Pobierz jako PDF - Stowarzyszenie Inżynierów i Techników Górnictwa

Transkrypt

ISSN 0033-216X
11/2016
W GÓRNI
CT
A
W
ZYSZENIE
AR
IN
W
O
KÓ
NI
ÓW I T
IER
EC
N
H
ŻY
ST
BARBÓRKA 2016
Pracownikom przemysłu górniczego
z okazji dnia Świętej Barbary
przekazujemy
najserdeczniejsze pozdrowienia
i życzymy pomyślności
w życiu osobistym i zawodowym
Zarząd Główny
Stowarzyszenia Inżynierów
i Techników Górnictwa
oraz
Redakcja „Przeglądu Górniczego”
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
1
założono 01.10.1903 r.
MIESIĘCZNIK STOWARZYSZENIA INŻYNIERÓW I TECHNIKÓW GÓRNICTWA
Nr 11 (1127) listopad 2016
Tom 72 (LXXII)
UKD 622.333: 622.23: 622.271
Wstrząsy w kopalni podziemnej a roboty strzałowe
w kopalni odkrywkowej – porównanie oddziaływania
na obiekty budowlane
Tremors in the underground mine and blasting in opencast mine – comparison
of the impact on buildings
dr inż. Anna Sołtys*)
dr inż. Józef Pyra*)
dr hab. inż. Dariusz
Chlebowski*)
Treść: W ostatnim kwartale 2015 roku, stacje monitorujące oddziaływanie robót strzałowych w kopalniach odkrywkowych w rejonie
Chrzanowa, zarejestrowały zdarzenia związane z robotami górniczymi prowadzonymi w kopalniach podziemnych. Dokonane
rejestracje drgań pozwoliły na przeprowadzenie analizy ich struktury częstotliwościowej z zastosowaniem filtrowania tercjowego
i algorytmu Matching Pursuit. Porównano również ocenę oddziaływania z zastosowaniem skal SWD i GSI. Przeprowadzone
analizy wskazują na zdecydowanie wyższą intensywność i energię drgań indukowanych robotami górniczymi w kopalni podziemnej, mimo że odległość zdarzeń od miejsca pomiaru była ponad 10-krotnie większa.
Abstract: In the last quarter of 2015, stations monitoring the impact of blasting in opencast mines in the area of Chrzanów, recorded
events associated with the mining works carried out in underground mines. The conducted analysis shows significantly higher
intensity and the energy of vibrations induced by mining works in the underground mine, even though the distance of events
from the point of measurement was more than 10 times higher. Acquired vibration registrations have allowed to perform the
analysis of their frequency structure using one-third octave filtering and Matching Pursuit algorithm. The impact assessment
of vibrations has also been compared with the use of SWD and GSI scales.
Słowa kluczowe:
technika strzelnicza, system monitoringu drgań, oddziaływanie drgań, górnictwo odkrywkowe i podziemne
Key words:
blasting technique, vibration monitoring system, vibration influence, open-pit and underground mining
1. Wprowadzenie
Działalność profilaktyczna kopalń odkrywkowych surowców skalnych coraz częściej zawiera element monitorowania
oddziaływania drgań wzbudzanych w czasie robót strzałowych.
Monitoring prowadzony w obiektach w otoczeniu wyrobiska
górniczego pozwala na dokumentowanie intensywności drgań,
bieżącą kontrolę i ocenę oddziaływania na obiekty (Pyra i in.
*) AGH w Krakowie
2015). Przynosi to pozytywny efekt dla dozoru górniczego,
jak również jest pozytywnie odbierane przez mieszkańców
i użytkowników okolicznych domów. Monitoring w kopalniach odkrywkowych w większości przypadków prowadzony
jest przy wykorzystaniu Kopalnianej Stacji Monitoringu
Drgań (KSMD). Najnowszy model KSMD-APN, wprowadzony do użytku w roku 2013, został wyposażony w pełną
automatykę pomiaru i transmisji danych. Wszystkie dane
pomiarowe są gromadzone na serwerze (Laboratorium Robót
Strzałowych i Ochrony Środowiska AGH), dzięki czemu
2
PRZEGLĄD GÓRNICZY
często stacje pomiarowe KSMD pozostają w czuwaniu
24 godziny na dobę. W rejonach, w których prowadzona
jest również eksploatacja podziemna zdarza się, że KSMD
rejestrują wstrząsy z nią związane. Typowym przykładem
takich zdarzeń są rejestracje wstrząsów, które miały miejsce
w rejonie Chrzanowa.
Podziemnej eksploatacji złóż węgla towarzyszą wstrząsy
o różnej genezie i mechanizmach. W zależności od mechanizmu, energii i odległości hipocentralnej zaistniałych wstrząsów obserwowana jest różna intensywność ich oddziaływania
na powierzchnię terenu. Wstrząsów o energiach E ≥ 104 J
rejestruje się od 3,2 do 6,5 tysięcy rocznie, natomiast wstrząsów silnych o energiach E ≥ 105 J – od 400 do 1000 rocznie
(Barański i in. 2014).
Trudnym elementem działalności profilaktycznej prowadzonej przez kopalnie odkrywkowe w zakresie minimalizacji
oddziaływania drgań wzbudzanych w czasie wykonywania
robót strzałowych, jest ocena ich szkodliwości dla obiektów
budowlanych. Trudności te to przede wszystkim brak jednoznacznego, ogólnie przyjętego podejścia do problemu szkodliwości drgań parasejsmicznych. W normach wielu krajów
źródła drgań są jednoznacznie zdefiniowane, a drgania z nimi
związane oceniane w odpowiedni sposób. Niestety w naszym
kraju bardzo często definiowanie źródła jest uzależnione od
założonego do osiągnięcia celu.
Ciekawym rozwiązaniem w zakresie oceny oddziaływania
drgań parasejsmicznych jest wprowadzenie, przez Główny
Instytut Górnictwa, skal GSI (Barański i in. 2014). Niestety są
one przeznaczone tylko dla oceny oddziaływania wstrząsów
pochodzenia górniczego (eksploatacja podziemna) ze wskazaniem na rejony Górnego Śląska i Legnicko-Głogowskiego
Okręgu Miedziowego. Zaadoptowanie skal GSI do oceny
oddziaływania robót strzałowych w górnictwie odkrywkowym
2016
jest na ten moment niemożliwe, przede wszystkim ze względu
na brak badań i analiz z tym związanych.
Dlatego też celem artykułu jest porównanie oceny oddziaływania drgań wzbudzanych robotami strzałowymi w kopalni
odkrywkowej i drgań zarejestrowanych w czasie wstrząsu
związanego z eksploatacją podziemną węgla kamiennego.
Zdarzenia zarejestrowano w tych samych budynkach, tą samą
aparaturą, co podnosi atrakcyjność i wiarygodność analizy
porównawczej.
W okresie od 30 września do 18 listopada 2015 roku stacje KSMD zarejestrowały zdarzenia niezwiązane z robotami
strzałowymi prowadzonymi w kopalniach odkrywkowych.
Zebrane informacje pozwoliły na powiązanie zaistniałych
zdarzeń z wstrząsami, które miały miejsce w kopalni „Janina”
w Libiążu (Tabela 1). Miejsca wystąpienia wstrząsów oraz
położenie punktów pomiarowych przedstawiono na szkicu
sytuacyjnym (rys. 1).
2. Rejestracje KSMD w Chrzanowie i Płazie od września
do listopada 2015 r.
Kontrola intensywności drgań wzbudzanych robotami
strzałowymi w kopalniach odkrywkowych dolomitu jest
prowadzona w sposób ciągły przez dwie stacje zainstalowane w Chrzanowie i okresowo w miejscowości Płaza. We
wskazanym okresie stacje dokonały szeregu rejestracji drgań,
wśród których można wyodrębnić zdarzenia niezwiązane
z robotami strzałowymi prowadzonymi w kopalniach odkrywkowych. Na rysunkach 2, 3 i 4 dokonano wizualizacji
wyników pomiarów, przez naniesienie maksymalnych wartości prędkości drgań dla składowych poziomych skorelowane
z częstotliwościami, na skale SWD-I normy (PN 1985). Dla
Tabela 1. Charakterystyka wstrząsów – KWK „Janina” w Libiążu
Table 1. Characteristics of tremors – “Janina” coal mine in Libiąż
Data
Czas
Energia, J
30.09.2015
11:13.53
9*108
10.10.2015
23:01.20
5*107
20.10.2015
22:23.06
6*108
18.11.2015
00:27.55
1*109
Współrzędne
x: 35 550, y: - 336 075
z: -350
x: 35 353, y: - 336 091
z: -350
x: 35 612, y: - 336 204
z: -350
x: 35 483, y: - 336 246
z: -350
Rys. 1.Lokalizacja wstrząsów i punktów pomiarowych
Fig. 1. Location of tremors and measuring points
Lokalizacja
pokład 207
ściana 729
pokład 207
ściana 729
pokład 207
ściana 729
pokład 207
ściana 729
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Rys. 2.Wizualizacja intensywności drgań wzbudzanych robotami strzałowymi i wstrząsami w kopalniach podziemnych – stacja nr 1 Chrzanów
Fig. 2. Visualization of the intensity of vibrations induced by
blasting works and tremors in underground mines –
station no. 1 Chrzanów
3
Rys. 4.Wizualizacja intensywności drgań wzbudzanych robotami strzałowymi i wstrząsami w kopalniach podziemnych – stacja nr 3 Płaza
blasting works and tremors in underground mines – station no. 3 Płaza
wyróżnienia źródła pochodzenia kolorem szarym zaznaczono
wyniki pomiarów dla robót strzałowych, a kolorem brązowym
drgania wzbudzone wstrząsami w kopalniach podziemnych.
Charakterystykę drgań wzbudzonych wstrząsami w kopalniach podziemnych przedstawiono w tabeli 2 dla trzech stacji
monitorujących. W tabeli tej zestawiono również parametry
drgań wzbudzonych w czasie robót strzałowych, dla zdarzenia o najwyższej intensywności w okresie ostatnich dwóch
lat pracy stacji.
Jak wynika z wstępnej analizy rysunków, drgania wzbudzane wstrząsami w kopalni podziemnej, w przypadku stacji
nr 1 i 2, mają wyraźnie wyższą intensywność. Intensywność
drgań rejestrowanych na stacji nr 3 jest porównywalna dla
jednego, jak i drugiego źródła.
3. Analiza porównawcza drgań wzbudzonych robotami
strzałowymi i wstrząsami w kopalniach podziemnych
Rys. 3.Wizualizacja intensywności drgań wzbudzanych robotami strzałowymi i wstrząsami w kopalniach podziemnych – stacja nr 2 Chrzanów
blasting works and tremors in underground mines – station no. 2 Chrzanów
Dla porównania drgań parasejsmicznych, wzbudzanych
przez dwa różne źródła, przeprowadzono następujące analizy:
– analizę struktury drgań z zastosowaniem filtrowania tercjowego,
– ocenę oddziaływania z zastosowaniem skal SWD i analizy
pośredniej,
– analizę czasowo-częstotliwościową z zastosowaniem
algorytmu MP,
– ocenę oddziaływania z zastosowaniem skal GSI.
Analizie poddano przebiegi drgań charakteryzujące się
najwyższą intensywnością dla każdej ze stacji, zarówno dla
robót strzałowych, jak i wstrząsów w kopalniach podziemnych (wytłuszczenie w tabeli 2). Wybrane przebiegi drgań
4
PRZEGLĄD GÓRNICZY
przedstawiono na rysunkach 5, 6 i 7 w postaci sejsmogramów
dla trzech składowych pionowej z i poziomych x i y. Dla ułatwienia czytelności rysunków przebiegi dla robót strzałowych
przedstawiono kolorem zielonym, a dla wstrząsów kolorem
brązowym. Wybrany przebieg do analizy zaznaczono na
rysunku pogrubieniem linii.
Dodać należy, że stacje pomiarowe KSMD montowane
są na fundamentach budynków, co jest zgodne z wytycznymi
2016
normy (PN 1985). Ocena z zastosowaniem skal GSI wymaga
pomiarów drgań gruntu (Barański i in. 2014), czyli zachodzi w
tym przypadku pewna niezgodność z założeniami. Nie stanowi
to jednak przeszkody w proponowanej analizie, gdyż jej celem
jest porównanie intensywności i struktury zarejestrowanych
drgań dla tych samych warunków pomiaru, a nie dokonanie
istotnej oceny oddziaływania drgań na obiekt.
Tabela 2. Intensywność drgań wzbudzonych wstrząsami w kopalniach podziemnych
Table 2. The intensity of vibrations induced by tremors in underground mines
Data
Czas
30.09.2015
30.09.2015
10.10.2015
20.10.2015
18.11.2015
18.11.2015
11:15:00
11:15:28
23:02:05
22:25:36
00:28:17
00:28:45
7,05
0,18
1,24
3,91
2,34
0,21
03.12.2014
13:43:33
2,15
30.09.2015
30.09.2015
10.10.2015
20.10.2015
18.11.2015
18.11.2015
19.11.2015
11:15:01
11:15:25
23:02:08
22:24:02
00:28:19
00:28:43
04:33:13
2,63
0,27
0,36
1,35
1,10
0,18
0,19
17.07.2014
13:42:59
0,49
30.09.2015
20.10.2015
18.11.2015
11:15:01
22:23:54
00:28:19
0,50
0,48
0,31
06.08.2015
13:33:58
1,64
uz
Prędkość drgań, mm/s
ux
uy
Stacja nr 1 - Chrzanów
3,33
3,24
0,40
0,53
0,68
0,66
4,30
2,92
2,95
3,17
0,32
0,57
dla robót strzałowych
3,32
1,66
Stacja nr 2 - Chrzanów
2,31
2,14
0,40
0,38
0,63
0,97
2,67
4,72
2,35
2,70
0,45
0,53
0,35
0,21
1,79
0,53
Stacja nr 3 - Płaza
0,91
1,30
1,22
0,88
0,48
0,57
1,16
0,89
fz
Częstotliwość, Hz
fx
fy
11,2
4,6
11,5
11,2
9,7
3,1
9,4
6,5
5,7
5,4
5,2
5,6
6,4
6,0
7,2
5,4
4,8
5,4
10,6
7,6
8,3
9,6
6,8
7,0
7,1
7,9
6,0
6,0
4,7
5,1
6,5
5,1
4,8
5,0
6,0
7,5
5,8
5,5
5,4
4,6
4,8
5,9
7,4
5,6
5,8
8,8
10,3
5,0
8,8
9,8
8,2
8,5
8,1
6,5
22,7
10,9
10,9
Rys. 5.Sejsmogramy drgań dla stacji nr 1: a) roboty strzałowe, b) wstrząs w kopalni podziemnej
Fig. 5. Seismograms of vibrations for station no. 1 a) blasting, b) tremor in the underground mine
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
5
Analizując sejsmogramy drgań oraz dane zawarte w tabeli
2 należy ponownie stwierdzić, że intensywność, oceniana na
podstawie maksymalnej wartości prędkości, jest wyraźnie
wyższa dla drgań wzbudzanych w czasie wstrząsów (dla stacji
nr 1 i 2) oraz zbliżona dla stacji nr 3. Częstotliwości skorelowane z wartościami maksymalnymi prędkości są również
w podobnym zakresie. Tylko dla składowej pionowej (stacja
nr 3), dla drgań wzbudzanych w czasie robót strzałowych,
częstotliwość przekracza 20 Hz.
Z tabeli 2 wynika również, że najsilniej odczuły wstrząs
z 20.10.2015 r. budynki zlokalizowane w Chrzanowie,
natomiast w Płazie najbardziej odczuwalny był wstrząs
z 30.09.2015 r.
6
PRZEGLĄD GÓRNICZY
4. Analiza struktury drgań z zastosowaniem filtrowania
tercjowego
W celu dokładniejszego porównania struktury drgań
wzbudzanych przez dwa źródła przeprowadzono analizę
2016
z zastosowaniem filtrowania tercjowego, a efekt w postaci
porównania histogramów maksymalnych prędkości drgań dla
częstotliwości środkowych poszczególnych pasm tercjowych
przedstawiono na rysunkach 8, 9 i 10.
Rys. 8. Porównanie intensywności i struktury drgań wzbudzonych dla sejsmogramów z rys. 5
Fig. 8. Comparison of the intensity and structure of vibrations induced for seismograms
shown in fig. 5
Rys. 9. Porównanie intensywności i struktury drgań wzbudzonych dla sejsmogramów z rys. 6
Fig. 9. Comparison of the intensity and structure of vibrations induced for seismograms
shown in fig. 6
Rys. 10. Porównanie intensywności i struktury drgań wzbudzonych dla sejsmogramów
z rys. 7
Fig. 10. Comparison of the intensity and structure of vibrations induced for seismograms shown in fig. 7
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Jak wynika z rysunków 8, 9 i 10 struktura zarejestrowanych drgań wykazuje duże podobieństwo i tylko w przypadku stacji nr 1 (rys. 8) intensywność drgań o częstotliwości
dominującej (7,94 Hz) jest wyższa dla drgań wzbudzanych
robotami strzałowymi. W pozostałych przypadkach drgania
wzbudzane robotami strzałowymi mają o połowę niższą
intensywność.
Można zauważyć, że dla stacji nr 1 i 2 częstotliwości dominujące w strukturze drgań to 5,01, 6,31 i 7,94 Hz, natomiast
dla stacji nr 3 – 6,31, 7,94 i 10,0 Hz. W przypadku stacji nr 3
widać również wyraźny udział w strukturze drgań częstotliwości wyższych (31,62 i 39,81 Hz), co jest związane z techniką
wykonywania robót strzałowych i innym charakterem podłoża
w rejonie zainstalowania stacji monitorującej drgania.
5. Ocena oddziaływania drgań z zastosowaniem skal SWD
i analizy pośredniej
Dokonując oceny oddziaływania drgań parasejsmicznych
na obiekt budowlany z zastosowaniem normy (PN 1985),
można korzystać ze skal SWD. Skale te zostały opracowane
przy założeniu, że drgania oddziałujące na obiekty, o określonych w normie wymiarach, są długotrwałe (np. kilka godzin
dziennie) i uwzględniają efekt zmęczenia.
Prowadzone analizy drgań z zastosowaniem skal SWD
opiera się na nanoszeniu pomierzonych maksymalnych
wartości prędkości w korelacji z przynależnymi częstotliwościami. Są dwie metody prowadzenia analizy – metoda
bezpośrednia i metoda pośrednia. Dla zdarzeń impulsowych,
krótkotrwałych, sporadycznych, a do takich zaliczane są
zarówno drgania wzbudzane w czasie robót strzałowych
w kopalniach odkrywkowych, jak i wzbudzane wstrząsami
w kopalniach podziemnych, należy stosować metodę pośrednią. W takim przypadku do oceny ich wpływu, według skal
SWD, wymagane są rejestracje pełnych przebiegów składowych poziomych drgań. Analizę pełnych przebiegów składowych x, y przeprowadza się przez filtrowanie sygnału filtrem
7
tercjowym. Tak otrzymane wyniki, jako histogram maksymalnych wartości prędkości odpowiadającej częstotliwości
środkowej pasma tercjowego, nanoszone są na skale SWD
z przypisaniem im skutków odpowiadających danej strefie.
Efekt oceny oddziaływania dla wybranych przebiegów
drgań dla maksymalnej składowej poziomej przedstawiono
na rysunkach 11, 12 i 13.
Tylko w przypadku stacji nr 1 roboty strzałowe wzbudziły
drgania o intensywności wyższej niż wstrząsy i przekraczającej w niewielkim stopniu granicę B (rys. 10a). W przypadku
pozostałych stacji wstrząsy wzbudziły drgania o wyższej intensywności zbliżonej do granicy B (rys. 12 i 13). Na rysunku
10b widać również, że o szkodliwości drgań nie decyduje
częstotliwość dominująca 6,31 Hz, lecz 12,59 Hz, która jest
najbardziej zbliżona do granicy B. Praktycznie, zarówno
drgania wzbudzone wstrząsami w kopalni podziemnej, jak
i robotami strzałowymi w kopalni odkrywkowej, należy
zakwalifikować do II strefy oddziaływania skali SWD-I –
drgania odczuwalne, ale nieszkodliwe dla obiektu.
Ocena oddziaływania drgań parasejsmicznych z zastosowaniem skal SWD nie uwzględnia czasu trwania. Samo
pojęcie drgania krótkotrwałe (według normy trwające nie
dłużej niż 3 minuty w ciągu doby) nie jest do końca dobrym
wyróżnikiem, w przypadku analizy drgań pochodzących
z różnych źródeł. Zostało to zauważone przy konstruowaniu skal GSI, w których wprowadzono czas jako istotny
parametr opisujący intensywność oddziaływania drgań na
obiekt. Drgania wzbudzone w czasie wstrząsu, związanego
z eksploatacją podziemną, są zaliczane do krótkotrwałych,
a jednak skale GSI dla tej wąskiej grupy drgań rozróżniają skutki
oddziaływania, których intensywna faza trwa w przedziałach
czasowych: do 1,5 s, między 1,5 a 3,0 s oraz ponad 3 sekundy.
Skale SWD oceniają intensywność drgań z uwzględnieniem ich częstotliwości, nie biorą w ogóle pod uwagę czasu
trwania oddziaływania. Dlatego też w ostatnim okresie czasu
obserwuje się zainteresowanie analizami czasowo-częstotliwościowymi, w których parametr czasu może być uwzględniony, przykładowo, w postaci energii sygnału (Sołtys 2015).
Rys. 11. Ocena oddziaływania drgań dla stacji nr 1: a) roboty strzałowe, b) wstrząs w kopalni podziemnej
Fig. 11. Assessment of the impact of vibrations for station no. 1 a) blasting, b) tremor in the underground mine
8
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2016
6. Analiza czasowo-częstotliwościowa z zastosowaniem
algorytmu MP
Jedną z metod badania struktury drgań, która pozwala
zlokalizować częstotliwości w czasie jest analiza Matching
Pursuit (MP) (Sołtys 2015). W wyniku analizy z zastosowaniem algorytmu MP uzyskuje się, za pomocą funkcji identyfikowanych, jako atomy Gabora, informacje o częstotliwościach
wchodzących w strukturę drgań. Atomy te opisywane są
czasem wystąpienia i czasem trwania, amplitudą oraz energią.
Każdy atom Gabora (elementarny sygnał o określonej częstotliwości) wyjaśnia pewien procent energii drgań – suma
energii atomów daje energię sygnału. Dopasowywanie atomów Gabora do sygnału oryginalnego zostaje zatrzymane po
wyjaśnieniu 95% energii. W strukturach mniej złożonych do
osiągnięcia celu wystarczy czasem kilka atomów.
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
9
Tabela 3. Wynik analizy MP dla drgań zarejestrowanych przez stację nr 1 - roboty strzałowe (rys. 4a)
Table 3. Results of analysis of the MP for vibrations recorded by station no. 1 – blasting (fig. 4a)
Nr
atomu
0
1
2
3
4
Częstotliwość
Hz
7,5
7,3
5,6
9,9
5,2
Amplituda atomu
Czas trwania atomu
mm/s
s
2,731
0,65
0,511
0,82
0,546
0,65
0,590
0,32
0,523
0,37
Energia sygnału wyjaśniona
Energia sygnału całkowita
Energia atomu
(mm/s)2
1827,2
80,1
73,2
42,4
37,6
2060,6
2141,6
Udział w energii
sygnału
89%
4%
3%
2%
2%
Rys. 14. Obraz przestrzenny i mapa Wignera-Ville’a drgań zarejestrowanych przez stację nr 1 - roboty strzałowe
Fig. 14. Spatial image and Wigner-Ville map of vibrations recorded by station no. 1 – blasting
Wyniki analizy MP, dla zdarzeń z rysunku 5, przedstawiono w tabelach 3 i 4 oraz na rysunkach 14 i 15 w postaci
struktury przestrzennej i mapy Wignera-Ville’a. Z danych
zawartych w tabelach 3 i 4 wynika, że drgania wzbudzone
wstrząsem w kopalni mają dwukrotnie większą energię oraz
bardziej złożoną strukturę częstotliwościową – drgania od
robót strzałowych charakteryzuje 5 atomów Gabora, a od
wstrząsu 12 atomów (w tabeli zestawiono tylko 7 atomów).
W przypadku drgań wzbudzonych robotami strzałowymi
atom 0 wyjaśnia 89% energii, a jego czas trwania wynosi 0,65
s, natomiast atom 0 w strukturze drgań wzbudzonych wstrząsem ma czas trwania 1,48 s, a wyjaśnia tylko 38% energii
sygnału oryginalnego. Czas trwania poszczególnych atomów
Gabora jest dobrze przedstawiony na mapach Wignera-Ville’a
(rys. 14 i 15).
Tabela 4. Wynik analizy MP dla drgań zarejestrowanych przez stację nr 1 - wstrząs w kopalni podziemne (rys. 4b)
Table 4. Results of analysis of the MP for vibrations recorded by station no. 1 – tremor in the underground
mine (fig. 4b)
Nr
atomu
0
1
2
3
4
5
6
Częstotliwość,
Hz
7,0
5,2
11,1
6,9
5,7
5,8
3,9
Amplituda atomu
Czas trwania atomu,
mm/s
s
1,697
1,48
2,599
0,51
1,818
0,23
1,230
0,36
0,333
4,34
1,331
0,21
0,892
0,37
Energia sygnału wyjaśniona
Energia sygnału całkowita
Energia atomu
(mm/s)2
1606,8
1287,1
288,7
203,4
180,8
138,4
110,0
4198,4
4422,0
Udział w energii
sygnału
38%
31%
7%
5%
4%
3%
3%
Rys. 15. Obraz przestrzenny i mapa Wignera-Ville’a drgań zarejestrowanych przez stację nr 1 – wstrząs w kopalni
podziemnej
Fig. 15. Spatial image and Wigner-Ville map of vibrations recorded by station no. 1 – tremor in the underground mine
10
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2016
Rys. 16. Histogram atomów Gabora drgań zarejestrowanych przez stację nr 1 –
roboty strzałowe
Fig. 16. Histogram of Gabor atoms of vibrations recorded by station no. 1 – blasting
Rys. 17. Histogram atomów Gabora drgań zarejestrowanych przez stację nr 1 –
wstrząs w kopalni podziemnej
Fig. 17. Histogram of Gabor atoms of vibrations recorded by station No. 1 – tremor in the underground mine
Informacje o porównywanych zdarzeniach zawarte
w tabelach 3 i 4 zostały przedstawione graficznie na rysunkach
16 i 17 w postaci histogramów atomów Gabora. Informacja o
częstotliwości atomu Gabora i jego amplitudzie została uzupełniona o procentowy udział atomu w wyjaśnieniu energii
sygnału.
Podsumowując analizę MP, należy podkreślić fakt, że,
pomimo iż drgania wzbudzone wstrząsem w kopalni mają
bardziej złożoną strukturę częstotliwościową, zarówno
w przypadku wstrząsu, jak i drgań wzbudzonych robotami
strzałowymi, zakres charakterystycznych częstotliwości
w sygnale, jak również amplitudy atomów Gabora są zbliżone,
a o energii i oddziaływaniu decyduje czas trwania drgań. Ten
właśnie aspekt został ujęty w analizie oddziaływania prowadzonej z zastosowaniem skal GSI.
7. Ocena oddziaływania z zastosowaniem Górniczej Skali
Intensywności GSIGZWKW 2012v
Od kilku lat do oceny oddziaływania wstrząsów pochodzenia górniczego, a więc zdarzeń sporadycznych, stosuje
się Górnicze Skale Intensywności (skale GSI) (Barański i in.
2014). Istotną zaletą tych skal jest ich nowoczesność i nowe
podejście do oceny - na podstawie pomiaru drgań i przewidywanych skutków. Skutki dla drgań o określonej intensywności
zostały wskazane na podstawie licznych obserwacji zdarzeń.
Najnowsza wersja skali z 2012 roku zawiera również ocenę
odporności dynamicznej budynków, co pozwala określić, jaki
poziom drgań podłoża jest dla obiektów bezpieczny, czyli
gwarantuje brak wystąpienia uszkodzeń (Barański i in. 2014).
Dodać należy, że ewentualny pomiar drgań należy wykonywać na gruncie (w podłożu obiektów budowlanych).
Parametry stosowane w skali GSI, to:
– maksymalna amplituda prędkości drgań poziomych
PGVHmax, wyznaczona jako wypadkowa poziomego maksimum długości wektora,
– czas trwania składowej poziomej prędkości drgań tHv, który
oznacza przedział czasu zawarty pomiędzy tymi momentami czasowymi, kiedy intensywność Ariasa osiąga 5%
i 95% swojej wartości.
Zmienność wektora drgań poziomych w czasie oraz obliczenie czasu trwania drgań tHv, dla zdarzeń przedstawionych
na rysunku 4, przedstawiono na rysunkach 18 i 19.
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
11
Rys. 18. Zmienność w czasie wektora PGVH drgań poziomych zarejestrowanych przez stację nr 1 – zdarzenia z rysunku 5
Fig. 18. Variability vector PGVH in time of horizontal vibrations registered by the station No. 1 - events from Fig. 5
Rys. 19. Obliczenie czasu trwania drgań zarejestrowanych przez stację nr
1 – zdarzenia z rysunku 5
Rys. 19. Calculations of the duration of vibrations recorded by station no.
1 – events from fig. 5
Porównanie parametrów drgań, dla robót strzałowych
i wstrząsu, obliczonych dla przeprowadzenia oceny oddziaływania z zastosowaniem skali GSI, zestawiono w tabeli 5.
Z rysunków 18 i 19 oraz danych zawartych w tabeli 5 wynika, że drgania wzbudzone w czasie robót strzałowych mają
prawie trzykrotnie mniejszą intensywność Ariasa, dwa razy
krótszy czas trwania i istotnie mniejszy wektor prędkości
drgań poziomych. Wyniki analizy (według danych z tabeli
5) naniesiono na skalę GSIGZWKW 2012v (rys. 20). Dodatkowo
na rysunku 20 przedstawiono również ocenę oddziaływania
pozostałych zdarzeń zarejestrowanych przez stacje pomiarowe
KSMD, a związanych z wstrząsami w kopalni podziemnej.
Tabela 5. Obliczone parametry drgań dla oceny z zastosowaniem skali GSI
Table 5. Calculated parameters of vibrations for assessment with the use of GSI scale
Nr stacji
1
2
3
Źródło drgań
Roboty strzałowe
Wstrząs w kopalni podziemnej
Roboty strzałowe
Roboty strzałowe
Iv, mm2/s
2,58
7,29
1,15
8,08
0,21
0,74
tHv, s
1,10
2,53
1,75
2,95
0,75
2,98
PGVHmax, mm/s
3,35
4,50
1,80
4,82
1,23
1,35
12
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2016
Rys. 20. Ocena intensywności drgań z zastosowaniem skali GSIGZWKW 2012v
Fig. 20. Assessment of vibrations intensity with the use of GSIGZWKW 2012v scale
Z rysunku 20 wynika, że wszystkie zdarzenia należy
zakwalifikować do stopnia 0 skali GSI, czyli są to drgania
całkowicie nieszkodliwe dla wszystkich elementów konstrukcyjnych i niekonstrukcyjnych budynków oraz niepowodujące
powiększania się uszkodzeń już istniejących w budynkach.
Ocena dotyczy budynków zarówno w dobrym stanie technicznym, jak również o dużym naturalnym zużyciu i w złym
stanie technicznym.
Pytanie czy jest to ocena porównywalna z przedstawioną
na rysunkach 11, 12 i 13 ?
8. Podsumowanie
–
–
–
–
Przeprowadzone analizy pozwalają stwierdzić, że:
zarówno drgania wzbudzane od robót strzałowych, jak
i powodowane wstrząsami pochodzenia górniczego, to
zdarzenia sporadyczne o krótkim czasie trwania, a co
za tym idzie, o krótkim czasie oddziaływania na obiekty
budowlane,
w analizowanym przykładzie charakterystyki częstotliwościowe drgań od obu źródeł są istotnie zbliżone,
parametrem istotnie różniącym drgania jest intensywność
Ariasa i energia generowanego sygnału sejsmicznego, co
zostało potwierdzone zarówno analizą MP, jak i oceną
z zastosowaniem skali GSI,
ważnym elementem oceny oddziaływania drgań na obiekty
budowlane jest ich czas trwania i związana z nim energia;
należy poszukiwać metod analitycznych pozwalających
na identyfikację intensywności, częstotliwości i energii
drgań,
– wprowadzenie parametru czasu do skal GSI pozwoliło
na rozróżnienie skutków oddziaływania od wstrząsów o
różnych energiach.
Jest rzeczą charakterystyczną, że czas trwania drgań
wzbudzanych robotami strzałowymi jest wyraźnie krótszy
(rys. 19 i 20), a jednocześnie ocena ich oddziaływania nie
uwzględnia tego parametru.
Brak parametru czasu w ocenach oddziaływania robót
strzałowych skłania do podjęcia badań, które pozwolą, podobnie jak w przypadku skal GSI, na uwzględnienie energii
analizowanych drgań.
Literatura
BARAŃSKI A., KLOC L., KOWAL T., MUTKE G. 2014 - Górnicza Skala
Intensywności Drgań GSIGZWKW-2012 w odniesieniu do odporności
dynamicznej budynków. Konferencja - Oddziaływania Wstrząsów
Górniczych na Obiekty Budowlane i Infrastrukturę. Politechnika
Krakowska.
PN-B-02170:1985 - Ocena szkodliwości drgań przekazywanych przez
podłoże na budynki.
SOŁTYS A. 2015 - Analiza oddziaływania na otoczenie drgań wzbudzanych
przez roboty strzałowe z zastosowaniem metody Matching Pursuit.
Monografia – Wydawnictwa AGH, Kraków.
PYRA J., SOŁTYS A., WINZER J. 2015 - Monitoring drgań wzbudzanych
robotami strzałowymi – 2 lata pracy zautomatyzowanego systemu
pomiarowego KSMD. „Przegląd Górniczy” nr 7.
Artykuł wpłynął do redakcji - czerwiec 2016
Artykuł akceptowano do druku 26.09.2016
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
13
UKD 622.333: 622.336.77
Wybór źródła kapitału obcego w finansowaniu inwestycji
górniczych
The choice of the source of foreign capital in the context of mining investment
Dr hab. inż. Tomasz Niedoba*)
Dr inż. Robert Ranosz*)
Treść: Niniejszy artykuł został poświęcony zagadnieniu kosztu kapitału obcego w kontekście przeprowadzanych inwestycji górniczych. Wzięto pod uwagę dwa źródła kapitału obcego, a mianowicie: kredyty bankowe oraz obligacje korporacyjne.
W artykule wykazano, iż banki muszą zaoferować niższe oprocentowanie długu w stosunku do obligacji. Ustalono również, iż
na maksymalną wysokość oprocentowania kredytu bankowego mają wpływ między innymi takie czynniki, jak: okres trwania
inwestycji (finansowania inwestycji), udział kapitału obcego w finansowaniu oraz koszt kapitału własnego. Stwierdzono również, iż przedsiębiorstwo górnicze przy wyborze źródła finansowania zewnętrznego nie może kierować się jedynie poziomem
oprocentowania długu, a decyzja ta powinna zostać podjęta w kontekście przeprowadzanej inwestycji (jej wartości).
Abstract: This paper was devoted to the issue of capital cost in the context of investment to be carried out. In the paper, two sources of
foreign capital were taken into account, namely: bank loans and corporate bonds. It has been shown, that the banks must offer
a lower interest rate of debt in relation to the bonds. It was also found that the maximum height of the bank loan interest rates
is affected by such factors as: the duration of the investment (investments), the participation of foreign capital in financing
and the cost of equity capital. It was also found that the mining company, while choosing external financing sources, cannot
be guided only by the interest of the level of debt, and this decision should be taken in the context of the investment to be
carried out (its value).
Słowa kluczowe:
inwestycje górnicze, oprocentowanie kredytu bankowego, okres trwania inwestycji, udział kapitału obcego
Key words:
mining investments, the interest rate on a bank loan, the duration of the investment, the share of foreign capital
1. Wstęp
Koszt pozyskiwanego kapitału przez przedsiębiorstwa
górnicze ma duże znaczenie, zarówno w kontekście przeprowadzonych przez nie inwestycji, jak i wartości tych przedsiębiorstw. Przedsiębiorstwo górnicze może finansować swoją
działalność kapitałem własnym oraz obcym pozyskanym od
podmiotów zewnętrznych, którymi mogą być np. banki. Poza
bankami istnieje również możliwość np. emisji obligacji korporacyjnych. Głównym celem przy wyborze źródła kapitału
jest jego koszt.
W przypadku kapitału własnego kosztem tym jest m.in.
koszt utraconych korzyści, z inwestycji wolnych od ryzyka
(przyjmuje się, iż stopa ta to oprocentowanie 10-letnich
obligacji skarbowych) oraz ryzyko, na jakie narażony jest
właściciel kapitału. Koszt kapitału własnego ustalany jest na
*) AGH w Krakowie
podstawie różnych modeli, wśród których najpopularniejszym jest model CAPM (ang. Capital Asset Pricing Model).
Metodologia szacowania kosztu przy użyciu wskazanego
modelu została opisana w wielu opracowaniach (Cwynar,
Dżurak 2010, Reilly, Brown 2001, Brigham, Houston 2005,
Luenberger 2003, Brigham, Gapenski 2000).
W przypadku kapitału obcego kosztem jest oprocentowanie pożyczonego kapitału. Rozpatrując zewnętrzne źródła
kapitału w postaci kredytów bankowych oraz obligacji korporacyjnych, należy stwierdzić, iż przy tym samym nominalnym oprocentowaniu korzystniejszym jest zaciągnięcie
długu w postaci obligacji. W odróżnieniu od kredytów bankowych obligacje mogą zawierać wiele dodatkowych opcji,
np. w postaci możliwości zamiany długu na kapitał własny
przedsiębiorstwa górniczego (obligacje zamienne na akcje)
(Dębski 2010, Rutkowski 2007), udziału w zyskach emitenta
(Puzyrewicz 2011), bądź też w postaci kilku terminów wykupu
(Kudła 2009). Jeżeli obligacja zawiera takie opcje dodatkowe,
14
PRZEGLĄD GÓRNICZY
wówczas emitent długu może liczyć na niższy koszt kapitału
w porównaniu z obligacjami, które takiej opcji nie posiadają.
Dodatkowe opcje w obligacji mogą być korzystne zarówno
dla emitenta obligacji, jak i obligatariusza, co w przypadku
emitenta związane jest przede wszystkim ze zmniejszonym kosztem kapitału, a w przypadku obligatariusza - ze
zmniejszonym ryzykiem spłaty zadłużenia (Sierpińska, Bąk
2012). Banki, mając świadomość takiej przewagi obligacji
nad kredytami bankowymi, starają się konkurować o klienta
(przedsiębiorstwo górnicze) niższym oprocentowaniem długu.
Przykładem może tutaj być przedsiębiorstwo Tauron S.A.,
które posiada dług zarówno w postaci obligacji, jak i kredytów bankowych. Jak można wywnioskować z publikowanych
przez tę firmę sprawozdań finansowych, oprocentowanie
kredytu bankowego jest niższe od oprocentowania obligacji
(Skonsolidowane ... 2015). Dla kredytu bankowego koszt ten
wynosi około 3,2%, a w przypadku obligacji około 3,7%.
Autorzy artykułu stwierdzają, iż wpływ na wybór zewnętrznego źródła finansowania inwestycji górniczych,
oprócz poziomu oprocentowania długu, powinny mieć
również inne czynniki. Do głównych czynników zaliczono:
koszt kapitału własnego, strukturę finansowania inwestycji
(wysokość finansowania kapitałem obcym) oraz okres trwania
inwestycji (który jest równy okresowi jego finansowania).
Celem niniejszego artykułu jest przedstawienie zależności
pomiędzy wymienionymi zmiennymi w kontekście wyboru
źródła finansowania. W artykule przedstawiono również krótki
przykład obliczeniowy, w którym zdeterminowano maksymalny poziom oprocentowania kredytu bankowego, tak aby był
on konkurencyjny w stosunku do obligacji korporacyjnych.
gdzie:
n – okres inwestycji od i…….n,
Ko – kapitał obcy
rok – koszt kapitału obcego w postaci odsetek od kredytu
bankowego,
roo – koszt kapitału obcego w postaci oprocentowania
obligacji korporacyjnych,
WACCB –ważony koszt kapitału przy finansowaniu inwestycji kredytem bankowym,
WACCO –ważony koszt kapitału przy finansowaniu inwestycji obligacjami
gdzie:
Kw – kapitał własny
Kc – kapitał całkowity (Ko+Kw)
Rw – koszt kapitału własnego
Zatem równanie (1) można zapisac następująco:
2. Model oceny wyboru źródła kapitału obcego
Wpływ na wybór zewnętrznego źródła kapitału może
mieć wiele czynników. W artykule założono, iż podstawowym i najistotniejszym kryterium decydującym o wyborze
zewnętrznego źródła kapitału do przeprowadzenia inwestycji
jest efektywność inwestycji mierzona wskaźnikiem NPV.
Przedsiębiorstwo górnicze wybierze to źródło, które będzie
miało wyższą wartość NPV. W przypadku gdy oprocentowanie długu będzie takie samo dla kredytów bankowych, jak
i dla obligacji korporacyjnych, wówczas przedsiębiorstwo
górnicze wybierze finansowanie poprzez obligacje. Wynika
to z faktu, iż w okresie kredytowania, w przypadku obligacji przedsiębiorstwo spłaca jedynie odsetki a pożyczony
kapitał w ostatnim roku obowiązywania umowy. Natomiast
w przypadku kredytów bankowych - poza odsetkami przedsiębiorstwo spłaca również odpowiednią wielkość kapitału.
Przedsiębiorstwo górnicze analizując, które źródło kapitału
wybrać do przeprowadzenia danej inwestycji, będzie musiało
wziąć pod uwagę szereg czynników. W ramach niniejszego
opracowania wzięto pod uwagę następujące:
– okres na jaki udzielany jest kredyt,
– udział kapitału własnego w finansowaniu inwestycji,
– koszt kapitału.
Na podstawie wyprowadzenia przedstawionego poniżej,
którego efektem jest wzór (1), można określić poszczególne
(wymienione) wartości krytyczne, czyli takie, przy których
można zdecydować, która z analizowanych form finansowania
zewnętrznego byłaby korzystniejsza dla przedsiębiorstwa
górniczego.
(1)
2016
zatem:
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Powyższą zależność można przekształcić do postaci wielomianowej (mnożąc stronami przez
(1)
Powyższe równanie przy zadanych współczynnikach
można rozwiązać metodami numerycznymi.
3. Analiza
Na podstawie przedstawionej metodologii przeprowadzono przykład obliczeniowy dla wybranej hipotetycznej
inwestycji, przy wykorzystaniu odpowiedniego algorytmu
obliczeniowego. Aby przeprowadzić badanie, w pierwszej
kolejności przyjęto, iż następujące zmienne są stałe:
– koszt kapitału własnego – 9%,
– oprocentowanie obligacji (kupon) – 3,7%,
– wielkość nakładów inwestycyjnych – 100 mln zł.
Zmienne, takie jak: udział finansowania zewnętrznego,
oprocentowanie kredytu bankowego oraz okres finansowania
są przedmiotem analizy. Przy czym bazowe oprocentowanie
kredytu bankowego zostało ustalone na poziomie 3,2%.
Przeprowadzana analiza ma na celu wskazanie, jaką
maksymalną stopę oprocentowania kredytu może przyjąć
bank, tak aby przedsiębiorstwu górniczemu, w kontekście
przeprowadzanej inwestycji, bardziej opłacało się zaciągnąć
kredyt bankowy, aniżeli wyemitować obligacje korporacyjne. Przyjęto, iż maksymalna stopa oprocentowania kredytu
bankowego będzie w bezpośredni sposób zależeć od okresu
trwania inwestycji, kosztu kapitału własnego oraz udziału
kapitału obcego w finansowaniu inwestycji. Wyniki badania
zaprezentowano na rysunku 1, gdzie przedstawiono maksymalną wysokość oprocentowania w zależności od różnych
poziomów czynników mających wpływ na to oprocentowanie.
Rysunek 1 obrazuje wyniki przeprowadzonej analizy
(przy założeniu kosztu kapitału własnego na poziomie 9%).
Bank oferując umowę kredytową na finansowanie inwestycji, musiałby niemalże w każdym przypadku zaproponować
oprocentowanie kredytu na niższym poziomie, aniżeli oprocentowanie obligacji. Maksymalny poziom oprocentowania
kredytu powinien zmniejszać się wraz ze wzrostem udziału
kapitału obcego w finansowaniu inwestycji, jak i w przypadku
krótszego okresu finansowania. Jeżeli przy założonym koszcie
kapitału własnego okres inwestycji wynosiłby 40 lat, a udział
kapitału obcego w finansowaniu byłby na poziomie 1%,
wówczas maksymalne oprocentowanie kredytu nie mogłoby
przekroczyć 3,65%. W przypadku, gdyby okres finansowania wynosił 3 lata, a udział kaptiału obcego w finansowaniu
inwestycji górniczej wynosiłby 100%, wówczas maksymalne
oprocentowanie kredytu bankowego nie mogłoby przekroczyć
wartości 3,29%. Tak więc wzrost kosztu kapitału własnego
powoduje, iż bank musiałby się zgodzić na niższe oprocentowanie aniżeli oprocentowanie obligacji koropracyjnej.
4. Podsumowanie
Jak wynika z przedstawionej analizy, wybór źródła finansowania inwestycji górniczych jest złożonym problemem.
W procesie wyboru należy wziąć pod uwagę wiele czynników,
spośród których, w celu zaprezentowania metodyki badawczej
w niniejszym artykule, skupiono uwagę na oprocentowaniu
długu, strukturze kapitału, czasie trwania inwestycji oraz koszcie kapitału własnego. Osiągnięte rezultaty analizy wskazują,
iż niższy koszt kapitału oferowany przez banki niekoniecznie
oznacza, że należy wybrać właśnie to źródło finansowania.
Wyznaczenie maksymalnego poziomu oprocentowania
kredytu bankowego jest indywidualną oceną przedsiębiorstwa górniczego i powinien zostać określony oddzielnie dla
każdego projektu inwestycyjnego. Potwierdzono również, iż
Rys. 1.Minimalne oprocentowanie kredytu bankowego w zależności od stopnia finansowania zewnętrznego oraz okresu
finansowania
Fig. 1. The minimum interest rate on bank loans depending on the degree of financing and the funding period
Źródło: opracowanie własne
15
16
PRZEGLĄD GÓRNICZY
przedsiębiorstwo górnicze nie powinno dokonywać wyboru
źródła kapitału jedynie na podstawie wysokości kosztu kapitału obcego.
Literatura
Skonsolidowane sprawozdanie finansowe Grupa Kapitałowa TAURON
Polska Energia S.A. za rok 2015
DĘBSKI W. 2010 - Rynek finansowy i jego mechanizmy. Wydawnictwo
Naukowe PWN, Warszawa.
RUTKOWSKI A. 2007 - Zarządzanie finansami. PWE, Warszawa.
PUZYREWICZ T. 2011 - Przewodnik dla inwestorów. Obligacje na rynku
Catalyst. GPW S.A., Warszawa.
KUDŁA J. 2009 - Instrumenty finansowe i ich zastosowania. Wydawnictwo
Key Text, Warszawa.
2016
SIERPIŃSKA M., BĄK P. 2012 - Financial structure of mining sector companies during an economic slowdown. Archives of Mining Sciences
57(4), s. 1089–1100.
CWYNAR A., DŻURAK P. 2010 - Systemy VBM i zysk ekonomiczny.
POLTEX, Warszawa.
REILLY F.K., BROWN K.C. 2001 - Analiza inwestycji i zarządzanie portfelem. Polskie Wydawnictwo Ekonomiczne. Warszawa.
BRIGHAM E.F., HOUSTON J.F. 2005 - Podstawy zarządzania finansami.
