 12 godzin dziennie.
W końcu jednak doszło do założenia jednej centralnej
szkoły górniczej dla Dolnego Śląska. Naczelny Urząd
Górniczy w dniu 2 kwietnia1838 r. złożył wniosek dotyczący założenia szkoły górniczej w Wałbrzychu oraz jej filii
w Tarnowskich Górach.
1 lipca 1838 r. jest uznawany za dzień utworzenia
Dolnośląskiej Szkoły Górniczej. Nauczanie odbywało się
zgodnie z instrukcją dla kursów przygotowujących do zawodu
rębacza w Dolnośląskiej Szkole Górniczej z dnia 19 czerw
6
W dokumentach źródłowych znajduje się wzmianka o majstrze zmianowym Crone, który już przed rokiem 1800 prowadził na poziomie podstawowym systematyczne nauczanie dla okręgu Gottesberg (Boguszów).
2015
ca 1838 r., opracowaną przez radcę górniczego Erdmanna.
Nauczanie prowadzone było przez 3 dni w tygodniu (12 godzin), w pomieszczeniach Urzędu Górniczego. Cały kurs trwał
dwa lata. Niestety nie zachowały się żadne akta z tego okresu
i dlatego nie jest możliwe odtworzenie pełnej listy uczestników szkoleń. Nauczyciele, którzy pracowali w ramach zajęć
dodatkowych, z powodu wykonywania zadań służbowych nie
byli w stanie zawsze prowadzić nauczania; w rezultacie prowadzone lekcje nie odpowiadały aktualnemu stanowi wiedzy.
W wyniku przeprowadzonej reorganizacji osiągnięto ostatecznie upragniony cel. Pierwszy kurs z 25 uczniami podzielonymi
na dwie klasy rozpoczął się w dniu 1 maja 1847 r. Liczba
godzin lekcyjnych pozostała taka sama, ale w dniach, kiedy
prowadzono nauczanie w szkole, uczniowie musieli zjeżdżać
do kopalni na sześć godzin, a nie na osiem. W październiku
1847 r., radca górniczy Tantscher został nowym dyrektorem
Urzędu Górniczego w Wałbrzychu. Udało mu się doprowadzić
do wybudowania nowego budynku szkoły górniczej oraz do
zatrudnienia zawodowych nauczycieli. Warunkiem przyjęcia do szkoły było posiadanie co najmniej dwuletniej pracy
w górnictwie, znajomość zawodu rębacza, jak również odbycie służby wojskowej. Zaprzestano zjeżdżania do kopalni.
Podczas pięciu dni w tygodniu nauczanie prowadzono przez
sześć godzin, a w soboty przez osiem (38 godzin tygodniowo). Zgodnie z §10 Regulaminu Szkolnego: Ubranie ucznia
Szkoły Górniczej składa się ze zwykłego fartucha górniczego
z częścią skórzaną, czarnych spodni i czarnego krawata. Bez
tego ubrania uczniowi nie wolno udawać się do urzędów lub
przychodzić do Szkoły Górniczej. Samowolne przyozdabianie ubrania lub nieuprawnione noszenie na nim odznaczeń,
które przysługują tylko urzędnikom, jest surowo zabronione.
Wprawdzie uczniowi Szkoły Górniczej wolno założyć ubranie
cywilne, jednak należy unikać przy tym wszelkich elementów
luksusowych i zwracających uwagę.
Od roku 1860 do szkoły mogli być również przyjmowani także górnicy z okręgów wydobywczych rudy i węgla
brunatnego Glogau (Głogów) i Hirschberg (Jelenia Góra),
nieco później również z okręgu węgla brunatnego Grünberg
(Zielona Góra).
W roku 1887 zmieniono rozkład lekcji. Uczniowie ponownie mieli zjeżdżać do kopalni na całe dwa dni, a podczas
pozostałych czterech uczęszczać do szkoły. Wprowadzono
także zajęcia z zakresu pierwszej pomocy i ratownictwa górniczego. W 1903 r. do programu nauczania włączono nowe
przedmioty: prawo, maszynoznawstwo, elektrotechnikę,
a także rachunkowość w górnictwie.
Autorom nie udało się ustalić absolwentów szkoły wałbrzyskiej legitymujących się polskim pochodzeniem.
W czasie I wojny światowej jesienią 1916 r. szkoła została zamknięta. W trakcie wojny poległo sześciu uczniów.
Reaktywowanie nauki podjęto na przełomie 1920 / 1921 r.
Zmiany polityczne w Niemczech odzwierciedliły się stosunkowo szybko w profilu nauczania Od października 1933 r.,
co dwa tygodnie podczas dwóch dni po południu, wprowadzono zajęcia ze sportów obronnych. Rok później uczniowie zostali wcieleni do jednostek SA oraz do NarodowoSocjalistycznego Niemieckiego Związku Studentów.