Polskie Wydawnictwo Ekonomiczne. Warszawa.
LUENBERGER D.G. 2003 - Teoria inwestycji finansowych. Wydawnictwo
Naukowe PWN. Warszawa.
BRIGHAM E.F., GAPENSKI L.C. 2000 - Zarządzanie finansami 1. Polskie
Wydawnictwo Ekonomiczne. Warszawa.
Artykuł wpłynął do redakcji – lipiec 2016
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 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
17
UKD 622.33: 622.336.763.33
Oprocentowanie obligacji zamiennych
na surowce w kontekście oprocentowania
obligacji zwykłych
Coupon rate of convertible bonds for raw materials in the
context of the interest rates on ordinary bonds
Dr inż. Robert Ranosz*)
Treść: Niniejszy artykuł został poświęcony oprocentowaniu obligacji zamiennych na surowce w kontekście oprocentowania obligacji
zwykłych. W artykule zbadano o ile powinna zostać obniżona stopa procentowa (oprocentowanie obligacji) w stosunku do
obligacji zwykłych, tak aby przedsiębiorstwo górnicze odniosło z tego tytułu korzyści określone na bazie uproszczonych zdyskontowanych przepływów pieniężnych.
Abstract: This paper describes the interest rate on convertible bonds for raw materials in the context of interest rate on ordinary bonds.
In this paper, it was examined how much should the interest rate be reduced (the interest rate on bonds) in relation to ordinary
bonds, so that the mining company benefits from it. The benefits are determined on the basis of simplified discounted cash
flows.
Słowa kluczowe:
obligacje zamienne na surowce, oprocentowanie kuponowe obligacji, obligacje zwykłe, opłacalność inwestycji
Key words:
convertible bonds for raw materials, interest on coupon bonds, ordinary bonds, return on investment
1. Wstęp
Finansowanie górniczych przedsięwzięć inwestycyjnych
to jeden z najistotniejszych problemów finansowych stawianych przed polskim przemysłem wydobywczym. Jednym
z narzędzi finansowania inwestycji mogą być obligacje, które
w ostatnich latach stały się obiektem dużego zainteresowania
ze strony polskich i światowych przedsiębiorstw górniczych.
Swoją popularność zawdzięczają przede wszystkim swojej
elastyczności oraz możliwości pozyskania kapitału o niższym
oprocentowaniu. Z uwagi na dużą popularność rynek obligacji
korporacyjnych ulega ciągłemu rozwojowi, którego efektem
jest wbudowywanie w obligacje nowych opcji. Dodatkowe
opcje w obligacji sprawiają, iż koszt kapitału pozyskanego w
drodze emisji takiej obligacji jest niższy aniżeli w przypadku
obligacji zwykłej (Fabozzi 2000, Brigham, Houston 2005).
Do najpopularniejszej opcji w obligacji zalicza się możliwość
ich zamiany (konwersji) na akcje. Poza wymienioną opcją
w obligacji dopuszcza się również możliwość wbudowania
w obligację opcji dającej możliwość konwersji na surowiec.
Celem artykułu jest zbadanie, o ile powinno być niższe oprocentowanie obligacji zamiennych na surowce w stosunku
do obligacji zwykłych, tak aby emitent (przedsiębiorstwo
górnicze) odniósł z tego tytułu korzyści.
2. Podstawowe rodzaje opcji wbudowanych w obligacje
Obligacja jest jednym ze źródeł finasowania inwestycji
coraz częściej wykorzystywanych przez polskie przedsiębiorstwa górnicze. Popularność tego źródła finansowania jest
*) AGH w Krakowie
związana w głównej mierze z jego elastycznością. W związku
z ciągle rozwijającym się rynkiem obligacji dodaje się do nich
nowe opcje, które w bezpośredni sposób wpływają na wartość
oprocentowania kuponu obligacji, obniżając jego poziom
w stosunku do obligacji zwykłych (Fabozzi 2000, Brigham,
Houston 2005). Do najpopularniejszych opcji dodatkowych
w obligacjach można zaliczyć:
– obligacje zamienne (convertible bonds) – dają obligatariuszowi możliwości zamiany długu na akcje emitenta.
Tak więc instrument ten łączy w sobie cechy długu oraz
kapitału własnego. W fazie początkowej jest on długiem,
obligatariusz odnosi korzyści w postaci odsetek. W momencie konwersji dług ten może zostać zamieniony na akcje przedsiębiorstwa (emitenta), a obligatariusz otrzymuje
prawo do dywidendy (Brigham, Houston 2005, Dębski
2010, Rutkowski 2007),
– obligacje wymienne (exchangeable bonds) – ich konstrukcja jest zbliżona do obligacji zamiennych na akcje, przy
czym podstawowa różnica polega na możliwości zamiany
długu emitenta na posiadane przez niego akcje innego
przedsiębiorstwa (Kudła 2009),
– obligacje z prawem pierwszeństwa – dotyczą możliwości
wcześniejszego wykupu obligacji (po ustalonej wcześniej
cenie). Obligacje z takim prawem nazywamy callable,
jeżeli takie prawo przysługuje emitentowi oraz puttable,
jeżeli z takiego prawa może skorzystać obligatariusz
(Puzyrewicz 2011, Reilly i in. 2001),
– obligacje z prawem do udziału w zyskach emitenta – opcja
taka pozwala nabywcy obligacji na udział w zyskach
emitenta (Puzyrewicz 2011).
Jako nową formę opcji w obligacji można potraktować
proponowaną przez autora niniejszej publikacji opcję zamiany
obligacji na surowce.
18
PRZEGLĄD GÓRNICZY
3. Oprocentowanie kuponowe obligacji zamiennych na
surowce w kontekście oprocentowania obligacji zwykłych
Wykorzystywanie konkretnego źródła finansowania
inwestycji musi być korzystne zarówno dla inwestora, jak
i podmiotu będącego beneficjentem środków pieniężnych.
W przypadku drugiego z wymienionych najistotniejszym
będzie koszt kapitału, natomiast w przypadku obligatariusza, oprócz korzyści odnoszonych z tytułu otrzymywanych
odsetek, istotny będzie również poziom ryzyka kredytowego.
Poziom tego ryzyka można ograniczać np. poprzez dodawanie do obligacji opcji umożliwiających reakcję inwestora na
zmiany zachodzące w otoczeniu przedsiębiorstwa, któremu
udzielono pożyczki. Opcja dodatkowa w obligacji według F.J.
Fabozziego, E.F. Brighama oraz J.F. Houstona spowoduje,
iż różnica pomiędzy stopą zwrotu z tej emisji a stopą zwrotu
z porównywalnych obligacji zwykłych będzie wyższa
(Fabozzi 2000, Brigham, Houston 2005). Tak więc opcja
dodatkowa w obligacji powinna obniżać ryzyko kredytowe,
a tym samym powinna obniżać również koszt kapitału dla
przedsiębiorstwa. W tej części artykułu dokonano analizy:
o ile koszt kapitału obcego w przypadku obligacji z opcją
zamiany na surowce powinien być niższy od kosztu kapitału
obcego w przypadku obligacji zwykłych (bez opcji), aby
z tego tytułu przedsiębiorstwo górnicze zaczęło odnosić korzyści. Aby przeanalizować powyższą zależność założono,
że przedsiębiorstwo górnicze odniesie korzyści finansowe
gdy przepływy pieniężne FCFE (ang. Free Cash Flow To
Equity) dla inwestycji finansowanej obligacjami zamiennymi
na surowce będą większe lub równe przepływom FCFE, gdy
do sfinansowania inwestycji wykorzystane zostaną obligacje
zwykłe. Wzór 1 zakłada równość, a więc efektem będzie minimalna stopa procentowa (r1), dla której przedsiębiorstwu
górniczemu opłaca się sfinansowanie inwestycji przy użyciu
obligacji z opcją zamiany na surowce.
(1)
gdzie:
FCFE1 –przepływy pieniężne dla inwestycji finansowanej
obligacjami zamiennymi na surowce,
FCFE2 –przepływy pieniężne dla inwestycji finansowanej
obligacjami zwykłymi,
r1 – szukana minimalna stopa procentowa, dla której
finansowanie inwestycji będzie bardziej opłacalne
przy użyciu obligacji zamiennych na surowce
r2 – stopa procentowa nominalna (referencyjna) – taka,
która byłaby użyta przy oprocentowaniu obligacji
zwykłych,
n – okres trwania finansowania (inwestycji).
W przeprowadzonym badaniu założono, iż
symalną wartość oprocentowania obligacji zamiennych na
surowce należy wartość r1 skorygować o strukturę kapitału
finansującą daną inwestycję, zgodnie z formułą określającą
ważony koszt kapitału WACC (ang. Weighted Average Cost
of Capital) (wzór 3).
(3)
gdzie:
WACC – ważony koszt kapitału, który jest równy wartości r1,
D –poziom długu,
Kw –poziom kapitału własnego zainwestowanego,
Kc –całkowity kapitał zainwestowany (D+ Kw),
rD –koszt kapitału obcego (w tym przypadku kupon
obligacji),
rw –koszt kapitału własnego.
Na podstawie wzoru 3 można określić maksymalny poziom oprocentowania obligacji zamiennych na surowce rD
(wzór 4), dla którego wykorzystanie obligacji zamiennych będzie korzystne dla emitenta rzeczonego instrumentu dłużnego.
(4)
W przypadku gdy przedsiębiorstwo finansuje swoją działalność w 100% ze środków zewnętrznych, wówczas wartość
rD będzie równa wartości r1. Dla wybranych założeń przedstawionych w tabeli 1, oszacowano przykładową minimalną
stopę oprocentowania obligacji zamiennych na surowce.
Z uwagi na fakt, iż cena rynkowa surowca może ulegać zmianie w przyszłości, jak również to, że jest trudna do przewidzenia, analizę przeprowadzono przy użyciu metody Monte Carlo,
w której to założono, iż wartość oczekiwana rocznej zmiany
ceny surowca wynosi 25%, a odchylenie standardowe to 20%.
Ponadto założono, iż obligatariusz dokona konwersji obligacji
na surowiec w momencie, gdy cena rynkowa surowca będzie
powyżej ceny, przy której taka konwersja będzie dla niego
opłacalna, czyli w momencie gdy cena rynkowa surowca będzie powyżej ceny konwersji powiększonej o koszty z tytułu
utraconych korzyści w postaci odsetek. Obligatariusz będzie
konwertował zawsze połowę długu. Zatem wynikiem analizy
będzie oczekiwane oprocentowanie obligacji zamiennej na
surowce rD.
Tabela 1. Założenia wstępne do przeprowadzenia przykładu
obliczeniowego
Table 1. Preliminary assumptions to carry out a calculation
example
jest
zmienną niezależną oraz większą od zera. Ponieważ wzór 1
jest tożsamy ze wzorem 2, można zatem założyć, iż stopa r1
będzie określona przez IRR (ang. Internal Rate of Return),
czyli wewnętrzną stopę zwrotu z inwestycji.
(2)
Uzyskana w ten sposób stopa procentowa r1 wyraża
ważony maksymalny koszt kapitału, dla którego inwestycja przy wykorzystaniu obligacji zamiennych na surowce
będzie bardziej opłacalna niż przy wykorzystaniu obligacji
zwykłych do finansowania inwestycji. Aby uzyskać mak-
2016
Zmienna
Czas trwania obligacji
Nominał jednej obligacji
Ilość emitowanych obligacji
Współczynnik konwersji
Cena konwersji
Cena rynkowa surowca
Wartość nominalna emisji
Cena sprzedaży obligacji
Oprocentowanie obligacji r2
Jednostka
lata
PLN
szt.
PLN
PLN
tys. PLN
%
Wartość
7
100
2 000
1.67
60
50
200 000
100
5
Dla tak przyjętych założeń dokonano oszacowania minimalnego upustu (różnica pomiędzy r2 a rD), jaki musiałby
udzielić obligatariusz emitentowi obligacji, aby ta była dla
niego opłacalna. Różnica pomiędzy r2 a rD, jest determinowana
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
przez wielkość stopy referencyjnej oraz współczynnik konwersji. Na wartość upustu wpływ ma również udział kapitału
własnego w finansowaniu.
Pierwszym rozpatrywanym przypadkiem jest wzrost stopy
referencyjnej (r2) w kontekście wielkości udzielanego upustu.
W analizie założono, iż całość inwestycji jest finansowana ze
środków zewnętrznych (zgodnie z tabelą 1).
Jak wynika z przeprowadzonej analizy wraz ze wzrostem stopy r2 rośnie wartość stopy rD, oraz wartość upustu,
natomiast procentowa wartość upustu ulega obniżeniu.
Przedsiębiorstwo górnicze jest skłonne zgodzić się na mniejszy (w ujęciu procentowym) upust wraz ze wzrostem ryzyka
inwestycyjnego.
W dalszej kolejności badaniu poddano zależność pomiędzy współczynnikiem konwersji a różnicą pomiędzy r2 a rD.
Podobnie jak w przypadku poprzednim założono, iż inwestycja jest finansowana w 100% ze środków zewnętrznych.
Jak wynika z przeprowadzonej analizy, wraz ze wzrostem
współczynnika konwersji wymagana różnica pomiędzy r2
a rD zwiększa się, a wartość upustu wyrażona w procentach
również ulega zwiększeniu. Przedstawiona zależność wynika
z natury współczynnika konwersji, który mówi o tym, ile Mg
surowca może otrzymać obligatariusz za 1 obligację. Wraz
ze wzrostem współczynnika konwersji obligatariusz otrzyma większą ilość ton surowca za tę samą cenę (cenę jednej
obligacji), natomiast przedsiębiorstwo górnicze (emitent)
z tego tytułu poniesie „straty” w postaci utraconych korzyści
19
(obligatariusz nie zapłaci za otrzymany surowiec) w zamian
za umorzenie części długu. Zatem wraz ze wzrostem współczynnika konwersji emitent będzie oczekiwał zmniejszenia
oprocentowania obligacji w stosunku do obligacji bez takiej
opcji.
Ostatnim rozpatrywanym przypadkiem, który wpływa
na wartość upustu, jest struktura finansowania inwestycji.
W tym przykładzie obliczeniowym założono, iż koszt kapitału
własnego przedsiębiorstwa (rw) będzie równy 5%.
Jak wynika z przeprowadzonego badania, wraz ze wzrostem udziału kapitału własnego w finansowaniu inwestycji
rośnie wartość upustu, zarówno wartościowa, jak i procentowa. Przedsiębiorstwo górnicze będzie żądać od obligatariusza większego upustu wraz ze wzrostem udziału kapitału
własnego w finansowaniu inwestycji, gdyż zwiększając
udział kapitałów własnych bierze na siebie ryzyko inwestycji
w procencie odpowiadającym udziałowi kapitału.
4. Podsumowanie
W ramach prowadzonych badań skupiono uwagę na obligacjach zamiennych na surowce w kontekście ich oprocentowania względem obligacji zwykłych. Na podstawie literatury
(Fabozzi 2000, Brigham, Houston 2005) stwierdzającej, iż obligacje z opcją dodatkową powinny być niżej oprocentowane
od obligacji zwykłych zbadano, o ile wartość kuponu powinna
Tabela 2. Zależność pomiędzy stopą minimalną r1 a wartością stopy referencyjnej r2
Table 2. The relationship between the rate of minimum r1 and the value of the reference rate r2
Stopa referencyjna r2
1.0%
2.0%
3.0%
4.0%
5.0%
6.0%
7.0%
8.0%
9.0%
10.0%
11.0%
12.0%
13.0%
14.0%
15.0%
Stopa rD
0.6%
1.5%
2.5%
3.4%
4.4%
5.4%
6.3%
7.3%
8.3%
9.2%
10.2%
11.2%
12.1%
13.1%
14.1%
r2- rD
0.4%
0.5%
0.5%
0.6%
0.6%
0.6%
0.7%
0.7%
0.7%
0.8%
0.8%
0.8%
0.9%
0.9%
0.9%
Procentowa wielkość upustu
81.7%
32.5%
21.1%
16.3%
13.0%
11.4%
10.2%
9.5%
8.3%
8.1%
7.8%
7.5%
7.2%
6.9%
6.6%
Tabela 3. Zależność pomiędzy współczynnikiem konwersji a różnicą pomiędzy r2 i rD (dla stopy referencyjnej r2 = 5%)
Table 3. The relationship between conversion rate and the difference between the r2 and rD (for the reference rate r2 =
5%)
Współczynnik konwersji
0.17
0.33
0.50
0.67
0.83
1.00
1.17
1.33
1.50
1.67
1.83
2.00
Stopa rD
4.95%
4.89%
4.83%
4.78%
4.72%
4.67%
4.59%
4.53%
4.48%
4.41%
4.35%
4.30%
r2- rD
0.05%
0.11%
0.17%
0.22%
0.28%
0.33%
0.41%
0.47%
0.52%
0.59%
0.65%
0.70%
Procentowa wielkość upustu
1.09%
2.21%
3.33%
4.49%
5.57%
6.68%
8.14%
9.34%
10.33%
11.71%
13.01%
13.98%
20
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2016
Tabela 4. Wartość upustu w zależności od poziomu finansowania inwestycji kapitałem własnym
Table 4. The value of the discount depending on the level of equity investments
Udział kapitału własnego w finansowaniu
4.8%
9.1%
13.0%
16.7%
20.0%
23.1%
25.9%
28.6%
31.0%
33.3%
35.5%
37.5%
39.4%
41.2%
42.9%
być niższa w porównaniu z obligacjami zwykłymi, aby inwestycja była opłacalna z punktu widzenia przedsiębiorstwa
górniczego. Jak wykazano w pracy, nie można jednoznacznie
stwierdzić, ile powinien wynosić upust z racji opcji w obligacji. W artykule przedstawiano trzy (zdaniem autora główne)
czynniki, które decydują o wartości upustu dla emitenta obligacji. Zaliczono do nich: poziom stopy referencyjnej (kupon
obligacji zwykłych), poziom współczynnika konwersji oraz
poziom zadłużenia. Jak wykazano, wraz ze wzrostem stopy
referencyjnej poziom wartościowy upustu rośnie, a poziom
procentowy upustu maleje. Procentowa wartość upustu przy
niskiej stopie referencyjnej jest wysoka, co wynika z faktu,
iż stopa referencyjna w bezpośredni sposób odzwierciedla
ryzyko kredytowe na jakie narażony jest inwestor. Jeżeli
ryzyko to jest na niskim poziomie, wówczas emitent może
oczekiwać stosunkowo dużego upustu, gdyż ryzyko zwrotu
kapitału i odsetek przez niego jest stosunkowo niewielkie.
W przypadku współczynnika konwersji - wraz ze wzrostem
współczynnika konwersji poziom oprocentowania obligacji
zamiennych powinien być niższy. Współczynnik konwersji
informuje o tym, ile ton surowca obligatariusz otrzyma za
jedną obligację. Zatem przedstawiona zależność ma swoje
uzasadnienie, gdyż przy wzroście współczynnika konwersji
Stopa rD
4.38%
4.35%
4.33%
4.28%
4.28%
4.25%
4.21%
4.19%
4.15%
4.12%
4.11%
4.07%
4.05%
3.99%
3.98%
r2- rD
0.62%
0.65%
0.67%
0.72%
0.72%
0.75%
0.79%
0.81%
0.85%
0.88%
0.89%
0.93%
0.95%
1.01%
1.02%
Procentowa wartość upustu
12.31%
13.02%
13.47%
14.37%
14.33%
15.09%
15.72%
16.17%
17.00%
17.66%
17.85%
18.53%
19.07%
20.25%
20.32%
obligatariusz za tę samą cenę (jednej obligacji) otrzyma więcej surowca. Zasadnym jest zatem, iż powinien on obniżyć
oprocentowanie obligacji.
Literatura
FABOZZI F.J. 2000 - Rynki obligacji analiza i strategie. Wydawnictwo
Finansowe WIG-PRESS, Warszawa.
BRIGHAM E.F., HOUSTON J.F. 2005 - Podstawy zarządzania finansami 1.
Polskie Wydawnictwo Ekonomiczne, Warszawa.
DĘBSKI W. 2010 - Rynek finansowy i jego mechanizmy – Wydawnictwo
RUTKOWSKI A. 2007 - Zarządzanie finansami, PWE, Warszawa.
KUDŁA J., 2009 - Instrumenty finansowe i ich zastosowania. Wydawnictwo
Key Text, Warszawa.
PUZYREWICZ T. 2011 - Przewodnik dla inwestorów. Obligacje na rynku
Catalyst, GPW S.A., Warszawa.
REILLY F.K., BROWN K.C. 2001 - Analiza inwestycji i zarządzanie portfelem, PWE, Warszawa.
Artykuł wpłynął do redakcji – lipiec 2016
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
21
UKD 622.333: 622.81/.82: 622.86/.88
Znaczenie skojarzonych zagrożeń
naturalnych w kopalniach Górnośląskiego
Zagłębia Węglowego
The importance of associated natural hazards in the Upper
Silesian Coal Basin
Dr hab. inż. Zbigniew Burtan*)
Treść: W artykule przedstawiono uwarunkowania eksploatacji w kopalniach Górnośląskiego Zagłębia Węglowego, które wpływają na
intensyfikację skojarzonych zagrożeń naturalnych. Scharakteryzowano skalę występowania zagrożeń: metanowego, wybuchem
pyłu węglowego, pożarami endogenicznymi, tąpaniami oraz wyrzutami gazów i skał, przedstawiając możliwość koincydencji
tych zagrożeń i przypadki niebezpiecznych zdarzeń wynikających z ich wzajemnego oddziaływania. Wskazano również przykłady kolizyjności skutków metod zwalczania zagrożeń skojarzonych w odniesieniu do zagrożeń: metanowego, pożarowego
i tąpaniami. Treść artykułu potwierdza istotny wpływ zagrożeń skojarzonych na stan bezpieczeństwa w polskim górnictwie
węgla kamiennego.
Abstract: This paper presents the conditions for exploitation in the Upper Silesian Coal Basin and discusses their impact on the intensification of associated natural hazards. The paper describes the scale of hazard-induced dangerous events such as methane
fire and explosions, coal dust explosions, endogenous fire, coal bumps and rock and gas outbursts, as well as highlights the
aspects that lead to their coincidence with one another and related intensification of hazards. In reference to the hazards
associated with methane emissions, self-ignition of coal and seismic activity, the paper discusses cases of how the applied
prevention measures and their effects can collide with one another. The analysis confirms the major influence, the associated
hazards have on the safety in Polish collieries.
Słowa kluczowe:
górnictwo podziemne węgla kamiennego, zagrożenia skojarzone, bezpieczeństwo pracy w górnictwie
Key words:
coal mining, associated natural hazards, occupational health and safety in the mining sector
1. Wprowadzenie
Węgiel kamienny w Polsce, w większości wydobywany
w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym (GZW), zalega w złożonych warunkach geologiczno-górniczych. Wielopokładowa
eksploatacja prowadzona jest na coraz większych głębokościach, w rejonach zaburzeń geologicznych, w obszarach
oddziaływania zaszłości eksploatacyjnych, w resztkowych
partiach złoża oraz w rejonach o dużej metanonośności.
Wybieranie rodzimych pokładów węgla kamiennego, w przeważającej większości, systemem ścianowym z zawałem stropu
charakteryzuje się wysoką, opartą na pełnej mechanizacji procesów urabiania, ładowania i transportu węgla, koncentracją
wydobycia, a znaczny udział tego wydobycia pochodzi z eksploatacji podpoziomowej. Te i inne uwarunkowania wpływają
na ujawnianie się i intensyfikację katastrofogennych zagrożeń
naturalnych, takich jak: metanowe, wybuchem pyłu węglowego, pożarowe, tąpaniami oraz wyrzutami gazów i skał.
Znamienną cechą polskiego górnictwa węglowego jest jednoczesne występowanie tych zagrożeń, które jako zagrożenia
skojarzone dodatkowo powodują wzrost niebezpieczeństwa
prowadzenia robót górniczych. Wzajemne oddziaływanie
zagrożeń naturalnych może wywołać bowiem ciąg niebez*) AGH w Krakowie
piecznych zdarzeń, powodujących wypadki, w tym wypadki
śmiertelne. W sytuacjach koincydencji zagrożeń naturalnych może dochodzić również do kolizyjności skutków ich
profilaktyk, gdzie ograniczenie jednego zagrożenia może
spowodować wzrost innych zagrożeń, a nawet doprowadzić
do wynikających z nich niebezpiecznych zdarzeń.
2. Uwarunkowania występowania zagrożeń skojarzonych
W 2015 r. w Polsce wydobyto 72,2 mln ton węgla kamiennego pochodzącego z 29 kopalń, z których 28 znajduje się
w obszarze GZW (Wyższy Urząd Górniczy 2016). Wskutek
szczerpywania się złóż węgla kamiennego, a co za tym idzie
ograniczenia możliwości produkcyjnych kopalń, a także
z uwagi na spadek cen, zwiększenie kosztów wydobycia oraz
mniejsze zapotrzebowanie gospodarki krajowej, wydobycie
węgla kamiennego w Polsce sukcesywnie spada i zmniejszeniu ulega również liczba kopalń. Spadek wielkości wydobycia i liczby kopalń nie przekłada się na zmniejszenie skali
większości zagrożeń naturalnych, czemu sprzyjają złożone
warunki geologiczno-górnicze oraz regionalna, wynikająca
z eksploatacji złoża w sąsiadujących kopalniach GZW, koncentracja wydobycia (Burtan 2012).
22
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2.1. Głębokość zalegania złoża
Wydobywanie węgla w GZW prowadzone jest na coraz
większych głębokościach. Aktualnie głębokość ta przekroczyła 1200 m, a kilka kopalń prowadzi eksploatację poniżej
1000 m. Średnia głębokość prowadzanych robót górniczych
wynosi około 760 m (Kabiesz i in. 2015). Zwiększenie
głębokości zalegania złoża skutkuje wzrostem: naprężeń
pierwotnych w górotworze, wytrzymałości skał otaczających
i metanonośności pokładów. Wraz z głębokością zmniejsza się
wytrzymałość większości węgli w pokładach oraz zmniejsza
się porowatość skał, powodując obniżenie ich przepuszczalności gazowej. Te niekorzystne zmiany wpływają na wielkość
zagrożeń skojarzonych: tąpaniami, pożarowego, metanowego
oraz wyrzutami gazów i skał (Kabiesz i in. 2015, Zorychta,
Burtan 2008).
2.2. Budowa oraz właściwości fizykochemiczne i mechaniczne górotworu
Roboty górnicze w kopalniach GZW prowadzone są
w warstwach wykształconych pod względem litologicznym
jako kompleks łupków ilastych i piaszczystych oraz piaskowców z pokładami węgla. Właściwości wytrzymałościowe
większości węgli wskazują na ich spadek wraz z głębokością.
Przeciwnie, w skałach otaczających pokłady, z głębokością
zaznacza się nierównomierny, wyraźniejszy w piaskowcach
niż w łupkach ilastych, wzrost ich wytrzymałości (Konopko
i in. 2013). Charakterystyczna dla większych głębokości zalegania złoża grubowarstwowa budowa górotworu przejawia
się występowaniem pokładów grubych oraz zalegających
w utworach stropowych kilkunastu, kilkudziesięciu-metrowych wytrzymałych warstw piaskowców i łupków
piaszczystych, które generują występowanie wysokoenergetycznych wstrząsów, decydujących o zagrożeniu tąpaniami. Wybieranie pokładów grubych na warstwy zwiększa
możliwość wystąpienia pożarów endogenicznych (Zorychta,
Burtan 2008).
Charakterystyczne dla większości pokładów węgla i skał
otaczających w GZW takie właściwości fizykochemiczne jak:
metanonośność, lotność pyłu, skłonność do samozapalenia,
stopień zawilgocenia, zdolności sorpcyjne skał, przepuszczalność gazowa, czy skłonność do iskrzenia decydują o wielkości
zagrożeń: metanowego, wybuchem pyłu węglowego, pożarowego oraz wyrzutami gazów i skał. Z kolei właściwości
mechaniczne skał takie jak: wytrzymałość, zwięzłość i sprężystość warunkują występowanie zagrożenia tąpaniami oraz
wyrzutami gazów i skał (Konopko i in. 2013).
2.3. Zaburzenia tektoniczne
Pośród licznych nieregularności w zaleganiu złóż węgla
do najczęstszych i najbardziej uciążliwych przy prowadzeniu
robót górniczych należą uskoki, zarówno o dużych, jak i
małych zrzutach. Uskoki o dużych zrzutach często wyznaczają granice obszarów górniczych i partii złoża, decydując o
geometrii pól ścianowych i powodując pozostawienie resztek
eksploatacyjnych. Występowanie uskoków, wywołując w
górotworze zmianę pierwotnego stanu naprężenia, wpływa
na potęgowanie zjawisk sejsmicznych. Zarejestrowane do tej
pory wstrząsy o maksymalnych wartościach energii sejsmicznej oraz towarzyszące im katastrofalne w skutkach tąpnięcia
niejednokrotnie miały miejsce w sąsiedztwie uskoków o dużych zrzutach (Zorychta, Burtan 2008). Z kolei przechodzenie
ścianą przez uskok o małym zrzucie, w wyniku ograniczenia
postępu eksploatacji oraz pozostawienie węgla w zrobach
lub w spągu, może prowadzić do samozagrzewania węgla
2016
i powstania pożaru (Krauze, Dziurzyński 2015). Ponadto eksploatacja pokładów o zniszczonej strukturze, ze szczelinami
i pustkami w strefie uskoków, zwiększa zagrożenia: pożarowe, metanowe oraz wyrzutami gazów i skał. Wyrzuty metanu
i skał odnotowane w kopalniach Jastrzębskiej Spółki Węglowej
w większości miały miejsce w rejonie zaburzeń tektonicznych.
2.4. Zaszłości eksploatacyjne i obszary resztkowe
Wiek polskich kopalń oraz wielopokładowy charakter
rodzimych złóż węgla kamiennego powoduje, iż istotną cechą
prowadzonej eksploatacji jest występowanie różnego rodzaju
zaszłości eksploatacyjnych. Oddziaływanie określanych tym
mianem krawędzi eksploatacyjnych i filarów resztkowych
wywołuje w górotworze zwiększenie wartości naprężeń
w rejonach niewybranych calizn węglowych, potęgując intensywność zjawisk geomechanicznych i wpływając na stan
zagrożenia tąpaniami oraz wyrzutami gazów i skał (Zorychta,
Burtan 2008).
Problemem większości polskich kopalń węgla kamiennego, zwłaszcza tych, które w znacznej mierze wyeksploatowały
swoje złoże, jest nieuchronność wybierania złoża uwięzionego
w nieregularnych, resztkowych obszarach, takich jak: filary
ochronne i oporowe likwidowanych szybów i wyrobisk kapitalnych oraz części pokładów pozostawionych w wyniku
zaniechania eksploatacji. Będące konsekwencją sczerpywania
złoża, prowadzenie robót górniczych w obszarach resztkowych związane jest z ujawnianiem się zagrożeń: tąpaniami,
pożarowego i metanowego (Zorychta, Burtan 2008).
2.5. Wielkość i koncentracja wydobycia
W kopalniach ze względów ekonomicznych dąży się
do pozyskiwania jak największego wydobycia z możliwie
najmniejszej liczby jednostek eksploatacyjnych. Uzyskanie
tak rozumianej wysokiej lokalnej koncentracji wydobycia
determinuje nie tylko właściwie zaprojektowany system
eksploatacji, ale przede wszystkim korzystne uwarunkowania
w zaleganiu złoża. Koncentracja wydobycia, osiągana przez
zwiększenie długości ścian i szybkie przemieszczenie się frontu eksploatacyjnego, powoduje wzrost zagrożenia metanowego, pyłowego i tąpaniami, ograniczając poprzez szybki postęp
ścian zagrożenie pożarowe (Kabiesz i in. 2015, Zorychta,
Burtan 2008). W 2015 roku eksploatację węgla kamiennego
w Polsce prowadzono 194 ścianami, z czego 22 ścianami
w najwyższych stanach zagrożenia: metanowego, wybuchem
pyłu węglowego i tąpaniami (Wyższy Urząd Górniczy 2016).
2.6. Eksploatacja podpoziomowa
Będąca efektem ograniczenia nakładów na roboty udostępniające eksploatacja podpoziomowa, polegająca na
doprowadzaniu powietrza do wyrobisk eksploatacyjnych
prądami schodzącymi, od kilku lat realizowana jest na dużą
skalę. Aktualnie na 29 kopalń węgla kamiennego 26 prowadzi
wybieranie poniżej poziomu udostępnienia, a wydobycie w 4
kopalniach w całości pochodzi z podpoziomów. Z eksploatacji
podpoziomowej pozyskiwane jest około 50% całkowitego
wydobycia. Wzrasta również głębokość podpoziomów, która
sięga nawet do 200 m . Eksploatacja podpoziomowa, z uwagi
na sposób i wydłużenie dróg przewietrzania, w coraz większym zakresie wpływa na wielkość zagrożenia metanowego
i pożarowego (Krauze, Dziurzyński 2015). Wystąpienie na
podpoziomach: pożaru, tąpnięcia, wybuchu metanu i pyłu
węglowego może spowodować bardziej katastrofalne skutki,
utrudniając ewakuację załóg górniczych, czy prowadzenie
akcji ratowniczych.
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2.7. Zbieżność uwarunkowań wpływających na występowanie zagrożeń skojarzonych
23
eksploatacji w 2015 roku wydzieliło się 933 mln m3 metanu,
co w przeliczeniu na wydobycie daje wartość 12,9 m3/Mg.
W najbardziej metanowej kopalni KWK „Pniówek” rokrocznie wydziela się ponad 100 mln m3 metanu (2015r. - 116 mln
m3) (Wyższy Urząd Górniczy 2016). Pomimo zmniejszania
się wydobycia i liczby kopalń wartości te są największe
w historii polskiego górnictwa węgla kamiennego.
Od 1990 roku w wyniku zapaleń i wybuchów metanu
zginęły 93 osoby (Wyższy Urząd Górniczy 2016). Zdarzenia
związane z zagrożeniem metanowym w porównaniu do
większości pozostałych zagrożeń charakteryzują się małą
częstością występowania. Odnotowane w ostatnich latach
zapalenia i wybuchy metanu obejmowały również przypadki
ujawniania się innych zagrożeń. Do zapaleń i wybuchów
metanu dochodziło w wyniku pożarów i tąpnięć, a wybuchy
metanu skutkowały wybuchami pyłu węglowego (tabela 2)
(Ćwiek 2011, Kabiesz 2002, Wyższy Urząd Górniczy 2016).
Do nagłych wypływów metanu do wyrobisk dochodziło
w wyniku wstrząsów i tąpnięć, a w efekcie wyrzutów metanu
i skał wydzielały się znaczne ilości metanu (tabela 2).
Analizując wpływ warunków geologiczno-górniczych na
ujawnianie się i intensyfikację skojarzonych zagrożeń naturalnych można stwierdzić, że poszczególne uwarunkowania
w większości wpływają na kilka zagrożeń jednocześnie
(tabela 1) (Konopko i in. 2013).
Do warunków geologicznych wpływających na wzrost
zagrożeń skojarzonych należy zaliczyć dużą głębokość eksploatacji, budowę górotworu oraz właściwości mechaniczne i
fizykochemiczne węgla i skał otaczających, a także zaburzenia
tektoniczne. Z kolei pośród warunków górniczych istotne
znacznie mają zaszłości eksploatacyjne i obszary resztkowe,
wielkość i koncentracja wydobycia oraz eksploatacja podpoziomowa.
3. Poziom zagrożeń skojarzonych
Złożone warunki geologiczno-górnicze w kopalniach
Górnośląskiego Zagłębia Węglowego przyczyniają się do
ujawniania i intensyfikacji katastrofogennych zagrożeń skojarzonych, do których należy zaliczyć zagrożenia: metanowe,
wybuchem pyłu węglowego, pożarami endogenicznymi, tąpaniami oraz wyrzutami gazów i skał, a skala ich występowania
poza zagrożeniem wyrzutami gazów i skał dotyczy wszystkich
lub większości kopalń GZW.
3.2. Zagrożenie wybuchem pyłu węglowego
Zagrożenie wybuchem pyłu węglowego występuje
we wszystkich kopalniach węgla kamiennego. W latach
1922-2015 zaistniało 35 wybuchów pyłu węglowego, przy
czym w 16 przypadkach wybuchy te zostały wywołane
wybuchem metanu, zaś w 2 wybuchem gazów pożarowych
(Wyższy Urząd Górniczy 2016).
Ponieważ w procesach urabiania, ładowania i transportu
około 2% urobku zamienia się w pył węglowy, wzrostowi
potencjalnego zagrożenia wybuchem pyłu węglowego, wynikającego z mechanizacji tych procesów, sprzyja utrzymanie
wysokiej koncentracji wydobycia. Na wybuchowość pyłu
węglowego wpływa występowanie metanu, gdyż ze wzrostem
stężenia metanu obniża się dolna granica wybuchowości pyłu
węglowego.
Choć pył węglowy obok lub wraz z zagrożeniem metanowym i pożarami endogenicznymi stanowi przyczynę największych katastrof w górnictwie, to stosowanie właściwej
3.1. Zagrożenie metanowe
Zagrożenie metanowe obok lub wraz z zagrożeniem wybuchem pyłu stanowi najbardziej katastrofogenne zagrożenie
w kopalniach węgla kamiennego (Burtan 2012). Na 29 kopalń
GZW, 22 prowadzi eksploatację w warunkach zagrożenia metanowego, w tym 15 w najwyższej IV kategorii. W 2015 roku
spośród 194 ścian, 161 ścian (83%) prowadzono w pokładach
metanowych, w tym 91 ścian (47%) w IV kategorii zagrożenia.
Udział wydobycia z pokładów „metanowych” stale rośnie,
wynosząc aktualnie około 78%. W wyniku prowadzenia
Tabela 1. Zbieżność uwarunkowań wpływających na występowanie zagrożeń skojarzonych
Table 1. Concurrent conditions that influence the possible risk of hazards occurring jointly
Wpływ na zagrożenia skojarzone
Warunki
geologiczno-górnicze
metanowe
wybuchem
pyłu
pożarowe
tąpaniami
wyrzutami
gazów i skał
głębokość eksploatacji
+
=
+
+
+
budowa i właściwości mechaniczne
górotworu
=
+
+
+
+
właściwości fizyko-chemiczne
węgla i skał
+
+
+
=
+
zaburzenia tektoniczne
+
=
+
+
+
zaszłości eksploatacyjne
i obszary resztkowe
+
=
+
+
+
wielkość i koncentracja wydobycia
+
+
-/+
+
=
eksploatacja podpoziomowa
+
=
+
+
+
rodzaj wpływu: + wzrost, - spadek, = brak, +/- w zależności od sytuacji;
zacieniowane pola wskazują na zbieżność wpływu
24
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2016
Tabela 2. Wybrane katastrofy z udziałem zapalenia i wybuchu metanu
Table 2. Selected fatal accidents involving methane hazard
Rok
Kopalnia
1961
1974
1974
1985
1987
1990
2002
2002
2003
2003
2006
2008
2008
2009
2011
2014
KWK „Polska”
KWK „Silesia”
KWK „Anna”
KWK „Niwka-Modrzejów”
KWK „Mysłowice”
KWK „Halemba”
KWK „Rydułtowy”
KWK „Pniówek
KWK „Sośnica”
KWK „Brzeszcze”
KWK „Halemba”
KWK „Mysłowice Wesoła”
KWK „Borynia”
KWK „Wujek” ruch „Śląsk”
KWK „Krupiński”
KWK „Mysłowice Wesoła”
Wypadki
śmiertelne
9
34
0
5
17
20
3
1
3
1
23
2
6
20
3
5
profilaktyki tego zagrożenia spowodowało, że w ostatnich
latach wybuchy pyłu węglowego niewywołane wybuchem
metanu występowały sporadycznie (tabela 3) (Cwiek 2011,
Kabiesz 2002, Wyższy Urząd Górniczy 2016). Ostatni taki
wybuch miał miejsce w 2002 r., po 15 latach od wcześniejszego wybuchu bez udziału metanu.
Tabela 3. Wybuchy pyłu węglowego niewywołane wybuchem
metanu
Table 3. Coal dust explosions that were not caused by methane
explosions
rok
1956
1967
1972
1979
1982
1987
2002
kopalnia
KWK „Łagiewniki”
KWK „Wawel-Walenty”
KWK „Szczygłowice”
KWK „Dymitrow”
KWK „Dymitrow”
KWK „Mysłowice”
KWK „Jas-Mos”
wypadki śmiertelne
8
4
0
34
18
18
10
3.3. Zagrożenie pożarowe
Zagrożenie pożarami endogenicznymi występuje we
wszystkich kopalniach GZW, gdzie poza naturalną skłonnością węgla do samozapalenia występuje szereg czynników
potęgujących to zagrożenie. Do najważniejszych z nich należy
zaliczyć wzrastającą głębokość eksploatacji, która wpływa
na wartość naprężeń pierwotnych, skutkujących procesami
tworzenia się stref spękań w pokładach oraz zwiększenie temperatury pierwotnej skał, skracające okres inkubacji pożaru
(Zorychta, Burtan 2008).
W latach 50. XX wieku liczba pożarów była bardzo duża
(200-450 rocznie). W kolejnych latach miał miejsce sukcesywny spadek pożarów, a w ostatnich 10 latach wystąpiło od 3 do
11 pożarów rocznie (Wyższy Urząd Górniczy 2016). Pomimo
znacznego spadku liczby pożarów nadal są one najczęstszymi
spośród innych zdarzeń wywołanych zagrożeniami naturalnymi (Burtan 2012), jednakże od 2004 r. w wyniku pożarów
nikt nie zginął, co potwierdza skuteczność ich szybkiego
wykrywania (Kabiesz i in. 2015).
Wybieranie pokładów zagrożonych tąpaniami, w tym
skutki występowania wstrząsów i tąpnięć oraz stosowanej
Zagrożenia skojarzone
wybuch metanu i pyłu węglowego
tąpnięcie, wybuch metanu i pyłu węglowego
zawał i wybuch metanu
zapalenie metanu i wybuch pyłu węglowego
zapalenie metanu
zapalenie metanu
zapalenia metanu
pożar, wybuch metanu i pyłu węglowego
pożar, wybuch metanu i pyłu węglowego
wybuch metanu
zapalenie metanu
zapalenie metanu
profilaktyki tąpaniowej, może wpływać na możliwość powstania pożaru. Wzrost zagrożenia pożarowego zwiększa
również stosowanie profilaktyki metanowej, zwłaszcza z uwagi na większą intensywność przewietrzania oraz prowadzenie
świeżego powietrza wzdłuż zrobów. Jak już wspomniano,
pożary endogeniczne w zrobach powodowały zapalenia
i wybuchy metanu, niejednokrotnie skutkujące wybuchami
pyłu węglowego.
3.4. Zagrożenie tąpaniami
Zagrożenie tąpaniami występuje w coraz większej liczbie
kopalń. Obecnie na 28 kopalń GZW w 25 eksploatuje się
pokłady zaliczone do zagrożonych tąpaniami, z czego w 14
kopalniach do najwyższego III stopnia zagrożenia. Zwiększa
się udział wydobycia z pokładów zagrożonych tąpaniami,
wynoszący w 2015 roku 51% ogólnego wydobycia, w tym
16 % z pokładów z III najwyższym stopniem zagrożenia.
Wzrasta również zagrożenie sejsmiczne z największą od lat
sumaryczną energią zarejestrowanych wstrząsów wynoszącą
9,7 GJ (Wyższy Urząd Górniczy 2016).
W ostatnich latach zagrożenie tąpaniami objawia się ponad
tysiącem (2015 r. - 1548) wysokoenergetycznych (o energii
>105J) wstrząsów oraz kilkoma zjawiskami tąpnięć i odprężeń
w skali roku. Wybrane zdarzenia zaistniałe wskutek tąpnięć
przedstawiono w tabeli 4 (Wyższy Urząd Górniczy 2016).
Spadek liczby tąpnięć (w latach 1980-95 odnotowano
7-29 tąpnięć rocznie) do kilku zdarzeń (Wyższy Urząd
Górniczy 2016) rocznie jest wynikiem skuteczności profilaktyki tąpaniowej wynikającej z właściwych projektów
eksploatacji oraz doskonalenia metod oceny i zwalczania
zagrożenia tąpaniami.
Po wstrząsach, odprężeniach, a zwłaszcza tąpnięciach
może dochodzić do zwiększonych wypływów metanu do
wyrobisk. Zdarzenia te z uwagi na powstawanie spękań
w caliznach węglowych ułatwiających migrację powietrza
oraz na skutek zatrzymania frontów eksploatacyjnych powodują wzrost zagrożenia pożarami endogenicznymi. Również
aktywna profilaktyka tąpaniowa nie sprzyja ograniczaniu
zagrożenia pożarowego (Matuszewski 1997, Szlązak, Zasadni
2004).
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
25
Tabela 4. Wybrane zdarzenia zaistniałe wskutek tąpnięć
Table 4. Selected accidents caused by rock burst and tremors
Rok
1984
1984
1985
1986
1986
1987
1991
1992
1993
1995
1996
2002
2004
2005
2006
2006
2007
2008
2008
2010
2011
2012
2013
2014
2015
2015
kopalnia
KWK „Czerwone Zagłębie”
KWK „Powstańców Śląskich”
KWK „Siemianowice”
KWK „Bobrek”
KWK „Zabrze-Bielszowice”
KWK „Śląsk”
KWK „Halemba”
KWK „Porąbka Klimontów”
KWK „Miechowice”
KWK „Nowy Wirek”
KWK „Zabrze-Bielszowice’
KWK „Wesoła”
KWK „Halemba”
KWK „Bielszowice”
KWK „Rydułtowy-Anna”
KWK „Pokój”
KWK „Zofiówka”
KWK „Bielszowice”
KWK „Halemba-Wirek”
KWK „Rydułtowy-Anna”
KWK „Jas-Mos”
KWK „Marcel”
KWK „Piekary”
KWK „Borynia-Zofiówka-Jastrzębie”
KWK „Wujek” ruch „Śląsk”
KWK „Halemba-Wirek”
3.5. Zagrożenie wyrzutami gazów i skał
Zagrożenie wyrzutami gazów i skał stanowi jedno z najbardziej niebezpiecznych zagrożeń naturalnych występujących
w górnictwie podziemnym. Największy poziom tego zagrożenia występował w zlikwidowanych w latach 90. XX wieku
kopalniach Dolnośląskiego Zagłębia Węglowego. Aktualnie
zagrożenie to ma miejsce w 4 kopalniach Jastrzębskiej Spółki
Węglowej, gdzie w latach 2002, 2005 i 2012 miały miejsce
wyrzuty metanu i węgla (tabela 5) (Kabiesz 2002, Ćwiek 2011,
Wyższy Urząd Górniczy 2016).
Wszystkie wyrzuty wystąpiły w wyrobiskach korytarzowych w trakcie robót udostępniających i przygotowawczych, a większość z nich, w tym trzy ostatnie miały miejsce
w sąsiedztwie uskoków (Cwiek 2011, Wyższy Urząd Górniczy
2016). Wielkość zagrożenia wyrzutami metanu i węgla wynika
z prowadzenia eksploatacji na coraz większej głębokości,
energia wstrząsu [J]
2x106
1x107
6x107
7x106
1x106
2x106
1x107
1x107
3x105
5x107
5x107
3x107
3x107
8x106
1x108
9x107
8x107
8x105
1x107
7x105
2x106
9x107
3x107
9x107
4x109
9x106
wypadki śmiertelne
3
8
6
9
3
4
5
4
6
5
5
2
1
4
1
1
1
2
-
w sąsiedztwie zaburzeń tektonicznych, w obszarach oddziaływania zaszłości eksploatacyjnych oraz w rejonach podjęcia
robót górniczych w częściach złoża skłonnych do wyrzutów. Wraz z głębokością zwiększają się wartości naprężeń
w górotworze, zmniejsza się wytrzymałość pokładów węgla
i wzrasta ich metanonośność, co przy jednoczesnym obniżeniu się przepuszczalności gazowej węgla przyczynia się do
intensyfikacji tego zagrożenia (Zorychta, Burtan 2008).
4. Rodzaje oddziaływań i kolizyjność profilaktyk zagrożeń skojarzonych
Na podstawie dotychczasowych doświadczeń oraz analizy
możliwej koincydencji zagrożeń naturalnych wyróżnić można
dwa rodzaje oddziaływań miedzy zagrożeniami (Kabiesz
2002, Konopko i in. 2013):
Tabela 5. Wyrzuty metanu i skał w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym
Table 5. Rock and gas outbursts in the Upper Silesian Coal Basin
rok
kopalnia
1979
1979
1984
1984
1984
1986
1987
2002
2005
2012
KWK „Manifest Lipcowy”
KWK „Manifest Lipcowy”
KWK „Zofiówka”
KWK „Zofiówka”
KWK „Zofiówka”
KWK „Brzeszcze”
KWK „Pniówek”
KWK „Pniówek”
KWK „Zofiówka”
KWK „Budryk”
wypadki
śmiertelne
0
1
0
0
0
0
0
0
3
0
ilość metanu,
m3
400
2170
450
250
5 000
300
19 700
52 000
10 200
340
stężenie
metanu, %
85
50
37
ilość skał,
Mg
5
15
95
10
250
350
35
26
PRZEGLĄD GÓRNICZY
– oddziaływania bezpośrednie, kiedy zdarzenie wynikające
z jednego zagrożenia powoduje większą intensywność występowania drugiego zagrożenia lub wywołuje zdarzenia
powodowane innymi zagrożeniami;
– oddziaływania pośrednie, kiedy technologia prowadzenia robót lub zwalczanie jednego zagrożenia powoduje
większą intensywność występowania innych zagrożeń.
Stosowanie metod zwalczania korzystnych dla ograniczenia jednego zagrożenia, a niekorzystnych dla innych
zagrożeń określa się mianem kolizyjności profilaktyk.
4.1. Oddziaływania bezpośrednie
Do przykładów oddziaływań bezpośrednich, kiedy zdarzenie wynikające z jednego zagrożenia może spowodować
większą intensywność występowania innego zagrożenia i/lub
wywołać zdarzenie nim powodowane należy zaliczyć (tabela
6) (Matuszewski 1997, Szlązak, Zasadni 2004):
– wybuch metanu inicjujący wybuch pyłu węglowego;
– pożar endogeniczny wywołujący:
– zapalenie lub/i wybuch metanu lub wybuch metanu
i wybuch pyłu węglowego,
– powstanie wybuchowych stężeń gazów pożarowych
i ich wybuch bądź wybuch gazów pożarowych i wybuch pyłu węglowego;
– wstrząs/odprężenie/tąpnięcie, w wyniku którego:
– zwiększony dopływ metanu do wyrobisk może spowodować wzrost zagrożenia metanowego, a po tąpnięciu
na skutek zwarcia w instalacjach elektrycznych lub
powstania iskry mechanicznej w wyniku tarcia brył
skalnych i/lub elementów metalowych wyposażenia
wyrobiska może doprowadzić do wybuchu metanu,
czy wybuchu metanu i pyłu węglowego,
– zwiększenie zapylenia w wyrobiskach może spowodować wzrost zagrożenia wybuchem pyłu węglowego, a w przypadku wzbicia obłoku pyłu węglowego
i zaistnienia inicjału (wspomniane wcześniej iskry
elektryczne i mechaniczne) wywołać wybuch pyłu
węglowego,
– spękanie oraz zeszczelinowanie calizn węglowych
i skał otaczających ułatwiają migrację powietrza,
tworząc warunki do samozapalenia węgla, co może
spowodować wzrost zagrożenia pożarowego i/lub
powstanie pożaru,
– może dojść do wyrzutu gazów i skał, a w przypadku
wyrzutu metanu i skał oraz powstaniu inicjału również
do wybuchu metanu lub wybuchu metanu i wybuchu
pyłu węglowego,
– zatrzymanie ścian i dłuższa migracja powietrza do
calizn węglowych i zrobów może spowodować wzrost
zagrożenia pożarowego i/lub powstanie pożaru;
– wyrzut metanu i skał, po którym poprzez:
2016
– zwiększony dopływ metanu do wyrobisk może dojść
do wzrostu zagrożenia metanowego i/lub wybuchu
metanu lub wybuch metanu i wybuch pyłu węglowego,
– zwiększenie zapylenia w wyrobiskach może spowodować wzrost zagrożenia wybuchem pyłu węglowego
i/lub wybuchu pyłu węglowego.
Z analizy oddziaływań bezpośrednich pomiędzy zagrożeniami skojarzonymi wynika, że największą możliwa koincydencją charakteryzują się wstrząsy i tąpnięcia, natomiast
w wyniku wybuchów pyłu węglowego nie dochodzi do
ujawniania się innych zagrożeń naturalnych.
4.2. Oddziaływania pośrednie
Określona technologia prowadzenia robót górniczych,
niejednokrotnie stanowiąca element profilaktyk zagrożeń
naturalnych, może jednocześnie ograniczać jedno i potęgować
inne zagrożenia naturalne. Spośród przykładów elementów
tych technologii można wymienić (tabela 7) (Kabiesz 2002,
Konopko i in. 2013):
– sposób urabiania calizn węglowych, gdzie urabianie
mechaniczne kombajnami lub strugami w porównaniu
z urabianiem techniką strzelniczą:
– spowalnia wydzielanie metanu z calizn węglowych
i skał otaczających z uwagi na cykliczne i mniejsze
zabiory oraz ograniczenie powstawania stref spękań
w otoczeniu urabiania, przy czym iskry podczas
urabiania kombajnem oraz niewłaściwie prowadzone
roboty strzelnicze mogą stanowić inicjały zapalenia
lub wybuchu metanu;
– powoduje większe rozdrobnienie urobku i zapylenie
wyrobisk, tym samym wzrost zagrożenia wybuchem
pyłu węglowego, jednakże umożliwia zraszanie
podczas urabiania oraz eliminuje jeden z inicjałów
wybuchu pyłów, jakim mogą być roboty strzelnicze,
– umożliwia szybszy postęp ścian oraz ogranicza powstawanie stref spękań w pozostawionych caliznach
węglowych, zmniejszając zagrożenie pożarami endogenicznymi,
– nie wywołuje odprężenia w otoczeniu urabiania oraz
nie eliminuje przebywania ludzi w przodkach podczas
urabiania, nie zmniejszając tym samym zagrożeń
tąpaniami oraz wyrzutami gazów i skał, a także potencjalnych wypadków wśród ludzi w przypadku tąpnięć
lub wyrzutów,
– nie umożliwia kontrolowanego prowokowania wstrząsów oraz wyrzutów gazów i skał pod nieobecność
załóg górniczych.
– sposób likwidacji zrobów, gdzie zawał stropu w porównaniu z podsadzką hydrauliczną:
– powoduje większe wydzielanie się metanu z pozostawionego węgla ze zrobów zawałowych oraz ze skał
Tabela 6. Odziaływania bezpośrednie zagrożeń skojarzonych
Table 6. Direct interaction between hazards occurring jointly
zdarzenia wynikające z zagrożeń
naturalnych
wybuch metanu
wybuch pyłu węglowego
pożar endogeniczny
wstrząs/tąpnięcie
wyrzut gazów i skał
wpływ na zagrożenie lub zdarzenie powodowane zagrożeniem
wyrzutami
metanowe
wybuchem pyłu
pożarowe
tąpaniami
gazów i skał
+
=
+
+
+
+
+
+
+/=
+/=
+
+/=
rodzaj wpływu: + wzrost zagrożenia i/lub wywołanie zdarzenia, = brak, + / = w zależności od sytuacji
zacieniowane pola oznaczają występowanie oddziaływań
=
=
=
=
=
=
=
+
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
27
Tabela 7. Oddziaływania pośrednie wynikające z technologii robót górniczych
Table 7. Indirect interactions influenced by the technology of mining
element technologii
robót górniczych
urabianie
likwidacja zrobów
prędkość
eksploatacji
układ wyrobisk
przyścianowych
eksploatacja
na warstwy
intensywność
przewietrzania
system przewietrzania
przodków
system przewietrzania
ścian
mechaniczne
techniką strzelniczą
z zawałem stropu
z podsadzką
szybka
wolna
jednonitkowy
wielonitkowy
w dół
z zawałem
w górę
z podsadzką
duża
mała
ssący
tłoczący
wzdłuż calizn
wzdłuż zrobów
metanowe
−
+
+
−
+
−
+
−
wpływ na zagrożenia skojarzone
wybuchem
pożarowe
tąpaniami
pyłu
+/−
−
+
+/−
+
−
+
+
−
−
−
+
+/−
−
+/=
+/−
+
-/=
+
−
−
−
+
+
wyrzutami
gazów i skał
+
−
−
+
+
−
−
+
+
+
+
+/ −
−
−
−
−
+
+
−
+
+
−
+
−
+
−
−
+
+/−
+/−
+
−
−
+
−
+
=
=
=
=
=
=
=
=
=
=
=
=
rodzaj wpływu: + wzrost, - spadek, = brak, + / - / = w zależności od sytuacji;
nadległych i sąsiednich pokładów metanowych przez
powstałe w stropie szczeliny i spękania, zwiększając
zagrożenie metanowe,
– stwarza możliwość migracji powietrza do zrobów
zawałowych lokujących m.in. niewybrane warstwy
węgla oraz przerosty i niewybrane pokłady nadległe, sprzyjając procesom samozagrzewania węgla,
co zwiększa zagrożenie pożarami endogenicznymi
(Krauze, Dziurzyński 2015),
– uniemożliwia, w przeciwieństwie do podsadzki
hydraulicznej, pozbawienie lotności zalegającego
i przenoszonego ze zrobów pyłu węglowego, nie
ograniczając zagrożenia wybuchem pyłu węglowego,
– powoduje częstsze (na mniejszych powierzchniach)
załamywanie się stropu, generując liczniejsze, lecz
relatywnie o mniejszych energiach wstrząsy, co powoduje ograniczenie zagrożenia tąpaniami,
– wywołuje większy efekt odprężenia w pokładach sąsiednich i warstwach grubego pokładu, a w rezultacie
ogranicza zagrożenie tąpaniami przy wybieraniu tych
pokładów czy warstw;
– prędkość postępu frontu eksploatacyjnego, gdzie w wyniku
szybkiego wybierania ścian zawałowych:
– węgiel pozostały w zrobach w strefie niepełnego
zawału ma kontakt z powietrzem przez czas krótszy
od okresu inkubacji pożaru, co zmniejsza zagrożenie
pożarowe,
– wydziela się w jednostce czasu więcej metanu z
calizn węglowych i urobionego węgla, zwiększając
zagrożenie metanowe, co może stworzyć konieczność
ograniczania postępu ściany,
– zwiększa się intensywność osiadania pyłu węglowego, tym samym zwiększa się zagrożenie wybuchem
pyłu węglowego, przy czym zwiększenie prędkości
posuwu kombajnu, zmniejszenie prędkości obrotowej
bębna kombajnu i większe zabiory mogą ograniczyć
powstawanie pyłu,
– następuje wzrost wartości ciśnienia eksploatacyjnego
i zbliżanie się strefy koncentracji naprężeń w kierunku
–
–
–
–
czoła ściany, co może generować wstrząsy w pokładzie
i być przyczyną odprężeń calizn węglowych, zwiększając zagrożenie tąpaniami,
– wzrost poziomu sejsmiczności górotworu stwarza w
pewnych sytuacjach przesłanki do ograniczenia prędkości postępu ścian,
prędkość postępu przodków przy drążeniu wyrobisk korytarzowych w warunkach wyrzutami gazów i skał ograniczona przez stosowanie metod aktywnych (np. strzelań
wstrząsowo-urabiających);
wielonitkowe wykonywanie wyrobisk przyścianowych
w wyniku pozostawienia filarów (płotów) węglowych
powoduje:
– przy małej (mniejszej od około 5 m) szerokości filara jego
spękanie i rozszczelinowanie oraz poprzez przenikanie
powietrza do calizn wzrost zagrożenia pożarowego,
– przy większej szerokości filara akumulowanie energii
sprężystej i wzrost zagrożenia tąpaniami i wyrzutami
gazów i skał;
eksploatacja grubego pokładu na warstwy:
– z góry na dół z zawałem stropu z uwagi na odprężenie
pozostałych warstw oraz efekt dyssypowania energii
sejsmicznej wysokoenergetycznych wstrząsów na
zrobach wybranych warstw ogranicza zagrożenie
tąpaniami, jednakże może zwiększyć zagrożenie
metanowe i pożarami, zwłaszcza przy pozostawieniu
półek węglowych w stropie kolejnych warstw;
– z dołu do góry z podsadzką hydrauliczną z uwagi na
odprężenie pozostałych warstw obniża zagrożenie
tąpaniami, ogranicza wydzielanie metanu ze zrobów
i warstw nadległych, a także zmniejsza możliwość
samozapalenia pozostawionego w stropie węgla;
duża intensywność przewietrzania przodków i ścian skuteczniej rozrzedza wydzielający się do wyrobisk metan,
zmniejszając zagrożenie metanowe, jednakże sprzyja
migracji powietrza do zrobów i calizn węglowych, zwiększając zagrożenie pożarami, a także powoduje większe
zapylenie wyrobisk i wzrost zagrożenia wybuchem pyłu
węglowego,
28
PRZEGLĄD GÓRNICZY
– sposób wentylacji odrębnej przodków drążonych wyrobisk korytarzowych może wpływać na wielkość zagrożeń
wentylacyjnych, gdzie:
– wentylacja ssąca ogranicza zapylenie w strefie przodkowej, zmniejszając zagrożenie wybuchem pyłu węglowego oraz jest korzystna przy zagrożeniu pożarowym
w przypadku wycofania załogi z drążonego wyrobiska
i aktywnego gaszenia pożaru, jednakże w warunkach
zagrożenia metanowego wskutek zasysania metanu
z przodka i z całego wyrobiska powoduje skumulowanie stężenia metanu w przodku wyrobiska (Krauze,
Dziurzyński 2015),
– wentylacja tłocząca umożliwia doprowadzanie większej ilości powietrza do przodka i zapewnia relatywnie
równomierny rozkład stężenia metanu wzdłuż całego
wyrobiska, ograniczając zagrożenie metanowe;
– sposób wentylacji obiegowej ścian wpływający na stan
zagrożeń wentylacyjnych, gdzie:
– wentylacja zwrotna od strony calizn węglowych (system przewietrzania „U” od pola) ogranicza przepływ
powietrza przez zroby, zmniejszając zagrożenie pożarowe, jednakże w warunkach zagrożenia metanowego
powoduje przepływ metanu ze zrobów do ściany
i największe stężenia metanu na wylocie ze ściany,
zwiększając zagrożenie metanowe,
– wentylacja z odprowadzeniem powietrza wzdłuż
zrobów (systemy przewietrzania: „Z” od pola i „Y”
z doświeżaniem chodnikiem nadścianowym) zmniejsza stężenie metanu na wylocie ze ściany, ograniczając zagrożenie metanowe, jednakże umożliwiając
przepływ powietrza przez zroby zwiększa zagrożenie
pożarowe w zrobach i może doprowadzić do samozagrzewania węgla i powstania pożaru endogenicznego,
– prowadzenie powietrza we wszystkich wariantach
wentylacji ścian w kierunku przeciwnym do dróg odstawy urobku zwiększa zapylenie wyrobisk i powoduje
wzrost zagrożenia wybuchem pyłu węglowego.
4.3. Kolizyjność i zbieżność profilaktyk
Niejednokrotnie metody zwalczania zagrożeń naturalnych
mające na celu ograniczenie lub likwidację konkretnego zagrożenia powodują wzrost innych zagrożeń (tabela 8) (Kabiesz
2002, Szlązak, Zasadni 2004, Konopko i in. 2013,).
Z doświadczeń kopalnianych wynika, że najczęściej do
kolizyjności skutków profilaktyk zagrożeń skojarzonych
dochodzi przy zwalczaniu zagrożeń: metanowego, pożarami
endogenicznymi i tąpaniami.
2016
– W przypadku współwystępowania zagrożeń metanowego
i pożarowego korzystne dla ograniczenia zagrożenia metanowego: duża intensywność przewietrzania, prowadzenie
powietrza wzdłuż zrobów, wykonywanie podwójnych
wyrobisk przyścianowych, odmetanowanie złoża oraz
mała prędkość postępu ściany sprzyjają procesom samozagrzewania węgla i mogą powodować wzrost zagrożenia
pożarami endogenicznymi (Krauze, Dziurzyński 2015).
– W sytuacji koincydencji zagrożeń tąpaniami i metanowego
wynikająca z aktywnej profilaktyki tąpaniowej destrukcja
węgla i skał otaczających wyrobiska zwiększa możliwość
dopływu metanu do wyrobisk, powodując wzrost zagrożenia metanowego (Kabiesz 2002).
– W sytuacji koincydencji zagrożeń tąpaniami i pożarowego
korzystne dla ograniczenia zagrożenia tąpaniami: eksploatacja odprężająca (podebranie pokładu), strzelania odprężające w pokładzie, zawałowy sposób likwidacji zrobów
są niekorzystne dla ograniczenia zagrożenia pożarowego
(Szlązak, Zasadni 2004).
Z uwagi na korzystne skutki konkretnej profilaktyki na
ograniczenie więcej niż jednego zagrożenia naturalnego
możemy również mówić o zbieżności profilaktyk zagrożeń
skojarzonych. Spośród przykładów takich zbieżnych profilaktyk można wymienić (tabela 8):
– odmetanowanie korzystne dla ograniczenia zagrożeń:
metanowego oraz wyrzutami metanu i skał;
– eksploatacja odprężająca i strzelania wstrząsowe korzystne dla ograniczenia zagrożeń: tąpaniami oraz wyrzutami
i skał;
– ograniczenie postępu eksploatacji korzystne dla zmniejszenia zagrożeń: metanowego, wybuchem pyłu węglowego
i wyrzutami gazów i skał;
– zraszanie w trakcie urabiania mechanicznego korzystne
dla zwalczania inicjału zapalenia lub wybuchu metanu,
a także zmniejszenia zapylenia i obniżenie lotności pyłu
w aspekcie ograniczenia zagrożenia wybuchem pyłu
węglowego,
– nawadnianie calizn węglowych i skał otaczających korzystne dla ograniczenia zagrożeń: wybuchem pyłu węglowego, pożarowego, tąpaniami oraz wyrzutami gazów
i skał;
– izolacja wyrobisk i uszczelnianie zrobów korzystne dla
ograniczenia zagrożeń: metanowego, wybuchem pyłu
węglowego i pożarowego.
Kolizyjność zastosowania wzajemnie wykluczających
się profilaktyk zagrożeń naturalnych stwarza konieczność
optymalizacji profilaktyk zagrożeń skojarzonych poprzez
podporzadkowanie jej tzw. zagrożeniu wiodącemu, które
Tabela 8. Kolizyjność i zbieżność profilaktyk zagrożeń skojarzonych
Table 8. Incompatibility and concurrences of preventions of natural hazards
metoda zwalczania zagrożenia
duża intensywność przewietrzania
przewietrzanie
wzdłuż zrobów
odmetanowanie złoża
podwójne wyrobiska
przyścianowe
eksploatacja odprężająca
ograniczenie prędkości
postępu ściany
strzelania odprężające
wpływ na zagrożenia naturalne
metanowe
wybuchem pyłu
pożarowe
tąpaniami
−
+
+
=
wyrzutami
gazów i skał
=
−
=
+
=
=
−
=
+
=
−
−
=
+
+/=
+/=
−
=
+
−
−
−
−
+
- /=
-/=
+
−
+
−
−
rodzaj wpływu: + wzrost, - spadek, = brak, + / = w zależności od sytuacji;
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
29
w danych warunkach stwarza największe niebezpieczeństwo
dla warunków pracy. Kryterium największego niebezpieczeństwa jest zazwyczaj wysoki poziomu zagrożenia określany
najwyższym stanem sklasyfikowania, jednakże wybór zagrożenia dominującego winien również wynikać, zwłaszcza
w przypadku występowania więcej niż jednego najwyżej
sklasyfikowanego zagrożenia, ze stopnia możliwej katastrofogenności i koincydencyjności. Ocena ta winna dotyczyć
potencjalnych oddziaływań bezpośrednich o największej
intensywności występowania jego przejawów.
W polskim górnictwie węgla kamiennego do najczęstszych
zagrożeń wiodących zalicza się zagrożenia: metanowe, pożarami endogenicznymi i tąpaniami.
wpływają nie tylko na poziom bezpieczeństwa, ale także na
wyniki ekonomiczne.
Ponieważ skutki stosowania indywidualnej, skutecznej
dla danego zagrożenia, profilaktyki często negatywnie wpływają na zagrożenia współwystępujące, istotne znaczenie
w poprawie bezpieczeństwa w kopalniach GZW winna mieć
optymalizacja doboru najmniej kolizyjnych profilaktyk zagrożeń skojarzonych.
5. Podsumowanie
BURTAN Z. 2012 - Wpływ zagrożeń naturalnych na stan bezpieczeństwa
w kopalniach węgla kamiennego w latach 2001-2010. Miesięcznik
WUG „Bezpieczeństwo Pracy i Ochrona Środowiska w Górnictwie”,
nr 1 (209).
ĆWIEK B. 2011 - Podstawowe zasady bezpiecznego zachowania w wyrobiskach górniczych. Wydawnictwo Górnicze Sp. z .o.o. Katowice.
KABIESZ J. 2002 - Charakterystyka skojarzonych zagrożeń górniczych
w aspekcie ich oceny oraz doboru metod prewencji. Prace Naukowe
GIG. Katowice.
KABIESZ J. i inni. 2015 - Raport roczny (2014) o stanie podstawowych
zagrożeń naturalnych i technicznych w górnictwie węgla kamiennego.
Główny Instytut Górnictwa. Katowice.
KONOPKO W. i inni 2013 - Bezpieczeństwo pracy w kopalniach węgla
kamiennego. Tom 2: Zagrożenia naturalne. GIG. Katowice.
KRAUSE E., DZIURZYŃSKI W. 2015 - Projektowanie eksploatacji pokładów węgla kamiennego w warunkach skojarzonego zagrożenia
metanowo-pożarowego. Główny Instytut Górnictwa. Katowice.
MATUSZEWSKI K. 1997 - Współzależność zagrożeń naturalnych w kopalniach węgla kamiennego. „Przegląd Górniczy” nr 11.
SZLĄZAK N., ZASADNI W. 2004 - Wpływ zagrożenia tąpaniami na dobór
profilaktyki pożarowej w kopalniach węgla. Uczelniane Wydawnictwa
Naukowo-Dydaktyczne. AGH, Kraków.
ZORYCHTA A., BURTAN Z. 2008 - Uwarunkowania i kierunki rozwoju
technologii podziemnej eksploatacji złóż w polskim górnictwie węgla
kamiennego. „Gospodarka Surowcami Mineralnymi”, t. 24, z. 1/2.
Wyższy Urząd Górniczy 2016 - Ocena stanu bezpieczeństwa pracy, ratownictwa górniczego oraz bezpieczeństwa powszechnego w związku
z działalnością górniczo-geologiczną w 2015 roku. Katowice.
Polskie górnictwo węgla kamiennego charakteryzuje się
występowaniem wszystkich typowych dla eksploatacji podziemnej zagrożeń naturalnych, których skala z roku na rok
rośnie. Dotyczy to zwłaszcza katastrofogennych zagrożeń
skojarzonych związanych z emisją metanu, wybuchem pyłu
węglowego, skłonnością węgla do samozapalenia, sejsmicznością górotworu czy skłonnością do wyrzutów metanu
i węgla. Wysoki poziom oraz wzrostowa tendencja zmian
wielkości tych zagrożeń znacząco wpływa na stan bezpieczeństwa w kopalniach Górnośląskiego Zagłębia Węglowego.
Ma to znaczenie zarówno w odniesieniu do zatrudnionych
w kopalniach ludzi, jak i do prowadzonych tam robót górniczych. Niebezpieczne zdarzenia spowodowane koincydencją
zagrożeń naturalnych mogą bowiem nie tylko powodować
wypadki, ale także ograniczyć prowadzenie eksploatacji
w rejonach dotkniętych ich skutkami. Wyłączenie z eksploatacji niewybranych części złoża może z kolei zmniejszyć
zdolności wydobywcze kopalń, a w niektórych przypadkach
nawet skrócić ich żywotność (Burtan 2012).
Uwarunkowania zalegania złoża węgla kamiennego w kopalniach GZW oraz technologia prowadzenia robót górniczych
decydują o ujawnianiu się i wielkości zagrożeń naturalnych.
Wnikliwa ocena tych zagrożeń i możliwości ich wzajemnego oddziaływania winna być przeprowadzona już na etapie
projektowania eksploatacji. Wynikająca z odpowiedniego
projektu eksploatacji długofalowa profilaktyka zagrożeń
naturalnych jest bowiem skuteczniejsza od profilaktyki aktywnej. Prowadzenie robót górniczych w warunkach zagrożeń
skojarzonych wiąże się z działaniami wieloletnimi, dlatego
konsekwencje ewentualnych błędów popełnionych na etapie
projektowania pojawiają się znacznie później i niekorzystnie
Artykuł zrealizowano w ramach działalności statutowej
AGH nr 11.11.100.774.
Literatura
Artykuł wpłynął do redakcji 25.06.2016
30
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2016
UKD 622.333: 622.61/.67: 622.167/.168
Badania wpływu prędkości kolejek podwieszonych
na siły w wybranych elementach trasy
The research on the impact of velocity of suspended monorails on forces
in selected elements of a track
Dr inż. Andrzej Pytlik*)
Dr inż. Marek Rotkegel *)
mgr inż. Łukasz Szot*)
Treść: W artykule przedstawiono wybrane wyniki badań, prowadzonych w ramach pracy statutowej pt. „Analiza wpływu prędkości
transportu kolejkami podwieszonymi na obciążenie trasy”, realizowanej w GIG w roku 2015. Przedmiotem prac badawczych
było m.in. zbadanie wpływu sił hamowania awaryjnego na wybrane elementy toru jezdnego kolejek podwieszonych, jak również
na elementy obudowy chodnikowej. Badania realizowano w oparciu o testy stanowiskowe, jak również obliczenia numeryczne.
Abstract: This paper presents selected results of research conducted within the statutory work: “Analysis of impact of transport velocity of suspended monorails on load exerted on a track,” carried out by The Central Mining Institute in 2015. The research
included such aspects as the impact of emergency braking force on selected elements of the suspended monorail’s track and
elements of the roof support. The research was based on bench tests and numerical calculations.
Słowa kluczowe:
transport, kolejka podwieszona, hamowanie
Key words:
transport, suspended monorail, braking
1. Wprowadzenie
Kolejki podwieszone są coraz szerzej stosowane w polskich kopalniach do przemieszczania maszyn, urządzeń, materiałów oraz załóg górniczych. Wynika to z szeregu ich zalet.
Należy tu przede wszystkim wymienić stosunkowo prosty
sposób zabudowy, wydłużenia czy zmiany i kształtowania
przebiegu trasy, możliwość pokonywania wzniesień oraz
ułatwiony załadunek przewożonych materiałów. Zaletą jest
też niezależność trasy od nierówności spodku wyrobiska –
szczególnie istotną w przypadkach wypiętrzania spągu. Istotna
jest także możliwość transportowania ładunków o znacznych
masach i gabarytach. Jednak znacznym ograniczeniem jest
dozwolona prędkość ruchu kolejek podwieszonych ustalona
polskimi przepisami na poziomie 2 m/s (Wytyczne 1978,
Rozporządzenie 2002).
Jednocześnie, na podstawie analizy danych z kopalń
(Budniok i in. 2014) wynika, że wydłużają się drogi dojścia
załogi do stanowiska pracy, wobec czego w celu zwiększenia
efektywności prowadzenia transportu z wykorzystaniem kolejek podwieszonych, uzasadnionym jest zwiększenie prędkości
przewozu ludzi.
*) Główny Instytut Górnictwa w Katowicach
Z deklaracji producentów kolejek podwieszonych wynika,
że technicznie możliwe jest zwiększenie prędkości ruchu
kolejek podwieszonych (Budniok i in. 2014). Wymaga to
jednak szerokiej analizy, badań oraz obserwacji pracy elementów trasy w zakresie bezpieczeństwa. Szczególnie dotyczy
to oddziaływania na obudowę i trasę (szyny, zawiesia) sił
powstałych przy ruszaniu i hamowaniu. Zadziałanie wózka
hamulcowego wiąże się często z dynamicznym oddziaływaniem, poprzez szynę jezdną wraz z zawiesiami, na odrzwia
obudowy chodnikowej. Zwiększone obciążenia wynikające
z większej prędkości oddziaływać będą także na operatorów,
przewożonych ludzi oraz ładunki. Dla wstępnego rozpoznania
skutków zwiększenia prędkości transportu przeprowadzono
badania stanowiskowe i modelowe oddziaływania wózków
hamulcowych na szyny, zawiesia i obudowę.
2. Badania stanowiskowe
Wózek hamulcowy spełnia rolę hamulca awaryjnego,
którego głównym zadaniem jest zatrzymanie zestawu transportowego kolejki. W kolejkach podwieszonych i spągowych,
zarówno z napędem własnym, jak i z napędem linowym
stosuje się hamulce, których klocki podczas hamowania są
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
bezpośrednio dociskane do elementów trasy jezdnej. Siła
docisku na ogół pochodzi od dźwigniowego układu sprężynowego. Podczas jazdy szczęki hamulcowe, bądź klocki są
odwodzone i utrzymywane w tej pozycji za pomocą siłownika
hydraulicznego (Drwięga i in. 2009).
Na stanowisku GIG (Popowicz, Sanetra 1998) badaniom
poddano wózek hamulcowy typu WHR – 1/N/78, produkcji
P.P.U.H „REMASZ” s.c., którego minimalna statyczna siła
hamowania powinna wynosić 78 kN. Próby wykonane przez
producenta (Karta prób wózka hamulcowego nr 18477/15)
wykazały, że zmierzona statyczna siła hamowania podczas
pchania i ciągnięcia wózka wynosi 83 kN, natomiast siła
docisku szczęk wynosi 70 kN. Badany wózek hamulcowy
przeznaczony jest do zabezpieczania zestawów transportowych podwieszonych kolejek szynowych z napędem linowym
lub własnym, przeznaczonych do transportu materiałów lub
przewozu ludzi. Prędkość wyzwalania hamulca następuje
po przekroczeniu prędkości jazdy zestawu transportowego
w zakresie 2,8÷3,2 m/s. Wózek hamulcowy może być stosowany w podziemnych zakładach górniczych w polach
metanowych, w wyrobiskach zaliczonych do stopnia „a”,
„b” lub „c” niebezpieczeństwa wybuchu metanu oraz klasy
A lub B zagrożenia wybuchem pyłu węglowego. Możliwa
jest eksploatacja wózka na jednoszynowych torach jezdnych
wykonanych z profilu typu I155 (zgodnie z PN-H-93441-10)
lub 140E i 140V (zgodnie z DIN 20593) lub równoważnych.
W artykule przedstawiono wyniki stanowiskowych badań dynamicznej siły hamowania wózka hamulcowego, na
stanowisku badawczym z kołem zamachowym, dla którego
maksymalna prędkość liniowa w punkcie pomiarowym osiąga
wartość 5 m/s.
2.1. Stanowisko i metodyka badań
Badania wózków hamulcowych prowadzone są na stanowisku Głównego Instytutu Górnictwa w Zakładzie Badań
Urządzeń Mechanicznych. Schemat stanowiska przedstawiono na rysunku 1, a zdjęcie z badanym wózkiem na rysunku 2.
Koło zamachowe o średnicy 3 m posiada grzebień o
grubości 8 mm. Koło napędzane jest za pomocą przekładni
Rys. 1.Stanowisko do badania wózków hamulcowych
Fig. 1. Testing station for braking trolleys
31
pasowej. Wózek hamulcowy rozpięty jest w ramie stanowiska
pomiędzy uchwytem mocującym a czujnikiem siły hamowania, którego dokładność pomiarowa wynosi ±1%. Prędkość
liniowa punktu pomiarowego na kole zamachowym mierzona jest za pomocą czujnika optycznego, umiejscowionego
w osi wału napędowego koła, z dokładnością ±0,2 mm/s.
Dane pomiarowe z czujników pomiarowych rejestrowane są
w komputerze, za pośrednictwem wzmacniacza pomiarowego,
z częstotliwością próbkowania od 100 do 150 Hz.
Badanie polega na stopniowym rozpędzeniu koła zamachowego do zadanej prędkości obrotowej, a następnie zahamowaniu go za pomocą wózka hamulcowego wyzwalanego
dźwignią ręczną.
2.2. Wyniki badań
Na stanowisku badawczym wykonano próby hamowania
awaryjnego z prędkością kątową dobraną w taki sposób, aby
stanowiła odpowiednik następujących prędkości liniowych
w ruchu kolejki podwieszonej: 1,0 m/s, 1,6 m/s, 2,2 m/s, 2,8
m/s, 3,2 m/s, 3,4 m/s, 3,6 m/s, 3,8 m/s, 4,4 m/s, 4,8 m/s, 5,7
m/s. Na rys. 3 przedstawiono przykładowe wykresy przebiegu
badania wózka przy prędkości 2,2 m/s i 5,7 m/s.
Ze wzrostem prędkości liniowej v punktu pomiarowego na
kole zamachowym z 2,2 m/s do 5,7 m/s nastąpił wzrost siły
hamowania Fh odpowiednio z 28,7 kN do 52,3 kN.
Zestawienie wyników badań wózka hamulcowego przedstawiono w postaci wykresu na rysunku 4.
Na wykresie przedstawiono nieliniową zależność maksymalnych sił hamowania Fmax zarejestrowanych podczas
prób badawczych przy określonej prędkości obrotowej koła
zamachowego. Zależność Fmax=f(v), w analizowanym zakresie pod względem korelacji R2, najlepiej opisuje wielomian,
którego wzór przedstawiono pod wykresem na rysunku 4.
3. Symulacje komputerowe
Symulacje komputerowe wpływu hamowania awaryjnego
na trasę kolejki podwieszonej i obudowę wyrobiska koryta-
32
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2016
Rys. 2.Widok wózka hamulcowego w stanowisku badawczym
Fig. 2. Braking trolley in a testing station
a)
b)
Rys. 3. Przebieg dynamicznej siły hamowania Fh,
drogi hamowania Lh i prędkości obrotowej v
koła zamachowego w funkcji czasu t, podczas
badania wózka przy prędkości: a – 2,2 m/s;
b – 5,7 m/s
Fig. 3. Chart of the dynamic relation of braking force Fh, braking distance Lh and rotational speed v of a flywheel versus time t, during tests on
a trolley at velocity of: a – 2.2 m/s; b – 5.7 m/s
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
33
Rys. 4.Wykres zależności dynamicznej siły hamowania F w funkcji prędkości liniowej v punku pomiarowego na kole
zamachowym
Fig. 4. Chart of dynamic relation of braking force F versus linear velocity v of the measuring point on a flywheel
rzowego przeprowadzono w oparciu o metodę elementów
skończonych, w systemie COSMOS/M (Cosmos/M 1999,
Rusiński 1994, Rakowski, Kacprzyk 1996, Rakowski 1996).
3.1. Dane wejściowe do analiz numerycznych
Jako dane wejściowe do obliczeń wykorzystano maksymalne wartości siły hamowania uzyskane w wyniku badań
stanowiskowych oraz obciążenie trasy kolejki masą skupioną. Rozważono przypadki hamowania masy 521 kg z trzech
różnych prędkości (1,0 m/s, 2,2 m/s i 4,4 m/s).
Masa 521 kg w analizowanym ruchu prostoliniowym
stanowi ekwiwalent masy rotowanej na stanowisku badawczym GIG, co obliczono przekształcając wzory na energię
kinetyczną w ruchu obrotowym:
gdzie:
I – moment bezwładności bryły,
ω – prędkość kątowa,
oraz energię kinetyczną w ruchu prostoliniowym:
gdzie:
m – masa bryły,
V – prędkość liniowa.
Wiedząc, że istnieje zależność:
gdzie:
R – odległość punktu od osi obrotu,
przekształcono wzór na obliczenie ekwiwalentu masy w ruchu
prostoliniowym dla masy rotowanej, zatrzymywanej podczas
badań stanowiskowych:
Przebiegi czasowe siły hamowania dla analizowanych
prędkości początkowych przedstawiono na rysunku 5.
3.2. Modele numeryczne
Modele geometryczne do obliczeń numerycznych, odzwierciedlające obudowę wyrobiska korytarzowego z odrzwi
ŁP10/V32 (rozstaw 0,75 m) wraz z rozporami i trasą kolejki
(szyna o długości 2,25 m i zawiesia z łańcucha górniczego
18x64 o długości 1,0 m) stworzono w środowisku 3D opartym na oprogramowaniu BricsCAD. Następnie obiekty te
zaimportowano do środowiska obliczeniowego COSMOS/M,
w którym zbudowano modele numeryczne, uwzględniające
warunki brzegowe wynikające ze specyfiki analizowanego
obiektu. Rozpatrzono przypadki podwieszenia trasy kolejki
bezpośrednio do odrzwi obudowy stalowej, jak również za
pośrednictwem podciągu stalowego z kształtownika V29.
Modele numeryczne przedstawiono na rys. 6 i 7.
Model zbudowano w oparciu o elementy belkowe typu
BEAM 3D symulujące kształtownik odrzwi, tor kolejki,
zawiesie oraz rozpory, a także elementy typu SPRING (symulujące odpór ociosu). Obciążenie przykładano w środku
jednej szyny, przy czym jako składową poziomą przyjmowano
maksymalną siłę hamowania, natomiast składową pionową
stanowiła transportowana masa skupiona. Ze względu na
typ przeprowadzonej analizy, a także stosunkowo krótką
drogę hamowania wynikającą z analizowanej masy 521 kg
(maksymalnie ~300 mm), w obliczeniach nie odwzorowano
przemieszczenia zatrzymywanej masy.
Aby zapewnić dobrą interpretację wyników, w modelach
nie uwzględniono obciążenia odrzwi górotworem oraz oddziaływania przyspieszenia ziemskiego. W modelu zastosowano
liniowy model materiałowy stali konstrukcyjnej (E=200
GPa, ν=0,3), ze względu na przewidywany zakres naprężeń
(Szuścik, Kuczyński 1998, Dyląg, Jakubowicz 1996).
Przy modelowaniu kinematyki badanego układu uwzględniono połączenia przegubowe elementów toru jezdnego,
zarówno w złączu szyn, jak i w miejscu łączenia zawiesi
łańcuchowych. Nie uwzględniono natomiast tłumienia
w elementach trasy, ze względu na brak danych z rzeczywistego układu.
34
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2016
Rys. 5. Wykres przebiegu siły hamowania w czasie dla zatrzymywanej masy 521 kg
Fig. 5. Chart of braking force at the time of halted mass of 521 kg
Rys. 6. Model numeryczny obudowy wyrobiska wraz z odcinkiem testowym toru
kolejki podwieszonej - podwieszenie
bezpośrednio do obudowy
Fig. 6. Numerical model of a roof support with
a section of the suspended monorail’s
test track – installed directly to the double timber
Rys. 7. Model geometryczny obudowy wyrobiska wraz z odcinkiem testowym toru
kolejki podwieszonej - podwieszenie
przez podciąg V29
Fig. 7. Numerical model of a roof support with
a section of the suspended monorail’s
test track – suspension with V29 binding joist
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
3.3. Wyniki obliczeń numerycznych
W wyniku przeprowadzonych obliczeń numerycznych
otrzymano szereg danych wynikowych dla analizowanych
modeli. Były to między innymi przemieszczenia w modelu,
odkształcenia, naprężenia (np. według hipotezy Hubera-
35
Misesa-Hencky’ego), wartości momentów zginających czy
reakcje podporowe. Przykładowe barwne mapy naprężeń zredukowanych w modelach pokazano na rys. 8-10. Maksymalne
wartości naprężeń zredukowanych w wybranych elementach
przedstawiono w tablicy 1.
Rys. 8.Naprężenia zredukowane w kształtowniku odrzwi przy maksymalnej wartości siły hamowania
- prędkość początkowa V=4,4 m/s, podwieszenie toru bezpośrednio do odrzwi; skala deformacji
x 100
Fig. 8. Equivalent stress in the double timber’s profile at maximum braking force – initial velocity V = 4.4
m/s, the track installed directly to the double timber, deformation scale x 100
Rys. 9. Naprężenia zredukowane w kształtowniku odrzwi przy maksymalnej wartości siły hamowania - prędkość początkowa V=4,4 m/s, podwieszenie toru przez podciąg V29, skala deformacji x 100
Fig. 9. Equivalent stress in the double timber’s profile at maximum braking force – initial velocity
V = 4.4 m/s, suspending the track with a V29 binding joist, deformation scale x 100
36
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2016
Rys. 10. Naprężenia zredukowane w trasie kolejki - prędkość początkowa V=4,4 m/s; skala deformacji x1000
Fig. 10. Maximum equivalent stress in the monorail’s track – initial velocity V=4.4 m/s; deformation scale x1000
Tablica 1. Maksymalne naprężenia zredukowane w trasie kolejki
Table 1. Maximum equivalent stress in the monorail’s track
Prędkość początkowa, m/s
1,0
2,2
4,4
Maksymalne naprężenia zredukowane w trasie kolejki, MPa
Model A -podwieszenie trasy bezpośrednio
Model B - podwieszenie trasy przez podciąg
na odrzwiach
Odrzwia
Trasa
Odrzwia
Trasa
6,995
13,83
4,138
13,83
6,997
15,63
4,140
15,63
6,999
18,45
4,142
18,45
4. Podsumowanie i wnioski
Przeprowadzone badania stanowiskowe wózka hamulcowego typ WHR – 1/N/78 potwierdziły proporcjonalną
zależność siły hamowania od początkowej prędkości liniowej
V0, przy czym zarejestrowane wartości maksymalne siły hamowania dla zakresu V0=3,6÷5,7 m/s w zasadzie nie różnią
się od siebie, zmienia się natomiast (w sposób proporcjonalny
dla podanego zakresu prędkości) czas hamowania.
Na podstawie badań modelowych wnioskować można, iż
wytracenie większej prędkości początkowej ruchu ma istotny
wpływ na wzrost wartości naprężeń zredukowanych w kształtowniku szyny, zdecydowanie natomiast mniejszy na wartość
naprężeń w odrzwiach. Fakt ten wynika prawdopodobnie z
kinematyki badanego układu (połączenia przegubowe) i dużej
sztywności wzdłużnej toru z kształtownika I155.
Badania modelowe wykazały znaczny wpływ sposobu
podwieszenia toru jezdnego na wartość naprężeń w odrzwiach.
Zdecydowanie korzystniejszym rozwiązaniem (dla szyny
o założonej długości, zawieszonej na pojedynczym zawiesiu),
wydaje się być podwieszenie trasy za pośrednictwem podciągu
mocowanego do każdych odrzwi obudowy chodnikowej, ze
względu na równomierną dystrybucję obciążeń w kształtowniku odrzwi.
Ze względu na zastosowany typ analizy i modelu obliczeniowego, zaprezentowane wyniki odzwierciedlają jedynie ogólne zachowanie badanego układu „obudowa-trasa”.
W związku z tym przytoczone obliczenia należy traktować
jako wstępne, dające ogólne pojęcie o analizowanym zjawisku.
Wyniki niniejszych badań stanową przyczynek do dalszych
prób, z wykorzystaniem rzeczywistych komponentów trasy i
większych mas transportowanych. Prowadzone będą również
dalsze, nieliniowe obliczenia numeryczne, z uwzględnieniem
parametru czasowego oraz dużych przemieszczeń, a także
nieuwzględnionych dotychczas dodatkowych warunków,
takich jak tłumienie czy droga hamowania.
Z uwagi na wytrzymałości poszczególnych elementów
trasy i obudowy chodnikowej, wnioskować można, że
zwiększenie prędkości zestawów transportowych jest jak
najbardziej możliwe do zrealizowania, jednakże wymagać
może jednoczesnego zmniejszenia dopuszczalnego obciążenia
jednostkowego elementów trasy i/lub zwiększenia nośności
jej elementów poprzez np. zastosowanie innych niż obecnie
stosowane kształtowników lub gatunków stali. Kluczowe
wydaje się być również zagadnienie nośności poziomej złącza
szynowego.
Ze względu na relatywnie niewielki ekwiwalent masy
w ruchu liniowym (521 kg), wynikający z ograniczeń konstrukcyjnych stanowiska GIG, koniecznym wydaje się dalsze
badanie zależności siły hamowania od prędkości początkowej ruchu dla zwiększonej masy transportowanej, np. 4 Mg
(Wytyczne 1978). Rozsądnym rozwiązaniem mogłoby być
zaprojektowanie układu testowego odwzorowującego rzeczywisty tor jezdny, z możliwością regulacji prędkości i zmianą
transportowanej masy.
Literatura
BUDNIOK T., ZASADNI W., MROWIEC H. 2014 - Możliwości zwiększenia prędkości transportu ludzi kolejkami podwieszonymi z napędem.
Górnictwo - perspektywy, zagrożenia. Mechanizacja prac górniczych.
Gliwice.
Cosmos/M 1999 - User’s Guide, Structural Research & Analysis Corp. Los
Angeles, USA.
DRWIĘGA A., JANAS S., SUFFNER H. 2009 - Zagadnienia bezpieczeństwa
transportu kolejkami spągowymi i podwieszonymi w wyrobiskach
nachylonych. „Maszyny Górnicze” nr 1.
DYLĄG Z., JAKUBOWICZ A., ORŁOŚ Z. 1996 - Wytrzymałość materiałów.
Tom I. Wydawnictwa Naukowo-Techniczne, Warszawa.
POPOWICZ A., SANETRA A. 1998 - Stanowisko do dynamicznych badań wózków hamulcowych. Zeszyty Naukowe Politechniki Śląskiej.
Transport, z. 34. Gliwice.
RAKOWSKI G. 1996 - Metoda elementów skończonych. Wybrane problemy.
Oficyna wydawnicza Politechniki Warszawskiej, Warszawa.
RAKOWSKI G., KACPRZYK Z. 1996 - Metoda elementów skończonych
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
w mechanice konstrukcji. Oficyna wydawnicza Politechniki
Warszawskiej, Warszawa.
Rozporządzenie Ministra Gospodarki z dnia 28 czerwca 2002 r. w sprawie
bezpieczeństwa i higieny pracy, prowadzenia ruchu oraz specjalistycznego zabezpieczenia przeciw-pożarowego w podziemnych zakładach
górniczych.
RUSIŃSKI E. 1994 - Metoda elementów skończonych. System COSMOS/M.
Wydawnictwa Komunikacji i Łączności, Warszawa.
37
SZUŚCIK W., KUCZYŃSKI J. 1998 - Wytrzymałość materiałów (Mechanika
modelu ciała odkształcalnego i ciała rzeczywistego). Część 1.
Wydawnictwo Politechniki Śląskiej, Gliwice 1998.
Wytyczne stosowania kolejek podwieszonych, Ministerstwo Górnictwa
Departament Górniczy, Katowice, listopad 1978 r.
Artykuł wpłynął do redakcji – czerwiec 2016
Zwiększajmy prenumeratę
najstarszego – czołowego miesięcznika
Stowarzyszenia Inżynierów i Techników Górnictwa!
Liczba zamawianych egzemplarzy określa zaangażowanie jednostki
gospodarczej w procesie podnoszenia kwalifikacji swoich kadr!