Warunkiem przyjęcia do szkoły stała się przynależność do
jednostek SA lub SS. Do programu nauczania włączono takie
przedmioty, jak: higiena rasowa, kierowanie ludźmi, nauka
o rasach i historia Niemiec, opracowana przez narodowo-socjalistycznych historyków. Podczas pięciu semestrów nauki
liczba godzin lekcyjnych wynosiła odpowiednio od 23 do 26
godzin tygodniowo.
Działalność szkoły przerwała II wojna światowa. Jej dawny budynek stoi nadal w Wałbrzychu przy ulicy Pankiewicza 5.
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Druk artykułu współfinansował Państwowy Instytut
Geologiczny-Państwowy Instytut Badawczy w Warszawie temat nr 62.9611.1401.00.1
Literatura
1.
2.
3.
4.
5.
6.
7.
Górecki J., Sermet E.: 2009 – O najstarszej uczelni górniczej na świecie i srebrno – złotych salamandrach w Bańskiej Szczawnicy, Dzieje
górnictwa – element europejskiego dziedzictwa kultury, t. 2, pod. red.
P. P Zagwożdżona i M. Magdziarza, Wrocław, s. 105 ÷ 116
Graniczny M., Marks L., Urban H.: 2006 - Witold Zglenicki (1850 –
1904) – niezwykły geolog i filantrop, Prz. Geol. Nr. 6, t. 54
Graniczny M., Urban H., Wołkowicz S., Wołkowicz K.: 2010 – Wkład
geologów polskich w odkryciu złóż surowców mineralnych Syberii
i Dalekiego Wschodu, Biuletyn PIG, Warszawa, Nr 439 (2), 2010:
475 ÷ 489
Graniczny M., Rejman A., Urban H., Zdanowski A.: 2011a, Stanisław
Doktorowicz – Hrebnicki (1888 – 1974), Stanisław Doktorowicz Hrebnicki – życie i podróże geologiczne w świetle dzienników żony
– M. Hrebnicka, Wokół Geologii ISBN 978-83-7538-808-4: 11÷21
Graniczny M., Urban H., Wołkowicz S., Wołkowicz K.: 2011b – Służba
Geologiczna Rosji – wczoraj i dziś, Przegląd Geologiczny, nr 5, Tom
59, 2011: 400÷404
Graniczny M., Miecznik J. B., Urban H., Wołkowicz S., Wołkowicz K.:
2012 – Losy Państwowego Instytutu Geologicznego w czasie II wojny
światowej – wspominając tych, którzy odeszli, Biuletyn PIG nr 448 (2):
479÷493
Graniczny M., Wołkowicz S., Wołkowicz K., Urban H., Kowalski Z.,
Zdanowski A.: 2013 – Postęp kartografii geologicznej na górnym
8.
9.
10.
11.
12.
13.
14.
15.
16.
17.
71
Śląsku w świetle wybranych map historycznych od Leopolda von
Bucha do Stanisława Doktorowicz – Hrebnickiego, 2013, LXXXII
Zjazd Naukowy Polskiego Towarzystwa Geologicznego, Ustroń 19 – 21
września 2013: 21÷23
Graniczny M., Urban H., Wołkowicz S., Wołkowicz K.: 2014 – Karol
Bohdanowicz (1864÷1947) – Dyrektor dwóch służb geologicznych:
rosyjskiej i polskiej (w 150. rocznicę urodzin), Przegląd Geologiczny,
nr 2, vol. 62, 2014: 130÷134
Jaros J.: 1972 – Polacy w Leningradzkim Instytucie Górniczym,
Kwartalnik Historii Nauki i Techniki, Rok XVII, nr 3; 505÷510
Kaňa R.: 2011 – Hondruša v zemi banikov, Banska Štiavnica
Konečny P.: 2012 – 250th Anniversary of the Mining and Forestry
Academy in Banska Štiavnica, Košice
Mitkowski J.: 2010 – Jubileusz Stowarzyszenia Wychowanków
Akademii Górniczo-Hutniczej im. Stanisława Staszica, Vivat Akademia,
nr 5: 5÷8
Sylwestrzak U.: 1974 – 200 lat Leningradzkiego Instytutu Górniczego
Przegląd Geologiczny, nr 11: 559÷561
Urban H., Graniczny M.: - 2009 – Dziewięćdziesiąta rocznica utworzenia Państwowego Instytutu Geologicznego na tle zarysu nauk o Ziemi
w Polsce, Biuletyn PIG, nr 433: 1÷109
Wójcik A.J.: - 2007 - Jan Mieroszewski – Górnik z „Terra banensium”.
Bud. Górn. i Tunel., 2, 35÷49.
http://sztygarka.republika.pl/start.html - Zespól Szkół Zawodowych
„SZTYGARKA” w Dąbrowie Górniczej
Zdanowski A., Rejman A.: 2010 Badania geologiczne Profesora
Stanisława Doktorowicz-Hrebnickiego (1888–1974) w regionie zabajkalskim. Przegląd Geologiczny, tom 58 nr 1/2010, 31÷41.
72
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
Fundacja Rodzin Górniczych dziękuje za 1%
Fundacja pomaga od 1997 roku. Dzięki wsparciu środowiska górniczego pomoc z Fundacji uzyskało już przeszło 5000
rodzin na łączną kwotę 24 mln złotych w postaci stypendiów
dla uczących się dzieci i młodzieży, dofinansowania rehabilitacji i leczenia.
Organizacja nie prowadzi działalności gospodarczej.
Finansowana jest ze składek i darowizn przekazywanych
przez firmy oraz osoby prywatne oraz odliczeń 1 % należnego
podatku.
Fundacja dziękuje za wszystkie darowizny oraz przekazany 1 % podatku za rok 2014 na rzecz jej podopiecznych. Uzyskane środki zostaną przeznaczone na wypłatę stypendiów oraz pomocy finansowej na leczenie i rehabilitację.
Podziękowania należą się także za wsparcie w formie Promocji możliwości przekazania 1 % podatku na
Fundację Rodzin Górniczych, m.in.: PZU SA, PZU Życie
SA, Kompanii Węglowej S.A., Katowickiemu Holdingowi
Węglowemu S.A., Jastrzębskiej Spółce Węglowej S.A.,
Tauron Wydobycie S.A., Konsorcjum PRGiBSz, Centralnej
Stacji Ratownictwa Górniczego S.A., Głównemu Instytutowi
Górnictwa, Węglokoks S.A., Kopex S.A., Stowarzyszeniu
Inżynierów i Techników Górnictwa, Kopalni Guido, Spółce
Restrukturyzacji Kopalń S.A.
W bieżącym okresie Fundacja zbiera środki na dofinansowanie akcji letniej dla sierot po górnikach. Środki wygospodarowane dzięki temu przedsięwzięciu zostaną przeznaczone na wyżej wymieniony cel. Wszystkich zainteresowanych
prosimy o kontakt z organizatorem Panem Jerzym Myśliwym
(Tel. 605-103-863).
Na stronie Fundacji Rodzin Górniczych (www.fundacjafrg.pl) dostępna jest prezentacja podopiecznych, którzy wymagają wsparcia w leczeniu, rehabilitacji czy też sfinansowaniu
zabiegów medycznych nie objętych finansowaniem NFZ.
Jest wśród nich Mateusz, syn górnika, urodzony w 2002 r.
jako wcześniak w zamartwicy, z niedotlenieniem i sepsą.
Zmaga się z porażeniem mózgowym. Pojawiła się szansa Mateusz może samodzielnie chodzić. Zakwalifikowano go
na specjalistyczną operację w USA. Koszt zabiegu to 60 tys.
USD. Kwota jest bardzo duża. Mimo wielu starań nie udało
się zebrać wymaganej kwoty i operacja została odroczona
o kolejny rok. Każdego kto może Fundacja prosi o pomoc.
BM
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
73
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
74
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
– 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/.......................................................................................................................................................................
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
75
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
76
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
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 700,00 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)
p.o Redaktor Naczelny
dr inż. Albin Zdanowski
Nr 6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
77
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 ............................................
78
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2015
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 6/2015
„Elementarz ekonomizacji zarządzania i warunki osiągnięcia
przełomu w tym zakresie w kopalniach węgla kamiennego”
1
dr inż. Jacek Korski
dr inż. Katarzyna Tobór-Osadnik
dr inż. Małgorzata Wyganowska
„Ocena zdolności konkurencyjnej polskiego górnictwa węgla
kamiennego w świetle danych historycznych”
9
dr inż. Zbigniew Rak
dr inż. Jerzy Stasica
mgr inż. Damian Borgieł
mgr inż. Zbigniew Ciepliński
„Wysoko wydajny przodek chodnikowy w warunkach pokładu
325/1 w PG »Silesia«”
16
dr inż. Marek Dudek
inż. Jacek Pawlas
„Analizy kolizyjności w szynowym transporcie pomocniczym”
23
dr inż. Marcin Krause
„Badania zróżnicowania ryzyka wypadków przy pracy na
przykładzie analizy bezwzględnej i wskaźnikowej dla branży
górnictwa i Polski”
35
mgr inż. Joanna Całus Moszko
dr inż. Sławomir Bock
dr hab. inż. Stanisław Prusek
„Badania degradacji ziarnowej wybranych materiałów
zasypowych do likwidacji szybów górniczych”
42
dr inż. Ireneusz Pyka
dr inż. Krzysztof Wierzchowski
„Możliwości oceny zanieczyszczenia handlowego węgla
kamiennego rtęcią na podstawie analiz próbek pokładowych”
50
prof. dr hab. inż. Krystian Probierz
prof. Dr. rer. Nat. Habil. Norbert Volkmann
dr hab. Inż. Marek Marcisz
Dipl.-Ing. Wolfgang Hänsel
„Eksploatacja ropy naftowej metodami górnictwa podziemnego
w danym złożu Wietze”
57
prof. dr hab. Marek Graniczny
mgr Joanna Kacprzak
mgr inż. Halina Urban
dr inż. Albin Zdanowski
„Wybrane ośrodki edukacji górniczej i nauk o Ziemi w Europie
Środkowej i ich związki z Polską”
64
prof. dr hab. inż. Andrzej Lisowski