Zapraszamy do publikacji artykułów w wersji angielskojęzycznej
38
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2016
UKD 622.333: 622.333.047-36: 622.167/.168
Czujniki do monitoringu siły naciągu kotwi górniczych
przy obciążeniu statycznym i dynamicznym
Sensors for monitoring force of mining rock bolt tensions at static and dynamic
load
dr inż. Andrzej Pytlik*)
mgr inż. Mateusz Pytlik*)
Treść: W artykule przedstawiono konstrukcję mechaniczną i elektryczną prototypowych czujników siły naciągu kotwi górniczych oraz
matematyczne zależności niezbędne do ich projektowania. Czujniki przeznaczone są do stosowania w układach pomiarowych
wykorzystywanych do monitoringu naciągu kotwi przy obciążeniu statycznym i dynamicznym, w budownictwie górniczym
i tunelowym. Czynnościom metrologicznym w postaci wzorcowania i sprawdzania poddano wybrane z typoszeregu czujniki
przeznaczone szczególnie do monitoringu kotwi górniczych o nośności 500 kN, 750 kN i 1000 kN, w trudnych warunkach
geologiczno-górniczych i klimatycznych, oraz w warunkach zagrożenia wstrząsami górotworu i tąpaniami. Ze względu na to,
że czujniki te przewidziane są do stosowania w trudnych warunkach klimatycznych i przy zmiennych obciążeniach, zdecydowano się na rozbudowany sposób ich sprawdzania metrologicznego przy obciążeniu statycznym i udarowym. Wyniki wzorcowania czujników naciągów kotwi przy obciążeniu statycznym przedstawiono w postaci zależności siły w funkcji sygnału
elektrycznego y=f(x). Sprawdzenie czujników przy obciążeniu dynamicznym o charakterze udarowym, symulującym tąpnięcie,
przeprowadzono za pomocą bijaka o masie 20 000 kg z prędkością udaru w zakresie od 0,6 do 0,8 m/s. Wyniki sprawdzenia
czujników naciągów kotwi ze wskazaniami wzorca pomiarowego, przy obciążeniu udarowym, przedstawiono w postaci porównania przebiegów wskazań siły w funkcji czasu. Do testów użyto kotwie samowiertne typu R32S, produkcji GONAR-Systems
International Sp. z o.o., o nominalnym statycznym obciążeniu zrywającym żerdzie Fr=360 kN, które stosowane są głównie
w geoinżynierii, budownictwie podziemnym i tunelowym. Otrzymane parametry mechaniczne i elektryczne typoszeregu
czujników siły naciągu kotwi potwierdzają, że czujniki posiadają dobre własności sprężyste, małe gabaryty i wysoką czułość
napięciową. Klasa dokładności czujników siły przy obciążeniu statycznym i udarowym wynosi 1%, co jest wystarczające do
prawidłowego odwzorowania monitorowanych sił występujących w kotwiach. Czujniki zostały wykonane z materiałów odpornych na korozję, a ich konstrukcja zapewnia również wysoką odporność na obciążenia udarowe, które potwierdzone zostały
podczas badań w kafarowym stanowisku badawczym.
Abstract: This paper presents mechanics and electrical construction of prototype sensors for mining rock bolt tension force, and
mathematical relations that are necessary to design these elements. The sensors are intended for application in measuring
systems used to monitor the tension of rock bolts while statically and dynamically loaded, in mining and tunnel construction.
Metrological operations in the form of calibration and verification were selected from a series of types of sensors designed
specifically for monitoring the rock bolts with a capacity of 500 kN, 750 kN and 1,000 kN, in difficult geological, mining and
climatic conditions, and in hazardous conditions of tremors and rock burst. Due to the fact that these sensors are designed
for use in harsh climatic conditions and at varying loads, it was decided to expand the means of metrological verification for
static load and impact. The results of calibration of sensors for anchors’ tension at static load are shown as a function of force
versus the electrical signal y = f(x). The tests on sensors at dynamic impact, simulating a tremor, were carried out with an
impact hammer of a weight of 20,000 kg at a rate of the impact between 0.6 to 0.8 m/s. The results of the tests on rock bolt
tension including an indicated measurement pattern, and at impact load, are shown in the form of comparison of waveform
display of force versus time. The tests used self-drilling anchors, type R32 s, manufactured by GONAR-Systems International
Sp. z.o.o., with a nominal ultimate load of Fr = 360 kN. They are mainly used in geo-engineering, underground construction
and tunnelling. Resulting mechanical and electrical parameters of series of types of sensors for rock bolts’ tension confirm
that the sensors have good elastic properties, small size and high voltage sensitivity. Accuracy class of force sensors at static
and impact load is 1%, which is sufficient for proper mapping of monitored forces of the rock bolts. The sensors are made of
corrosion-resistant materials and their design provides high impact resistance which has been confirmed during test carried
out in a pile-driving station.
*) Główny Instytut Górnictwa w Katowicach
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
39
Słowa kluczowe:
obudowa kotwiowa; kotwie samowiertne; monitoring; czujniki siły naciągu kotwi
Key words:
rock bolt support, self-drilling rock bolts, monitoring, sensors for rock bolt tension
1. Wprowadzenie
Głębinowa eksploatacja złóż kopalin związana jest z istnieniem wielu zagrożeń naturalnych i technicznych mających
wpływ na bezpieczeństwo pracy.
Ze wzrostem głębokości eksploatacji kopalin rośnie obciążenie statyczne obudowy wyrobisk górniczych oraz rośnie
zagrożenie wstrząsami górotworu i tąpaniami wywołanymi
działalnością górniczą. Powstałe w wyniku wstrząsów i tąpań
obciążenia dynamiczne mają różny charakter zależny od czasu
narastania obciążenia oraz częstotliwości drgań mas skalnych
górotworu. Mechanizm współpracy obudowy kotwiowej przy
obciążeniu statycznym i dynamicznym został szeroko opisany
w literaturze polskiej i zagranicznej (Cała i in. 2001).
Monitoring obudowy kotwiowej jest ważnym narzędziem
pozwalającym ocenić stan zagrożenia stateczności obudowy
(Kidybiński 2009, Masny 2006, Niełacny 2009, Nierobisz
2012, Prusek 2008a, Prusek 2008b, Turek 2010, Turek i in.
2015).
W praktyce górniczej stosowane są różnego rodzaju
indykatory (Bezpieczeństwo ... 2012) obciążenia kotwi,
o charakterze wskaźników pomiarowych, wykonane w postaci
mechanicznej, tensometrycznej lub hydraulicznej. Ich niewątpliwą zaletą jest prostota wykonania i stosunkowo niska cena
w stosunku do innych metod monitoringu kotwi.
Trzeba jednak podkreślić, że monitoring kotwi oparty
np. na kotwiach oprzyrządowanych (tensometrycznych) (np.
produkcji ORICA - http://www.arnall.com.pl/monitoring2)
oraz sondach ekstensometrycznych, daje znacznie szersze
możliwości monitoringu pomiaru sił osiowych, ścinających
oraz zginających żerdź kotwi. Możliwość rejestracji tych
parametrów oraz ich analiza w komputerze pozwalają na
kompleksową ocenę stateczności wyrobiska oraz pozwala
prawidłowo zaprojektować obudowę.
Jedną z metod monitoringu stanu obciążenia kotwi są
również tensometryczne czujniki naciągu kotwi (Masnyny
2006, Turek i in. 2015), których zastosowanie ogranicza się
głównie do monitorowania kotwi mocowanych punktowo lub
odcinkowo w górotworze. Pomiar sił osiowych w żerdzi kotwi
chociaż nie pozwala na określenie pełnego stanu obciążenia
obudowy wyrobiska, to jednak z dużą dokładnością pozwala
na ocenę wartości, czasu narastania i częstotliwości obciążenia
mającego główny wpływ na konwergencję wyrobiska.
a
W kopalniach węgla kamiennego stosowane są powszechnie kotwie strunowe (np. firmy „LEX” Jakub
Słowik) i samowiertne (np. firmy GONAR – SYSTEMS
INTERNATIONAL: http://gonar.com.pl/media/pdf/produkty/pl/Tunneling_PL.pdf) o wysokiej nośności statycznej
i dynamicznej (do 500 kN). Pomimo wysokiej nośności kotwi
strunowych sięgającej 430 kN, w porównaniu z minimalnymi
wymaganiami normy tj. 120 kN, w praktyce górniczej notuje
się przypadki niszczenia kotwi strunowych, które nie są związane ze wstrząsami górotworu. Znamienne jest to, że zjawiska
takie są obserwowane w kopalniach podczas statycznego
obciążania obudowy podporowo-kotwiowej, po wystąpieniu
zsuwów w podatnych odrzwiach obudowy ŁP. Może mieć to
związek z tym, że nośność odrzwi bezpośrednio po zsuwie
maleje, a gabaryty odrzwi zmniejszają się proporcjonalnie do
wielkości zsuwu w złączach, co może prowadzić do chwilowej
utraty kontaktu odrzwi z obrysem wyrobiska oraz chwilowym
przejęciem głównego obciążenia przez kotwie. W przypadku,
gdy obciążenie to przekroczy nośność kotwi, prowadzi to
do ich zniszczenia. Stanowiskowe badania odrzwi w stanie
podatnym potwierdzają, że po wystąpieniu skokowego zsuwu w złączach, obserwuje się każdorazową utratę kontaktu
kształtowników odrzwi z siłownikami obciążającymi, co
przedstawiono na rys. 1.
Statyczne obciążenie odrzwi obudowy wywołuje dynamiczną odpowiedź złącza w postaci skokowego zsuwu, po
którym wyrobisko górnicze oraz obudowa osiągają nowy stan
równowagi, aż do wystąpienia następnego zsuwu. Ponieważ
w obudowie podporowo-kotwiowej kotwie połączone są
z odrzwiami, dlatego takie czynniki jak charakterystyka pracy
złączy obudowy, sposób połączenia kotwi i luzy pomiędzy
odrzwiami oraz obrysem wyrobiska, mogą mieć znaczący
wpływ na dynamikę obciążenia kotwi.
Z uwagi na powyższe, do monitoringu siły naciągu
kotwi niezbędne są czujniki siły charakteryzujące się dużą
wiernością i stabilnością wskazań zarówno przy obciążeniu
statycznym jak i dynamicznym.
W artykule przedstawiono konstrukcję oraz wyniki badań
typoszeregu prototypowych czujników siły naciągu kotwi górniczych, będących przedmiotem zgłoszenia patentowego GIG
(Pytlik, Pytlik 2014). Czujniki przeznaczone są do stosowania
w układach pomiarowych wykorzystywanych do monitoringu
naciągu kotwi przy obciążeniu statycznym i dynamicznym
b
Rys. 1.Przykładowe charakterystyki nośności odrzwi obudowy ŁP w stanie usztywnionym i podatnym (a) podczas
badań stanowiskowych wg schematu (b)
Fig. 1. Characteristics of load capacity of a yielding steel arch support, reinforced and stiff and yield states (a) during
bench tests according to the diagram (b)
40
PRZEGLĄD GÓRNICZY
w budownictwie górniczym i tunelowym. Prezentowane
czujniki przeznaczone są szczególnie do monitoringu kotwi
górniczych o nośności od 500 do 1000 kN, które stosowane są
w trudnych warunkach geologiczno-górniczych i w warunkach zagrożenia wstrząsami górotworu i tąpaniami. Ze
względu na to, że czujniki te przewidziane są do stosowania
w trudnych warunkach klimatycznych i przy zmiennych
obciążeniach, zdecydowano się na rozbudowany sposób ich
sprawdzania obejmujący możliwie szeroki ich zakres pracy.
2. Konstrukcja i wykonanie czujników siły naciągu kotwi
W literaturze (Majcherczyk i in. 2005, Masny 2006, Turek
i in. 2015) znane są badania in situ osiowej siły naciągu kotwi, podczas monitoringu obudowy podporowo-kotwiowej.
W badaniach tych zastosowano czujniki tensometryczne o wymiarach gabarytowych 136×85×136 mm z otworem o średnicy
41 mm do montażu kotwi. Maksymalny zakres pomiarowy
czujników wynosił 500 kN. Do konstrukcji czujników siły
użyto 4 tensometrów o rezystancji 350 W. Z przeprowadzonych badań kotwi przy obciążeniu dynamicznym, prowokowanym za pomocą detonacji ładunku wybuchowego w stropie
wyrobiska wynika, że czas trwania obciążenia wyniósł od ok.
20 ms do 143 ms, a jego amplituda nie przekraczała 120 kN.
Aparatura pomiarowo-rejestrująca pozwalała na pomiar sił z
częstotliwością próbkowania 1000 Hz, co było wystarczające do pomiarów sygnału siły, którego zakres częstotliwości
mieścił się w zakresie od 7 Hz do 50 Hz.
Na podstawie pomiarów i obserwacji wstrząsów górotworu (Kłeczek 2005) dokonano również oszacowania częstotliwości drgań górotworu podczas wstrząsów, w zakresie
od 3 Hz do 14 Hz.
Badania analityczne i numeryczne obudowy kotwiowej
(Kidybiński 2009, Nierobisz 2012, Prusek i in. 2008) wskazują, że podczas modelowania obciążenia dynamicznego
często przyjmuje się częstotliwość impulsów źródłowych,
symulujących wstrząs górotworu, o częstotliwości 30 Hz.
Na podstawie przytoczonych badań in situ oraz analiz
numerycznych, opracowano założenia, a następnie typoszereg
tensometrycznych czujników siły, który jest przedmiotem
wynalazku zgłoszonym w Głównym Instytucie Górnictwa
(Pytlik, Pytlik 2014). Tensometryczny czujnik siły, w kształ-
2016
cie wydrążonego walca (z tensometrami naklejonymi na
jego pobocznicy) stanowi integralną część podkładki kotwi,
co powoduje wierne odwzorowanie siły osiowej wywołanej
podczas naciągu kotwi.
Tensometryczny czujnik siły może mieć różne kształty w
zależności od warunków pracy w wyrobisku (Pytlik 2014).
Zintegrowanie tensometrycznego czujnika siły z podkładką,
a tym samym umiejscowienie poza otworem, w którym zamontowana jest żerdź kotwiowa, powoduje, że jest on mniej
narażony na uszkodzenia ze strony odziaływującego górotworu. Łatwy dostęp do wnętrza podkładki pozwala na diagnozę
działania czujnika i ewentualny demontaż oraz ponowne wzorcowanie w warunkach laboratoryjnych. Zastosowana osłona
czujnika chroni układ elektryczny przed uszkodzeniami oraz
szkodliwym wpływem agresywnego środowiska atmosfery
i wód kopalnianych. Zaletą tego rozwiązania jest ponadto
możliwość wielokrotnego wykorzystania podkładki w różnych
miejscach wyrobiska górniczego, gdzie wymagany jest pomiar
siły naciągu i monitoring pracy kotwi. Niewielkie gabaryty
czujnika: wysokość ok. 40 mm i średnica ok. 110 mm powodują, że przy jego wysokim zakresie pomiarowym do 1000
kN nie stanowi on utrudnienia dla transportu kopalnianego.
Koncepcja budowy czujnika, jego współpraca z żerdzią
kotwi i górotworem przedstawiona została na rys. 2.
W projekcie typoszeregu czujników siły założono, że
opracowane zostaną trzy konstrukcje czujników siły o parametrach nominalnych w zakresie pomiaru sił statycznych
i dynamicznych: 500 kN, 750 kN i 1000 kN. Ponadto czujniki
siły powinny charakteryzować się:
– klasą dokładności 1 (odniesiona do zakresu pomiarowego),
– pasmem przenoszenia: co najmniej 1 kHz,
– minimalną czułością napięciową: ~1 mV/V,
– materiałem czujnika odpornym na korozję,
– możliwością współpracy z żerdziami kotwi o maksymalnej
średnicy do 50 mm,
– odpornością na działanie zasolonych wód kopalnianych,
– odpornością na nieosiowe obciążenie,
– odpornością na zmiany temperatury otoczenia.
Walec, na który naklejone są tensometry, którego schemat
przedstawiono na rys. 3, wykonano ze stali nierdzewnej ulepszonej cieplnie, o dobrej odporności korozyjnej na działanie
wód zasolonych.
Rys. 2.Schemat budowy czujnika oraz współpraca z żerdzią kotwi i górotworem
Fig. 2. Construction of a sensor working with a rock bolt’s rod and rock mass
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
41
Rys. 3. Element czujnika siły z tensometrami na pobocznicy
wydrążonego walca (Pytlik 2014)
Fig. 3. Component of the force sensor in the form of a hollow
cylinder with strain gauges (Pytlik 2014)
Na pobocznicy walca poddanego ściskaniu siłą nominalną
FN, powstaje naprężenie σ o wartości:
1
gdzie: S - powierzchnia przekroju poprzecznego cylindra,
wyznaczona ze wzoru:
Rys. 5.Układ połączeń w mostku Wheatstone’a
Fig. 5. Circuitry in the Wheatstone bridge circuit
Stan równowagi tensometrycznego mostka czteroramiennego zasilanego napięciem stałym, osiąga się wówczas, gdy
spełniony jest warunek:
2
gdzie:
D – zewnętrzna średnica cylindra,
d – wewnętrzna średnica cylindra: d = 46 mm dla czujników o zakresie pomiarowym 500 i 750 kN oraz
d=52 mm dla czujników o zakresie pomiarowym
1000 kN.
Dla zapewnienia odporności czujnika na obciążenia nieosiowe, do jego konstrukcji zastosowano osiem tensometrów
(rys. 4):
– cztery tensometry na obwodzie przyklejone co 90° - zgodne z kierunkiem działania siły (tensometry czynne),
– cztery tensometry na obwodzie przyklejone co 90° - prostopadłe do kierunku działania siły (tensometry kompensacyjne).
Tensometry zostały połączone w układ pełnego mostka Wheatstone’a (o budowie czteroramiennej) zgodnie
z rys. 5, który zapewnia kompensację temperaturową czujnika (Hoffman 1989, Piotrowski 2009, Stuburski 1976,
Szumielewicz i in. 1982, Zakrzewski, Kampik 2013).
gdzie:
R1,2,3,4 – rezystancje mostka czteroramiennego.
3
Względną wartość napięcia wyjściowego mostka
Wheatstone’a obliczamy ze wzoru:
4
gdzie:
Uwy– napięcie na wyjściu mostka,
Uzas– napięcie zasilania mostka.
Do konstrukcji mostka tensometrycznego wybrano tensometry firmy HBM o rezystancji 350 Ω i 120 Ω oraz długości
bazy pomiarowej L0=3 mm.
Na wartość pasma przenoszenia czujnika ma wpływ długość bazy pomiarowej L0. Przy założeniu, że odkształcenie
sprężyste rozchodzące się w metalowym podłożu rozchodzi
się z prędkością dźwięku v, można wyznaczyć wzór na graniczną częstotliwość tensometru (Szumielewicz i in. 1982):
Rys. 4. Rozmieszczenie tensometrów czujnika siły (A, B, C, D – tensometry czynne, C1, C2, C3, C4 – tensometry kompensacyjne)
Fig. 4. Arrangement of the strain gauges of the force sensor (A, B, C, D – active strain gauges and C1, C2, C3, C4 –
compensation strain gauges)
42
PRZEGLĄD GÓRNICZY
gdzie:
δε – dopuszczalny błąd pomiarowy.
5
Zakładając, że dopuszczalny błąd pomiarowy wynosi
δε =1,0%, a prędkość rozchodzenia się dźwięku w stali nierdzewnej wynosi v=5790 , obliczono wartość częstotliwości
granicznej prototypowych czujników tensometrycznych:
fg  150 kHz. Obliczona wartość znacznie przekracza przyjęte
założenia.
Widok części mechanicznej i elektrycznej czujnika przedstawiono na rys. 6.
W celu maksymalnej ochrony czujnika przed wpływem
zewnętrznych warunków atmosferycznych oraz działania
wód zasolonych, część elektryczną czujnika zabezpieczono
osłoną ze stali kwasoodpornej (rys. 6c), a wyprowadzenie na
zewnątrz czujnika przewodów elektrycznych zrealizowano
w osłonie przewodu wysokociśnieniowego (ze stalowym
oplotem), które znane jest z rozwiązań stosowanych przez
Instytut ITI EMAG.
3. Wzorcowanie i sprawdzenie czujników siły przy
obciążeniu statycznym
Wzorcowanie i sprawdzenie czujników siły naciągu
kotwi górniczych o nominalnych zakresach pomiarowych
500 kN, 750 kN i 1000 kN, wykonano przy użyciu wzorca
siły w postaci tensometrycznego czujnika siły typu C6 firmy
HBM o zakresie pomiarowym 2000 kN (klasa dokładności
0,5) przy obciążeniu statycznym. Czujniki połączone były
do wzmacniacza pomiarowego typu MGCplus (klasa 0,03)
firmy HBM, który współpracował z komputerem, na którym
rejestrowano dane pomiarowe. W celu zminimalizowania
nieosiowości obciążenia podczas czynności metrologicznych,
w układzie pomiarowym wykorzystano czasze kuliste, będące
na wyposażeniu wzorca pomiarowego (rys. 7)
Do wywierania statycznej siły obciążającej użyto maszyny wytrzymałościowej typu AJ AMSLER o maksymalnym
zakresie pomiarowym 5000 kN.
Dla każdego czujnika przeprowadzono po pięć serii pomiarowych, polegających na obciążeniu czujnika od zera do
jego wartości nominalnej. Na rys. 8 przedstawiono krzywe
wzorcowania y=f(x) (Piotrowski, Kostyrko 2000) czujników pomiarowych, przy obciążeniu statycznym. W kolorze
czerwonym oznaczono punkty pomiarowe, a w kolorze czarnym krzywe wzorcowania, którym odpowiadają równania
a
2016
b
Rys. 7. Stanowisko do statycznego sprawdzania czujników siły
naciągu kotwi górniczych za pomocą czujnika typu C6
w maszynie wytrzymałościowej typu AJ AMSLER. 1 –
czujnik naciągu kotwi; 2 – czasze kuliste wzorca siły;
3 – wzorzec siły – czujnik typu C6
Fig. 7. Post for static tests on sensors for mining rock bolt tension using sensor, type C6, mounted in a testing machine, type AJ AMSLER. 1 – a sensor for rock bolt tension;
2 – spherical caps of a force pattern; 3 – a force pattern
– C6 sensor
o najlepszym stopniu dopasowania, określonego za pomocą
współczynnika korelacji R2.
Podczas sprawdzania czujników siły naciągu kotwi określono ich klasę dokładności (ang. accuracy class), zdefiniowaną jako wartość maksymalnego błędu, jaki może wystąpić
podczas pomiaru, określonego jako błąd procentowy w stosunku do pełnego zakresu pomiarowego. Klasa dokładności
wszystkich czujników siły naciągu kotwi wyniosła 1.
Na podstawie analizy otrzymanych charakterystyk można
stwierdzić, że badane czujniki siły spełniły założenia konstrukcyjne i prawidłowo wskazują wartości obciążeń statycznych.
Najlepszą liniowość w całym zakresie pomiarowym posiada
czujnik 1000 kN. W przypadku czujników 500 kN i 750 kN
stwierdzono drobne nieliniowości w charakterystyce wzorcowania czujników, które występują w początkowym zakresie
pomiarowym do ok. 100 kN, dlatego zdecydowano się na
wyznaczenie charakterystyki w postaci wielomianu 2 stopnia.
Powodem powstałych nieliniowości mogą być niedokładności (głównie nieosiowość) podczas instalacji tensometrów.
Stosunek wysokości czujników do średnicy walca wynosi
ok. 0,5. Powoduje to utrudnienia w instalacji tensometrów
względem osi symetrii czujnika.
c
Rys. 6.Widok czujnika siły naciągu kotwi: a – część mechaniczna; b – część elektryczna; c – końcowa wersja czujnika
z przewodami elektrycznymi w osłonie gumowego przewodu giętkiego ze stalowym oplotem
Fig. 6. Sensor of rock bolt tension: a – mechanical part; b – electrical part; c – the final version of the sensor with
electrical cables in a rubber, flexible hose with braided steel
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
43
Rys. 8.Charakterystyki wzorcowania czujników pomiarowych
Fig. 8. Characteristics of sensors’ calibration
4. Weryfikacja działania czujników siły podczas stanowiskowych badań kotwi przy obciążeniu udarowym
W celu weryfikacji działania czujników siły naciągu kotwi
przy obciążeniu o charakterze udarowym, przeprowadzono
badania kotwi na stanowisku kafarowym Głównego Instytutu
Górnictwa. Kotwie poddano badaniom według metodyki badań „kotwi wstrząsoodpornych” (Pytlik 2015). Maksymalna
wartość prędkości udaru vu, przy której żaden element kotwi
nie uległ zniszczeniu (nie została przerwana ciągłość materiału, a kotew nie utraciła swojej funkcjonalności) jest podstawą
do zaklasyfikowania przedmiotowych kotwi do jednej z pięciu
kategorii kotwi wstrząsoodpornych: W1÷W5 (tablica 1).
W tablicy 1 przedstawiono, przyjęte w metodyce badań na
podstawie wartości PPV (Mutke 2007), początkowe wartości
prędkości udaru vu bijaka w stanowisku badawczym, które
symulują ruch dużych mas bloków skalnych (20 000 kg),
przemieszczających się do wyrobiska podczas dynamicznego
obciążenia kotwi.
Tablica 1. Kategorie wstrząsoodporności kotwi górniczych
(Pytlik 2015)
Table 1. Categories of shock resistance of mining rock bolts
(Pytlik 2015)
Kategoria
W1
W2
W3
W4
W5
vu
m/s
0,4
0,6
0,8
1,0
1,2
h;
cm
1,3
3,0
5,0
8,0
12,0
W badaniach prowadzonych na podstawie amerykańskiej
normy ASTM D7401-08 stosowane są mniejsze masy i znacznie większe prędkości obciążenia. Podczas próby maksymalna
prędkość obciążenia może wynosić 6,5 m/s (typowa 5,4 m/s),
a maksymalna energia udaru 62 kJ. Badania kotwi wykonywane zgodnie z normą jw. (Campoli i in. 2013) wykonywane
są np. przy użyciu swobodnego spadku masy od 1115 kg do
3000 kg z wysokości 1,5 m, co powoduje uzyskanie prędkości
udaru o wartości ok. 5,4 m/s. Przykładem są również badania
kafarowe kotwi z absorberem energii, przy prędkości udaru
4,7 m/s (Neugebauer 2009) i energii 27 kJ, prowadzone w
kanadyjskim laboratorium CANMET-MMSL w Ottawie.
Znane są również badania prowadzone w polskich
jednostkach badawczych (Piechota, Korzeniowski 2006,
Skrzypkowski 2008), gdzie podczas badań kotwi używana
jest jeszcze mniejsza masa udarowa o wartości 360 kg.
Nomogramy do wyznaczania dynamicznych warunków
obciążenia obudowy kotwiowej wskazują, że analizowane
prędkości udaru sięgały 6 m/s.
Tak duże prędkości udaru, stosowane w badaniach stanowiskowych, nie odpowiadają jednak tąpnięciu z udziałem
dużych mas skalnych. Nie są również potwierdzone doświadczeniami z pomiarów maksymalnej prędkości drgań cząstek
skały na obwodzie wyrobiska PPV (z ang. peak particle velocity). Według polskich i międzynarodowych badań prędkości
udaru vu kilkakrotnie przekraczają bowiem zarejestrowane
wartości PPV. Całkowite zniszczenie wyrobiska, obliczone
na podstawie średniej arytmetycznej z granicznych wielkości
prędkości drgań skał na obrysie wyrobiska, wymuszonej przez
wstrząs, następuje przy PPV=1,46 m/s (Kidybiński 1999).
Obecna metodyka oraz stanowisko badawcze pozwalają
na symulowanie pędu dużych mas skalnych obciążających
dynamicznie kotew przy zmiennej prędkości udaru. Podczas
badań kotwi według opracowanej metodyki wyznacza się
charakterystyki pracy kotwi przy obciążeniu dynamicznym
w postaci impulsu, na podstawie których można wyznaczyć
nośność i podatność kotwi, które to parametry są istotne podczas opracowywania projektu obudowy kotwiowej stosowanej
w warunkach zagrożenia tąpaniami.
Przez charakterystykę pracy kotwi przy obciążeniu dynamicznym rozumie się zależność siły oporu dynamicznego Fd
kotwi w funkcji czasu obciążenia t (przy określonej wartości
prędkości udaru vu). Podczas badania wyznaczana jest maksymalna siła oporu dynamicznego Fdmax kotwi, zależna od
energii kinetycznej udaru masy. Wielkość masy udarowej w
stanowisku badawczym przyjęto równą 24 000 kg, zakładając,
że średnią gęstość objętościową skał przemieszczających się
do wyrobiska wynosi ρ=2400 kg/m3, a ich objętość wynosi
10 m3.
Badanie przeprowadzono zgodnie z I etapem badań metodyki, w której sprawdza się wstrząsoodporność elementów
mechanicznych kotwi, tj. żerdzie, nakrętki i podkładki, wg
schematu przedstawionego na rys. 9.
Badanie kotwi polega na:
– przygotowaniu żerdzi kotwi do badania poprzez zakończenie jej z obydwu stron nakrętką i podkładką,
– statycznym obciążeniu kotwi (co symuluje naciąg wstępny
kotwi) trawersą z oprzyrządowaniem o masie całkowitej
m2=4000 kg (masa trawersy mt=3300 kg, masa oprzyrządowania mo=700 kg), a następnie zwiększeniu obciążenia
o dodatkową masę m1=20 000 kg w czasie do 5 s. Wynik
badania jest pozytywny, jeżeli kotew przeniosła tak zadane
44
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Rys. 9.Stanowisko kafarowe przystosowane do badania obciążenia dynamicznego elementów mechanicznych kotwi
za pomocą udaru masy: (1) masa bijaka (udarowa) m1,
(2) trawersa o masie m2, (3) czujnik siły, (4) żerdź kotwi,
(5) nakrętka kotwi, (6) podkładka kotwi
Fig. 9. Pile driving station designed for dynamic load testing of
mechanical elements of rock bolts with an impact mass:
(1) impact hammer’s mass m1, (2) cross-bar’s mass m2,
(3) force sensor, (4) rock bolt’s rod, (5) rock bolt’s nut,
(6) rock bolt’s washer
obciążenie bez zniszczenia (nie została przerwana ciągłość
materiału).
– odciążeniu kotwi poprzez podniesienie bijaka o masie m1
na określoną wysokość h (w zakresie od ok. 1 do 12 cm)
2016
odpowiadającą zadanej prędkości obciążenia vu od 0,4 do
1,2 m/s.
– swobodnym spadku, z wysokości h, masy m1=20 000 kg
na trawersę o masie m2=4000 kg statycznie obciążającą
badaną kotew.
Wynik badania w etapie I uznaje się za pozytywny, jeżeli żaden element kotwi nie uległ zniszczeniu (nie została
przerwana ciągłość materiału, a kotew nie utraciła swojej
funkcjonalności).
Podczas badania kotwi przy rozciągającym obciążeniu
o charakterze udarowym, rejestrowana jest chwilowa siła Fd
oporu dynamicznego kotwi. Podczas badania wyznaczana
jest maksymalna wartość Fdmax chwilowej siły Fd oporu dynamicznego kotwi.
Zdjęcie kafarowego stanowiska badawczego podczas
wzorcowania czujników przedstawiono na rys. 10.
Badaniom poddano kotwie samowiertne typu R32S,
produkcji GONAR-Systems International Sp. z o.o., o nominalnej statycznej sile zrywającej Fr=360 kN. Na wykresach
przedstawionych na rys. 11–14, porównano przebiegi siły w
funkcji czasu podczas równoczesnego pomiaru obciążenia
kotwi za pomocą wzorca siły oraz czujnika naciągu kotwi.
Podczas analizy obydwu przebiegów określono maksymalną
różnicę we wskazaniach siły w całym mierzonym zakresie
i porównano ją z klasą dokładności czujnika. Wyznaczono
również maksymalny błąd podczas wyznaczania piku siły,
który jest najbardziej istotnym parametrem pomiaru podczas
określenia nośności dynamicznej kotwi.
Przykładowe zniszczenie żerdzi kotwi samowiertnej,
w postaci ścięcia gwintu, przedstawiono na rys. 15.
Na podstawie wykresów przedstawiających przebiegi
siły w funkcji czasu można wysnuć wniosek, że sprawdzane
czujniki dobrze odwzorowują zmienną siłę w czasie, zarówno
przy obciążeniu pulsacyjnym o częstotliwości ok. 5 Hz, jak
i podczas obciążenia udarowego kotwi, które spowodowało
ścięcie gwintu kotwi i wywołało pulsacje siły o dominującej
częstotliwości ok. 40 Hz. Czujniki nie wykazały również
istotnego opóźnienia fazowego w stosunku do wzorca, co
Rys. 10. Sprawdzanie czujników siły w kafarowym stanowisku badawczym
Fig. 10. Test on force sensors, pile-driving station
Nr 11
Rys. 11. Porównanie przebiegów siły F
w funkcji czasu t przy prędkości udaru vu=0,6 m/s (h=3 cm);
Fmax=296,5 kN (wzorzec). Maksymalna różnica wskazań wzorca i czujnika ∆Fmax=3 kN
Fig. 11. Comparison of the F force versus t time at the speed of impact mass vu=0.6 m/s (h=3 cm);
Fmax=296.5 kN (pattern). The
maximum difference of readings of the pattern and the
sensor ∆Fmax=3 kN
w funkcji czasu t przy prędkości udaru vu=0,7 m/s (h=4 cm),
Fmax=324,97 kN (wzorzec). Maksymalna różnica wskazań wzorca i czujnika ∆Fmax=17 kN
Fig. 12. Comparison of the F force versus t time at the speed of impact mass vu=0.7 m/s (h=4 cm);
Fmax=324,97 kN (pattern). The
maximum difference of readings
of the pattern and the sensor
∆Fmax=17 kN
Fmax= 353,75 kN (wzorzec).
Maksymalna różnica wskazań
wzorca i czujnika ∆Fmax=16 kN
Fig. 13. Comparison of the F force versus t time at the speed of impact
mass vu=0.8 m/s (h=5 cm); Fmax=
353,75 kN (pattern). The maximum difference of readings
∆Fmax=16 kN
Fmax= 354,8 kN (wzorzec). Maksymalna różnica wskazań wzorca i czujnika ∆Fmax=0,5 kN
Fig. 14. Comparison of the F force versus t time at the speed of impact
mass vu=0.8 m/s (h=5 cm); Fmax=
354,8 kN (pattern). The maximum difference of readings
∆Fmax=0.5 kN
PRZEGLĄD GÓRNICZY
45
46
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2016
Rys. 15. Przykład ścięcia gwintu kotwi samowiertnej podczas badania
Fig. 15. Cut off head of a self-drilling rock bolt during tests
przyczyniło się do wiernego odwzorowania obciążenia
w funkcji czasu. Analiza różnicy wskazań wzorca oraz czujników o zakresach 500 kN, 750 kN i 1000 kN przy obciążeniu
udarowym potwierdziła również, że maksymalny błąd pomiarowy nie wykracza poza klasę dokładności 1.
Badania kotwi samowiertnych typu R32S produkcji
GONAR-Systems International Sp. z o.o wykazały, że posiadają one kategorię wstrząsoodporności W2. Kotwie bez
zniszczenia przeniosły obciążenie 325 kN przy prędkości
udaru vu=0,6 m/s.
Zniszczenie kotwi w postaci ścięcia gwintu żerdzi nastąpiło przy obciążeniu 355 kN przy prędkości udaru vu=0,8 m/s.
Na uwagę zasługuje fakt, że pomimo ścięcia gwintu żerdzi,
kotew nie utraciła całkowicie nośności, lecz utrzymała nośność na poziomie od 250 kN do ok. 300 kN. Daje to pewien
margines bezpieczeństwa, gdyż kotew zniszczona wykazuje
w dalszym ciągu znaczną nośność. Wskazują na to wykresy
przedstawione na rys. 13 i 14, gdzie po pierwszym ścięciu
zwojów gwintu widoczny jest gwałtowny spadek nośności
kotwi, a kolejne piki siły spowodowane są ścinaniem następnych zwojów gwintu żerdzi.
5. Podsumowanie
Otrzymane parametry mechaniczne i elektryczne typoszeregu czujników siły naciągu kotwi potwierdzają, że czujniki
posiadają dobre własności sprężyste i wysoką czułość napięciową. Klasa dokładności czujników siły przy obciążeniu
statycznym i udarowym wynosi 1%, co jest wystarczające do
prawidłowego odwzorowania monitorowanych sił występujących w kotwiach.
Czujniki zostały wykonane z materiałów odpornych na korozję, a ich konstrukcja zapewnia również wysoką odporność
na obciążenia udarowe, które potwierdzone zostały podczas
badań w kafarowym stanowisku badawczym, przy użyciu
bijaka o masie 20 000 kg.
Czujniki naciągu kotwi mogą być wykorzystane zarówno
podczas monitoringu kotwi w warunkach in situ, jak i podczas
stanowiskowych badań kotwi i obudowy podporowo-kotwiowej. Potwierdziły to badania stanowiskowe czujników
siły naciągu przeprowadzone razem z kotwiami typu R32S
produkcji GONAR-Systems International Sp. z o.o., które
symulowały najniekorzystniejsze obciążenie o charakterze
udarowym.
Literatura
Bezpieczeństwo obudowy podporowo-kotwiowej w warunkach występowania wstrząsów górotworu. Praca zbiorowa pod redakcją M. Turka.
Główny Instytut Górnictwa, Katowice 2012.
CAŁA M., FLISIAK J., TAJDUŚ A. 2001 - Mechanizm współpracy kotwi z
górotworem o zróżnicowanej budowie. Biblioteka Szkoły Eksploatacji
Podziemnej. Seria z lampką górniczą nr 8, Kraków.
CAMPOLI A., OLDSEN J., WU R. 2013 - Yielding bolt support for rock
burst prone workings. Mining World, vol. 10, issue 2, s. 32-34.
HOFFMANN K.1989 - An Introduction to Measurements using Strain Gages.
Darmstadt Hottinger Baldwin Messtechnik GmbH.
http://www.arnall.com.pl/monitoring2 Monitoring. Kotew oprzyrządowana.
Sonda ekstensometryczna. ORICA.
KIDYBIŃSKI A. (red.) 2009 - Stateczność górotworu i obudowy przy
łącznym obciążeniu statycznym i dynamicznym. Wydawnictwo GIG,
Katowice.
KIDYBIŃSKI A. 1999 - Kryteria uszkodzenia lub zniszczenia wyrobisk
korytarzowych i komorowych wskutek wstrząsów. „Bezpieczeństwo
Pracy i Ochrona Środowiska w Górnictwie” nr 5, s. 4-9.
KŁECZEK Z. 2005 - Aktywność sejsmiczna górotworu GZW i LGOM
i jej skutki w podziemnych wyrobiskach górniczych. CUPRUM: nr
2, s. 33-47.
MAJCHERCZYK T., MAŁKOWSKI P., NIEDBALSKI Z. 2005 - Badania
obciążeń obudowy w wybranych wyrobiskach korytarzowych.
„Górnictwo i Geoinżynieria” z. 3/1, s. 289-298.
MASNY W. 2006 - Zastosowanie praktyczne czujników do pomiaru obciążeń statycznych i dynamicznych. XXIX Zimowa Szkoła Mechaniki
Górotworu i Geoinżynierii. Geotechnika i Budownictwo Specjalne, s.
237-245, Krynica.
MUTKE G. 2007 - Charakterystyka drgań wywołanych wstrząsami górniczymi w odległościach bliskich źródła sejsmicznego w aspekcie
oceny zagrożenia tąpnięciem. Prace Nauk. GIG – Studia – Rozprawy
– Monografie, nr 872, Katowice.
NEUGEBAUER E. 2009 - A new rock bolting concept for underground excavations under high stress conditions. In International Mining Symposia.
High Performance Mining. Institute of Mining Engineering I. RWTH:
University 2009, s. 343–358, Aachen.
NIEŁACNY P. 2009 - Dobór technologii utrzymania wyrobisk przyścianowych w jednostronnym otoczeniu zrobów na podstawie pomiarów
przemieszczeń górotworu. Praca doktorska. Kraków Akademia
Górniczo-Hutnicza w Krakowie. Wydział Górnictwa i Geoinżynierii.
Katedra Górnictwa Podziemnego.
NIEROBISZ A. 2012 - Rola obudowy w utrzymaniu wyrobisk korytarzowych w warunkach zagrożenia tąpaniami. Prace Naukowe Głównego
Instytutu Górnictwa, nr 887.
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Norma ASTM D7401-08: Standard Test Methods for Laboratory
Determination of Rock Anchor Capacities by Pull and Drop Tests.
PIECHOTA S., KORZENIOWSKI W. 2006 - Wpływ rozwarstwienia stropu
wyrobiska podziemnego na dynamiczne obciążenie obudowy kotwiowej. „Przegląd Górniczy” nr 12, s. 12-16.
PIOTROWSKI J. 2009 - Pomiary. Wydawnictwa Naukowo-Techniczne,
Warszawa.
PIOTROWSKI J., KOSTYRKO K. 2000 - Wzorcowanie aparatury pomiarowej. Podstawy teoretyczne i trasabilność według norm ISO 9000
i zaleceń międzynarodowych. Wydawnictwo Naukowe PWN,
Warszawa.
PRUSEK S. 2008a - Możliwości monitoringu obudowy wyrobisk korytarzowych. „Bezpieczeństwo Pracy i Ochrona Środowiska w Górnictwie”
nr 9, s. 14-18.
PRUSEK S. 2008b - Rozwinięty system monitoringu obudowy wyrobisk
korytarzowych. Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko. Wydanie
specjalne nr III, s. 141-152, Katowice.
PRUSEK S., MASNYW., WALENTEK A. 2008 - Numerische Modellierung
der Einwirkung der dynamischen Beanspruchungen auf Verhalten von
Ankerausbau. Aachen International Mining Symposia – Rockbolting in
Mining&Injection Technology and Roadway Support Systems. RWTH,
s. 241-256, Aachen.
PYTLIK A. 2015 - Odporność dynamiczna kotwi górniczych. „Bezpieczeństwo
Pracy i Ochrona Środowiska w Górnictwie”, nr 4(248), s. 28-35.
47
PYTLIK A., PYTLIK M. 2014 - Podkładka do pomiaru i monitoringu siły
naciągu kotwi górniczych. Wynalazek nr P.404320. Główny Instytut
Górnictwa, Katowice.
PYTLIK M. 2014 - Project and construction of force sensor for tension
measurements of mining bolts, designed to be used in static and dynamic load conditions. Praca magisterska. Politechnika Śląska, Wydział
Automatyki, Elektroniki i Informatyki, Gliwice .
SKRZYPKOWSKI K. 2008 Obudowa kotwiowa w warunkach zagrożeń
dynamicznych. „Gospodarka Surowcami Mineralnymi”, t. 24, z. 3/3,
s. 305-316.
STYBURSKI W. 1976 - Przetworniki tensometryczne. Wydawnictwa
Naukowo-Techniczne, Warszawa.
SZUMIELEWICZ B., SŁOMSKI B., STYBURSKI W. 1982 - Pomiary elektroniczne w technice. Wydawnictwa Naukowo-Techniczne, Warszawa.
TUREK M. 2010 - Podstawy podziemnej eksploatacji pokładów węgla
kamiennego. Główny Instytut Górnictwa, Katowice.
TUREK M., PRUSEK S., MASNY W. 2015 - Obudowa podporowo-kotwiowa
w kopalniach węgla kamiennego. Główny Instytut Górnictwa, Katowice.
www.gonar-systems.com - Przewodnik projektanta dla systemu GSI, Gonar
– System International Sp. z o.o.,
ZAKRZEWSKI J., KAMPIK M. 2013 - Sensory i przetworniki pomiarowe.
Wydawnictwo Politechniki Śląskiej, Gliwice.
Artykuł wpłynął do redakcji – czerwiec 2016
Szanowni Czytelnicy!
Przypominamy o wznowieniu
prenumeraty „Przeglądu Górniczego”
Informujemy też, że od 2009 roku w grudniowym zeszycie P.G. zamieszczamy listę naszych
prenumeratorów.
48
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2016
UKD 622.333: 622.502.17: 622.336.56
Możliwości udzielania pomocy publicznej
dla sektora węglowego w Unii Europejskiej
na przykładzie Polskiej Grupy Górniczej
sp. z o.o.
The possibilities of granting public aid to the EU coal sector
on the example of Polska Grupa Górnicza sp. z o.o. (ltd.)
Dr Piotr Nowaczyk*)
Treść: Stale pogarszająca się sytuacja finansowa Kompanii Węglowej zmusiła stronę rządową do opracowania planu ratowania spółki.
Jego głównym założeniem było utworzenie nowego podmiotu z najbardziej rentownych kopalń. Nowa Kompania Węglowa
miała być dofinansowania ze środków publicznych. Udzielanie pomocy publicznej w ustawodawstwie unijnym jest co do
zasady zakazane. Jednakże występuje w tym względzie wiele wyjątków. Dlatego głównym celem artykułu było wskazanie
dopuszczalnych przez prawo unijne form pomocy publicznej dla sektora węglowego na przykładzie Kompanii Węglowej.
Pierwotny plan ratowania spółki nie został zrealizowany ze względu na wysokie ryzyko uznania wsparcia za niedozwoloną
pomoc publiczną. Opracowano więc alternatywny wariant ratowania Kompanii Węglowej. Spółkę miało przejąć i dofinansować
Towarzystwo Finansowe Silesia. Zaangażowanie spółek publicznych sektora energetycznego miało zwiększyć wiarygodność
planu ratunkowego. Przedstawione rozwiązanie zmniejszało ryzyko uznania wsparcia za niedozwoloną pomoc publiczną, lecz
go nie eliminowało. Jednak i ono nie zostało zrealizowane. Opracowano więc kolejny plan ratowania Kompanii Węglowej.
Kopalnie weszły w skład nowej spółki - Polskiej Grupy Górniczej. Spółka została dokapitalizowana przez podmioty z sektora
publicznego oraz prywatnego. Bardziej restrykcyjne założenia planu ratunkowego mają przekonać Komisję Europejską do
wyrażenia zgody na pomoc publiczną. W przypadku braku akceptacji planu ratunkowego spółkę może czekać upadłość.
Abstract: The steadily deteriorating financial situation of Kompania Węglowa S.A. forced the government to elaborate a plan for
saving the company. Its main premise was to create a new body from the most profitable coal mines. The new entity was to
be financed from public entity funds. In principle, providing public aid in the EU legislation is prohibited. However, there
are many exceptions. Therefore, the main aim of the paper was to identify the, permitted by EU law, forms of public aid for
the coal sector on the example of Kompania Węglowa S.A.. The original plan was not realized due to the high risk of the
support being perceived as unlawful public assistance. Thus, an alternative option for saving Kompania Węglowa was prepared. The company was to be taken over and subsidized by Towarzystwo Finansowe Silesia (Silesia Financial Company).
The engagement of public companies from the energy sector was supposed to increase the credibility of the rescue plan. The
presented solution reduced the risk of the support being perceived as unlawful public aid, but it did not eliminate that risk
entirely. However, it has not been realized. So another plan to save Kompania Węglowa S.A. has been developed. Mines
were supposed to become part of the new company – Polska Grupa Górnicza. The company was supposed to be capitalized
by the entities from the private and public sectors. Stricter assumptions of the rescue plan were supposed to convince the
European Commission to agree on the public aid. In the absence of approval of the rescue plan by the European Commission,
the company may bankrupt.
Słowa kluczowe:
pomoc publiczna, sektor węglowy, restrukturyzacja
Key words:
public aid, coal sector, restructuring
1. Wprowadzenie
W ostatnich latach nasiliły się problemy polskiego
sektora węglowego. Sytuacja spółek węglowych, głównie
publicznych, zaczęła się pogarszać. Górnictwo generowało
coraz większe straty. W szczególnie niekorzystnej sytuacji
znalazła się Kompania Węglowa S.A. (Kompania Węglowa).
Przedsiębiorstwo wymagało zmian, które oddaliłoby widmo upadłości. Dlatego strona rządowa w porozumieniu
z partnerami społecznymi podjęła próby ratowania spółki.
Ich głównym założeniem było dofinansowanie kopalń ze
środków publicznych, które miały pochodzić od spółek, nad
*) Zachodniopomorski Uniwersytet Techniczny w Szczecinie
którymi państwo sprawowało kontrolę. Jednakże założenia
planów ratunkowych nie zostały w przewidzianym terminie
zrealizowane, głównie ze względu na wysokie ryzyko uznania
wsparcia za niedozwoloną pomoc publiczną. Wiosną 2016
roku podjęto kolejną próbę ratowania Kompanii Węglowej.
Z najbardziej perspektywicznych kopalni utworzono spółkę
o nazwie Polska Grupa Górnicza. W jej ratowanie zaangażowały się podmioty publiczne oraz prywatne. Jesienią 2016
roku Komisja Europejska ma wydać decyzję o legalności
wsparcia udzielonego nowemu podmiotowi.
Głównym celem artykułu jest wskazanie dopuszczalnych
przez prawo unijne form pomocy publicznej dla sektora węglowego na przykładzie Kompanii Węglowej, a następnie jej
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
sukcesorki Polskiej Grupy Górniczej. Pomimo iż przepisy
dotyczące pomocy publicznej są jednoznacznie sformułowane, to ich interpretacja pozostawia pewną uznaniowość.
Każdy przypadek udzielanego wsparcia traktowany jest
indywidualnie.
Poruszana w artykule problematyka jest aktualna oraz
niezmiernie ważna. Polskie spółki węglowe borykają się
z coraz większymi problemami finansowymi, co w ostateczności może doprowadzić do ich upadłości oraz utraty wielu
miejsc pracy. To wymusza na decydentach podejmowanie
prób ratowania przedsiębiorstw z branży węglowej. Jednakże
plany naprawcze często ograniczają się do dofinansowania
nierentownych kopalń ze środków publicznych, co w ustawodawstwie unijnym jest zakazane. Problematyka pomocy
publicznej jest bardzo aktualna, ponieważ dotyczy okresu,
w którym ważą się dalsze losy nie tylko Polskiej Grupy
Górniczej, ale szerzej - całego polskiego sektora węglowego.
Literatura przedmiotu dotycząca zagadnień udzielania
pomocy publicznej jest obszerna. W części teoretycznej
artykułu starano się przedstawić jej najważniejsze pozycje.
Natomiast w części omawiającej założenia kolejnych planów
ratowania Kompanii Węglowej oraz powstałej na jej bazie
Polskiej Grupy Górniczej, wykorzystano materiały najnowsze,
nierzadko opracowane w 2016 r.
Artykuł składa się z pięciu punktów zasadniczych.
W pierwszym punkcie omówiono pojęcie oraz formy pomocy
publicznej w Unii Europejskiej (UE). W następnym przedstawiono zakres pomocy publicznej dostępnej dla sektora
węglowego w UE. W kolejnych dwóch punktach omówiono
założenia kolejnych planów naprawczych dla Kompanii
Węglowej. W ostatnim punkcie przedstawiono proces restrukturyzacji Polskiej Grupy Górniczej oraz propozycję dalszych
zmian poprawiających funkcjonowanie spółki. Artykuł kończy
się podsumowaniem przeprowadzonej analizy.
2. Pojęcie oraz formy pomocy publicznej w ustawodawstwie unijnym
Pomoc publiczna ze względu na możliwość znacznego
wpływu na działanie niezakłóconej konkurencji na rynku wewnętrznym, jest co do zasady zakazana. Zakaz jej udzielania
ma chronić podmioty przed ich nierównym traktowaniem
przez państwo i zapewnić w miarę równe warunki prowadzenia działalności gospodarczej. Udzielanie pomocy publicznej,
a zwłaszcza jej wpływ na efektywną alokacje zasobów, generalnie ocenia się negatywnie - pociąga za sobą zakłócenie
wolnej konkurencji. Osłabia przedsiębiorczość, umożliwiając
przetrwanie słabszym przedsiębiorstwom, kosztem silniejszych (Pomoc ... 2016).
Głównym aktem prawnym w UE regulującym udzielanie pomocy publicznej jest Traktat o Funkcjonowaniu Unii
Europejskiej (TFUE), obowiązujący od 2009 r. Zgodnie z
jego zapisami - art. 107 ust. 1, pomoc publiczna ma miejsce
wówczas, gdy jednocześnie spełnione są następujące przesłanki (Ambroziak 2009):
1. Jest przyznawana przez państwo lub pochodzi ze środków
państwowych (w sytuacji, gdy pomoc udzielana jest na
warunkach korzystniejszych niż oferowane na rynku),
2. Dotyczy przedsiębiorstwa (przedsiębiorcy) w rozumieniu
unijnego prawa konkurencji,
3. Ma charakter selektywny (uprzywilejowuje określone
przedsiębiorstwo lub przedsiębiorstwa albo produkcję
określonych towarów),
4. Grozi zakłóceniem lub zakłóca konkurencję oraz wpływa
na wymianę handlową między Państwami Członkowskimi
UE.
49
Brak spełnienia choćby jednej z wymienionych przesłanek wyklucza wystąpienie pomocy publicznej i tym samym
konieczność zastosowania przepisów regulujących jej udzielanie.
Zakaz udzielania pomocy publicznej w UE nie jest ani
absolutny, ani bezwarunkowy. Prawo unijne wymienia liczne
przypadki, w których pomoc publiczna może być udzielona.
Dlatego w ustawodawstwie unijnym występuje wiele rodzajów pomocy publicznej (Barszcz i in. 2012, Gałązka 2012).
Zgodę na udzielenie pomocy publicznej wydaje organ krajowy lub unijny. W pierwszym przypadku jest nią instytucja
odpowiedzialna za przestrzeganie prawa konkurencji (w
Polsce jest nią Urząd Ochrony Konkurencji i Konsumentów)
oraz instytucje zarządzające środkami unijnymi. Państwo
członkowskie wydaje zgodę na udzielenie pomocy publicznej
w sytuacjach najlepiej rozpoznawalnych, w których
możliwość naruszenia prawa unijnego jest niewielka.
Decentralizacja decyzji obejmuje także udzielanie wsparcia
o niewielkiej wartości. W pozostałych przypadkach zgodę na
udzielenie pomocy publicznej wydaje Komisja Europejska
(KE). Państwo członkowskie nie może udzielić pomocy bez
uprzedniej decyzji KE. Jeśli udzieli jej bezprawnie, podlega
ona zwrotowi (Zombirt 2009).
3. Możliwości udzielania pomocy publicznej sektorowi
węglowemu w Unii Europejskiej
Głównym aktem prawnym regulującym udzielanie pomocy publicznej sektorowi górniczemu, oprócz ogólnych
wytycznych TFUE, jest decyzja Rady z dnia 10 grudnia
2010 r. w sprawie pomocy państwa ułatwiającej zamykanie
niekonkurencyjnych kopalń węgla (Decyzja ... 2010). Pomoc
publiczna w oparciu o ww. decyzję może być przeznaczona
na (Opinia 2015):
1. Zamykanie kopalń - ma ona charakter pomocy operacyjnej
(oznacza pomoc na pokrycie bieżących strat związanych
z produkcją węgla, ale przez kopalnię, która ma zostać
zamknięta). Zgodnie z unijnym prawem, kopalnie w procesie wygaszenia, którym udzielono pomocy, będą mogły
wydobywać węgiel do 2018 r.,
2. Pokrycie kosztów nadzwyczajnych (procesy wygaszające)
- to pomoc przeznaczona na pokrycie kosztów, które są
związane z zamknięciem jednostek produkcyjnych węgla
(może np. obejmować koszty związane ze świadczeniami
społecznymi, działaniami likwidacyjnymi, rekultywacyjnymi, itp.). Procesy wygaszające mogą trwać do 2027 r.
Generalnie sektor węglowy może uzyskać pomoc publiczną wyłącznie na pokrycie kosztów likwidacji kopalń.
Priorytetem UE w rozwoju energetyki stały się odnawialne
źródła energii oraz gospodarka niskoemisyjna, więc zakłady górnicze pozbawione zostały możliwości ubiegania się
o pomoc na restrukturyzację działalności. Nie mogą się także
starać o pomoc publiczną na realizację projektów inwestycyjnych, służących rozbudowie zdolności produkcyjnych.
Z powyższego wynika, że UE ostatecznie zakazała wspierania
nierentownych kopalń ze środków publicznych.
Abstrahując od ww. decyzji Rady, spółki węglowe
mogą starać się o pomoc publiczną na zasadach ogólnych.
Obejmuje ona pomoc wyłącznie na realizację określonych
zadań, głównie z zakresu ochrony środowiska oraz badań
i rozwoju (Osadnik, Porzerzyńska-Antoniuk 2014). Należy
dodać, iż możliwości udzielania pomocy publicznej w zakresie wskazanym decyzją Rady z dnia 10 grudnia 2010 r.,
są o wiele mniej korzystne, aniżeli obowiązujące poprzednio,
a określone rozporządzeniem Rady z 23 lipca 2002 r. w sprawie pomocy państwa dla sektora węglowego (Bilecka-Solarz
50
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2010, Paszcza, Białas 2009). Zgodnie z ostatnią regulacją,
sektor węglowy został wyłączony z uprzywilejowanej pomocy
sektorowej dla tzw. branż wrażliwych, do których poprzednio
był zaliczany.
4. Założenia programu naprawczego dla Kompanii
Węglowej S.A.
Niekorzystna i stale pogarszająca się sytuacja ekonomiczna Kompanii Węglowej zmusiła stronę rządową do
opracowania planu ratowania przedsiębiorstwa, czyli jego
restrukturyzacji. W dniu 17.01.2015 r. zostało podpisane porozumienie pomiędzy stroną rządową, związkami zawodowymi,
Kompanią Węglową oraz pozostałymi partnerami (Zarządami
Spółki Restrukturyzacji Kopalń S.A. oraz Weglokoksem S.A.).
Zapisy porozumienia miały zostać wypełnione do dnia 30
września 2015 r.
Porozumienie przewidywało podział majątku Kompanii
Węglowej na dwie grupy (Porozumienie ... 2015). Do
pierwszej grupy miały trafić cztery kopalnie, tj. Kopalnia
Węgla Kamiennego (KWK) Brzeszcze, KWK SośnicaMakoszowy (Ruch Makoszowy), KWK Bobrek Centrum
(Ruch Centrum), KWK Piekary, w których wydobycie nie
było ekonomicznie uzasadnione (tab. 1.). Weszłyby one
w skład Spółki Restrukturyzacji Kopalń (SRK). W pierwszej wersji planu z dnia 7 stycznia 2015 r. kopalnie miały
ulec likwidacji. Jednakże ostatecznie po burzliwych negocjacjach ze stroną związkową, postanowiono, iż zostaną
przeprowadzone programy naprawcze zorganizowanych
części kopalń. Następnie miałyby one zostać sprzedane
zewnętrznemu inwestorowi lub utworzono by z nich spółki
pracownicze. W przypadku braku zainteresowania inwestorów nabyciem KWK Brzeszcze, zakład miałby zostać
przeniesiony do Nowej Kompanii Węglowej (druga grupa
kopalń). Natomiast Ruch Bobrek miał zostać sprzedany
przedsiębiorstwu Węglokoks Kraj Sp. z o.o. (Węglokoks).
2016
Uprawnieni górnicy, na zasadzie dobrowolności, mogliby
skorzystać ze świadczeń przewidzianych w znowelizowanej ustawie z dnia 22 stycznia 2015 r. o funkcjonowaniu
górnictwa węgla kamiennego. Ustawa przewidywała m.in.:
urlopy górnicze dla pracowników dołowych oraz odprawy
pieniężne dla pracowników powierzchni i przeróbki węgla.
Gdyby jednak górnicy nie skorzystali z zapisów ustawy,
mieliby zostać przeniesieni do innych kopalń spółki.
Do drugiej grupy miało docelowo trafić 11 kopalń, w których wydobycie było ekonomicznie uzasadnione (tab. 1.). Na
ich bazie miała zostać utworzona spółka – Nowa Kompania
Węglowa (NKW), akcjonariuszami której miały zostać spółki publiczne, m.in. Węglokoks. Zaangażowanie podmiotów
publicznych miało być niezbędne w celu poprawy wyniku
finansowego NKW. Dla osiągniecia rentowności przedsiębiorstwo wymagała znacznych nakładów inwestycyjnych.
Nowa spółka miałaby przejąć od Kompanii Węglowej
wszystkie zobowiązania. Kopalnie mające znaleźć się w
Nowej Kompanii Węglowej, musiałyby przejść restrukturyzację mającą na celu redukcje kosztów oraz podniesienie
efektywności funkcjonowania.
Koszt planu naprawczego w pierwotnym wariancie założono na 2,3 mld zł. Po negocjacjach z górniczymi związkowcami wzrósł o kilkanaście procent (Makarska 2016). Pomoc
publiczna obejmować miała koszty likwidacji kopalń oraz
wartość niezbędnych nakładów inwestycyjnych.
Należy zauważyć, iż plan ratowania Kompanii Węglowej
spełniał wszystkie przesłanki pomocy publicznej (patrz
pierwszy rozdział). Wsparcie miało pochodzić ze środków
publicznych - spółek publicznych. Udzielona pomoc prawdopodobnie zakłóciłaby konkurencję na rynku krajowym, a w
przypadku eksportu mogłaby wpłynąć na wymianę handlową
między państwami członkowskimi UE. Miała ona charakter
selektywny, nie obejmowała swoim zasięgiem innych podmiotów z sektora węglowego, w tym spółek prywatnych.
W związku z powyższym, plan ratunkowy musiał uwzględniać
zapisy rozporządzenia Rady z dnia 10 grudnia 2010 r.
Tabela 1. Założenia oraz realizacja planu ratowania Kompanii Węglowej S.A. na mocy porozumienia zawartego w dniu
17.01.2015 (Bankier 2015, Forbes 2015, Porozumienie 2015, Portal 2015)
Table 1. Premises and implementation of the rescue plan for Kopalnia Węglowa S.A. under the agreement concluded on 17
January 2015 (Bankier 2015, Forbes 2015, Porozumienie 2015, Portal 2015)
Porozumienie
Kompania Węglowa
Spółka Restrukturyzacji Kopalń
Nowa Kompania Węglowa
Założenia
- KWK Brzeszcze
(sprzedaż inwestorowi lub przeniesienie do NKW)
- KWK Sośnica-Makoszowy
(Ruch Makoszowy)
- KWK Bobrek Centrum
(Ruch Bobrek-sprzedaż Węglokoksowi
Ruch Centrum-wniesienie do SRK)
- KWK Piekary
-KWK Jankowice
-KWK Chwałowice
-KWK Rydułtowy-Anna
-KWK Marcel
-KWK Bolesław Śmiały
-KWK Piast
-KWK Halemba-Wirek
-KWK Bielszowice
-KWK Ziemowit
-KWK Sośnica-Makoszowy
(Ruch Sośnica)
-KWK Pokój
Realizacja
- KWK Brzeszcze
(ewentualna sprzedaż Tauronowi)
- KWK Sośnica-Makoszowy
(Ruch Makoszowy)
- KWK Bobrek Centrum
(Ruch Bobrek-sprzedaż Węglokoksowi
Ruch Centrum-wniesienie do SRK)
- KWK Piekary
(sprzedaż Węglokoksowi)
Brak realizacji planu
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
5. Realizacja programu naprawczego dla Kompanii
Węglowej S.A.
Z godnie z porozumieniem z dnia 17 stycznia 2015 r.
Kompania Węglowa rozpoczęła przekazywanie nierentownych kopalń do SRK. Rozpoczął się proces dobrowolnych
odejść z pracy oraz restrukturyzacja zorganizowanych części
zakładów wydobywczych. Prowadzono rozmowy z potencjalnymi inwestorami w celu zbycia majątku kopalń (Bankier
2015). Węglokoks nabył zakład Ruch Bobrek oraz kopalnie
KWK Piekary. Takie rozwiązanie miało zapewnić kopalniom
środki na restrukturyzację oraz dalsze funkcjonowanie (Forbes
2015). Weglokoks miał w planie realizacje wielomilionowych inwestycji podnoszących wydajność przejętych kopalń
(Jonek-Kowalska 2015).
Środki na zamykanie niekonkurencyjnych kopalń przez
SRK to jedyna dozwolona pomoc publiczna, jaką państwo
może udzielić sektorowi górniczemu. Należy jednak zaznaczyć, iż także na ten cel jej wysokość jest ograniczona.
Nie może być ona bowiem wyższa, niż 400 mln zł rocznie.
Występuje także ograniczenie czasowe. Jak już wspominano,
pomoc na zamykanie kopalń może być udzielana tylko do
roku 2018.
Zgodę na nabycie przez Węglokoks zakładu Ruch Bobrek
oraz kopalni KWK Piekary wydał Urząd Ochrony Konkurencji
i Konsumentów (UOKiK). W opinii urzędu udział przejętych
kopalń w rynku węgla energetycznego był niewielki. Sam
Węglokoks nie zajmował się produkcją surowca, nie zachodziła więc obawa monopolizacji rynku krajowego, ani wpływu
na wymianę handlową między państwami członkowskimi
UE (czwarta przesłanka pomocy publicznej – patrz rozdział
drugi). Wysokość dofinansowania kopalń, ze względu na ich
skalę produkcji, miała być ograniczona. Sprzedawane kopalnie utraciłyby byt prawny w ramach Kompanii Węglowej
i stałyby się własnością Węglokoksu. Były to okoliczności, dla
których możliwe było wydanie zgody na zawarcie transakcji.
Jednakże decyzja UOKiK może budzić pewne wątpliwości.
Komisja Europejska nie uznaje wsparcia za niedozwoloną
pomoc publiczną tylko w sytuacji, gdy przejmowany podmiot
publiczny generuje korzyści w postaci zysku ekonomicznego
(Białas 2011). Nie wiadomo, czy po restrukturyzacji przejęte przez Węglokoks kopalnie staną się samowystarczalne
finansowo.
Z kolei na początku 2016 r. kopalnię „Brzeszcze” zakupiła
spółka energetyczna - Tauron (Biznes 2016). Przedsiębiorstwo
ma w planach uczynienie z kopalni nowego zakładu górniczego, zdolnego do prowadzenia rentownej i efektywnej
działalności gospodarczej. Aby tak się stało, potrzebna będzie głęboka restrukturyzacja kopalni, doinwestowanie na
poziomie ok. 250 mln. zł oraz wzrost wydobycia (Czystki
... 2016). Tauron zakłada zbilansowanie finansów kopalni
w 2017 r. Dodatkowo spółka będzie zmuszona zwrócić wartość pomocy publicznej w wysokości ok. 145 mln zł. otrzymanej przez kopalnie „Brzeszcze” (Zasuń, Dębski 2016). Był to
warunek, bez którego KE mogła zakwestionować zasadność
zakupu kopalni.
Do 30 września 2015 r., nie powstała NKW. Według
zmodyfikowanego planu rządowego, akcjonariuszami NKW
- oprócz Węglokoksu, miały zostać: Fundusz Inwestycji
Polskich Przedsiębiorstw (zarządzany przez Polskie
Inwestycje Rozwojowe - PIR) oraz Towarzystwo Finansowe
Silesia (TF Silesia). Były to więc podmioty, w których
państwo posiadało dominujący pakiet akcji. Dodatkowo,
do Towarzystwa Finansowego Silesia, miało zostać wniesionych kilka pakietów akcji, m.in.: Państwowego Zakładu
Ubezpieczeń (PZU) oraz Polskiej Grupy Energetycznej (PGE)
(Portal ... 2015). Miały być one wykorzystane jako zastaw
51
pod kredyty, a uzyskane w ten sposób środki zainwestowane
w rozwój NKW. Wartość nakładów inwestycyjnych, niezbędnych do osiągnięcia rentowności przez nową spółkę węglową,
szacowano na ok. 2 mld. zł (Biznes 2015).
Ze względu na znaczny udział NKW na rynku węgla
oraz kwotę dofinansowania, zgodę na ratowanie Kompanii
Węglowej ze środków publicznych musiałaby wyrazić KE.
Pomimo iż przepisy unijne są jednoznaczne i wskazują, że
pomoc publiczna może być przekazana tylko na likwidacje
kopalń, to w decyzjach Komisji zawsze jest pewna uznaniowość. Niestety władze polskie nie skorzystały z procedury
prenotyfikacji, którą przewiduje ustawodawstwo unijne. Dzięki
niej można by otrzymać nieformalne wskazówki z Brukseli
do zgłaszanego projektu i w miarę potrzeby zmodyfikować
plan ratowania Kompanii Węglowej. Byłoby to tym bardziej
pożądane, iż dyskusje z Komisją Europejską o przepisach
ws. restrukturyzacji sektora węglowego są trudne i długie,
a pomocy publicznej nie można udzielić przed wyrażeniem na
nią zgody. Jest to tym większy problem, iż czas działa na niekorzyść Kompanii Węglowej, której sytuacja finansowa ulega
systematycznemu pogarszaniu. W rzeczywistości, pomimo
mechanizmów świadczących o rynkowym charakterze inwestycji w NKW, co potwierdziły dwa pozytywne testy prywatnego
inwestora, opinia komitetu inwestycyjnego PIR (w którym
większość mają niezależni członkowie) oraz prowadzone rozmowy z inwestorem prywatnym, KE zasygnalizowała wysokie
ryzyko wszczęcia postępowania przeciwko Polsce z powodu
zastosowania niedozwolonej pomocy publicznej. Potwierdziła
to opinia prawna opracowana dla resortu skarbu (Opinia …
2015), z której wynikało, że KE prawie na pewno uzna plan
dofinansowania NKW za niedozwoloną pomoc publiczną.
W uzasadnieniu opinii podkreślono, iż każda forma finansowego wsparcia spółek górniczych celem podtrzymania ich bytu
z budżetu państwa lub firm oraz instytucji, gdzie państwo jest
dominującym właścicielem, jest w UE zakazana. Negatywna
odpowiedź KE, mogłaby z kolei skutkować zablokowaniem
dopływu środków do spółki i w konsekwencji jej upadłością
w bardzo krótkim czasie.
W obliczu zakwestionowania przez KE planu ratowania
Kompanii Węglowej rząd opracował wariant alternatywny. Kontrolę nad Kompanią Węglową miałoby przejąć
Towarzystwo Finansowe Silesia - państwowa spółka wspierająca rozwój i restrukturyzację firm. Silesia miałaby zostać
dokapitalizowana pakietem akcji spółek publicznych, tj.:
Polskiego Górnictwa Naftowego i Gazownictwa (PGNiG),
PZU i PGE. Akcje mogłyby zostać wykorzystane wyłącznie
jako zabezpieczenie dla pozyskania finansowania na rynku
bankowym. W ratowanie Kompanii Węglowej miałyby także
zostać zaangażowane spółki z sektora energetycznego, tj.:
PGE, Energa i PGNiG, przez objęcie obligacji emitowanych
przez TF Silesia. Wszystkie wymienione spółki uczestniczące
w ratowaniu byłej Kompanii Węglowej należą do podmiotów
publicznych. Występowałoby więc nadal wysokie ryzyko
zakwestionowania planu ratowania Kompanii Węglowej,
jako niedozwolonej pomocy publicznej. Jedyną nowością,
zmniejszającą ryzyko odrzucenia planu przez KE, byłoby
zaangażowanie spółek publicznych w Kompanii Węglowej
nie w sposób bezpośredni – kapitałowo, ale w sposób pośredni – najpierw poprzez wniesienie pakietu akcji, a następnie
nabycie obligacji TF Silesia (Biznes 2015).
Jednakże ze względu na znaczne ryzyko uznania przez KE
wsparcia za niedozwoloną pomoc publiczną oraz asekuracyjną
postawę sektora energetycznego, alternatywny wariant ratowania Kompanii Węglowej nie został zrealizowany (Dudała
2016a). W grudniu 2015 r., tym razem nowa ekipa rządząca,
opracowała kolejny - jak się wydaje, ostateczny plan ratowania
Kompanii Węglowej (Polska ... 2016).
52
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Na jego podstawie toczyły się negocjacje dotyczące
treści porozumienia otwierającego możliwość udzielenia
pomocy Kompanii Węglowej. W następstwie osiągniętego
kompromisu w dniu 26 kwietnia 2016 utworzono spółkę
o nazwie Polska Grupa Górnicza, w skład której wchodzą
Oddział KWK ROW, Oddział KWK Ruda, Oddział KWK
Piast-Ziemowit oraz KWK Bolesław Śmiały i KWK Sośnica.
Wymienione kopalnie byłej Kompanii Węglowej zostały do
PGG przeniesione w dniu 1 maja 2016 r., którą uważa się za
datę rozpoczęcia działalności przez Polską Grupę Górniczą.
W ratowanie spółki zaangażowały się kapitałowo podmioty będące pod kontrolą państwa, a w szczególności:
PGNiG Termika, PGE oraz Energa. Oferta inwestycyjna
opiewała na kwotę 2,4 mld zł. Najważniejszymi warunkami zaangażowania się spółek energetycznych w ratowanie
nowo utworzonego podmiotu były: wdrożenia w Polskiej
Grupie Górniczej działań restrukturyzacyjnych, ograniczenie
dalszego zadłużania się spółki, możliwość restrukturyzacji
części zadłużenia przejętego od KW, aktywność inwestycyjna
realizowana wyłącznie w rentownych obszarach działalności.
Struktura planu ratunkowego miała minimalizować ryzyko
uznania dofinansowania za niedozwoloną pomoc publiczną.
Dla uniknięcia ewentualnych konfliktów ze stroną pracowniczą, udziałowcy zawarli odpowiednie porozumienia ze stroną
społeczną (Dudała 2016b).
W proces ratowania Polskiej Grupy Górniczej zaangażowali się również wierzyciele spółki, a mianowicie banki,
oraz dodatkowo Węglokoks. Wymienione podmioty objęły
obligacje przedsiębiorstwa o wartości przeszło 1,0 mld zł.
Plan ratowania Kompanii Węglowej przy wyżej przedstawionych założeniach, różnił się nieco od poprzednich prób
uzdrawiania przedsiębiorstwa. W ratowanie spółki węglowej
zaangażowała się większa liczba podmiotów, w tym banki,
a więc podmioty prywatne. Część z nich przejęła udziały
w Polskiej Grupy Górniczej, a nie obligacje, jak przewidywał
alternatywny plan ratowania spółki. Dzięki temu podmioty
miały większy wpływ na funkcjonowanie ratowanych kopalń. Bardziej restrykcyjne założenia planu ratunkowego
zmniejszały ryzyko uznania wsparcia za niedozwoloną pomoc
publiczną, i to pomimo zaangażowania w ratowanie spółki
podmiotów publicznych.
6. Proces restrukturyzacji w Polskiej Grupie Górniczej
oraz propozycje dalszych zmian poprawiających funkcjonowanie spółki
Warunkiem powodzenia realizacji planu ratunkowego dla
Polskiej Grupy Górniczej będzie akceptacja pomocy przez
KE (Baca-Pogorzelska 2016). Porozumienie musi więc na
trwałe zwiększyć konkurencyjność przedsiębiorstwa. W tym
celu spółka węglowa przygotowała oraz rozpoczęła wdrażanie
planu restrukturyzacyjnego. Od lipca rozpoczął się proces
łączenia kopalń w tzw. jednostki zespolone. Jego celem
jest obniżenie kosztów funkcjonowania oraz optymalizacja
struktury organizacyjnej spółki. Prostsza i bardziej przejrzysta
struktura ma usprawnić zarządzanie. Władze spółki nie przewidują zwolnień pracowniczych. Natomiast przeszło 4 800
pracowników zadeklarowało chęć dobrowolnego odejścia
z pracy i skorzystania z osłon socjalnych. Spółka planuje negocjacje nowych zasad wynagradzania pracowników. System
wynagradzania ma być uproszczony i powiązany z wynikami
firmy i efektywnością pracy (Czystki ... 2016).
Realizacja powyższych działań oraz aktywność inwestycyjna Polskiej Grupy Górniczej mają doprowadzić do osiągnięcia przez przedsiębiorstwo rentowności w drugiej połowie
2017 roku. Natomiast jesienią 2016 roku KE ma ustosunkować
2016
się do planu restrukturyzacji spółki. Niewiadomo jaką podejmie decyzję. Z jednej strony władze Polskiej Grupy Górniczej
podjęły starania zmierzające do poprawy sytuacji finansowych
kopalń. Jednakże w swoich postanowieniach KE uwzględnia
szereg okoliczności, w tym uwarunkowania międzynarodowe.
Obecnie na rynkach światowych występuje nadpodaż węgla,
jego ceny są niskie, choć ostatnio odnotowano pewny ich
wzrost. Jednocześnie potencjał polskiego sektora węglowego
jest za duży, w stosunku do krajowego zapotrzebowania na
surowiec. Dodatkowo UE promuje odnawialne źródła energii,
kosztem konwencjonalnych, co jeszcze bardziej zmniejsza
popyt na węgiel. Dlatego należałoby się zastanowić nad
możliwością wyłączenia na trwałe z eksploatacji kopalń
najmniej rentownych (Gałązka 2012). Inwestycje powinny
być skoncentrowane w kopalniach mających realne szanse
na osiągnięcie zysku.
Jeśli natomiast KE nie zaakceptuje planu ratowania
Polskiej Grupy Górniczej, spółkę węglową może czekać upadłość. Jej konsekwencją mogą być liczne problemy natury społecznej, obejmujące nie tylko samych górników i ich rodziny,
ale przedsiębiorstwa powiązane kooperacyjnie z kopalniami,
a w rezultacie cały region górniczy.
7. Podsumowanie
Sektor węglowy w Unii Europejskiej może się ubiegać
o pomoc publiczną wyłącznie na pokrycie kosztów likwidacji
kopalń. Nie pozbawia to go możliwości starania się o środki
publiczne, ale wyłącznie na realizacje określonych zadań
z zakresu ochrony środowiska oraz badań i rozwoju. Natomiast
niedopuszczalna jest pomoc publiczna przeznaczona na restrukturyzację oraz dofinansowanie nierentownych kopalń.
Plan naprawczy dla Kompanii Węglowej przewidywał
podział spółki na dwie grupy. Do pierwszej grupy - Spółki
Restrukturyzacji Kopalń, miały trafić kopalnie znajdujące
się w najgorszej sytuacji finansowej. W drugiej grupie miały
znaleźć się kopalnie rokujące na przyszłość. Na ich bazie miała powstać - Nowa Kompania Węglowa, podmiot rentowny
i konkurencyjny na rynku węgla.
Założenia planu naprawczego dla Kompanii Węglowej wypełnione zostały tylko częściowo. Do Spółki Restrukturyzacji
Kopalń, trafiły zagrożone kopalnie i rozpoczął się proces ich
restrukturyzacji. Pracownicy zostali objęci procesem dobrowolnych odejść z pracy. Trzy kopalnie zostały sprzedane.
Inwestorzy zapowiadali ich dofinansowanie oraz zwiększenie
wydobycia.
Nie została natomiast utworzona Nowa Kompania
Węglowa, której akcjonariuszami miały być spółki publiczne.
Strona rządowa nie zdecydowała się na powołanie jej do życia,
ze względu na wysokie ryzyko wszczęcia przeciwko Polsce
postępowania z powodu stosowania niedozwolonej pomocy
publicznej. W obliczu pogarszającej się sytuacji finansowej
Kompanii Węglowej, zdecydowano się opracować alternatywny plan ratowania spółki. Kompanię Węglową miało przejąć
i dofinansować Towarzystwo Finansowe Silesia. Gwarantem
całej operacji miały być spółki publiczne sektora energetycznego. Jednak i on nie został zrealizowany. Dlatego nowa ekipa
rządząca była zmuszona opracować w grudniu 2015 r. kolejny,
jak się wydaje – ostatni, plan ratowania Kompanii Węglowej.
Zakładał on zaangażowanie w uzdrowienie spółki większej
liczby podmiotów, w tym banków. Miały one dofinansować
nowo powstałą spółkę – Polską Grupę Górniczą, w zamian
za przejęcie udziałów oraz objęcie obligacji. Warunkiem powodzenia całej operacji miała być głęboka restrukturyzacja
kopalń, w tym ich łączenie, redukcja zatrudnienia oraz nowy
system ustalania wynagrodzeń. W konsekwencji Polska Grupa
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Górnicza, złożona z najbardziej konkurencyjnych kopalń,
miałaby osiągnąć rentowność już w 2017 r.
Polska Grupa Górnicza rozpoczęła działalność w maju
2016 r. Wdrażanie działań naprawczych ma zwiększyć szanse
na akceptację planu ratowania Polskiej Grupy Górniczej przez
Komisję Europejską. Jednakże w sytuacji uznania wsparcia
za niedozwoloną pomoc publiczną, Polską Grupę Górniczą
może czekać upadłość.
Literatura
AMBROZIAK A. 2009 - Dopuszczalność pomocy publicznej udzielanej
przedsiębiorstwom w Unii Europejskiej. Gospodarka Polski w Unii
Europejskiej. SGH, Warszawa, s. 301-303.
BACA-POGORZELSKA K. 2016 - Na ratunek kopalniom. Kłopotliwe
starania o zgodę Brukseli na pomoc publiczną. Forsal.pl
Bankier. 2015 - Podpisano przedwstępną umowę ws. nabycia kopalni
Brzeszcze, http://www.bankier.pl/wiadomosc/Podpisano-przedwstepnaumowe-ws-nabycia-kopalni-Brzeszcze-3426429.html (data dostępu
20.10.2015).
BARSZCZ J., KAWECKA-WYRZYKOWSKA E., MICHAŁOWSKAGORYWODA K. 2012 - Integracja europejska w świetle Traktatu z
Lizbony – zagadnienia ekonomiczne. PWE, Warszawa, s. 314-319.
BIAŁAS M. 2011 - Pomoc publiczna dla górnictwa węgla kamiennego
w świetle nowej decyzji Rady Unii Europejskiej. Materiały XXV
Konferencji z cyklu: zagadnienia surowców energetycznych i energii
w gospodarce narodowej. Zakopane 2011, s. 19-21.
BIELECKA-SOLARZ A. 2010 - Pomoc publiczna dla sektora górnictwa
węgla kamiennego w świetle regulacji Unii Europejskiej. „Przegląd
Górniczy” nr 9, s. 65-66.
Biznes. 2015 - Plan ratunkowy dla górnictwa: TF Silesia przejmie Kompanię
Węglową, http://biznes.interia.pl/wiadomosci/news/plan-ratunkowydla-gornictwa-tf-silesia-przejmie-kompanie,2172252,4199 (data
dostępu 25.11.2015).
Biznes 2016 - Tauron sfinalizował kupno kopalni Brzeszcze, http://biznes.
pl/magazyny/ energetyka/tauron-sfinalizowal-kupno-kopalni-brzeszcze
/7z2368 (data dostępu 19.04.2016).
Czystki w kadrach Polskiej Grupy Górniczej, http://tvn24bis.pl/z-kraju,74/mniej-dyrektorow -w-nowej-strukturze-polskiej-grupy-gorniczej,654708.html (data dostępu 30.09.2016)
Decyzja Rady z dnia 10 grudnia 2010 r. w sprawie pomocy państwa ułatwiającej zamykanie niekonkurencyjnych kopalń 2010/787/UE (DZ.U. L
366 z 21.12.2010).
DUDAŁA J. 2016a - Polska Grupa Górnicza, a w tle problem z pomocą
publiczną, http://gornictwo. wnp.pl/polska-grupa-gornicza-a-w-tleproblem-z-pomoca-publiczna,258063_1_0_0.html, (data dostępu
19.04.2016).
53
DUDAŁA J. 2016b - Wciąż brak porozumienia w KW. Wkrótce kolejna tura
negocjacji, http://gornictwo.wnp.pl/wciaz-brak-porozumienia-w-kwwkrotce-kolejna-tura-negocjacji,271469_1_0_0.html, (data dostępu
19.04.2016).
Forbes. Węglokoks Kraj kupi kopalnie Kompanii Węglowej. Jest zgoda
UOKiK, http://biznes.interia.pl/wiadomosci/news/plan-ratunkowy-dlagornictwa-tf-silesia-przejmie-kompanie,2172252,4199 (data dostępu
25.11.2015).
GAŁĄZKA K. 2012 - Pomoc publiczna dla przedsiębiorstw. UOKIK,
Warszawa, s. 38-39.
JONEK-KOWALSKA I. 2015 - State Aid and Competitiveness of the Hard
Coal Mining Industry in the European Union, Equilibrium, vol. 10,
issue1, pp. 69-87.
MAKARSKA I. 2015 - Nowy system wydobycia i rozwój górniczego budownictwa. 100 mln zł na inwestycje w KWK Bobrek-Piekary, http://
piekaryslaskie.naszemiasto.pl/artykul/nowy-system-wydobycia-irozwoj-gorniczego-budownictwa-100,3659586,art,t,id,tm.html (data
dostępu 19.04.2016).
Opinia prawna kancelarii Domański Zakrzewski Palinka, Warszawa, 2015.
OSADNIK K., PORZERZYŃSKA-ANTONIK M. 2014 - Pomoc publiczna
dla sektora górnictwa węglowego w świetle regulacji Unii Europejskiej.
„Przegląd Górniczy” nr 9, s. 58 - 61.
PASZCZA H., BIAŁAS M. 2009 - Pomoc publiczna dla górnictwa węgla kamiennego – przegląd oraz zagrożenia i perspektywy po 2010 r. Materiały
XXIII Konferencji z cyklu: zagadnienia surowców energetycznych i
energii w gospodarce narodowej, Zakopane, s. 137-139.
Polska Grupa Górnicza zamiast Nowej Kompanii Węglowej, http://
gornictwo.wnp.pl/polska-grupa-gornicza-zamiast-nowej-kompaniiweglowej,265577_1_0_0.html, (data dostępu 19.04.2016).
Pomoc publiczną, http://biznes.interia.pl/wiadomosci/news/na-ratunek-kopalniom-klopotliw e-starania-o-zgode-brukseli,2382629,4199 (data
dostępu 30.09.2016)
Porozumienie zawarte pomiędzy stroną rządową, Międzyzwiązkowym
Komitetem Protestacyjno-Strajkowym, zakładowymi organizacjami
związkowymi działającymi w Kompanii Węglowej S.A. oraz Zarządami
Spółki Restrukturyzacji Kopalń S.A., Kompanii Węglowej S.A.,
Węglokoks S.A. Katowice 2015.
Portal Górniczy 2015 - Komisja Europejska o sprawie pomocy dla kopalń,
http://www.parkiet.com/artykul/1442128.html?print=tak (data dostępu
20.10.2015).
ZASUŃ R., DĘBSKI B. 2016 - Kopalnia za złotówkę? Ile rzeczywiście
Tauron wyda na :Brzeszcze”, http://wysokienapiecie.pl/energetykakonwencjonalna/1016-tauron-brzeszcze-300-mln-zl#dalej (data dostępu
19.04.2016).
ZOMBIRT J. 2009 - Mechanizmy rynku wewnętrznego. Difin, Warszawa,
s. 257-256.
Artykuł wpłynął do redakcji – grudzień 2015
54
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2016
UKD 622.333: 622.331.45-049.5; 622.331.45.008
Różnice indywidualne a zachowania pracowników
w kontekście kultury bezpieczeństwa - ogólne
uwarunkowania w przemyśle wydobywczym
Individual differences and behaviours of employees in terms of safety culture –
general conditions in the mining industry
mgr Natalia Bartosz*)
mgr Irina Piróg-Nabokowa*)
mgr inż. Dariusz Teodorski**)
Treść: Celem artykułu jest zwrócenie uwagi na znaczenie czynników podmiotowych - indywidualnych oraz wskazanie ich wpływu na
kształtowanie kultury bezpieczeństwa w przedsiębiorstwach wydobywczych. W tym kontekście podkreślono rolę różnic indywidualnych związanych przede wszystkim z temperamentalnymi uwarunkowaniami zachowań probezpiecznych. W artykule
omówiono także zagadnienia dotyczące wybranych aspektów psychologii różnic indywidualnych, problematykę bezpieczeństwa
z uwzględnieniem definicji kultury i klimatu bezpieczeństwa, złożonych relacji pomiędzy charakterystycznymi cechami temperamentu a podejmowaniem zachowań probezpiecznych lub ryzykownych przez pracowników. W końcowej części artykułu
zostały przedstawione praktyczne wskazówki, które można zaimplementować w przedsiębiorstwach wydobywczych.
Abstract: This paper highlights the significance of individual subject-related factors and indicates their impact on the development of
the safety culture in mining enterprises. The role of individual differences related mainly to pro-safety behaviours driven by
individuals’ tempers was emphasized in this context. The paper also addresses the issues pertaining to the selected aspects
of the psychology of individual differences, the safety problems including the definition of the safety culture and climate,
complex relations between characteristic features of a temper and undertaking pro-safety behaviours vs. the risky ones by
employees. The final section presents practical guidelines that may be implemented in mining enterprises.
Słowa kluczowe:
psychologia różnic indywidualnych, temperament, kultura bezpieczeństwa, klimat bezpieczeństwa, przedsiębiorstwo wydobywcze
Key words:
psychology of individual differences, temper, safety culture, safety climate, mining enterprises
1. Wprowadzenie
Bezpieczeństwo pracy coraz częściej zajmuje priorytetową
pozycję w strategiach zarządczych wiodących firm na świecie
oraz w analizach specjalistów z różnych dziedzin (Barling,
Frone 2004, Nielsen 2014). Również w Polsce rozwijana
jest problematyka bezpieczeństwa i promocji zachowań
bezpiecznych, o czym świadczy chociażby wydawany od
1971 roku miesięcznik „Bezpieczeństwo Pracy – Nauka
i Praktyka”1. Jest to odpowiedź na rosnące w Unii Europejskiej
*) KGHM CUPRUM Sp. z o.o., **) KGHM Polska Miedź S.A.
https://www.ciop.pl/CIOPPortalWAR/appmanager/ciop/pl?_nfpb=true&_pageLabel=P15600149351347541340906&html_tresc_root_
id=18198&html_tresc_id=18198&html_klucz=18198)
1)
zainteresowanie związane z tą problematyką, co ma związek
nie tylko z popularną w ostatnich latach społeczną odpowiedzialnością biznesu, określaną jako CSR (ang. Corporate
Social Responsibility), ale także z bezpośrednim przełożeniem
wzrostu bezpieczeństwa pracy na wskaźniki efektywności
(ang. Key Performance Indicators, KPI) (Wierciński 2011).
Wskaźniki te są powiązane z zarządzaniem operacyjnym,
zarządzaniem zasobami ludzkimi, a także BHP oraz finansowymi aspektami prowadzenia firmy.
Rozwiązania prawne, które powstały do rozwiązania
problemów bezpieczeństwa pracy, są współcześnie zdecydowanie niewystarczające. Bowiem istniejące przepisy
i proponowane rozstrzygnięcia nie pozwalają na precyzyjne
zdefiniowanie oraz prognozę zagrożeń związanych z pracą w
coraz bardziej złożonym procesie technologicznym. Łączy się
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
to nie tylko z coraz intensywniejszym tempem pracy, ale także
z nowymi wyzwaniami stojącymi przed przedsiębiorstwami
wydobywczymi.
Analizując szeroko uwarunkowania bezpieczeństwa pracy,
niezbędne jest uwzględnienie wielu różnych czynników, które
mogą wpływać nie tylko bezpośrednio, ale także pośrednio
na szeroko rozumiane bezpieczeństwo w przedsiębiorstwie.
Należy tu wziąć pod uwagę czynniki zarówno zewnętrzne
(tzw. pozapodmiotowe – kulturowe i organizacyjne), jak
i wewnętrzne (podmiotowe – indywidualne), a także ich
konfiguracje oraz fakt, że wchodzą one ze sobą w interakcje.
W artkule dokonano próby autorskiej syntezy danych
i koncepcji na temat uwarunkowań zachowań bezpiecznych,
odwołując się do literatury przedmiotu. Innymi słowy –
prezentowane przez autorów ujęcie jest poparte danymi,
które zostały uznane za kluczowe przez autorów cytowanych
opracowań.
Do czynników zewnętrznych można zaliczyć np. czynniki określone mianem kulturowo-organizacyjnych. Są one
związane np. z:
– typem dominującej kultury organizacyjnej przede wszystkim w kontekście kultury bezpieczeństwa,
– stylem zarządzania na różnych poziomach firmy,
– strategią monitorowania oraz egzekwowania przestrzegania przepisów BHP,
– warunkami pracy, biorąc pod uwagę np. jakość sprzętu
i jego stan techniczny,
– innymi.
Do czynników wewnętrznych zaliczyć można indywidualne predyspozycje pracowników w zakresie respektowania
bezpieczeństwa. Wśród nich wyróżnić należy:
– czynniki psychosomatyczne, np. neurobiologiczne (determinujące indywidualną odporność na stres),
– czynniki temperamentalne (warunkujące min. skłonność
do podejmowania zachowań ryzykownych),
– czynniki psychologiczne (poczucie wpływu na przebieg
zdarzeń i kontrolę w sytuacji zagrożenia, poziom submisji
rozumianej jako uległość i akceptację zasad, wcześniejsze
doświadczenia związane z sytuacjami wypadku, poczucie
wsparcia społecznego w środowisku pracy i poza nim).
55
W artykule szczegółowo omówione zostaną czynniki
podmiotowe – indywidualne, związane z różnicami interpersonalnymi w obszarze temperamentu, mające wpływ na zachowanie pracowników w sytuacji postrzeganej jako zagrażająca,
czego potwierdzenie można znaleźć np. w Regulacyjnej Teorii
Temperamentu J. Strelaua (2006, 2007). Rys. 1 przedstawia
schemat, w ramach którego mogą być na różnych poziomach szczegółowo analizowane czynniki pozapodmiotowe
i podmiotowe, mające wpływ na podejmowane działania
w zakresie bezpieczeństwa pracy. Proponowany schemat
może być rozwijany i uszczegółowiany, biorąc np. pod uwagę
specyficzną kulturę organizacyjną danego przedsiębiorstwa,
misję, wartości, itp. Możliwe jest również porządkowanie
i rangowanie poszczególnych czynników, uwzględniając
charakterystykę danego przedsiębiorstwa. W takiej postaci
prezentowany model posiada walory aplikacyjne.
Analiza poszczególnych czynników podmiotowych
pozwoli na lepsze zrozumienie zachowań pracowników na
stanowiskach pracy, a także umożliwi wykorzystanie pozyskanej wiedzy do kształtowania zachowań probezpiecznych
w środowisku pracy.
2. Definicje i ustalenia terminologiczne
Identyfikując potencjalne problemy związane z bezpieczeństwem w miejscu pracy na poziomie kulturowo-organizacyjnym oraz indywidualnym należy poszukiwać nowoczesnych rozwiązań umożliwiających dokonanie precyzyjnej
identyfikacji czynników, mających wpływ na zachowania
bezpieczne w kontekście danej organizacji – przedsiębiorstwa.
Wartą uwagi koncepcją jest dynamicznie rozwijająca się
subdyscyplina psychologiczna, jaką jest psychologia różnic
indywidualnych, która może znaleźć praktyczne zastosowanie w analizie zachowań (Stelau 2006, Stelau 2014, Stelau,
Doliński 2010).
Psychologia różnic indywidualnych zajmuje się charakterystykami ludzi, związanymi z ich temperamentem, osobowością, zdolnościami, które z jednej strony są obecne w całej
populacji, z drugiej zaś każdy cechuje się indywidualnym
Rys. 1.Czynniki pozapodmiotowe i podmiotowe w analizie bezpieczeństwa pracy
Fig. 1. Subjective and extra-subjective factors in work safety analysis
56
PRZEGLĄD GÓRNICZY
natężeniem cech, a poziomy zróżnicowania w obrębie gatunku
są zauważalne oraz mierzalne (Stelau 2006). Specyficzne dla
jednostki predyspozycje, analizowane w obrębie psychologii
różnic, mają właściwości adaptacyjne i w procesie ewolucji
część z nich (dająca przewagę w zmieniających się warunkach środowiska) była wzmacniana w populacji. Natomiast
te, które miały charakter dezadaptacyjny były wyciszane
lub całkowicie eliminowane. Wśród różnych czynników
indywidualnych szczególną rolę i znaczenie odgrywa temperament. Współczesne badania dotyczące temperamentalnych
uwarunkowań zachowań człowieka potwierdzają jego istotną
funkcję regulacyjną (Stelau 2014). Wiele klasycznych i współczesnych teorii temperamentu akcentuje względną trwałość
i niezmienność cech temperamentalnych występujących
u człowieka.
Korzystając ze współczesnej Regulacyjnej Teorii
Temperamentu (RTT) J. Strelaua (2007), można zdefiniować
temperament jako odnoszący się do „względnie stałych cech
osobowości, występujących u człowieka od wczesnego dzieciństwa i mających swoje odpowiedniki w świecie zwierząt.
Będąc pierwotnie zdeterminowany przez wrodzone mechanizmy neurobiochemiczne, temperament podlega powolnym
zmianom spowodowanym procesem dojrzewania oraz indywidulanie specyficznym odziaływaniem między genotypem
a środowiskiem”. Temperament ujmowany jest w kategoriach
cech zachowania (Stelau 2001).
W ramach RTT analizowane są cztery wymiary temperamentu, które warunkują występowanie różnic między ludźmi:
– reaktywność emocjonalna,
– wrażliwość sensoryczna,
– wytrzymałość,
– aktywność.
W prezentowanym artykule autorzy koncentrują się na
dwóch wymiarach, jakimi są reaktywność emocjonalna,
traktowana jako względnie stała skłonność do reagowania
na bodźce z określoną intensywnością oraz wrażliwość sensoryczna, definiowana jako zdolność reagowania na bodźce
o określonej sile (Stelau 2007).
Można zatem powiedzieć, że z perspektywy psychologicznej indywidualne zachowanie pracownika w sytuacjach
trudnych, stresujących oraz skłonność do podejmowania
przez niego zachowań probezpiecznych lub niebezpiecznych
uwarunkowana jest indywidualną reaktywnością. Pracownik
o małej wrażliwości i dużej wydolności temperamentalnej
może zachowywać się adekwatnie i prawidłowo, ale może też
częściej podejmować działania ryzykowne – niebezpieczne.
Natomiast pracownicy charakteryzujący się dużą wrażliwością sensoryczną, mogą w sytuacjach zagrożenia życia
i zdrowia podejmować działania nieracjonalne ze względu
na fakt, że w sytuacjach stresujacych koncentrować się będą
na przeżywanych emocjach, zaś w mniejszym stopniu na
racjonalnej analizie sytuacji i podjęciu działań zaradczych.
Warto w tym miejscu podkreślić, że istnieją metody pozwalające na diagnozę ww. właściwości temperamentalnych, np.
FCZ-KT - Formalna Charakterystyka Zachowania lub PTS
- Kwestionariusz Temperamentu (Stelau 2007).
Pomimo znaczącego wpływu cech temperamentalnych
na zachowania człowieka, należy zdawać sobie sprawę, że
istnieje wiele czynników pozatemperamentalnych, które również w istotnym stopniu wpływają na konkretne zachowania
pracownika. Należy tu wymienić m.in.:
– system wartości, nie tyle deklarowanych przez pracownika, ale przez niego realizowanych,
– specyficzną dla danej osoby motywację do działania, bądź
zaniechania działania,
– indywidualne uwarunkowania odporności na stres,
– wpływ grupy i akceptowalność danych zachowań w otoczeniu.
2016
Tym samym inwentarz indywidualnych cech, jakie należy wziąć pod uwagę analizując uwarunkowania zachowań
probezpiecznych, obejmuje różnorodne czynniki. Jednak raz
jeszcze należy podkreślić punkt wyjścia, jakim jest temperament. Idąc dalej – by określić precyzyjnie rolę temperamentu
oraz innych podmiotowych właściwości, konieczne jest zdefiniowanie bezpieczeństwa a ściślej kultury bezpieczeństwa,
zakotwiczonej w szerszym kontekście jakim jest kultura
organizacyjna danego przedsiębiorstwa.
3. Kultura bezpieczeństwa – wybrane aspekty
Pomimo sporej wiedzy na temat kultury bezpieczeństwa,
brak jest ogólnie przyjmowanej i akceptowanej definicji oraz
uniwersalnego modelu. Jedną z pierwszych wieloaspektowych
definicji zaproponował Geller (1996). Według Gellera kultura
bezpieczeństwa jest elementem zarządzania przedsiębiorstwem, w którym kształtowanie postaw pracowników można
realizować poprzez zaangażowanie wszystkich zatrudnionych
w pracę zespołową oraz poczucie przynależności i właściwą
edukację. Ważne aby zwrócić uwagę na trzy główne elementy:
– środowisko fizyczne pracy (narzędzia, maszyny, organizacja stanowisk pracy),
– zachowania pracowników (przestrzeganie przepisów bhp,
przekazywanie informacji i współpraca, demonstrowanie
troski o bezpieczeństwo wykraczającej poza obowiązki),
– cechy wewnętrzne pracowników (wiedza, umiejętności,
motywacja) (Żurakowski 2015).
Podobnie kulturę bezpieczeństwa w organizacji definiuje J.
Martyka, wskazując trzy wzajemnie przenikające się obszary,
tj. warstwa mentalna (wartości, postawy, przekonania, wzory
zachowań), wartstwa behawioralna (wspólnie i regularnie
występujące zachowania) oraz warstwa materialna (prawo,
systemy zarządzania, system edukacji, technika i technologia)
(Martyka 2015).
Kolejne podejmowane próby definiowania kultury bezpieczeństwa wnosiły nowe elementy, niezbędne by ją adekwatnie określić. Tak na przykład organizacja Health & Safety
Executive (HSE) w 1997 roku zaproponowała rozpatrywanie
kultury bezpieczeństwa przez pryzmat: indywidualnych
i grupowych wartości, postawy, umiejętności oraz norm
postępowania, które wpływają na styl, jakość i skuteczność
zarządzania bezpieczeństwem i higieną pracy w przedsiębiorstwie (Horbury, Bottomley 1997). Aktualnie, np. Żurakowski
wymienia cechy, które charakteryzują ten typ kultury organizacyjnej jaką jest kultura bezpieczeństwa. Między innymi
są to: wartość, jaką jest kultura bezpieczeństwa w przedsiębiorstwie, zaangażowanie kierownictwa oraz pracowników,
przewodnictwo, delegowanie i partycypacja zadań, odpowiedzialność każdego zatrudnionego, komunikacja, szkolenia
BHP, które będą odpowiednio dopasowane do specyfiki i
potrzeb firm (Żurakowski 2015).
Podsumowując, można wskazać, że przytoczone definicje
oraz składowe kultury bezpieczeństwa odnoszą się zarówno
do ogólnych, jak i specyficznych aspektów funkcjonowania
przedsiębiorstwa zorientowanego na rozwój. Można zatem
przyjąć ogólną a zarazem pojemną definicję: Pojęcie kultury
bezpieczeństwa jest najczęściej konceptualizowane jako zbiór
psychologicznych, społecznych i organizacyjnych czynników
uruchamiających lub podtrzymujących działania chroniące
życie i zdrowie zarówno w pracy, jak i w czynnościach pozazawodowych (Studenski 2000). Raz jeszcze wyraźnie należy
zaakcentować, że kultura bezpieczeństwa stanowi nieodłączną
cześć kultury organizacyjnej i powinna mieć odzwierciedlenie
w regułach, wartościach, postawach i zachowaniach pracowników danej organizacji (Kirchstein 2015). Bez wątpienia
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
bezpieczeństwo powinno być wartością trwałą i priorytetową,
a także wyznawaną oraz widoczną w zachowaniach wszystkich pracowników, i co bardzo istotne - na każdym szczeblu
organizacji. Kultura bezpieczeństwa odnosi się bezpośrednio
do zakresu, w jakim pracownik, jak również grupa pracownicza, zobowiąże się do:
– osobistej odpowiedzialności za bezpieczeństwo,
– działań podejmowanych w celu promocji zachowań probezpiecznych,
– komunikacji w zakresie zgłaszania potencjalnych zagrożeń,
– aktywnego uczenia oraz modyfikacji zachowań na podstawie wniosków z analizy popełnianych błędów.
Punktem zwrotnym we współczesnym rozumieniu kultury
bezpieczeństwa, traktowanej jako istotny element definicji
kultury organizacyjnej, stała się katastrofa w Czarnobylu
z 26 kwietnia 1986 roku. Raport dokumentujący przyczyny
i uwarunkowania zdarzenia wskazuje na bezpośredni związek wystąpienia katastrofy z określonymi aspektami kultury
organizacyjnej, a dokładniej – niską kulturą bezpieczeństwa
w elektrowni jądrowej. Po przeanalizowaniu tego zdarzenia
oraz zapoznaniu się z raportem Agencji Energii Atomowej,
opisującym tę katastrofę, Pidgeon (1991) przedstawił po raz
pierwszy „interpretacje zależności prawdopodobieństwa
wypadku do kultury bezpieczeństwa”.
Jednak analizując tę problematykę w odniesieniu do
współczesnych przedsiębiorstw konieczne jest także uwzględnienie klimatu bezpieczeństwa. Jest on w odróżnieniu od
kultury bezpieczeństwa postrzegany jako stan tymczasowy,
uwarunkowany, np. aktualnymi potrzebami przedsiębiorstwa
i może być postrzeganiem środowiska pracy i warunków
panujących, które wpływają na bezpieczeństwo w momencie
przeprowadzenia badania czy diagnozy. Tak rozumiany klimat bezpieczeństwa jest składową klimatu organizacyjnego.
Natomiast kultura bezpieczeństwa powinna być budowana
jako stała wartość oparta na wspólnej odpowiedzialności całego przedsiębiorstwa, zaś klimat jest zmienny w zależności
od bieżącej sytuacji.
Bardzo ważnym zagadnieniem w ramach omawianej
problematyki jest kwestia efektywności danego przedsiębiorstwa w powiązaniu z kulturą bezpieczeństwa. Cele przedsiębiorstwa nie mogą bowiem ograniczać się tylko do zysków,
choć oczywistym jest, że są one priorytetowe. Całościowe
– systemowe podejście do zarządzania przedsiębiorstwem
powinno uwzględniać, poza wymienioną efektywnością mierzoną wskaźnikami ekonomicznymi, inne elementy systemu.
Istotne dla prawidłowego funkcjonowania przedsiębiorstwa są
chociażby prawidłowo zaspokajane potrzeby pracowników,
zadowolenie klientów i partnerów biznesowych oraz społeczności lokalnej. Tego typu kompleksowe podejście gwarantuje
całościowe wielowymiarowe monitorowanie systemowych
oddziaływań, takich jak wpływ przedsiębiorstwa na pracowników i środowisko oraz wynik finansowy przy promowaniu
i respektowaniu wartości, jaką jest bezpieczeństwo. Idąc dalej, dzięki poprawie bezpieczeństwa pracy poprzez skuteczne
zarządzanie, nie tylko w aspekcie oddziaływań psychologicznych czy behawioralnych, ale także technicznych, można
oczekiwać poprawy wydajności.
Kolejnym ważnym aspektem jest kierownictwo. Winno
ono zaangażować się w procesy podnoszenia bezpieczeństwa
pracy, które powinno przejawiać na wielu płaszczyznach.
Bez względu na szczeble kierownicze wszyscy powinni aktywnie wspierać system zarządzania bezpieczeństwem, jak
również znać cele i plan rozwoju przedsiębiorstwa w tym
obszarze. Po spełnieniu powyższego warunku i dzięki niemu
można budować świadomy, spójnie komunikowany, aktywny,
a także zgodny z oczekiwaniami pracowników, projekt skon-
57
centrowany na bezpieczeństwie pracy. Niebagatelne znaczenie
ma system motywacyjny oparty na pozamaterialnych strategiach motywowania pracowników do podejmowania działań
probezpiecznych, który powinien stanowić podstawę procesów zarządzania, a w konsekwencji zaowocować optymalnym
systemem zarządzania bezpieczeństwem pracy. W tym ujęciu
powinny być wykorzystywane wyniki badań empirycznych
min. z zakresu psychologii różnic indywidualnych, a także
psychologii poznawczej i społecznej. Reasumując, należy przede wszystkim położyć nacisk na
podnoszenie kultury bezpieczeństwa na poziomie operacyjnym – konkretnych, ujmowanych systemowo działań. Należy
przy tym uwzględnić:
– klimat bezpieczeństwa,
– strategię zarządzania,
– efektywność przedsiębiorstwa bezwarunkowo powiązaną
z kulturą bezpieczeństwa,
– system motywacyjny w przedsiębiorstwie.
Należy podkreślić, że kultura bezpieczeństwa nie może
dotyczyć kultury deklaratywnej, regulowanej przez przepisy,
monitorowanej i egzekwowanej z zewnątrz, ale wewnętrznej,
bazującej na probezpiecznych indywidualnych postawach
oraz działaniach, wynikających z przekonań pracowników,
a równocześnie realizowanej i traktowanej jako autentyczna
wartość w przedsiębiorstwie. Wiedza z zakresu psychologii
różnic indywidualnych powinna wspierać podejmowane
w tym obszarze działania. Z tego względu realnie podchodząc
do problematyki bezpieczeństwa, należy zadać podstawowe
dla omawianych zagadnień pytanie: dlaczego, skoro bezpieczeństwo jest tak pożądaną wartością, ludzie zachowują się
ryzykownie i co przeszkadza bądź nie pozwala im pracować
w sposób bezpieczny?
4. Różnice indywidualne a bezpieczeństwo w przedsiębiorstwie
Rozpoczynając rozważania dotyczące różnic indywidualnych pomiędzy poszczególnymi pracownikami przedsiębiorstwa, przede wszystkim musimy zdawać sobie sprawę, że
podobnie jak w sytuacjach pozazawodowych, ten sam bodziec
może wywoływać u różnych osób odmienne reakcje. Innymi
słowy – w tej samej sytuacji ludzie mogą zachowywać się
w różny sposób, nawet kiedy wiedzą, że procedura przewiduje
określone działanie, szczególnie w warunkach stresowych lub
tak postrzeganych przez pracownika. Zachowanie jest wówczas w dużej mierze uwarunkowane różnicami indywidualnymi, w tym przede wszystkim temperamentalnymi. Oczywiście
rola tych różnic nie ma takiego znaczenia w przypadku, gdy
zagrożenie ma bezpośredni, negatywny wpływ na organizm,
np. trująca atmosfera (Klonowicz 1992).
W eksperymentach Klonowicz (1992) zakładała, że osoby
o większej wrażliwości sensorycznej biorące udział w eksperymencie, będą bardziej pobudzone bez względu na to, czy
sytuacja, w której się znaleźli jest dla nich nowa, czy znajdują
się w niej po raz kolejny. Potwierdzenie hipotezy miało jednoznaczne odzwierciedlenie w próbach fizjologicznych i było
szczególnie widoczne w przypadku okoliczności nowych
oraz nieznanych. Większa wrażliwość, która będzie miała
wpływ na ocenę sytuacji, będzie również wpływała na wyższy
poziom stresu występującego u pracowników, którzy znaleźli
się w takich warunkach. Dodatkowo, neurofizjologiczne predyspozycje związane są również z reakcją na bodźce ostrzegawcze, rozumiane jako czynniki występujące przed bodźcem
właściwym i informujące o jego wystąpieniu. W hipotetycznym zdarzeniu, kiedy przed wystąpieniem właściwego bodźca
zagrażającego, wystąpi bodziec ostrzegawczy u pracowników
58
PRZEGLĄD GÓRNICZY
o dużej wrażliwości występuje dłużej utrzymujący się stan
reakcji lękowej. Badania empiryczne wskazują, że ludzie
różnią się stopniem wrażliwości w odniesieniu do bodźca
ostrzegawczego. W przypadku osób o mniejszej wrażliwości
koncentracja jest większa po wystąpieniu bodźca ostrzegawczego – w porównania do osób o większej wrażliwości.
Przy dużej wrażliwości sensorycznej charakterystycznej dla
danej jednostki psychika broni się i takie osoby doświadczają
wysokiego poziom lęku. Większość bodźców napływających
z otoczenia będą traktować jako zagrażające, nie koncentrując
się przy tym na obserwacji i analizie sytuacji. W przypadku
zwiększonego poziomu lęku, mechanizmy poznawcze człowieka mogą działać dysfunkcjonalnie, co może ujawniać
się przykładowo na poziomie problemów z koncentracją.
Zwiększa to liczbę popełnianych błędów na stanowisku pracy,
zwłaszcza w sytuacji postrzeganej jako niebezpieczna.
Diagnoza cechy różnicującej pracowników, jaką jest
wrażliwość sensoryczna, może posłużyć do wskazania tych
sytuacji zawodowych, czy stanowisk pracy lub realizowanych
zadań, w których można wykorzystać efektywnie specyficzną
wrażliwość charakteryzującą pracownika. Natomiast jeśli
pracodawca nie uwzględni predyspozycji indywidualnych,
prawdopodobnie w sytuacjach wymagających podjęcia działań probezpiecznych, wystąpi dysfunkcyjne radzenie sobie
z takiego typu warunkami, przez nieprawidłowe postrzeganie,
brak koncentracji i błędną analizę oraz ocenę, a w rezultacie
nieadekwatne zachowanie się w sytuacji zagrożenia. Poza
zróżnicowaniem w postrzeganiu przez jednostki tych samych
bodźców, reakcje na poszczególne okoliczności (w tym na
zagrożenie) również będą odmienne.
Jeszcze szerzej rzecz ujmując, mogą wzrosnąć także
koszty przedsiębiorstwa związane np. z wypadkowością oraz
niższą wydajnością pracowników zatrudnionych na stanowiskach niezgodnych z ich predyspozycjami temperamentalnymi
(bo np. nie są oni w stanie sprostać zadaniom na danym sta-
2016
nowisku pracy) lub też ze zwiększoną fluktuacją zatrudnionej
kadry. Niedostosowanie zadań niesie ze sobą negatywne skutki
psychofizyczne związane z subiektywnym odczuciem przeciążenia lub niedociążenia pracą, zwiększonym poczuciem lęku
czy zniechęceniem. To stwierdzenie znalazło potwierdzenie
w badaniach empirycznych dotyczących wykonywania prac
rutynowych, a także zadań wymagających podzielności uwagi
i wykazania się szybkością oraz dokładnością w podejmowaniu decyzji (Klonowicz 1992). W przypadku wykonywania
zadań monotonnych i jednostajnych najlepiej sprawdzają się
pracownicy o dużej wrażliwości. Natomiast w przypadku
zadań gdzie priorytetowe jest podejmowanie decyzji w ograniczonym czasie, lepiej będą sprawdzać się pracownicy o małej
wrażliwości sensorycznej.
5. Implikacje praktyczne
Wiedza o mechanizmach psychologicznych z zakresu różnic indywidualnych, a ściślej uwarunkowań temperamentalnych, z uwzględnieniem poziomu wrażliwości sensorycznej,
może być wykorzystywana w sposób praktyczny podczas
budowania programów związanych z bezpieczeństwem pracy w przedsiębiorstwach wydobywczych. Duża wrażliwość
charakteryzująca pracowników przy nadmiernym obciążeniu
silnie emocjonalnymi bodźcami w sytuacjach stresujących,
może spowodować obciążenia psychiczne, prowadzące
niejednokrotnie do błędów i chorób somatycznych lub psychicznych. Najczęściej wskazywane powikłania związane
z powstającym w wyniku obciążenia emocjonalnego stresem,
zostały przedstawione w tabeli nr 1.
W kontekście omawianych w artykule zagadnień pojawia się potrzeba uwzględniania indywidualnych poziomów
wrażliwości już na etapie selekcji i rekrutacji pracowników
do konkretnych zadań na stanowiskach pracy. W szczególnej
Rys. 2.Relacje pomiędzy reaktywnością emocjonalną a wrażliwością i wytrzymałością na bodźce
Fig. 2. The relationship between emotional reactivity and sensitivity and resistance to stimuli
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
59
Tabela 1. Psychiczne i somatyczne konsekwencje obciążenia emocjonalnego pracownika w sytuacjach stresu (Uszyński
2009)
Table 1. Psychological and somatic consequences of employee’s work responsibility in stressful situations (Uszyński
2009)
ZDROWIE PSYCHICZNE
– zaburzenia snu,
– depresja stresozależna,
– zespół stresu traumatycznego,
– zespół zmęczenia przewlekłego,
– jadłowstręt psychiczny,
– żarłoczność psychiczna,
– zespoły neurodegeneracyjne (choroba Alzheimera, Parkinsona)
mierze dotyczy to zadań, które ze względu na wymagające
środowisko pracy, są z założenia związane z dużą liczbą
bodźców napływających z otoczenia, jak ma to miejsce
w przedsiębiorstwach wydobywczych. W podziemnych
zakładach górniczych pracownicy obciążeni są charakterystycznymi stresorami wynikającymi ze specyfiki środowiska
pracy, zmiennego, a także losowego narażenia na czynniki
w środowisku pracy i organizacji pracy (np. praca w przestrzeni zamkniętej z ograniczoną możliwością ewakuacji,
liczne zagrożenia naturalne, stała ekspozycja na czynniki
szkodliwe jak zapylenie, hałas, słabe oświetlenie, mikroklimat
gorący, wibracje, rozproszenie przestrzenne stanowisk pracy,
wysiłek fizyczny i zmienny rytm dobowy pracy). Wg badań
realizowanych przez Instytut Medycyny Pracy w ramach
projektu pn. „Wpływ poprawy psychospołecznych warunków
pracy na ograniczenie kosztów ekonomicznych w firmach
przechodzących procesy modernizacyjne i adaptacyjne –
projekt badawczy” realizowanego przez Komisję Krajową
NSZZ „Solidarność” w partnerstwie z IMP na populacji 7500
pracowników z 15 branż, w górnictwie najważniejszymi stresorami są gotowość do szybkiego reagowania, konieczność
długotrwałej koncentracji oraz konieczność przestrzegania
ściśle określonych procedur (Orlak 2016). W takich warunkach grupą predysponowaną wydają się być pracownicy
charakteryzujący się wysoką wrażliwością. Sprawdzą się
oni bowiem bardzo dobrze w realizacji zadań, które wykonywane są w sposób prosty i jednostajny. Dodatkowo osoby
takie sprawdzą się w sytuacjach zapotrzebowania na szybkie
reagowanie w przypadku wystąpienia już sygnału – bodźca
o niewielkiej sile działającego z zewnątrz. W tych samych
warunkach osoby o małej wrażliwości, z powodu rutynowego
charakteru wykonywanych zadań, mogą wręcz prowokować
zmiany. Wówczas podejmowane przez pracownika zachowania, niekiedy ryzykowne, doprowadzić mogą do wystąpienia
warunków potencjalnie wypadkowych, czy nawet wypadku.
Osobom takim powinno się zapewnić pracę w zmieniających
się warunkach lub wprowadzić dodatkowe bodźce.
Innym, nie mniej ważnym aspektem jest zmiana nawyków
podczas wykonywania zadań przez osoby o różnym stopniu
wrażliwości. W przypadku dużej wrażliwości wprowadzone
zmiany (chociażby organizacyjne) mogą wywołać poczucie
zagrożenia, a co za tym idzie może to skutkować niższą
efektywnością pracy. Natomiast osoby o małej wrażliwości
będą w mniejszym stopniu reagować na zachodzące zmiany,
w tym również te pożądane przez pracodawcę. Możliwym
sposobem obniżającym lęk u osób charakteryzujących się
dużą wrażliwością emocjonalną jest wyczerpująca informacja
dotycząca wprowadzanych zmian, specyfiki pracy na danym
stanowisku i zadań z nią związanych, wnikliwa informacja na
temat procedur oraz inne szczegółowe informacje. Im więcej
ZDROWIE SOMATYCZNE
– otyłość,
– cukrzyca typu 2,
– miażdżyca,
– samoistne nadciśnienie,
– zespół metaboliczny,
– zespół jelita drażliwego,
– zespoły ginekologiczne,
– impotencja,
– obniżona jakość nasienia,
– problemy dermatologiczne.
informacji o tym co jest wymagane podczas wykonywanych
zadań na stanowisku pracy, tym mniejszy poziom odczuwanego zagrożenia przez pracownika. Tak szczegółowych
informacji nie potrzebują pracownicy o małej wrażliwości.
Sytuacja zmienia się w przypadku warunków niecodziennych, u pracowników, których charakteryzuje mała wrażliwość, zmiana nawet zagrażająca, może nie wywołać reakcji
lękowej, a tym samym nie wpłynie adekwatne na taką osobę.
Może jednak niekiedy poprzez ignorowanie bądź bagatelizowanie zagrożenia prowokować do podjęcia działań niewłaściwie dobranych do sytuacji, np. zachowań nieroztropnych, czy
niebezpiecznych dla nich samych, czy współpracowników. To
zaś może mieć bezpośredni wpływ na bezpieczeństwo w miejscu pracy opisywane m.in. przez szereg wskaźników związanych z wypadkowością (np. liczba wypadków, czy wskaźnik
ciężkości), a także subiektywne poczucie bezpieczeństwa
pracowników podczas pracy. Statystyczne odzwierciedlenie
powyższych tez znajdujemy w danych statystycznych prezentowanych przez GUS za rok 2015. Łącznie w 2015 r. w Polsce
zarejestrowano aż 87 622 wypadków przy pracy, z których
aż 67,7 % stanowią nieprawidłowe, samowolne zachowania
pracowników lub zachowania wynikające z niewłaściwego
stanu psychofizycznego (Monitoring.. 2016). W górnictwie
w roku 2015 wg tego samego źródła zanotowano łącznie
2261 wypadków przy pracy, co stanowi ok. 2,6 % wszystkich
wypadków zarejestrowanych w tym okresie w Polsce. Jedną
z głównych przyczyn wypadkowości w górnictwie wg publikacji Wyższego Urzędu Górniczego z roku 2016 pt.: „Ocena
stanu bezpieczeństwa pracy, ratownictwa górniczego oraz
bezpieczeństwa powszechnego w związku z działalnością górniczo-geologiczną w roku 2015”, są ryzykowne zachowania
pracowników i dozoru (Ocena.. 2016). Szacuje się, że wypadki
przy pracy z przyczyn ludzkich stanowią w górnictwie około
70 % wszystkich wypadków.
W rezultacie, uwzględniając prawidłowości psychologiczne, można wyjaśnić obserwowane niejednokrotnie problemy
związane z wdrażaniem kultury bezpieczeństwa w przedsiębiorstwach. Często pomimo funkcjonowania programów
związanych z poprawą bezpieczeństwa pracy, występuje brak
korelacji pomiędzy wdrożeniem systemu bezpieczeństwa
a jego realizacją i działaniem (rozumianym jako postępowanie pracowników w pożądany sposób). To zachowania
pracowników świadczą o skuteczności wdrożenia systemu
oraz o jego adekwatności w stosunku do realiów konkretnego przedsiębiorstwa. Nieuwzględnianie roli mechanizmów
psychologicznych może wpływać na trudności w zakresie
wprowadzanych zmian w obszarze bezpieczeństwa pracy.
Oczywiście warto pamiętać, że przytoczone argumenty
związane z wybranymi aspektami psychologii różnic indywidualnych nie wyczerpują tematu, ale stanowią jeden
60
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2016
Tabela 2. Charakterystyka pracowników niskoreaktywnych i wysokoreaktywnych
Table 2. Characteristics of low-reactive and high-reactive workers
PRACOWNICY
PRACOWNICY
WYSOKOREAKTYWNI
NISKOREAKTYWNI
– duża wrażliwość i mała wytrzymałość - odporność
– mała wrażliwość i duża wytrzymałość - odporność
na działanie intensywnych bodźców
na działanie intensywnych bodźców
– możliwe problemy z koncentracją w sytuacjach stresujących – brak problemów z koncentracją uwagi w sytuacjach
stresujących
– preferowane środowisko pracy – względnie stabilne
– preferowane środowisko pracy – zmienne
i niezmienne
– dominacja czynności przygotowawczych i sprawdzających – dominacja czynności zasadniczych
nad zasadniczymi
– niższa sprawność działania w sytuacjach trudnych
– wyższa sprawność działania w sytuacjach trudnych
– zachowawcze strategie rozwiązywania problemów
– ryzykowne strategie rozwiązywania problemów
z elementów składowych, które warto brać pod uwagę już
na etapie tworzenia chociażby modeli kompetencyjnych
dla konkretnych stanowisk pracy. W tabeli 2 przedstawiono
charakterystykę pracowników, uwzględniając przeciwległe
bieguny kontinuum w zakresie reaktywności emocjonalnej.
6. Podsumowanie
Bezpieczeństwo coraz częściej staje się priorytetem
przedsiębiorstw przemysłowych, zapisanym w działaniach
strategicznych firm, a jednocześnie wyzwaniem, jakie staje
przed kadrą zarządzającą. W tym kontekście konieczne jest podejmowanie różnorodnych działań mających na celu wzmocnienie i rozwijanie kultury bezpieczeństwa. Diagnoza predyspozycji pracowników, wykorzystywanie wiedzy z zakresu
psychologii, analizowanie już zaistniałych zdarzeń pod kątem
podejmowania działań probezpiecznych, czy praca nad zmianą
postaw i modyfikacja zachowań pracowników zmierzająca do
eliminacji zachowań ryzykownych, może skutkować nowymi
praktycznymi modelami w obszarze kultury bezpieczeństwa
oraz programami wspierającymi poprawę wskaźników wypadkowości, a także zdarzeń potencjalnie wypadkowych.
Opisane różnice temperamentalne w zakresie reaktywności
emocjonalnej i wrażliwości sensorycznej nie wyczerpują
tematu dotyczącego wpływu samego temperamentu, a tym
bardziej różnorodnych złożonych zmiennych podmiotowych
wpływających na zachowania pracowników. Są one jednym
z czynników, który – odpowiednio interpretowany – wraz
z innymi zmiennymi, w tym również pozapodmiotowymi,
może wspierać kadrę zarządzającą w procesach decyzyjnych
już od momentu rekrutacji pracowników po wdrażanie projektów szkoleniowych.
Literatura
BARLING J., FRONE M.R. 2004 - The Psychology of Workplace Safety,
Hardocover.
GELLER E.S. 1996 - The Psychology of Safety: How to Improve Behaviors
and Attitudes on the Job; Boca Raton CRC Press.
HORBURY C.R., BOTTOMLEY D.M. 1997 - Research into health and
safety in the paper industry. Health & Safety Laboratory, IR/RAS/98/2.
http://www.kirschstein.org/download/g-kirschstein-kultura-bezpieczenstwa.
pdf (data wykorzystania 10.03.2015 r.)
KIRCHSTEIN G. 2015 - To człowiek powoduje wypadki.
KLONOWICZ T. (red. Tyszka T.) 1992 - Psychologia i bezpieczeństwo pracy.
Wyd. 1; Instytut Psychologii, PAN, Warszawa.
MARTYKA J. 2015 - Stan kultury bezpieczeństwa dozoru Zakładów
Górniczych KGHM Polska Miedź S.A. oraz program doskonalenia
kultury bezpieczeństwa załóg górniczych., CUPRUM – Czasopismo
Naukowo –Techniczne Górnictwa Rud, nr 3 (96).
Monitoring rynku pracy. Wypadki przy pracy w roku 2015, Główny Urząd
Statystyczny, Warszawa 21.03.2016 r.
NIELSEN K.J. 2014 - Improving safety culture through the health and safety
organization: A case study, nr 48, s. 7-17, Journal of Safety Research.
Ocena stanu bezpieczeństwa pracy, ratownictwa górniczego oraz bezpieczeństwa powszechnego w związku z działalnością górniczo-geologiczną
w roku 2015, Wyższy Urząd Górnictwa, Katowice 2016.
ORLAK K. 2014 - Stres w pracy oraz jego wpływ na występowanie wypadków przy pracy i stan zdrowia osób pracujących, Stowarzyszenie
Zdrowa Praca, Warszawa.
PIDGEON N.F. 1991 - Safety Culture and Risk Management in Organizations,
Journal of CrossCultural Psychology, nr 22, s. 129–140.
STRELAU J. (red.) 2007 - Psychologia. Podręcznik akademicki, t. 2, GWP,
Gdańsk.
STRELAU J. 2001 - Psychologia temperamentu. Wyd. 2; Wydawnictwo
STRELAU J. 2006 - Psychologia różnic indywidualnych. Wyd. 1.
Wydawnictwo Naukowe Scholar, Warszawa.
STRELAU J. 2014 - Różnice indywidualne. Historia, determinanty, zastosowania. Wyd. 1. Wydawnictwo Naukowe Scholar, Warszawa.
STRELAU J., Doliński D. (red.) 2010 - Psychologia – podręcznik akademicki, t. 1-2. Wyd. 2; GWP, Gdańsk.
STUDENSKI R.2000 - Kultura bezpieczeństwa pracy w przedsiębiorstwie.
Bezpieczeństwo pracy. Nauka i praktyka nr 9.
USZYŃSKI M. 2009 - Stres i antystres – patomechanizm i skutki zdrowotne,
MedPharm Polska, Wrocław.
WIERCIŃSKI Sz. 2011 - CSR jako przedsięwzięcie biznesowe, nr kol.112,
Master of Business Administration, s. 54-67.
ŻURAKOWSKI Z. 2015 - Kultura bezpieczeństwa w przedsiębiorstwie.
„Zeszyty Naukowe Politechniki Śląskiej” z. 77, nr kol. 1927, s. 323-330.
Artykuł wpłynął do redakcji – grudzień 2015
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
61
UKD 622.333: 622.331.45-049.5; 622.331.45.008
Bezpieczeństwo i higiena pracy
w Zakładzie Mechanicznej Przeróbki Węgla
w aspekcie Zintegrowanego Systemu
Zarządzania
Safety and hygiene of work in the Department of Mechanical
Coal Processing in the context of the Integrated Management System
mgr inż. Agnieszka Nowak*)
Treść: W artykule opisano wybrane zagadnienia dotyczące bezpieczeństwa i higieny pracy w aspekcie zintegrowanego systemu zarządzania oraz systemu zarządzania bezpieczeństwem i higieną pracy. Przedstawiono systematykę wybranych środków ochrony
zbiorowej i indywidualnej oraz innych. Przeprowadzono analizę stanu bezpieczeństwa w Zakładzie Mechanicznej Przeróbki
Węgla, m.in. z uwzględnieniem podstawy prawnej i wymagań technicznych, zagrożeń i ryzyka zawodowego, analizy wypadków
przy pracy.
Abstract: This paper presents selected issues concerning the safety and hygiene of work in the aspect of the integrated management
system and the system of management of safety and hygiene of work. Systematics of selected collective, individual and
other means of protection was described. Analysis of the safety state was conducted at the Department of Mechanical Coal
Processing, among others including legal grounds and specifications, threats and the occupational risk, analyses of accidents
at work.
Słowa kluczowe:
bezpieczeństwo i higiena pracy, zintegrowany system zarządzania, ryzyko zawodowe, wypadek przy pracy
Key words:
safety and hygiene of work, integrated management system, occupational risk, accident at work
1. Wprowadzenie
Obecnie bardzo duży nacisk kładzie się na zapewnienie
wszystkim pracownikom bezpiecznej pracy. „Niezaprzeczalnie
jedną z najważniejszych potrzeb człowieka jest potrzeba
bezpieczeństwa. Pojęcie bezpieczeństwa jest trudne do
jednoznacznego zdefiniowania” (Ejdys i in. 2012). Można
powiedzieć, że „bezpieczeństwo to stan niezagrożenia, spokoju, pewności” (Słownik ... 1994). W celu zapewnienia go
pracownikom stosuje się najnowsze zabezpieczenia oraz środki ochrony, czyli „środki ochrony zbiorowej, środki ochrony
indywidualnej lub inne środki (techniczne lub organizacyjne),
stosowane w celu ograniczenia ryzyka zawodowego” (PNN-18002 2011). Podział wybranych środków ochrony został
przedstawiony na rys. 1.
Każdy pracownik ma obowiązek zapoznania się z tzw.
Instrukcjami Stanowiskowymi oraz Kartami Oceny Ryzyka
Zawodowego, które definiują zagrożenia występujące
w środowisku pracy oraz podają profilaktykę zabezpieczającą
przed zagrożeniami.
Aby zapewnić pracownikowi najwyższe bezpieczeństwo
przeprowadzane są również szkolenia z zakresu bezpieczeństwa i higieny pracy. Ponadto osoba dozoru ruchu zakładu
górniczego sprawująca nadzór nad pracownikami nie może
zatrudnić pracownika bez ważnego szkolenia bhp, ważnych
badań lekarskich oraz upoważnienia na dopuszczenie do pracy
na danym stanowisku nadawanego przez Kierownika Ruchu
*) AGH w Krakowie
Zakładu Górniczego po przebyciu specjalistycznych kursów.
Nadrzędnym celem przeprowadzania działań mających na
celu ocenę ryzyka zawodowego w środowisku pracy jest poprawa warunków pracy oraz zwiększenie poziomu ochrony
życia i zdrowia pracowników. Jedynie rzetelna ocena ryzyka
może być podstawą prawidłowego funkcjonowania systemu
zarządzania bezpieczeństwem i higieną pracy.
2. Bezpieczeństwo i higiena pracy w zintegrowanym
systemie zarządzania w odniesieniu do Zakładów
Mechanicznej Przeróbki Węgla
Systemy zarządzania bezpieczeństwem i higieną pracy
stanowią jeden z etapów rozwijającego się podejścia do
problematyki bhp. Zainteresowanie systemami pojawiło się,
gdy zaobserwowano, że samo inwestowanie w technologie,
wyposażenie oraz podejmowanie działań zapewniających
zgodność z przepisami prawnymi nie są na tyle skuteczne,
by wyeliminować niepożądane zachowania wśród pracowników. Z czasem organizacje zaczęły podejmować szereg
działań w kierunku podnoszenia kompetencji pracowników
i oceny ryzyka zawodowego (Ejdys 2010). Coraz częściej
Zintegrowane Systemy Zarządzania wprowadzane są w firmach na całym świecie, w celu podniesienia wartości dodanej
przedsiębiorstwa. Integracja polega na zespoleniu obszarów
dotyczących jakości, ochrony środowiska, bezpieczeństwa
i higieny pracy oraz bezpieczeństwa informacji. Wszystkie te
obszary posiadają znormalizowane przepisy prawne dotyczące
ich wdrożenia, stosowania oraz ciągłego doskonalenia. Firma
62
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2016
Rys. 1.Podział wybranych środków ochrony
Fig. 1. Division of selected measures of protection
Źródło: opracowanie własne na podstawie (Rozporzadzenie ... 2003).
chcąc być konkurencyjną musi dawać odbiorcy pewność
produkcji towarów i usług najwyższej jakości, przy jednoczesnym zabezpieczeniu pracowników przed zagrożeniami
występującymi na stanowiskach pracy. Bardzo ważne jest
podnoszenie świadomości pracowników w zakresie ochrony
środowiska. Każda praca musi być wykonywana zgodnie
z przepisami bezpieczeństwa i higieny pracy, ochrony
środowiska oraz przeciwpożarowymi. Pracownicy w tych
zakresach przechodzą specjalistyczne szkolenia. Bezpieczne
metody pracy niejednokrotnie chronią pracowników przed
zdarzeniami wypadkowymi. Należy pamiętać, że pomimo
dużego doświadczenia i wieloletniej pracy bezwzględnie
muszą być zachowane i stosowane bezpieczne warunki pracy.
Najczęstszymi przyczynami wypadków jest rutyna. Każda
osoba sprawująca nadzór nad podległymi pracownikami musi
przypominać o tym swoim podwładnym. Krótkie przypomnienie kolejności wykonywanych prac oraz bezpiecznych
metod pracy bardzo często może uchronić pracowników przed
urazem, a nawet śmiercią.
2.1. Podstawa prawna i wymagania techniczne
Przepisy prawne regulują działalność wszystkich przedsiębiorstw niezależnie od tego, czy są to firmy produkcyjne,
usługowe czy handlowe. Zgodnie z zapisami Kodeksu pracy
art. 207 §1 pracodawca ponosi odpowiedzialność za stan
bezpieczeństwa i higieny pracy w zakładzie pracy. Ponadto
pracodawca jest obowiązany chronić zdrowie i życie pracowników przez zapewnienie bezpiecznych i higienicznych warunków pracy przy odpowiednim wykorzystaniu osiągnięć nauki
i techniki (Ustawa ... 2014). Również zakłady górnicze muszą
stosować przepisy prawa w zakresie prowadzenia ruchu, bezpieczeństwa i higieny pracy, ochrony środowiska, ochrony wód,
bezpieczeństwa przeciwpożarowego, zagrożeń naturalnych,
składowania odpadów wydobywczych oraz normy dotyczące
jakości i produkcji oferowanych produktów. Przedsiębiorca,
który wdrożył Zintegrowany System Zarządzania musi również respektować obostrzenia wynikające z norm. Zgodnie
z normą PN–N–18001:2004 firma powinna spełnić podstawowe warunki wdrażając Zarządzanie Bezpieczeństwem
i Higieną Pracy. „Jej podstawowym celem jest wspomaganie
działań na rzecz poprawy bezpieczeństwa i higieny pracy poprzez określenie wymagań dotyczących skutecznego systemu
zarządzania bhp” (Ejdys i in. 2012). Akty normatywne określają, jakie dokumenty organizacja musi przygotować, chcąc
wdrożyć powyższy system. Do dokumentacji systemu m.in.
należy polityka bezpieczeństwa i higieny pracy, w której zawarte są cele ogólne i szczegółowe dotyczące bezpieczeństwa
i higieny pracy, procedury oraz procesy związane z bezpieczeństwem i higieną pracy pracowników. Wprowadzając taki
Zintegrowany System Zarządzania, którego częścią składową
jest zarządzanie bezpieczeństwem i higieną pracy, pracodawca
stwarza bezpieczne stanowiska pracy, pod warunkiem stosowania zapisów systemowych przez pracowników.
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Rozporządzenie reguluje kwestie związane z zagrożeniami, do których zalicza się „zagrożenie metanowe, wybuchem
pyłu węglowego, pożarowe oraz ze źródeł promieniowania
jonizującego” (Rozporzadzenie ... 2002). Wytyczne oraz działania zapobiegawcze odnośnie „pomieszczeń pracy, warunków
pracy, organizacji stanowisk pracy oraz prac szczególnie
niebezpiecznych” zostały ujęte w Rozporządzeniu Ministra
Pracy i Polityki Socjalnej z dnia 26 września 1997 roku w
sprawie ogólnych przepisów bezpieczeństwa i higieny pracy
(Rozporzadzenie ... 2003).
2.2. Zagrożenia na stanowiskach pracy
W Zakładzie Mechanicznej Przeróbki Węgla (ZMPW)
mamy do czynienia z szeregiem zagrożeń począwszy od zagrożeń naturalnych, poprzez zagrożenia technologiczne oraz
spowodowane czynnikiem ludzkim. Na rysunku 2 zestawiono
zagrożenia, z jakimi ma do czynienia pracownik zatrudniony
w ZMPW.
Działania profilaktyczne mają za zadanie zabezpieczyć
zdrowie i życie ludzkie. Podstawowymi środkami bezpieczeństwa są wymienione we wstępie środki ochrony zbiorowej oraz
indywidualnej. Częste przypominanie załodze o profilaktyce,
konieczności stosowania środków ochrony oraz bezpiecznych
metod pracy pozwala na zabezpieczenie pracowników przed
urazami, a urządzenia przed awariami. Świadomość potrzeby zwrócenia większej uwagi na ten aspekt pracy skutkuje
zmniejszeniem wypadkowości oraz przedłużeniem trwałości
i wytrzymałości maszyn i urządzeń obsługiwanych przez
pracowników. Szybkie reagowanie na zaistniałe nieprawidłowości podnosi bezpieczeństwo.
2.3. Ryzyko zawodowe na stanowiskach pracy
Zgodnie z normą (PN–N–18001 2004) dotyczącą wymagań dla systemu zarządzania bezpieczeństwem i higieną
pracy „organizacja powinna ustanowić i utrzymywać udokumentowane procedury identyfikacji zagrożeń oraz oceny
związanego z nimi ryzyka zawodowego”. Wytyczne identyfikacji zagrożeń i oceny ryzyka zawodowego podaje norma
(PN-N-18002 2011). Dział Bezpieczeństwa i Higieny Pracy
powinien okresowo przeprowadzać działania związane z
identyfikacją zagrożeń w środowisku pracy oraz ocenę ryzyka zawodowego na stanowiskach pracy określanego jako
„prawdopodobieństwo wystąpienia niepożądanych zdarzeń
63
związanych z wykonywaną pracą powodujących straty,
w szczególności wystąpienie u pracowników niekorzystnych
skutków zdrowotnych w wyniku zagrożeń zawodowych występujących w środowisku pracy lub sposobu wykonywania
pracy” (PN-N-18002 2011). Wynikiem tych działań jest stworzenie Karty Oceny Ryzyka, która zawiera opis działań prowadzonych w oddziale bądź dziale, zidentyfikowane zagrożenia
oraz określenie typu ryzyka związanego z występowaniem
zagrożenia w miejscu pracy jest akceptowalne, czy nieakceptowalne. Powinna również zawierać opis wpływu skutków na
życie i zdrowie pracownika zatrudnionego na stanowisku, na
którym występuje charakteryzowane zagrożenie. Kolejny krok
to identyfikacja działań zapobiegawczych, jakie należy zastosować w celu uniknięcia wystąpienia zagrożenia. Wynikiem
działań zapobiegawczych, w każdym przypadku, powinno
być zmniejszenie ryzyka wystąpienia czynnika zagrażającego
życiu lub zdrowiu pracownika w stopniu akceptowalnym.
3. Analiza wypadków przy pracy w Zakładach
Mechanicznej Przeróbki Węgla w latach 2008 - 2015
W latach 2008 – 2015 w ZMPW miały miejsce wypadki
śmiertelne, ciężkie oraz lekkie. Na wykresach (rys. 3, 4, 5)
przedstawiono szczegółowe zestawienie wypadków ogółem,
wypadków śmiertelnych oraz ciężkich mających miejsce
w górnictwie, górnictwie węgla kamiennego oraz w ZMPW
w poszczególnych latach. Największą ilość wypadków
ciężkich w ZMPW zarejestrowano w 2008 w ilości trzech.
W zakładach górniczych zanotowano łącznie 219 wypadków
śmiertelnych, 201 ciężkich oraz 448 wypadków lekkich
(www.wug.gov.pl. 2016). Wypadki w ZMPW stanowią 4,6%
wszystkich wypadków śmiertelnych, 3% wypadków ciężkich
oraz 0,4% wypadków lekkich.
W latach 2008-2015 w górnictwie węgla kamiennego
miało miejsce 14 771 wypadków, co stanowi 64,2 % wszystkich wypadków ogółem zaistniałych w górnictwie kopalin
podstawowych wśród załogi własnej zakładów górniczych.
W ostatnich latach można zauważyć tendencję malejącą,
co do ilości zaistniałych wypadków w górnictwie, co przekłada się na zmniejszenie ofiar w stanie ciężkim, liczba ofiar
śmiertelnych utrzymuje się w przedziale 19-30 w ostatnich 6
latach. Analizy wskaźnikowej dla branży górnictwa w odniesieniu do ZMPW nie podano ze względu na brak dostępnych
danych.
Rys. 2.Zagrożenia występujące na stanowiskach pracy w ZMPW
Fig. 2. Threats appearing in workstations in the Department of Mechanical Coal Processing
64
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2016
Rys. 3.Liczba wypadków ogółem zaistniałych w górnictwie, górnictwie węgla
kamiennego (załoga własna) oraz w ZMPW
Fig. 3. Total accident toll in the mining industry, coal mining (own crew) and in the
Department of Mechanical Coal Processing
Źródło: opracowanie własne na podstawie (www.wug.gov.pl. 2016).
Rys. 4. Liczba wypadków śmiertelnych zaistniałych ogółem w górnictwie, górnictwie
węgla kamiennego (załoga własna) oraz w ZMPW
Fig. 4. Total fatal accidents in the mining industry, coal mining (own crew) and in the
Department of Mechanical Coal Processing
Rys. 5.Liczba wypadków ciężkich zaistniałych ogółem w górnictwie, górnictwie węgla
kamiennego (załoga własna) oraz w ZMPW
Fig. 5. Total severe accident toll in the mining industry, coal mining (own crew) and in
the Department of Mechanical Coal Processing
4. Podsumowanie
Każda organizacja będąca producentem, usługodawcą
bądź przedsiębiorstwem handlowym musi stosować podstawowe przepisy bezpieczeństwa i higieny pracy. Gwarantuje
to podniesienie wartości firmy w odniesieniu globalnym.
Dokumentowanie zagrożeń, ocena ryzyka zawodowego,
procedury oraz procesy dotyczące bezpieczeństwa i higieny
pracy jest bardzo ważnym aspektem chroniącym pracowników przed zagrożeniami występującymi w środowisku pracy.
Bezpieczne metody pracy, stosowanie sprawnych narzędzi,
czy odpowiedni odpoczynek są gwarancją podniesienia
bezpieczeństwa. Niezależnie od tego, czy mówimy o pracownikach zatrudnionych w dozorze ruchu, czy o pracownikach
nieetatowych, wszyscy bezwzględnie są zobowiązani do znajomości i przestrzegania przepisów prawa. Przepisy Kodeksu
pracy (dział VI – Rozdział III Okresy odpoczynku) gwarantują
pracownikowi odpowiednie przerwy na odpoczynek (Ustawa
... 2014). Rejestracja czasu pracy umożliwia jego kontrolę.
Wypoczęty pracownik jest zdolny do bardziej efektywnej
pracy. Dzięki szkoleniom i instruktażom jest on bardziej odpowiedzialny i świadomy, co skutkuje większą ostrożnością przy
wykonywaniu codziennych czynności związanych z pracą.
Podawane przez organy nadzoru górniczego, do których zalicza się Wyższe Urzędy Górnicze, Okręgowe Urzędy Górnicze
czy Specjalistyczne Urzędy Górnicze, informacje o zaistniałych
wypadkach są ważnym elementem podnoszenia stanu wiedzy.
W celu zwiększenia świadomości załogi, należy zapoznawać
ją z przyczynami wypadków oraz zwracać uwagę na profilaktykę. Wskazanym jest, aby regularnie prowadzić rozmowy
z pracownikami na temat stosowania bezpiecznych metod pracy. Ciągłe podnoszenie świadomości pracowników przekłada
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
się na zmniejszenie wypadkowości. Instruktaż, pogadanki,
zapoznanie z kartami oceny ryzyka są częścią Zintegrowanego
Systemu Zarządzania. Procedury tworzone na podstawie norm
są wyznacznikiem opracowywania instrukcji bezpieczeństwa,
kart oceny ryzyka czy rejestrowania czynników szkodliwych
w środowisku pracy. Wszystkie opisane elementy dopiero
wspólnie tworzą całość będącą podstawą zabezpieczenia
pracowników przed zagrożeniami w środowisku pracy. Jednak
należy zauważyć, że powinnością każdego pracownika
jest wykonywanie powierzonych mu czynności w sposób
niezagrażający życiu swojemu, jak i współpracowników,
a tym samym eliminacja zagrożeń występujących w środowisku pracy.
W ZMPW zaistniałe wypadki przy pracy stanowią ok.
0,5% wszystkich wypadków zaistniałych w górnictwie
węgla kamiennego. Najczęstszą przyczyną są pochwycenia,
przygniecenia, przysypanie urobkiem i upadek z wysokości.
Na przestrzeni ostatnich lat można zauważyć tendencję spadkową wypadków ogółem zaistniałych w górnictwie węgla
kamiennego wśród załogi własnej zakładów górniczych.
W latach 2008-2015 w ZMPW dochodziło do, co najmniej jednego wypadku śmiertelnego. Zmniejszenie liczby wypadków
ogółem w górnictwie może potwierdzać fakt wdrożenia i ciągłego doskonalenia Systemu Zarządzania Bezpieczeństwem
i Higieną Pracy.
Źródło finansowania – prywatne.
65
Literatura
EJDYS J., KOBYLIŃSKA U., LULEWICZ-SAS A. 2012 -Zintegrowane
systemy zarządzania jakością, środowiskiem i bezpieczeństwem pracy,
Oficyna Wydawnicza Politechniki Białostockiej, Białystok, s. 136 - 194.
Słownik języka polskiego, Wyd. Naukowe PWN, Warszawa 1994, s. 147
PN-N-18002: 2011 System zarządzania bezpieczeństwem i higieną pracy.
Ogólne wytyczne do oceny ryzyka zawodowego.
Rozporządzenie Ministra Pracy i Polityki Socjalnej z dnia 26 września 1997
roku w sprawie ogólnych przepisów bezpieczeństwa i higieny pracy
(tekst jednolity Dz. U. 2003 nr 169 poz. 1650 z późn. zm.)
EJDYS J. 2010 - System zarządzania bezpieczeństwem i higiena pracy
narzędziem kształtowania kultury bezpieczeństwa organizacji. W:
Kształtowanie kultury bezpieczeństwa i higieny pracy w organizacji,
red. J. Ejdys, Oficyna Wydawnicza Politechniki Białostockiej, Białystok,
s. 125-126.
Ustawa z dnia 26 czerwca 1974 r. Kodeks pracy, dział X Bezpieczeństwo i
higiena pracy (tekst jednolity Dz. U. 2014 poz.1502 z późn. zm.)
Rozporządzenie Ministra Gospodarki z dnia 28 czerwca 2002 r. w sprawie
bezpieczeństwa i higieny pracy, prowadzenia ruchu oraz specjalistycznego zabezpieczenia przeciwpożarowego w podziemnych zakładach
górniczych. (Dz. U. 2002 nr 139 poz. 1169 z późn. zm.)
PN-N-18001: 2004 System zarządzania bezpieczeństwem i higieną pracy.
www.wug.gov.pl, dostęp 1.06.2016.
Artykuł wpłynął do redakcji – marzec 2016
66
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2016
UKD 622: 622.28: 622.1: 528.48: 622.83/.84
Zastosowanie technologii górniczych w zabezpieczaniu
Jaskini Szachownica I przed niekontrolowanym zawałem
Application of mining technology in securing Szachownica I cave against
uncontrolled roof caving
mgr inż. Marian Polus**)
dr hab. inż. Andrzej Nierobisz, prof. GIG*)
Treść: W artykule zaprezentowano opis działań mających na celu zabezpieczenie Jaskini Szachownica I przed niekontrolowanym
zawałem stropów sal jaskini. Działania te polegały na podparciu stropów w wybranych miejscach za pomocą żelbetowych filarów, sklejeniu spękanego górotworu poprzez zastosowanie iniekcji ciśnieniowej oraz ich zabezpieczeniu za pomocą obudowy
kotwowej i kotwowo-cięgnowej.
Abstract: This paper presents a description of the actions designed to secure Szachownica I cave against uncontrolled roof fall. These
activities included supporting ceilings in selected locations using reinforced concrete pillars, bonding fracture rock mass
with glue injections and protecting the roof with roof bolting and truss system.
Słowa kluczowe:
ochrona środowiska, geomechanika, górotwór, zawał, obudowa kotwowa
Key words:
protection of the environment, geomechanics, rock mass, roof caving, roof bolting
1. Wprowadzenie
Jaskinia Szachownica zlokalizowana w wapieniach
jury krakowsko – wieluńskiej, pomiędzy Działoszynem
i Parzymiechem (rys. 1), jest drugim pod względem liczebności miejscem hibernacji nietoperzy w Polsce. Zimuje
w niej ponad 2000 nietoperzy z 9 gatunków. Dla ochrony nietoperzy wyznaczony został specjalny obszar ochrony siedlisk
(SOOS) Natura 2000 - Szachownica PLH240004. Ochronie
podlegają następujące gatunki: mopek, nocek łodykowłosy,
nocek Bechsteina i nocek duży. Największym zagrożeniem
dla Jaskini Szachownica I jest proces destrukcji stropów
i ociosów sal głównego ciągu jaskini, sztucznie poszerzonego
podczas eksploatacji wapienia. Ingerencja człowieka spowodowała naruszenie stateczności istniejącej struktury skalnej.
Sztucznie poszerzone otwory zmieniły pierwotny mikroklimat
jaskini, wywołując silne przewiewy pomiędzy otworami
i doprowadzając do wymarzania w okresie zimowym tej części
jaskini, czego efektem są miejscowe odpady skał stropowych
i ociosowych oraz groźba zawalenia się jaskini.
W związku z powyższym podjęto działania mające na
celu powstrzymanie procesu destrukcji jaskini (Nierobisz
*) Główny Instytut Górnictwa w Katowicach **) Novum Servis Sp. z.o.o.,
Zabrze
i in. 2014). W artykule opisano prace górnicze, których celem
było zachowanie siedliska nietoperzy, jakim jest Jaskinia
Szachownica I.
2. Lokalizacja i opis rezerwatu przyrody Szachownica
Rezerwat przyrody Szachownica położony jest w środkowej części Wyżyny Wieluńskiej, stanowiącej północną część
Wyżyny Krakowsko-Wieluńskiej. Krzemienna Góra (224m
n.p.m. - rys. 1, 2), w której znajdują się otwory wejściowe
jaskini, położona jest na przedpolu pasma wzniesień zwanych Górami Bugajowskimi. Obszar Szachownicy tworzy
kompleks kilku jaskiń, których powstanie związane było
z intensywnym odprowadzaniem wód roztopowych na przedpolu lodowca (zlodowacenie środkowopolskie - warty). Osady
węglanowe, w których występują jaskinie, przynależą do
późnej jury i zostały określone na około 150 mln lat.
System jaskiniowy „Szachownicy” został odsłonięty
w trakcie eksploatacji wapienia. Wyrobisko kamieniołomu
przecina „Krzemienną Górę” w kierunku północ - południe
na długości 150 metrów, pasem szerokości 50 metrów.
Eksploatacja spowodowała zniszczenie znacznej części korytarzy i rozczłonkowanie pierwotnie jednolitego systemu
jaskiniowego. Prowadzone tutaj wydobycie do 1962 roku
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Rys. 1.Krzemienna Góra
Fig. 1. Krzemienna Góra
67
Rys. 2.Wejście do Sali Wejściowej
Fig. 2. Entrance to the Entrance Hall
doprowadziło do znacznego zmniejszenia jaskini (pierwotna
długość 2 km).
W chwili obecnej znajduje się tu pięć oddzielnych jaskiń,
które dla łatwiejszego rozróżnienia oznaczono kolejnymi
numerami od I do V. Najdłuższa z nich - Szachownica I liczy
około 690 m długości (łączna długość korytarzy) i jest jedną
z najdłuższych na Wyżynie Krakowsko - Wieluńskiej. Drugim
pod względem wielkości obiektem jest Jaskinia Szachownica
II, która osiąga prawie 297 m. Pozostałe (III - V) to małe
fragmenty pierwotnego systemu w południowej części kamieniołomu (Górny, Szelerewicz 2008, Górny, Szelerewicz 2009).
Korytarze jaskiń rozgałęziają się i przecinają pod kątem
prostym, tworząc charakterystyczną siatkę pól, przypominającą szachownicę (stąd nazwa systemu). W wyniku eksploatacji
w Jaskini Szachownica I pierwotny charakter zatraciło 40%
korytarzy. W ich miejscu powstały duże sale jaskiniowe o
nazwach: Wejściowa, Złomowisko, z Piargami, Przejściowa,
Puchacza, Amonitowa, Rozdroże i Wielka Sala (rys. 3.).
Do Jaskini Szachownica I prowadzi 5 otworów usytuowanych w ścianach kamieniołomu oraz pionowa studnia z
wierzchowiny. Naturalne korytarze systemu „Szachownicy”
mają przebieg poziomy. Jedyną występującą w systemie
„Szachownicy” formą naciekową są niewielkie grzybki. Dno
sal i korytarzy w częściach poszerzonych przez eksploatację
pokryte jest dużymi blokami i gruzem wapiennym. W częściach naturalnych miejscami występuje namulisko piaszczyste. Specyficzne warunki mikroklimatyczne tu panujące,
stwarzają warunki do zasiedlenia przez nietoperze w czasie
zimowej hibernacji. Pierwsze informacje o licznym zimowaniu nietoperzy pochodzą z 1977 roku (Bednarek i in. 1977).
Dla ochrony nietoperzy został wyznaczony specjalny obszar ochronny siedlisk Natura 2000 Szachownica PLH240004.
Jego powstanie jest związane z wypełnieniem zobowiązań
Polski wynikających z Dyrektywy Rady Europy 92/43/EWG
z 1992 r. w sprawie ochrony siedlisk naturalnych oraz dzikiej fauny i flory. Ostoja Szachownica została zatwierdzona
przez Komisję Europejską, jako obszar mający znaczenie
dla Wspólnoty (Decyzja Komisji 2008/25/WE z 13 listopada
2007 r.).
Przedmiotowy obszar Natura 2000 pokrywa się z granicami rezerwatu przyrody „Szachownica”, ustanowionego
Zarządzeniem Ministra Leśnictwa i Przemysłu Drzewnego
z dnia 11 października 1978 r. (M.P. Nr 33, poz. 126).
Rezerwat został utworzony w celu ochrony wapiennego wzgórza Krzemienna Góra porośniętego kwaśną buczyną niżową
oraz systemu korytarzy proglacjalnej jaskini Szachownica.
Ponadto obszar Natura 2000 Szachownica pokrywa się z
terenem zarządzanym przez Państwowe Gospodarstwo Leśne
Lasy Państwowe, Nadleśnictwo Kłobuck. Przedmiotem ochrony jest powstała w wapieniach górnojurajskich proglacjalna
jaskinia stanowiąca zimowisko czterech gatunków nietoperzy
wymienionych w Załączniku II Dyrektywy Siedliskowej.
Rys. 3.Plan Jaskini Szachownica (Polonius 2001); 1 - korytarze naturalne, 2 - kierunki przepływu wody, 3 - pionowe
studnie, 4 - bloki zawaliskowe, 5- ściany jaskini poszerzonej przez eksploatację wapieni, 6- zarys kamieniołomu, 7 - spadki, 8 - progi, 9 - skarpy, A, R, P - skróty nazw
sal
Fig. 3. Plan of Szachownica I cave (Polonius 2001): 1 - natural
excavation, 2 - direction of water flow, 3 - vertical wells,
4 - collapsed blocks, 5 - walls of the cave enlarged by the
exploitation of limestone, 6 - the outline of the quarry,
7 - dips, 8 - track, 9 - grading, A, R, P - abbreviations of
names of halls
68
PRZEGLĄD GÓRNICZY
Największym zagrożeniem dla zachowania zimowiska
nietoperzy jest proces destrukcji stropu głównego ciągu
jaskini sztucznie poszerzonego podczas eksploatacji wapienia. Sztuczne otwory o znacznych rozmiarach zmieniły
pierwotny klimat jaskini, wywołując bardzo silne przewiewy
pomiędzy nimi i doprowadzając do wymarzania tej części
jaskini. Odsłonięcie tak dużych powierzchni ścian i stropu
w znacznym stopniu przyspieszyło wietrzenie mrozowe, czego efektem jest osypywanie się materiału skalnego ze ścian
bocznych oraz stropu, a także rozwieranie szczelin w stropach
sal jaskini. W wyniku rozpoznania powyższego zagrożenia
stwierdzono, że priorytetowym zadaniem jest podjęcie działań zmierzających do zabezpieczenia wymienionego obiektu
przed zawaleniem, w sposób gwarantujący zachowanie istniejących obecnie warunków mikroklimatycznych.
3. Nietoperze w jaskini
Pierwsze informacje o licznym zimowaniu nietoperzy
pochodzą z opracowania pt. „Projekt rezerwatu geologicznego
Szachownica” (Bednarek i in. 1977). Regularne badania nietoperzy zimujących w systemie Szachownica podjęto z początkiem 1at osiemdziesiątych (Lesiński 1983) i prowadzone są do
dziś (Fuszara 1996, Hejduk J., Radzicki 1996, Ignaczak 2001,
Ignaczak i in. 2002, Ignaczak i in. 2009, Ignaczak, Lesiński
1994, Kowalski, Lesiński 1994, Kowalski i in. 2002, Lesiński
1984). Dotychczasowe badania nad nietoperzami prowadzone
w Jaskini Szachownica i na bezpośrednio przylegającym do
niej terenie zaowocowały wieloma interesującymi wynikami.
2016
Na ich podstawie zostało opublikowanych 14 prac i notatek
naukowych.
Specjalny obszar ochrony siedlisk Szachownica
PLH240004 został wyznaczony dla ochrony następujących
gatunków nietoperzy:
– mopka - Barbastella barbastellus (rys. 4),
– nocka łydkowłosego - Myotis dasycneme (rys. 5)
– nocka Bechsteina - Myotis bechsteinii (rys. 6),
– nocka dużego - Myotis myotis (rys. 7).
Ostatnie liczenie nietoperzy w Jaskini Szachownica I
przeprowadzone w lutym 2016 r wykazało, że w jaskini
hibernuje 2280 osobników z 9 gatunków. Pod względem
liczebności Jaskinia Szachownica I jest drugim miejscem
hibernacji nietoperzy w Polsce po Międzyrzeckim Rejonie
Umocnionym, w którym zimuje ponad 30 000 nietoperzy
(Urbańczyk, Górski 1994).
4. Wyniki badań i pomiarów
4.1. Badania georadarem struktury stropów jaskini
Pomiary wykonano na jednym profilu o kierunku W-E
biegnącym po linii łamanej (wyznaczonej przez zastabilizowane na powierzchni punkty oznaczone symbolami A, GR1,
Rys. 4. Mopki (Barbastella barbastellus) (fot. M. Ignaczak)
Fig. 4. Barbastelles (Barbastella barbastellus) (photo M. Ignaczak)
Ryc. 5.Nocek łydkowłosy (Myotis dasycneme) (fot. M. Ignaczak)
Fig. 5. Pond bat (Myotis dasycneme) (photo M. Ignaczak)
Rys. 6. Nocek Bechsteina (Myotis Bechsteinii) (fot. M. Ignaczak)
Fig. 6. Bechstein’s bat (Myotis Bechsteinii) (photo M. Ignaczak)
Rys. 7. Nocki duże (Myotis myotis) (fot. M. Ignaczak)
Fig. 7. Greater mouse-eared bat (Myotis myotis) (photo M.
Ignaczak)
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
GR3, GR2, GR7, GR10, GR13, GR14) - od sali Wejściowej
do sali Puchacza. Profil ten oznaczono symbolem GPR1.
Pozostałe profile usytuowano poprzecznie do profilu GPR1
na kierunkach zbliżonych do SW - NE. Te profile oznaczono
Tabela 1. Zestawienie rejestracji GPR
Table 1. Summary of GPR registration
Nr profilu
GPR1
GPR1
GPR2
GPR3
GPR4
GPR4
GPR4
GPR5
GPR5
GPR5
Plik
249
250
251
252
253
254
255
256
257
258
Antena, MHz
120
120
120
120
120
120
120
120
120
120
symbolami GPR2, GPR3, GPR4 i GPR5. Dokładna lokalizacja profilu uwidoczniona jest na rysunku 8. Zakres ilościowy
i specyfikację wykonanych rejestracji radarowych uwidoczniono w tabeli 1. Przykładową rejestrację według profilu
GPR1 przedstawiono na rysunku 9 (Nierobisz i in. 2008).
Okno, ns
Długość, m
Punkty
200
78
A -GR1 - GR3 GR2 - GR7 - GR10 - GR13 - GR14
300
78
A -GR1 - GR3 GR2 - GR7 - GR10 - GR13 - GR14
300
39
GR15 - GR13 -G-14
300
34
GR12 - GR10-GR11
300
37
GR9 – GR2 –GR8
300
37
GR8 – GR2 –GR9
100
37
GR9 – GR2 –GR8
300
21
GR5 – GR3 – GR4
200
21
GR4 – GR3 –GR5
100
21
GR5 – GR3 – GR4
Łączna długość rejestracji GPR: 403 m
Rys. 8.Lokalizacja linii do profilowania georadarem
Fig. 8. Location of the line for GPR profiling
Rys. 9.Profil GPR1 w oknie czasowym 300 ns
Fig. 9. GPR1 profile in the window of 300 ns time
69
70
PRZEGLĄD GÓRNICZY
W wyniku profilowania georadarem określono przebieg
szczelin pionowych i ukośnych w stropach sal jaskini. Pomiary
wykazały, że miąższość wapienia zalegającego w stropach
poszczególnych badanych sal jaskini zmienia się w następujących przedziałach:
– Sala Wejściowa: od 4,5 m do około 8,0 m,
– Sala z Piargami:od 8,5 do około 9,0 m,
– Sala Przejściowa: od 4,5 m do około 8,0 m,
– Sala Puchacza: od 3,0 m do około 5,0 m,
– Sala Złomisk: od 8,0 do 10,0 m.
4.2. Badania spękań za pomocą kamery introskopowej
Badania stropów sal jaskini wykonano dwukrotnie.
Pierwsze badania wykonano w październiku 2008 r. a następne we wrześniu 2014 r. (Nierobisz i in. 2014). Obejmowały
one obserwacje pięciu szczelin stropowych zlokalizowanych w Sali Wejściowej, Sali Przejściowej i Sali Puchacza.
Przeprowadzone badania wykazały, że strop jaskini jest silnie
zeszczelinowany. Rozwarcie szczelin dochodzi do 10 cm. Są
miejsca gdzie to rozwarcie lokalnie dochodzi nawet do 30 cm.
Zasięg szczelin i spękań jest duży, w kilku miejscach istnieje
połączenie z powierzchnią terenu. Przykładowe obrazy z
kamery introskopowej przedstawiono na rysunku 10.
4.3. Badania laboratoryjne parametrów geomechanicznych wapieni
W ramach badań laboratoryjnych oznaczono szereg własności fizyko-mechanicznych próbek pierwotnych wapienia
pobranych z wytypowanych miejsc sal jaskini. Najważniejsze
wyniki badań laboratoryjnych wapieni przedstawiają się następująco (Nierobisz i in. 2008):
– średnia wytrzymałość na jednoosiowe ściskanie w stanie
powietrzno-suchym jest zmienna. Dla próbek pobranych
w poszczególnych salach kształtuje się ona w sposób
następujący:
- Sala Wejściowa Rc= 53,4÷78,3 MPa, średnio Rc= 69,6
MPa,
- Sala Złomisk Rc= 24,1÷35,3 MPa, średnio Rc= 32,0
MPa,
- Sala z Piargami Rc= 61,5÷132,8 MPa, średnio Rc= 85,5
MPa,
- Sala Przejściowa R c= 42,2÷116,6 MPa, średnio
Rc= 77,0 MPa,
a) szczelina o rozwarciu 10 mm
a) the slit of the opening 10 mm
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
2016
- Sala Puchacza Rc= 52,7÷115,4 MPa, średnio Rc= 69,6
MPa,
średnia wytrzymałość na jednoosiowe ściskanie w stanie
nasycenia wodą: Rc = 40,5 MPa,
średnia wytrzymałość na jednoosiowe ściskanie w po
badaniu mrozoodporności Rc = 36,0 MPa,
średni współczynnik rozmiękczenia: r = 0,62,
średni współczynnik odporności na zamrażanie: w = 0,89,
średnia wytrzymałość na rozciąganie w stanie powietrzno-suchym: Rr = 3,63 MPa,
średnia wytrzymałość na ścinanie proste w stanie powietrzno-suchym: Rt = 9,27 MPa,
średni moduł Younga: E = 7445 MPa; średni moduł przy
nawrocie odkształceń: Es = 10 240 MPa,
współczynnik Poissona: ν = 0,12÷0,13,
średnia gęstość objętościowa: ρ0 = 2,30 g/cm3; średnia
gęstość: ρ = 2,68 g/cm3 ,
średnia porowatość: p=13,96 %;
średni ciężar objętościowy: γ0= 22,6 kN/m3 ,
średnia wilgotność naturalna wb= 1,72%; średnia nasiąkliwość nw = 4,46%,
średni kąt tarcia wewnętrznego: φ = 40 stopni, średnia
spójność: c = 12,1 MPa,
średni współczynnik filtracji: k = 8,1∙10-8 m/s.
5. Zakres wykonach prac zabezpieczających
Prace mające na celu zabezpieczenie Jaskini Szachownica
I przed niekontrolowanym zawałem stropu i ociosu zostały wykonane w pięciu salach, a mianowicie (rys.11): Sali
Wejściowej, Sali z Piargami, Sali Złomisk, Sali Przejściowej,
Sali Puchacza (Nierobisz i in. 2014).
Roboty zabezpieczające wykonano w czterech etapach, za
pomocą technologii i materiałów stosowanych od wielu lat w
górnictwie i budownictwie. Obejmowały one:
– Etap 1: zabezpieczenie stropów sal jaskini za pomocą
tymczasowej obudowy podporowej,
– Etap 2: podparcie stropów w wybranych miejscach za
pomocą żelbetowych filarów,
– Etap 3: sklejenie spękanego górotworu poprzez zastosowanie iniekcji ciśnieniowej,
– Etap 4: zabezpieczenie stropów i ociosów za pomocą
obudowy kotwowej i kotwowo-cięgnowej.
b) szczelina o rozwarciu 30 mm
b) the slit of the opening 30 mm
Rys. 10. Obrazy z kamery introskopowej stropu Sali Przejściowej
Fig. 10. Pictures of the Transition Hall from introscope camera
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
71
Rys. 11. Rozmieszczenie głównego ciągu sal Jaskini Szachownica I
Fig. 11. The deployment of the main halls of the Szachownica I cave
Roboty zabezpieczające były prowadzone zgodnie z dokumentacją techniczną zatwierdzoną przez inwestora.
5.1. Wykonanie tymczasowej obudowy podporowej
Spośród kilku rozwiązań obudowy podporowej stosowanej
w polskim górnictwie do wykonywania tymczasowej obudowy podporowej sal jaskini wytypowano kaszty drewniane
z nacinanymi końcówkami oraz stojaki stalowe typu Valent.
Kaszty drewniane zastosowano w Sali Wejściowej,
Przejściowej i Puchacza. Posiadają one następujące zalety:
łatwy transport, szybki montaż, duża podporność, podporność wstępna po zaklinowaniu, małe wymiary poprzeczne,
korzystna cena w przeliczeniu na podporność w stosunku do
innych rozwiązań (rys.12).
W Sali z Piargami i Sali Złomisk, ze względu na ich małe
wymiary zastosowano tymczasową obudowę podporową składającą się ze stojaków stalowych typu Valent. Charakteryzują
się one małym ciężarem i łatwością montażu i demontażu
(rys. 13).
Rys. 12. Widok Sali Wejściowej zabezpieczonej kasztami drewnianymi
Fig. 12. View of the Entrance Hall secured with wooden chock
72
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2016
Rys. 13. Tymczasowa obudowa podporowa w Sali z Piargami
Fig. 13. Temporary standing support of the Scree Hall
5.2. Wykonanie filarów podporowych
Analiza sposobu zalegania skał stropowych Jaskini
Szachownica I oraz obserwowana ich destrukcja skłoniła
autorów dokumentacji technicznej do zaprojektowania
podparcia sal jaskini żelbetowymi filarami w miejscach
występowania największego zagrożenia zawałem. W trzech
miejscach zostały wykonane: Mały Filar w Sali Wejściowej,
Rys. 14. Obmurowywanie słupa podporowego
Fig. 14. Bricklaying of pillar
Słup Podporowy w Sali Przejściowej, Filar Sarkofag na granicy Sali Przejściowej i Sali z Piargami (rys. 11).
Technologia wykonywania tych filarów polegała na ich
obudowaniu stalowymi stojakami typu SV25tw, wykonaniu
zbrojenia z prętów stalowych, odeskowaniu i zalaniu betonem.
Przykład robót wykończeniowych przy słupie podporowym
przedstawiono na rys. 14.
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
5.3. Iniekcja ciśnieniowa
Metoda miała na celu sklejenie popękanego górotworu
oraz stworzenie swoistego „płaszcza” ochronnego, który
ograniczyłby dopływ wody do jaskini. Metoda ta zastosowana
została w wszystkich salach jaskini będących przedmiotem
projektu (rys.15).
73
W pierwszej kolejności wiercono w stropach sal jaskini
otwory o zaprojektowanej długości (rys. 16). Następnie do tak
przygotowanych otworów wkładano rurowe żerdzie kotwowe
wykonane z tworzywa sztucznego, które uszczelniano przy
wlocie do otworu. Na końcu żerdzi podłączano wąż dla wtłoczenia poprzez żerdź substancji klejącej (rys. 17).
Rys. 15. Schemat ideowy ograniczenia infiltracji wody do jaskini na przykładzie Sali
Wejściowej
Fig. 15. Schematics of the cave water supply constraints on the example of the Entrance Hall
Rys. 17. Wykonywanie iniekcji ciśnieniowej w Sali Przejściowej
Fig. 17. Performing pressure injections in the Transition Hall
5.4. Wykonanie obudowy kotwowej i kotwowo-cięgnowej
Rys. 16. Wiercenie otworów stropowych w Sali Puchacza
Fig. 16. Drilling holes in the roof of Puchacz Hall
Samodzielna obudowa kotwowa została zaprojektowana
i wykona w Sali Złomisk (rys.18.) i Sali z Piargami. W Sali
Wejściowej, Przejściowej i Puchacza zaprojektowano i wykonano zabezpieczenie stropu za pomocą obudowy kotwowo-cięgnowej (rys. 19, 20).
74
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2016
Rys. 18. Sala Złomisk zabezpieczona obudową kotwową
Fig. 18. Złomisk Hall secured with roof bolting
Rys. 19. Schemat rozmieszczenia zestawów obudowy kotwowo-cięgnowej w Sali Przejściowej
Fig. 19. Scheme of arrangement of truss support in the Transition Hall
6. Podsumowanie
Do zabezpieczenia stropów sal Jaskini Szachownica I
zużyto 54 zestawy obudowy kotwowo-cięgnowej, 385 sztuk
rurowych kotew iniekcyjnych o długości 2,1÷5,3 m oraz 74,5
tony kleju mineralno-organicznego.
Opisane działania są przykładem dobrej współpracy
przyrodników z górnikami. Dzięki szczegółowym badaniom
można było zaprojektować, a następnie wykonać wzmocnienia
skał zalegających w stropie i ociosach Jaskini Szachownica
I, pozwalające na zachowanie stateczności siedliska nietoperzy, co potwierdzają wykonywane pomiary ruchów stropu i
ociosów.
Artykuł powstał w wyniku realizacji przez Regionalną
Dyrekcję Ochrony Środowiska w Katowicach Projektu
LIFE+“Carrying out necessary conservation work on
a territory of Szachownica Cave designated within Natura
2000 / Wykonanie zabiegów ochrony przyrody na terenie Specjalnego Obszaru Ochrony Siedlisk Natura 2000
Szachownica” LIFE12 NAT/PL/000012, współfinansowanego ze środków Unii Europejskiej oraz Narodowego Funduszu
Ochrony Środowiska i Gospodarki Wodnej.
Projekt wzmocnień jaskini wykonał Główny Instytut
Górnictwa, a wykonawcą robót górniczych była firma Novum
Service Sp.z o.o. Zabrze.
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
75
Rys. 20. Sala Przejściowa zabezpieczona obudową kotwowo-cięgnową
Fig. 20. Transition Hall secured with truss support
Literatura
BEDNAREK J., GŁAZEK J., RUDNICKI J., SZYMKIEWICZ A.,
WIERZBOWSKI A. 1977 - Projekt rezerwatu geologicznego
„Szachownica”. Manuskrypt, Warszawa-Wrocław.
FUSZARA E., KOWALSKI M., LESIŃSKI G., CYGAN J. 1996 Hibernation of bats in underground shelters of central and northeastern
Poland. Boon Zoll. Beitr.46 (1-4), p.349-358.
GÓRNY A., SZELEREWICZ M. 2008 - Jaskinia Szachownica od nowa.
„Jaskinie” nr 53, s. 30-32.
GÓRNY A., SZELEREWICZ M. 2009 - Jaskinia Szachownica II. „Jaskinie”
nr 55, s. 32-33.
HEJDUK J., RADZICKI G. 1996 - Dynamika liczebności nietoperzy zimujących w Jaskini Szachownica (w sezonach 1993/1994 i 1994/1995).
W: Aktualne problemy ochrony nietoperzy w Polsce. Materiały IX
Ogólnopolskiej Konferencji Chiropterologicznej, Kraków 25-26 listopada 1995. Publikacje Centrum Informacji Chiropterologicznej ISEZ
PAN Kraków, s.41-55.
IGNACZAK M. 2001 - „Szachownica” w szachu. „Przyroda Górnego
Śląska” nr 24, s.13.
IGNACZAK M., KOWALSKI M., LESIŃSKI G. 2002 - Aktualne trendy
zmian liczebności nietoperzy w jaskiniach Wyżyny Wieluńskiej.
Streszczenia XVIII Ogólnopolskiej Konferencji Chiropterologicznej
w Toruniu, 5-7 listopada.
IGNACZAK M., MANIAS J., RADOS R., WOJTASZYN G., SZUFLET
R. 2009 - Zimowanie borowców wielkich Nyctalus noctula w Jaskini
Szachownica. „Nietoperze” nr 10, s. 65-67.
IGNACZAK M., LESIŃSKI G. 2012 - Nietoperze Jaskini Szachownica.
Wydawca Studio Koloru, Warszawa.
KOWALSKI M., LESIŃSKI G. 1994 - Zimowy spis nietoperzy na Wyżynie
Wieluńskiej.W: Zimowe spisy nietoperzy w Polsce1988-1992. Wyniki i
ocena skuteczności. Publikacje Centrum Informacji Chiropterologicznej
ISEZ PAN.
KOWALSKI M., LESIŃSKI G., IGNACZAK M. 2002 - Zimowy monitoring
nietoperzy w jaskiniach na Wyżynie Wieluńskiej w latach 1981-1999.
Nietoperze II(I), s.119-128.
LESIŃSKI G. 1983 - Nietoperze jaskiń Wyżyny Wieluńskiej. „Przegląd
Zoologiczny” XXVII: 4.
LESIŃSKI G. 1984 - W sprawie ochrony zimowiska nietoperzy w Jaskini
Szachownica. „Chrońmy Przyrodę Ojczystą” nr 40 (2), s. 52-55.
NIEROBISZ A., KABIESZ J., GAWRYŚ J., WADAS M., SANETRA U.,
KOTYRBA A., MERTA G., AUGUSTYNIAK I., BOROWCZYK I.
2008 - Ekspertyza określająca możliwości, metody i koszty zabezpieczenia jaskini Szachownica – projektowanego Specjalnego Obszaru
Ochrony Siedlisk NATURA 2000. Praca badawczo-usługowa GIG
(niepublikowana), Katowice.
NIEROBISZ A., KABIESZ J., KOWALSKI A., GAWRYŚ J., GRUCHLIK
P., WADAS M., SANETRA U., POLANIN P., MERTA G., ADAMSKI
S. 2014 - Projekt techniczny zabezpieczenia Jaskini Szachownica I
przed niekontrolowanym zawałem stropu –część I i II. Praca badawczo-usługowa GIG (niepublikowana), Katowice.
POLONIUS A. 2001 - Ocena możliwości zabezpieczenia Jaskini Szachownica
I w Rezerwacie “Szachownica” na podstawie przesłanek geomorfologiczno-geologicznych. Zakład Usług Badawczo-Rozwojowych
“TERRA INCOGNITA”. Katowice.
URBAŃCZYK Z., GÓLSKI Z. 1994 - Zimowe spisy nietoperzy na
Ziemi Lubuskiej w latach 1988-1992. Wyniki oceny skuteczności
(red.B.W. Wołoszyn), 149-157. Publikacje Centrum Informacji
Chiropterologicznej ISEZ PAN Kraków.
Artykuł wpłynął do redakcji - lipiec 2016
76
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2016
UKD 622: 622.167/.168: 622.24
Projekt narzędzia typu guide-shoe w ramach Projektu
NCBiR - testy otworowe
New type guide-shoe R&D project, NCBiR - borehole tests
Mgr inż. Łukasz Bolewski*)
mgr inż. Paweł Szewczuk*)
dr hab. inż. Marek Szkodo,
prof. PG *)
Treść: Artykuł opisuje przebieg realizacji projektu mającego na celu stworzenie nowego typu narzędzia otworowego. Projekt ten
o akronimie „PPPI” realizowany jest w ramach programu strategicznego „Blue Gas” Narodowego Centrum Badań i Rozwoju.
Artykuł zawiera podstawowe informacje na temat problemów, którym przeciwdziałać ma projektowane narzędzie, opis wykonanych dotychczas prac oraz wstępne wyniki z przeprowadzonych badań na wywierconych otworach płytkich.
Abstract: This paper describes realization of the project aimed at developing a new type of borehole tool. Project with acronym “PPPI”
is conducted as a part of the strategic program “Blue Gas” granted by The National Centre for Research and Development.
The article contains basic information about the problems which designed tool will prevent, description of so far work and
preliminary results of the study on drilled boreholes.
Słowa kluczowe:
narzędzie otworowe, przestrzeń pierścieniowa, pęczniejące iły, zmiany geometrii, guide-shoe
Key words:
R&D project, borehole tool, annuli, swelling clays, geometry changes, guide-shoe
1. Cel projektu
Artykuł poświęcony jest pracom związanym z realizacją
projektu „Protektor Przeciw Pęczniejącym Iłom” współfinansowanego przez Narodowe Centrum Badań i Rozwoju
(NCBiR) w ramach programu „Blue Gas”. Projekt podzielony
został na 12 nakładających się zadań obejmujących:
– opracowanie i optymalizację prototypu narzędzia otworowego przy użyciu oprogramowania wykorzystującego
obliczenia metodami numerycznymi MES i CFD,
– analizę zjawisk zachodzących w trakcie pracy narzędzia,
– zbudowanie oraz wykonanie testów na dwóch stanowiskach badawczych,
– wykonanie testów na otworach płytkich oraz testy na
otworze o głębokości TVD powyżej 1000 m,
– analizę wpływu zmian geometrii przestrzeni pierścieniowej na wynik operacji cementowania otworów wiertniczych.
Liderem Konsorcjum odpowiedzialnego za realizację projektu jest przedsiębiorstwo CEMET Ltd. z Gdańska. Projekt
realizowany jest z Wydziałem Mechanicznym Politechniki
*) Politechnika Gdańska w Gdańsku
Gdańskiej pod kierownictwem dr. hab. Marka Szkodo, prof.
nadzw. PG.
Celem projektu jest opracowanie unikatowego narzędzia otworowego na skalę światową. Koncepcja oparta jest
na wypracowanym w Politechnice Gdańskiej rozwiązaniu
opierającemu się na działaniu eżektora w narzędziu typu
reamer/guide-shoe. Co istotne, praca narzędzia może w całości odbywać się w oparciu na ruch posuwisto-zwrotny. Do
podstawowych zadań narzędzia zaliczyć można:
– umożliwienie zapuszczania rur okładzinowych w tzw. tight
spotach,
– kalibrację odwiertu i rozdrobnienie skrawnego materiału
skalnego dzięki opracowanej innowacyjnej technologii,
– niwelacje braku koncentryczności w niestabilnych formacjach skalnych.
2. Motywacja podjęcia badań
Cementowanie otworu wiertniczego jest procesem polegającym na wtłoczeniu zaczynu cementowego w przestrzeń
pierścieniową pomiędzy kolumną rur okładzinowych a skałami udostępnionymi otworem wiertnicznym. W otworach
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
naftowych, gazowych lub wodnych głównym celem zabiegu
cementacji jest odizolowanie strefowe dopływu do otworu
wody, ropy naftowej lub gazu ziemnego (Szostak i in. 1999).
Jej niepowodzenie grozi skażeniem środowiska, przeprowadzeniem kosztownych akcji ratunkowych i naprawczych czy
w końcu koniecznością wypłaty odszkodowań.
Bezpośrednią przyczyną podjęcia prac nad projektem
był niedostateczny stan związania płaszcza cementacyjnego
z kolumną rur widoczną w wynikach Cement Bond Log
(CBL) oraz Variable density Log (VDL) na całym świecie.
Postawiona została hipoteza, iż zaburzenia geometrii przestrzeni pierścieniowej mają negatywny wpływ na proces
wypierania się cieczy wiertniczych, a zatem na wynik operacji
cementowania. Przeprowadzone symulacje obliczeniowe
mechaniki płynów (CFD) (rys. 2) wskazały, iż zaciśniecie lub
częściowe zamknięcie przestrzeni pierścieniowej prowadzi do
redukcji skuteczności wyparcia cieczy wypieranej, co skutkuje
wystąpieniem kanałów w zaczynie cementowym (rys 1).
Rys. 1.Rodzaje kanałów w zaczynie cementowym (Szewczuk
i in. 2016)
Fig. 1. Types of channels in cement sheath
77
skalnych oraz pęcznienia warstw pakietowo-ilastych, czyli
niestabilność iłów zbudowanych z illitu i smektytu w funkcji
czasu. Ich podstawową jednostką strukturalną jest warstewka
obejmująca dwie skierowane do środka tetrahedralne płytki
z centralną oktahedralną płytką zawierającą glin. Warstwy
mogą rozciągać się w dwóch kierunkach, jednak wiązania
między warstewkami są słabe i mają doskonały kliważ (łupkowatość), pozwalający wodzie i innym molekułom zostać
zabsorbowanym między warstewki, powodując kierunkową
ekspansję. Opierając się na dotychczasowych informacjach,
stwierdzono występowanie iłów pęczniejących w profilach
ordowiku, syluru, dewonu, karbonu i jury. W wielu sytuacjach
odwiert jest stosunkowo stabilny, czyli jego wymiary pozostają zasadniczo niezmienne przez wiele godzin. Jest to jednak
w dużym stopniu uzależnione od warunków geologicznych.
Proces ten prowadzi do zwężenia światła otworu, a w rezultacie do jego niedrożności (Blachier i in. 2009, Civan 2000).
Dotychczasowe rozwiązania powyższego problemu nie
były w stanie zapewnić optymalnej geometrii, jak i stanu
technicznego otworu. Jednym z głównych problemów ze
stosowanymi urządzeniami w wiertnictwie są zwierciny.
Próby ich całkowitego wypłukania okazują się nieskuteczne,
co więcej, prowadzą do pogłębiających się zmian geometrii
otworu. Drobiny skał, szczególnie ilastych, odznaczają się
wysoką lepkością, co ułatwia ich osadzanie na zewnętrznej
powierzchni rur, uniemożliwiając poprawne związanie cementu. Akumulacja drobnego materiału skalnego prowadzi
do powstawania lokalnych zatorów, co jest przyczyną powstawania kanałów we wprowadzanym zaczynie cementowym.
Zasadnym jest więc usunięcie pęczniejącego iłu ze ścian
otworu poprzez skrawanie zaproponowanym narzędziem
z jednoczesnym płukaniem powierzchni podczas zapuszczania
rur, tuż przed cementowaniem. Dzięki temu zabiegowi niestabilne warstwy skalne w krótkim czasie nie spowodują zmian
geometrii i nie wpłyną na proces cementowania.
3. Przebieg prac
Co istotne, przeprowadzone symulacje dla 10 domen płynu
pokazały, iż częściowe zamknięcie lub zwężenie przestrzeni
pierścieniowej może mieć daleko większy wpływ na proces
wypierania niż brak wzajemnej koncentryczności kolumny
rur i odwiertu, któremu poświęcono dużo uwagi w licznych
badaniach na całym świecie (Deawwanich i in. 2008, Ebrahim
i in. 2013, Deawwanich 2013).
Zmiany geometrii mogą powstać na skutek stopniowego
osadzania się zwierconego materiału w rejonach redukcji
prędkości przepływu płuczki, na skutek tzw. płynięcia warstw
W celu niwelacji problemu niestabilnych ścian otworu
i idącej za tym poprawy jakości zacementowania otworów
wiertniczych opracowano projekt, którego efektem końcowym
jest prototyp narzędzia typu reamer/guide-shoe. Główny cel
projektu wstępnie podzielono na części:
– opracowanie suboptymalnego modelu narzędzia (strefę
czołową, skrawającą materiał skalny i połączenia gwintowego),
Rys. 2.Wyniki wybranych symulacji wypierania – od lewej brak koncentryczności, częściowe zamknięcie prześwitu,
zwężenie
Fig. 2. Results of selcted simulations of drilling fluid displacement – from left no concentricity, partial closure and
narrowing.
78
PRZEGLĄD GÓRNICZY
– wykonanie obliczeń różnych wariantów urządzenia metodą elementów skończonych,
– opracowanie modelu fizycznego zjawisk zachodzących
podczas pracy urządzenia,
– stworzenie prototypów w skali, oraz analiza skuteczności
działania w warunkach zbliżonych do rzeczywistych,
– budowa prototypu i analiza jego skuteczności w otworach.
Do realizacji projektu zaproszeni zostali uznani specjaliści
z dziedziny wiertnictwa i narzędzi wiertniczych. Na podstawie
ich wytycznych przygotowany został wstępny model, który
następnie był równolegle modyfikowany z wykorzystaniem
symulacji numerycznych elementów skończonych MES
i CFD. W wyniku prac uzyskane zostało rozwiązanie złożone do Europejskiego Urzędu Patentowego pod koniec 2015
roku, gdzie uzyskało akceptację na rozpoczęcie procedury
nadawania patentu. Rozwiązanie opiera się na wykorzystaniu
zasady pracy eżektora do rozdrabniania skrawanego materiału
skalnego dzięki przepływowi płuczki wiertniczej. Ze względu
na skomplikowanie kształtów narzędzia oraz wymóg jego
zwieralności zespół badawczy ustalił, że stosownym będzie
wykonanie narzędzia ze stopu aluminium. Z dostępnych
materiałów, które osiągają wymagane właściwości wytrzymałościowe dobrano stop aluminium AW-7075 (AlZnMgCu1,5).
Rys. 3.Wizualizacja narzędzia
Fig. 3. Visualization of tool
Po zakończeniu etapu symulacji komputerowych, rozpoczęto przygotowania do testów. Zespół Politechniki Gdańskiej
przygotował rysunki prototypu do testów. Lider konsorcjum
firma CEMET wykonała prototyp narzędzia dla średnicy
rur 7”. Maksymalna średnica narzędzia wynosiła 204 mm.
Narzędzie wyposażone zostało w zawór cementacyjny oraz
odpowiedni gwint buttress (BTC) dla wymaganej średnicy.
W formie przetargu wyłoniono wykonawcę testów na otworach płytkich. Geofizyka Toruń firma Grupy PGNiG przeprowadziła prace obejmujące wykonanie trzech otworów badawczych B1, B2, B3 oraz szereg badań geofizycznych w obszarze
występowania kompleksów skał ilastych do głębokości True
Vertical Depth (TVD) 99 m. Zgodnie z dotychczasowymi
badaniami potwierdzającymi istnienie warstw ilastych na
wymaganych głębokościach, ustalono lokalizację terenu robót.
2016
Pod względem administracyjnym otwory B1, B2 i B3 znajdują
się na terenie województwa kujawsko-pomorskiego, powiatu
toruńskiego, gminy Lubicz w miejscowości Lubicz Dolny.
Rys. 4.Rozstawienie wykonywanych otworów
Fig. 4. Deployment of drilled boreholes
Roboty geologiczne rozpoczęto w maju 2016 roku, wszystkie otwory wiertnicze zostały wykonane wiertnicą H61S2 do
wierceń obrotowych, na prawy obieg płuczki. Użyto płuczki
wiertniczej o gęstości ρ=1,3 g/cm3. W celu pobrania materiału
geologicznego wykonano rdzeniowanie. W wyniku badań
rdzenia potwierdzono spodziewaną korelację profili geologicznych we wszystkich wykonanych otworach.
Otwór B1 wykonano pełnordzeniowy, odwiercony
rdzeniówka Ø132 mm z poszerzeniem do Ø216 mm.
Rdzeniowanie przeprowadzono do głębokości 100 m, natomiast poszerzenie do głębokości 92 metrów, ze względu na
zanik płuczki w osadach kredy, które występowały na głębokości poniżej 90 metrów. Po wywierceniu otworu do Ø216
i głębokości 92 m przewód wiertniczy wyciągnięto z otworu
i wykonano otworowe pomiary geofizyczne kawernomierzem,
CSNG (Compensated Spectral Neutron Gamma), DSN (Dual
Spaced Neutron) oraz SDLT (Spectral Density Logging Tool).
Następnie do otworu wtłoczono 4 m3 wody i odczekano 5
godzin w celu uzyskania wyraźnych zmian geometrii. Po
założonym czasie powtórzono badanie kawernomierzem
sześcioramiennym, w celu określenia zmian geometrii. Po
wykonanych badaniach przystąpiono do zapuszczania kolumny rur (tabela 1) z pierwszą krawędzią rury sfazowanej pod
kątem 45°. Zapuszczanie do 72 metra przebiegało płynnie,
na głębokości 72-74 m natrafiono na zacieśnienie otworu
widoczne na wynikach kawernomierza (rys. 5). Niezbędne
okazało się wykonanie 10 ruchów posuwisto-zwrotnych
w celu zapuszczenia kolumny. Po uzyskaniu głębokości 90
metrów wykonano cementację rur.
Wiercenie otworu B2 rozpoczęto po zakończeniu prac
wiertniczych i zarurowaniu otworu B1. Otwór o średnicy
216 mm odwiercono na głębokość 94,5 m i przeprowadzono badania kawernomierzem oraz pomiary CSNG, DSN
o SDPLT. Następnie zatłoczono 4 m3 wody i odczekano 5
godzin. Powtórzono pomiar kawernomierzem, który nie wykazał wyraźnego zaciśnięcia prześwitu. Po przeprowadzonym
badaniu zapuszczono kolumnę rur (tabela 1) zakończoną
testowanym narzędziem. Zapuszczanie przeprowadzone było
przy utrzymaniu cyrkulacji płuczki w otworze. Kolumna rur
opadła pod własnym ciężarem. Kolumna została zapuszczona
na głębokości 90 metrów. Następnie wyciągnięto orurowanie
wraz z narzędziem i przeprowadzono po raz kolejny badanie
kawernomierzem. Rury zapuszczono bez narzędzia i zacementowano otwór.
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
79
Dzięki temu możliwym było przeprowadzenie testów
narzędzia w tzw. warunkach worst case scenario, tzn. wyraźnego zaciśnięcia prześwitu oraz skrawania silnie zbitego
materiału skalnego.
Po zakończonym wierceniu wykonano kolejno badania:
– Badania kawenomierzem sześcioramiennym 0-76,5 m,
– Pomiary CSNG (Compensated Spectral Neutron Gamma)
w interwale 0-77 m,
– DSN (Dual Spaced Neutron),
SDLT (Spectral Density Logging Tool).
Po badaniach przeprowadzono zapuszczanie kolumny
rur, wraz z kalibratorem (tabela 1). Do głębokości 29 metrów, opuszczanie kolumny rur przebiegało analogicznie jak
w otworach B1 oraz B2. Po tej granicy nastąpiło znaczne
ograniczenie postępu orurowania i konieczność stosowania
ruchu posuwisto-zwrotnego kolumny. Zapuszczanie kolumny
odbywało się przy utrzymaniu cyrkulacji płuczki w otworze.
Po zapuszczeniu każdego odcinka rur, otwór płukano z wydajnością około 600 l/min. W interwale dla średnicy Ø190 mm
zapuszczanie przebiegało dla 8 mb około 15 min, a w interwale
165 mm około 30 min. Ze względu na osiągnięcie pokładu
kredy test zakończył się na głębokości około 76 metrów
(9 rura). Następnie wykonano cementowanie kolumny rur.
Rys. 5.Zestawienie wyników badania kawernomierza z wynikami związania cementu CBL - otwór B1
Fig. 5. Summary of test results of borehole profiling with cement bond log CBL - borehole B1
Tabela 1. Zestawienie zabudowania odcinków rur w otworach
badawczych. Kolejność zgodna z kolejnością zapuszczania rur (od dna otworu)
Table 1. Summary casing sections in the tested boreholes. The
order in accordance with the order of plunging pipe
(from the bottom of the borehole)
Liczba rur
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
B1 [m]
9,49
8,44
8,66
8,21
8,62
8,27
8,3
8,65
8,67
7,6
6,3
SUMA
91,21
B2 [m]
8,02
8,82
8,66
8,37
8,51
8,61
8,69
8,64
7,98
7,43
8,29
92,02+1,5
(narzędzie)
B3 [m]
8,5
8,4
8,52
8,35
8,67
8,3
8,64
8,48
67,86+1,5
(narzędzie)
Prace na otworze B3 przeprowadzono po zakończeniu prac
na otworze B2. Aby wyeliminować ryzyko braku wystąpienia
zmian geometrii wykonano następujące stopniowanie średnic:
– Ø216 mm w przedziale głębokości 0-38,0 m
Rys. 6.Wyniki badania kawernomierzem - odwiert B3
Fig. 6. The study of borehole profiling - borehole B3
Wszystkie otwory zostały pozostawione do całkowitego
związania kamienia cementacyjnego na 28 dni. Po tym czasie
przeprowadzono badanie CBL (Cement Bond Log) sondą akustyczną BSAT. Wykonane pomiary umożliwiły sprawdzenie
stanu oraz jakości zacementowywania dla każdego z otworów.
4. Wnioski
Pomimo wyraźnego zwężenia odwiertu możliwym było
zapuszczenie narzędzia aż do poziomu kredy (76 m), co potwierdza poprawność przyjętych założeń projektowych. Co
więcej, rozdrobnienie odprowadzanego materiału skalnego
80
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2016
Rys. 7.Rozdrobniony odprowadzony materiał skalny – odwiert B3
Fig. 7. Fragmented material rock/clay from borehole B3
Rys. 8.Wyniki związania cementu – odwiert B3, interwał 30-76 m
Fig. 8. Results of the cement bond (CBL) - borehole B3 interval 30-76 m
(rys. 7) świadczy również o skuteczności opracowanego
rozwiązania zgłoszonego do europejskiej ochrony patentowej.
Istotne są również stosunkowo dobre wyniki CBL w interwale
wierconym świdrem o średnicy 164 mm.
Wyniki związania płaszcza cementacyjnego w odwiercie B1 (rys. 5) potwierdza negatywny wpływ częściowego
zamknięcia prześwitu odwiertu na wynik operacji cementowania.
Badania zostały przeprowadzone w ramach jednego
z zadań grantu naukowego o akronimie PPPI współfinansowanego przez Narodowe Centrum Badań i Rozwoju. Przy
realizacji badań polowych Politechnika Gdańska współpracowała z firmą Geofizyka Toruń S.A.
Literatura
Blachier C., Michot L., Bihannic I., Barr`es O., Jacquet A.,
Mosquet M. 2009 - Adsorption of polyamine on clay minerals. J.
Colloid Interface Sci. 336 (2), p. 599–606.
Civan F. 2000 - Mechanism of Clay Swelling from Reservoir Formation
Damage - Fundamentals, Modeling, Assessment and Mitigation;
Elsevier.
Szostak L. , Chrząszcz W., Wiśniowski R., Ziaja J. 1999 Technologia cementowania. Nafta & Gaz Biznes.
Deawwanich T., Liew J., Nguyen Q., Savery M., Tonmukayakul
N., Chin W. 2008 - Displacement of viscoplastic fluids in eccentric
annuli: Numerical Simulation and experimental validation – Toward a
sustainable Australasia.
Ebrahim N., El-Khatib N., Awang M. 2013 - Numerical Solution of
Power-law Fluid Flow through Eccentric Annular Geometry.
Deawwanich T. 2013 - Flow and Displacement of Viscoplastic Fluids in
Eccentric Annuli. Adelaide.
Szewczuk P., Bolewski Ł., Szkodo M. 2016 - Wpływ zaburzeń
geometrii na proces wypierania w przestrzeni pierścieniowej otworów
wiertniczych. „Przegląd Górniczy” (w druku).
Artykuł wpłynął do redakcji - lipiec 2016
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
81
UKD 622.333.(438): 622.333.93/.94
Ciechanowscy – zasłużeni dla górnictwa
w Grodźcu – założyciele
„Przeglądu Górniczo-Hutniczego”
mgr inż. Bolesław Ciepiela*)
Ciechanowscy to kolejny ród, który miał decydujący
wpływ na rozwój przemysłu w kraju w XIX i XX wieku.
Zarówno Skarbińscy, jak i Ciechanowscy rozwinęli w Grodźcu
przemysł cementowy i górniczy. W wyniku działalności
wymienionych rodów, w szczególności Ciechanowskich,
Grodziec stał się z osady miejscowością górniczo-przemysłową.
1. Z historii właścicieli Grodźca
Grodziec, dziś dzielnica Będzina znany jest z rozwoju
przemysłu cementowego i górnictwa. Ale zanim w Grodźcu
pojawił się przemysł, miejscowość ta już od XIII wieku stała
się znaną, bo wtedy była własnością klasztoru norbertanek i
stanowiła dla nich wyjątkowo dochodowy i cenny nabytek.
Ksieni tego zgromadzenia Dorota Kątska w pierwszej połowie XVII wieku doprowadziła do wybudowania w 1635 r. na
grodzieckim wzgórzu (+382 m n.p.m.) małego kościółka pod
wezwaniem swojej imienniczki (rys. 1).
Rys. 1.Kościół pw. św. Doroty
W okresie zaborów grodziecki majątek stał się własnością
rządu pruskiego, który przekazał go, zapewne w uznaniu zasług, majorowi Jerzemu Ludwikowi Korwin-Wierzbickiemu,
służącemu w regimencie huzarów Schimmelpfenniga von
der Deroye. Wówczas Grodziec wraz z całym Zagłębiem
Dąbrowskim był częścią tzw. Nowego Śląska w zaborze pruskim. Dopiero po upadku Księstwa Warszawskiego znalazł
się w zaborze rosyjskim.
Korwin-Wierzbicki w 1799 r. sprzedał dobra grodzieckie
Michałowi Bontaniemu. Ród Bontanich miał je w swoich
rękach do 1838 r., kiedy to nabył je Maurycy Kossowski.
W 1844 r. ich właścicielem stał się radca stanu i dyrektor
*) Autor niezależny, Będzin
Wydziału Dochodów Niestałych Jan Jakub Ciechanowski,
herbu Skarbień. Rodzina Ciechanowskich była właścicielem
Grodźca aż do końca II wojny światowej. Od 1866 r. Grodziec
przynależał do gminy gzichowskiej w powiecie będzińskim
w guberni piotrkowskiej. Począwszy od 1915 r. Grodziec był
gminą jednowioskową. W 1951 r. uzyskał prawa miejskie, ale
1975 r. został włączony administracyjnie do Będzina, jako
jego dzielnica.
2. Cztery pokolenia Ciechanowskich w Grodźcu
Z drzewa genealogicznego rodziny Ciechanowskich
wiadomo, że Jan Jakub (1796-1884), (syn Jakuba i Anny
z Ryxów) - z małżeństwa z Pauliną Klarą Jasińską miał
sześcioro dzieci, trzy córki: Walerię Zofię, Zofię Katarzynę
i Paulinę Marię oraz trzech synów: Jana Alfonsa, Władysława
Karola i Stanisława Jana. Stanisław Jan (1845- 1927) żonaty z Zofią Garbińską miał dwoje dzieci: córkę Różę Marię
Paulinę oraz syna Jana Marię Włodzimierza. Ten ostatni
z małżeństwa z Gladys Koch de Gooreynd miał trzech synów:
Jana, Władysława i Stanisława
Jan Jakub Ciechanowski zapoczątkował przemysłowy
rozwój Grodźca. Bazował na doskonałym rozeznaniu zalegających tam złóż wapienia i węgla. Osobiście kierował budową pierwszej w Polsce i piątej w świecie fabryki cementu,
rozpoczętej w 1857 r.
Na zlecenie Jana Ciechanowskiego w roku 1849 wykonano
mapę terenów ówczesnego Grodźca. Na mapie zaznaczono
oddzielnymi kolorami tereny zajmowane przez folwark,
a także tereny należące do parafii.
Jan Jakub do końca życia związany był emocjonalnie
z Warszawą, ale spoczął w grobie w kościele pod wezwaniem św. Doroty w Grodźcu (zmarł 28.07.1884 r.) Trzy lata
przed śmiercią swój majątek przekazał synom Stanisławowi
i Władysławowi. Już w 1881 występowali oni jako właściciele
folwarku w Grodźcu wraz z browarem i kopalniami węgla.
Po śmierci swojego ojca syn Stanisław był kontynuatorem
rozwoju przemysłu, pomysłodawcą i inwestorem kopalni
węgla „Grodziec II”, a drugi syn Władysław był właścicielem
cukierni w Sosnowcu.
Stanisław Jan Ciechanowski, syn Jana Jakuba, urodził się
w Warszawie w 1845 r. Po odbyciu studiów osiadł w rodzinnym Grodźcu (był przemysłowcem, prawnikiem, wydawcą).
Kierował Radą Zarządzającą Grodzieckiego Towarzystwa
Kopalń Węgla i Zakładów Przemysłowych (GTKWiZP). Już
jego ojciec Jan Jakub Ciechanowski kierował cementownią
„Grodziec” produkującą cement Portland (Ciepiela 1999).
Stanisław Jan Ciechanowski był wielkim społecznikiem. Prowadził działalność na rzecz lokalnej społeczności
82
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2016
Rys. 2.Ciechanowscy: Stanisław Jan (zdjęcia z okresu młodości i w dojrzałym wieku), żona
Maria, bracia Władysław i Jan Maria Włodzimierz
i środowiska górniczego. Łączył zainteresowania i pasje
z działaniami biznesowymi (rys. 2). Wspólnie z inż. Michałem
Łempickim w 1903 r. założył dwutygodnik „Przegląd
Górniczo-Hutniczy” (Ciepiela 2013). Osiadł w rodzinnym
Grodźcu, zamieszkał w pałacu Ciechanowskich i pracował
tu do końca. Stanisław Jan Ciechanowski zmarł w 1927 r.
w wieku 82 lat. Został pochowany w Warszawie. Kilka lat
później prochy przodków Ciechanowskich z grobu w kościele
na Dorotce (Jan Jakub i jego starszy syn Jan Alfons) zostały
ekshumowane i złożone na warszawskich Powązkach. Maria
Ciechanowska (żona Stanisława Jana) przeżyła 90 lat, zmarła
w 1953 r. i jest pochowana na cmentarzu w Grodźcu.
Jan Maria Włodzimierz Ciechanowski żonaty z Gladys
Koch de Gooreynd w Londynie w 1921 r. miał trzech synów:
Jana, Władysława i Stanisława. W 1925 r. udzielił pełnomocnictwa swojemu ojcu Stanisławowi i wujowi Andrzejowi
Garbińskiemu do zarządzania swoim majątkiem i kontaktów
z „Zakładami Solvay w Polsce – Towarzystwem z ograniczoną
poręką”. Do Jana Ciechanowskiego w r. 1925 należały dobra
Grodziec, browar, fabryka cementu, nadania górnicze i 25
akcji GTKWiZP. Był właścicielem majątku ziemskiego w
Grodźcu i Szczekocinach (rys. 3) (Orliński 2003).
z kamieniołomami i kopalnią węgla „Barbara” przeszedł
na jego syna Stanisława Ciechanowskiego (1845-1927). Ze
względu na trudności finansowe wydzierżawił on, a następnie
w 1925 r. sprzedał cementownię koncernowi „Solvay”.
Pierwszym dyrektorem cementowni był Emil Konaszewski.
Od 1880 r. dyrektorem cementowni był Stanisław Skarbiński.
Największa produkcja cementu w wybranych latach okresu 1857-1914 wyniosła: w r. 1879 – 6400 ton, w r. 1914 r.
– 54 000 ton. W okresie lat 1945-1979, największa produkcja
cementu była w r. 1965: 40 149 ton. W 1977 r. cementownia
świętowała jubileusz 120-lecia (rys. 4) wówczas dyrektorem był S. Czerwiński, a gościem honorowym, pochodzący
z Będzinia - Ksawery Aleksander Zawadzki - Przewodniczący
Rady Państwa.
W wyniku wybrania pod cementownią węgla w filarze
ochronnym pokładu 816 fabryka uległa uszkodzeniom.
W związku z tym w 1979 r. obiekt został unieruchomiony.
Rys. 4.Cementownia „Grodziec”
Ciechanowscy zamieszkiwali w grodzieckim pałacu, dziś
przy ul. Mickiewicza, wykorzystywany jest jako Dom Opieki
Społecznej (rys.5).
Rys. 3.Deklaracja majątkowa J. Ciechanowskiego z 1934 r.
3. O cementowni „Grodziec”
Była pierwszą w Polsce i piątą na świecie. Jej budowę
zainicjowano w 1856 r., a uruchomiono ją w 1857 r. Duże
złoża surowców cementowych (wapienia) i węgla kamiennego
sprzyjały powstaniu i rozwojowi cementowni. Właściciel
Grodźca Jan Ciechanowski (Referendarz Stanu, Sekretarz
Jeneralny Komisji Rządowej Przychodów i Skarbu) zbudował
tę cementownię. Była pierwszą w ówczesnym Cesarstwie
Rosyjskim. Założyciel, budowniczy i właściciel cementowni
Jan Ciechanowski umarł w 1882 r. Wtedy zakład ten wraz
Rys. 5.Pałac Ciechanowskich
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
4. Ciechanowscy rozwijają przemysł węglowy w Grodźcu
4.1. Pierwsze kopalnie węgla
W okresie zaborów doszło w Grodźcu (podobnie jak
w całym Zagłębiu Dąbrowskim) do intensywnego rozwoju
różnych gałęzi przemysłu. Działały tu kopalnie węgla, huta
cynku, fabryka cementu Portland oraz browar.
Budowa w latach 40. XIX wieku kolei warszawsko-wiedeńskiej i w 1859 r. jej odgałęzienia prowadzącego na Śląsk
przez Sosnowiec, a także wydanie zmodyfikowanych praw
górniczych doprowadziły do szybszego rozwoju przemysłu
górniczego.
W 1823 r. na zachodnim zboczu wzgórza Doroty Maurycy
Kossowski (właściciel dóbr grodzieckich) uruchomił
pierwszą na tym terenie kopalnię węgla „Barbarę”. Węgiel
z tej kopalni zużywano na potrzeby własne (m.in. kuźnię),
a także wywożono furmankami do Starczynkowa, skąd
przywożono rudę galmanu. Kopalnia eksploatowała cienkie
pokłady węgla, głównie na wychodniach. Węgiel ciągnięto
z dołu ręcznie, a później z zastosowaniem kieratu konnego.
Po nabyciu Grodźca od Kossowskiego przez Jana Jakuba
Ciechanowskiego w 1844 r. w kopalni wprowadzono większy
postęp. Wzrosło wydobycie. W 1877 r. kopalnia zatrudniała
136 robotników, a wydobycie roczne wyniosło 12 500 ton.
W kopalni eksploatowano pokłady grupy 600 z zawałem
stropu, a później z zastosowaniem podsadzki suchej (Ciepiela
2010).
83
„Mieczysław” i „Zygmunt”, w którym urobek wydobywano
skipem, zbudowanym w 1929 r. Możliwe, że był to pierwszy
skip w Polsce. Należy przypuszczać, że do kopalni należały
też dwa inne, płytkie szyby: „Helena” i „Klara”.
Od 1903 roku wydobycie kopalni „Maria” spadło na rzecz
konkurentki – drugiej głębinowej kopalni węgla „Grodziec
II” (nazywanej od 1938 r. „Grodziec”).
Pokłady eksploatowano systemem zabierkowym, filarowym z zawałem stropu oraz podsadzką suchą (Świrtuń 1904).
W miarę upływu czasu zaczęto stosować w kopalni nowe
urządzenia do urabiania i transportu urobku (np. wrębiarki
o napędzie powietrza sprężonego, rynny potrząsalne i in.).
Kopalnia miała nowoczesną sortownię, wspomniany skip,
a od 1920 r. w miejsce parowej maszyny wyciągowej przy
szybie „Maria” czynna była maszyna o napędzie elektrycznym. W 1938 r. po zlikwidowaniu kopalni, szyb „Zygmunt”
służył do zjazdów ludzi obsługujących pompownię. Jeszcze
w 2012 roku na terenie zlikwidowanej kopalni stał jedynie
zabytkowy budynek maszyny wyciągowej szybu „Zygmunt”
przy ul. Wojska Polskiego (rys 6).
W kopalni eksploatowano pokłady grupy 600: GII, GIII,
GIV, GV i GVI na poziomach 100 do 160. Eksploatację zakończono w 1935 r.
W 1920 r. Stanisław Ciechanowski (syn Jana) wydzierżawił kopalnię „Maria” i „Grodziec II” Zakładom Solvay,
należącym do kapitalistów belgijskich, a następnie w 1930 r.
sprzedał je temu koncernowi.
4.2. Kopalnia „Maria” („Grodziec I”)
4.3. Grodzieckie Towarzystwo Kopalń Węgla i Zakładów
Przemysłowych
W latach 90. XIX wieku rozpoczął się w dziejach górnictwa węglowego w Grodźcu nowy okres. W miejsce odkrywkowej, a po części głębinowej, płytkiej kopalni rozpoczęto
eksploatację węgla na większych głębokościach. O tym,
że kopalnia „Barbara” uległa przeobrażeniu w II poł. XIX
w. świadczą informacje podane przez Starościaka (2014).
Olszewski (1983) podał, że kopalnię „Maria” założono w
1846 r. (czyżby pomyłka?)
Pierwszy szyb o głębokości 70 m wykonano w 1894
roku. Właściciel Grodźca, Stanisław Jan Ciechanowski
nadał mu nazwę „Maria” (od imienia żony – Marii z domu
Garbińska). Kopalnia „Maria” (późniejsza nazwa „Grodziec
I”) miała 6 szybów: „Maria”, „Huta”, „Dorota”, „Stanisław”,
Na mocy ustawy z 10 X 1897 r. (zatwierdzonej 11 V 1899 r.)
założone zostało z inicjatywy Stanisława Ciechanowskiego
oraz inż. Stanisława Skarbińskiego Grodzieckie Towarzystwo
Kopalń Węgla i Zakładów Przemysłowych (GTKWiZP).
Towarzystwo powstało przy współudziale kapitału górnośląskiego, którego głównymi przedstawicielami byli książę
Gwidon Henckel von Donnersmarck i Emanuel Friedlaender.
Przemysł przyspieszał rozrastanie się miejscowości.
Towarzystwo w latach 1900-1906 wybudowało kopalnię
„Grodziec II”. Po uruchomieniu tej kopalni, niewielka kopalnia „Maria” zmieniła nazwę na „Grodziec I” (rys. 7).
Kapitał akcyjny spółki GTKWiZP wynosił 14 000 akcji,
w tym 4000 akcji posiadał Stanisław Ciechanowski.
Rys 7. Mapa lokalizacji szybów kopalni „Grodziec
I” i „Grodziec II”
84
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2016
Rys 8. KWK „Grodziec”
5. Stwierdzenia i wnioski
Rys. 6.Budynek maszyny wyciągowej szybu „Zygmunt” kopalni „Maria”
Po wojnie, już 7 lutego 1945 r. Kopalnia „Grodziec” jako
jedna z pierwszych wysłała 44-wagonowy pociąg węgla do
odbudowywanej Warszawy. Eksploatacja w kopalni definitywnie została zakończona w 2001 roku. Po kopalni pozostały
jedynie idące w ruinę budynki (rys. 8) i resztki dokumentów,
z których dało się odtworzyć charakterystykę kopalni na
przestrzeni około 150 lat jej istnienia (tab. 1).
Stwierdzenia:
– W wyniku działań rodziny Ciechanowskich Grodziec z
osady o charakterze rolniczym przeistoczył się w osadę
przemysłową. Tutaj zbudowano pierwszą w Polsce fabrykę cementu Portland (1857 r.). W latach następnych
Grodziec stał się miejscem powstania i rozwoju kopalń
węgla kamiennego;
– Przede wszystkim senior rodu Ciechanowskich Jan Jakub
zapoczątkował narodziny przemysłu w Grodźcu (uruchomienie cementowni, wprowadzenie postępu i nowości w
kopalni „Barbara”, nabytej od M. Kossowskiego);
– Zasługi dla górnictwa węglowego w Grodźcu to: uruchomienie pierwszej kopalni głębinowej „Maria” („Grodziec
I”) przez Stanisława Jana Ciechanowskiego, syna Jana
Jakuba;
– Zasługą Stanisława Jana było utworzenie Grodzieckiego
Towarzystwa Kopalń Węgla i Zakładów Przemysłowych
Tabela 1. Podstawowe parametry kopalń na terenie Grodźca
Lp.
Wyszczególnienie
„Barbara”
1.
Założyciel kopalni
2.
Udostępnianie
Maurycy Kossowski
(kopalnię nabył
J. Ciechanowski
Sztolnie, szybiki
3.
4.
Czas istnienia
Eksploatowane pokłady
Grupa
5.
6.
7.
8.
9.
Liczba
600
Głębokość eksploatacji (m)
(ew. poziomy)
Powierzchnia obszaru górniczego (km2)
Maksymalne
Rok
wydobycie
ton
(w wybr.latach)
Grubość (m)
System eksploatacji
Nazwa kopalni
„Maria”
„Bory”
(„Grodziec I”)
Jan Ciechanowski Jan Szperling
„Grodziec II”
(„Grodziec”)
GTKWiZP
(z udziałem J. Ciechanowskiego)
Szyby: Maria,
Huta, Dorota,
Stanisław,
Mieczysław
i Zygmunt
1874-1938
5
600
100, 106, do 160
4 szybiki
7 szybów
(I, II, III, IV, V, VI, VII)
1917-1927
1
600
do 40
Brak danych
1877
12 500
Ok. 1,2
1903
1938
31 585 110 238
0,1
1919
8 104
1899-2001
1
700 (816)
poz. 80, 150, 240, 300, 500
do gł. 700
22,4
1905
1993
1975
64 188 753 313 1 112 570
0,7-1,1
0,6-1,1
0,3-1,0
Z zawałem stropu,
zabierkowy
Z zawałem stropu,
zabierkowy
ścianowy
Zabierkowy
z zawałem
1823-1893
4
600
do 80
4
Grupa 600 do 1,4
Grupa 800 do 2,2
Grupa 500 do 6,0
- Filarowo-zabierkowy
- Ścianowy z zawałem
- Ścianowy poprz. z podsadzką
Źródło: Opracowanie własne na podstawie tekstów: Ciepieli (1994, 2013), Kamińskiego (1907), Olszewskiego (1983, 1992, 1993)
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
(GTKWiZP), co uczynił w 1897 r. wraz ze Stanisławem
Skarbińskim z udziałem obcego kapitału;
– W wyniku tego uruchomienie drugiej głębinowej kopalni
węgla – „Grodziec II (od 1938 r. po zlikwidowaniu kopalni „Grodziec I” nazwanej „Grodziec” (jej pierwszym
dyrektorem był S. Skarbiński);
– Należy wspomnieć, że właściciele grodzieckich kopalń
węgla: „Bory” – Jan Szperling oraz kopalń „Maria”
(„Grodziec I”), „Grodziec II („Grodziec”) – Jan
Ciechanowski (współpracownik S. Skarbiński) wspierali
działalność szkolnictwa. Byli prezesami Rady Opiekuńczej
Gimnazjum Męskiego byłej Szkoły Handlowej w
Będzinie (dzisiejszego Liceum Ogólnokształcącego im.
M. Kopernika), założonego w 1902 r. Pierwszym był
Jan Szperling (1902-1906), drugim Stanisław Skarbiński
(1906-1925)
Wnioski:
To Ciechanowscy zapoczątkowali rozwój przemysłowy w Grodźcu, a w latach późniejszych współpracowali
z rodziną Skarbińskich. Doceniono już zasługi Stanisława
Skarbińskiego i jego rodziny dla Grodźca poprzez umieszczenie tablicy pamiątkowej w LO im. M. Kopernika w Będzinie
i nazwanie skweru Skarbińskich w Grodźcu. Dlatego przyszedł czas, by uhonorować również zasługi Ciechanowskich
dla Grodźca. Towarzystwo Przyjaciół Grodźca wystąpiło ze
stosownym wnioskiem do Rady Miejskiej Będzina o nadanie
jednej z ulic w Grodźcu imienia Ciechanowskich.
85
Literatura
CIEPIELA B. 1994 - Kopalnia węgla kamiennego „Grodziec” (1823-1993).
Sto siedemdziesiąt lat górnictwa węglowego w Grodźcu.
CIEPIELA B. 1999 - Pierwsza na ziemiach polskich cementownia
„Grodziec”.
CIEPIELA B. 2010 - Poczet górników polskich. Budowniczy kopalni
„Grodziec”: Stanisław Skarbiński, „Wiadomości Górnicze” nr 4.
CIEPIELA B. 2013 - 110-lecie czasopisma „Przegląd Górniczy”, „Nowe
Zagłębie” nr 6/30, listopad-grudzień.
KAMIŃSKI Z. 1907 - Pamiętnik I Zjazdu polskich górników w Krakowie
w 1906 roku. Lwów.
OLSZEWSKI Z. 1983 - Dzieje osady górniczo-przemysłowej Grodziec,
„Wiadomości Górnicze” nr 11.
OLSZEWSKI Z. 1992 - Towarzystwo Grodzieckie Kopalń i Zakładów
Przemysłowych, „Wiadomości Górnicze” nr 4.
OLSZEWSKI Z.1993 - Początki przemysłu górniczego w majątku Grodziec,
„Przegląd Górniczy” nr 1.
ORLIŃSKI C. 2003 - Obrazy z dziejów Szczekocin.
STAROŚCIAK D. 2014 - W dziełach swoich… Przemysłowcy i społecznicy
Zagłębia Dąbrowskiego w XIX i XX wieku.
ŚWIRTUŃ W. 1904 - Odbudowa z podsadzką cienkich pokładów węgla
w kopalniach w Grodźcu, „Przegląd Górniczo-Hutniczy” nr 16 i 17.
Artykuł wpłynął do redakcji - czerwiec 2016
86
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2016
Katowice, 19.09.2016 r.
Prośba do pana prof. dr. hab. inż. Romana
Magdy o uzupełniające wyjaśnienia
do swego artykułu w „Przeglądzie
Górniczym”, zeszyt 8/2016
POLEMIKI – DYSKUSJE
Prof. dr hab. inż. Andrzej Lisowski*)
Treść: Artykuł zawiera postulaty, z którymi autor zwraca się do profesora Romana Magdy o uzupełnienie jakościowej charakterystyki
dorobku Katedry, określonego w jego artykule, w zeszycie 8/2016 „Przeglądu Górniczego”.
Słowa kluczowe:
jakość zarządzania, górnictwo węgla kamiennego
1. Wprowadzenie
W sierpniowym zeszycie „Przeglądu Górniczego” (2016)
– jako pierwszy z wielu artykułów pracowników Katedry
Ekonomiki i Zarządzania w Przemyśle (funkcjonującej
w AGH) – ukazał się artykuł Kierownika tej Katedry,
profesora Romana Magdy, autoryzowany z dwoma współpracownikami. Tytuł artykułu: „Wkład Katedry Ekonomiki
i Zarządzania w Przemyśle AGH do dydaktyki i badań
naukowych w zakresie zarządzania i inżynierii produkcji
w przemyśle wydobywczym”.
Artykuł zawiera istotne informacje o wkładzie
Katedry w latach 2012÷2016 do dydaktyki i działalności naukowo-badawczej – ale niestety określonym tylko ILOŚCIOWO. Czytelnik dowiaduje się ilu Katedra
przygotowała absolwentów o kierunku „zarządzanie
i inżynieria produkcji w przemyśle wydobywczym” oraz jak
liczne były publikacje Katedry, która w tym czasie zatrudniała 27÷23 pracowników. Przypomnę jeszcze dwie liczby;
w rozpatrywanym okresie Katedra wydała 257 dyplomów
II stopnia a jej pracownicy „... byli autorami w sumie 302
pozycji naukowych”.
Ten zakres informacji o „…wkładzie Katedry (…) do
dydaktyki i badań naukowych…” – wymaga uzupełnienia
o charakterystykę JAKOŚCIOWĄ „wkładu” określonego
ilościowo. Bez takiego uzupełnienia artykuł nie zaspokaja
oczekiwań, które środowiska górnicze mają prawo wiązać
z osobą Kierownika Katedry, będącej SPADKOBIERCĄ
swej „poprzedniczki” kreowanej w 1946 roku przez profesora
Bolesława Krupińskiego.
2. Jakość dydaktyki?
W rozpatrywanym artykule – ostatni akapit rozdziału
poświęconego działalności dydaktycznej – rozpoczyna się
zdaniem: „Ważnym wskaźnikiem w ocenie studiów jest ich skuteczność” Autor określa ją na 75÷80 % - przyjmuje bowiem,
że wskaźnik ten wyraża stosunek liczby wydanych dyplomów
do liczby studentów rozpoczynających studia.
*) Emerytowany pracownik Głównego Instytutu Górnictwa
Moja prośba o uzupełniające wyjaśnienia dotyczy całkiem
innej skuteczności.
Sednem problemu akademickiej dydaktyki w specjalności zarządzanie – jest SKUTECZNOŚĆ z jaką absolwenci,
po zatrudnieniu w kopalniach i innych przedsiębiorstwach
górniczych – potrafią swą nabytą wiedzą, usprawniać ich
funkcjonowanie. Miarą skuteczności dydaktyki – a więc jej
jakości – jest techniczna i ekonomiczna sprawność zarządzania realizowanego przez absolwentów o tej fachowej
specjalizacji. Jej miarą jest także aktywność w dzieleniu się
z innymi – nabytym proefektywnościowym doświadczeniem
i osiągnięciami (zwłaszcza poprzez publikacje). W kopalnianej i przemysłowej praktyce sprawność zarządzania wyraża
się takimi wskaźnikami jak: osiągnięty wzrost wydajności,
obniżenie kosztów, poprawa bezpieczeństwa górniczego,
wzrost innowacyjności w technologii górniczej produkcji…
i wiele innych.
Jeżeli Katedra prowadzi badanie tak rozumianej
SKUTECZNOŚCI – postulowane uzupełnienie informacji
o wkładzie Katedry w rozwój akademickiej dydaktyki – będzie łatwe. W przypadku braku tego rodzaju danych – ich
„substytutem” („namiastką”) może być informacja o istotnych
szczegółach programu nauczania. Przykładem tego rodzaju
informacji – naświetlających jakościową charakterystykę
absolwentów ze specjalizacją zarządzania – może być
liczba godzin wykładów oraz ćwiczeń (odbywanych również w kopalniach), przydzielanych w programie nauczenia
newralgicznym obszarom zarządzania.
Jako pierwszy tego rodzaju obszar wskażę zarządzanie
w poszczególnych działalnościach (odcinkach) gospodarki – z ich górniczą specyfiką – takich jak: inwestycje,
gospodarka wyposażeniem wraz z remontami, gospodarka
materiałowa, technologie i organizacja produkcji, kształtowanie infrastruktury kopalni i transport (urobku materiałów,
powietrza, ludzi…), kompletowanie kadry i systemy płac,
bezpieczeństwo górnicze… i inne.
W tym miejscu podkreślę, że – moim zdaniem (chętnie
usłyszę jego krytykę) – zarządzanie jest procesem, który może
być (i jest) realizowany jedynie w określonej jednostce
gospodarczej (np. kopalni) – obejmując przy tym poszczególne jego działalności o określonej specyfice. Zawsze są
to jednak działalności integrowane w procesie zarządzania
obejmującym całą jednostkę gospodarczą. Uważam, że nie
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
można zarządzać np. „maszynami”, „materiałami” czy „bezpieczeństwem i higieną pracy”. Tego rodzaju określenia są
niefortunne, stymulują bowiem nieprawidłowe rozumienie
zarządzania. Można natomiast i należy zarządzać np. kopalnią (jako jednostką gospodarczą) i oczywiście obejmować
nim: gospodarkę maszynami, materiałami… z obowiązkowym
uwzględnieniem bezpieczeństwa załogi i wykonywanej przez
nią pracy.
Jako drugi obszar, w którym liczba godzin wykładów
i ćwiczeń może stanowić „substytut” oceny jakości (skuteczności) nauczania realizowanego przez Katedrę – wskażę
skomputeryzowane systemy obsługujące funkcjonowanie
poszczególnych czynności elementarnego cyklu decyzyjnego, w którym powinny być podejmowane wszystkie
istotne decyzje realizujące proces zarządzania – zwłaszcza
w górnictwie. Na znaczenie cyklu decyzyjnego w działaniach
na rzecz poprawy sprawności zarządzania wielokrotnie
zwracałem uwagę w swych publikacjach. Przypomnę istotę
poszczególnych czynności.
Czynność 1. Identyfikacja poszczególnych zaszłości gospodarczych (np. zużytych dniówek i materiałów, przemieszczeń wyposażenia…) poprzez nanoszenie na dokumentach
źródłowych odpowiednich kodów (np. oddziałów, rejonów,
stanowisk kosztów…) oraz wypełnianie odpowiednich kart
informacyjnych. Podkreślę, że znajomość systemu, którym
zarządzający sięgają po szczegółowe informacje o prowadzonej działalności – aby zapewnić podejmowanym decyzjom
niezbędną racjonalność – jest kluczem do efektywności
zarządzania. Wymaga więc odpowiedniego uwzględnienia
w programach nauczania.
Czynność 2. Analiza i ocena stanu dotychczasowego (na
podstawie informacji zapewnianych w czynności 1) i formowanie wariantów poprawy tego stanu. Kompletność posiadanej bazy danych, sprawność odpowiednio oprogramowanych
metod analizy oraz inwencja odpowiednio przygotowanej
kadry zarządzającej – decydują o realności i skuteczności
przygotowywanych wariantów. Bez nich – podnoszenie bądź
tylko utrzymanie osiąganej efektywności – jest niemożliwe.
Czynności 3 i 4 – obejmują prognozowanie efektywności
przygotowanych wariantów, oraz wybór spośród nich, zestawu
najkorzystniejszego w skali całej jednostki organizacyjnej. Są
realizowane w systemach planistycznych. Niestety – obydwie
czynności są skrajnie zaniedbane, zarówno w praktyce zarządzania górnictwem, jak w badaniach i dydaktyce.
Drugi ze wskazanych obszarów dydaktyki przesądza
o przygotowaniu kadry zarządzającej do zapewniania sobie
– w systemach ewidencyjno-analitycznych i planistycznych
– sprawnych informacji decyzyjnych warunkujących
osiąganie efektywności produkcji oraz rozwoju. Stąd
prośba o wzięcie go pod uwagę w postulowanym naświetleniu
problemu jakości absolwentów kształconych przez Katedrę.
Sprecyzowana wyżej prośba o naświetlenie jakości wkładu
Katedry do dydaktyki i badań naukowych w specjalności zarządzanie – obejmuje odpowiednio również drugi człon nazwy
kierunku kształcenia studentów – mianowicie: inżynierię
produkcji. Ponadto – odnośnie tego członu – jest potrzebne
wyjaśnienie (charakterystyka) samego pojęcia inżynierii
produkcji, w kontekście od dawna używanych pojęć: technika
i technologia. Uzasadnienia wymaga również – ukierunkowanie całego kształcenia studentów na „przemysł wydobywczy”
a nie na „górnictwo”.
Oczywiście w postulowanym uzupełnieniu informacji
o jakości przygotowywanej kadry mogą być pomocne również
inne informacje, którymi dysponuje Katedra. Mogą to być
np. informacje o udostępnianych studentom podręcznikach
i innych pomocach naukowych.
87
3. Jakość badań naukowych?
Pracując w Głównym Instytucie Górnictwa na stanowisku Sekretarza Naukowego (1975-1981) – lansowałem (na
podstawie wcześniej nabytego doświadczenia) hasło: „Wyniki
prac naukowo-badawczych nie są do czytania”. Domagałem
się takiego ukierunkowania tematów i zadań badawczych,
aby ich wynik mógł być wdrażany w praktyce, w postaci
określonych rozwiązań analitycznych, organizacyjnych, technicznych… Publikacja miała (w myśl tych wymagań) jedynie
popularyzować rozwiązania przekazywane praktyce górniczej
oraz wskazywać osiągnięte wyniki wdrożenia. Jedynie prace
o charakterystyce wyraźnie analityczno-poznawczej mogły
kończyć się publikacją informującą o wynikach tego rodzaju
badań – ukierunkowaną na wymianę poglądów i dyskusję.
Przyznaję się, że nadal pozostaję przy powyższym poglądzie. Dlatego – aby uzupełnić informację o jakości badań
naukowych prowadzonych przez Katedrę – proponuję opublikowanie listy problemów, tematów i zadań badawczych
opracowanych w latach 1912-1916, wraz z informacją:
jakim wdrożeniem zakończyły się te badania. Również jakiego rodzaju publikacje zostały przygotowane i co miały
osiągnąć (czy tylko „zdobycie punktów?). Nie ukrywam, że
z mego punktu widzenia najistotniejsze są rozwiązania, które
po wdrożeniu (zastosowaniu) przyczyniły się do poprawy
kondycji praktyki górniczej – zwłaszcza naszego górnictwa
węgla kamiennego.
4. Zakończenie
Mam nadzieję, że pan profesor Roman Magda nie
pogniewał się na mnie za artykuł, który opublikowałem
w zeszycie 1/2013 „Przeglądu Górniczego” pt.: „Dalszy
ciąg dyskusji: Trzeba wrócić do przesłania pana profesora Bolesława Krupińskiego. POLEMIKI – DYSKUSJE”.
Przekazałem w nim krytyczne uwagi do artykułu pana
Profesora w zeszycie 12/2012 Przeglądu Górniczego pt.:
„Katedra Ekonomiki i Zarządzania w Przemyśle AGH –
z szacunkiem do przeszłości, z otwarciem na przyszłość.
POLEMIKI – DYSKUSJE”. Brak repliki wytłumaczyłem sobie
– jakością zgłoszonych uwag, które na nią nie zasługiwały.
Mam nadzieję, że w stosunku do uwag przekazanych
w tym artykule – zechce pan Profesor zająć stanowisko. Mam
też nadzieję (niestety niewielką), że nasza wymiana poglądów
wywoła szerszą dyskusję o kondycji ZARZĄDZANIA,
które jest głównym problemem naszego górnictwa węgla
kamiennego – pogrążonego w głębokim kryzysie.
W ramach postulowanych wyjaśnień – na ich marginesie
– proszę o skomentowanie opinii, którą tu przekazuję o artykule pana Profesora, zamieszczonym także w sierpniowym
zeszycie „Przeglądu Górniczego” pt. „O możliwościach obniżania jednostkowego kosztu produkcji zakładu górniczego
w świetle badań analitycznych”. Otóż uważam, ze badania
analityczne, w których punktem wyjścia jest podział całkowitych kosztów produkcji górniczej (K) na koszty stałe
(Ks) i zmienne (Kz) – są jałowe. Ten podział nie może prowadzić do kreatywnych wniosków i działań, bo koszty stałe
(Ks) nie istnieją. W aktualnej technicznej i organizacyjnej
rzeczywistości, wszystkie są zmienne (dające się zmienić)
i zależą głównie od warunków geologiczno-górniczych oraz
od sprawności (kompetencji) zarządzania. Których (jakich)
kosztów nie da się zmienić? Chętnie bym się dowiedział na
czym polega mój błąd.
88
PRZEGLĄD GÓRNICZY
2016
Kraków, 10.11.2016 r.
Odpowiedź na prośbę pana prof. dr. hab. inż.
Andrzeja Lisowskiego o uzupełniające
wyjaśnienia do artykułu w „Przeglądzie
Górniczym”, zeszyt 8/2016
POLEMIKI - DYSKUSJE
Prof. dr hab. inż. Roman Magda*)
Pragniemy podziękować Pana Profesorowi za zainteresowanie naszym artykułem zamieszczonym w „Przeglądzie
Górniczym”, zeszyt 8/2016 pod tytułem „Wkład Katedry
Ekonomiki i Zarządzania w Przemyśle AGH do dydaktyki
i badań naukowych w zakresie zarządzania i inżynierii
produkcji w przemyśle wydobywczym”, gdyż daje nam to
możliwość uzupełnienia charakterystyki Katedry o niektóre informacje i dane, które nie mogły być zamieszczone
w artykule ze względu na ograniczenia objętościowe dotyczące wszystkich artykułów zamieszczonych w tym numerze
(7 stron manuskryptu, format A4).
Rzeczywiście, jakość kształcenia to nie tylko tzw. efektywność kształcenia, ale również kompleksowa, wielokryterialna
ocena kierunku „inżynieria produkcji”, na którym kształcimy
studentów. Katedra Ekonomiki i Zarządzania w Przemyśle jest
katedrą wiodącą dla tego kierunku na Wydziale Górnictwa
i Geoinżynierii AGH. O jakości naszej pracy świadczy pozycja
w ogólnopolskim rankingu kierunku kształcenia „inżynieria
produkcji”, opublikowanym w ramach Finału Rankingu Szkół
Wyższych Perspektywy 2016, który zgromadził prawie 200
liderów polskiego środowiska akademickiego (źródło: www.
ranking.perspektywy.pl). O randze tego rankingu świadczą
słowa wiceminister nauki i szkolnictwa wyższego, jakie
wygłosiła podczas Finału w dniu 8 czerwca 2016 r.: „Dzięki
wieloletniej pracy Fundacji Edukacyjnej Perspektywy
Ranking Szkół Wyższych zyskał wysoką renomę. Jest to jeden
z najbardziej kompetentnych rankingów, a przy tym jest żywy
– modyfikuje kryteria, usprawnia je, nadąża za zmianami.
Ranking służy młodym ludziom, kiedy podejmują decyzję
o wyborze uczelni. To także narzędzie, dzięki któremu uczelnie porównują się między sobą. Może też pomóc w zaistnieniu
polskich uczelni w rankingach światowych”.
W rankingu tym kierunek „inżynieria produkcji” realizowany w Katedrze Ekonomiki i Zarządzania w Przemyśle na
Wydziale Górnictwa i Geoinżynierii AGH został sklasyfikowany na trzeciej pozycji w Polsce. Poniżej przedstawiamy
pierwsze trzy miejsca tego rankingu dla kierunku „inżynieria
produkcji”:
1. Politechnika Wrocławska – Wydział Mechaniczny.
2. Akademia Górniczo-Hutnicza im. Stanisława Staszica
w Krakowie – Wydział Metali Nieżelaznych.
3. Akademia Górniczo-Hutnicza im. Stanisława Staszica
w Krakowie – Wydział Górnictwa i Geoinżynierii.
W uzupełnieniu należy stwierdzić, że Ranking Kierunków
Studiów 2016 uwzględnia cztery grupy kryteriów: prestiż
(wskaźniki, badanie akademickie, badanie pracodawców),
*) AGH w Krakowie
potencjał akademicki (ocena parametryczna, uprawnienia do
nadawania stopni naukowych, nadane stopnie naukowe, dostępność kadr wysokokwalifikowanych dla studentów, wyróżniająca ocena Polskiej Komisji Akredytacyjnej), publikacje
naukowe (publikacje, cytowania, indeks Hirsha) oraz dodatkowe kryteria (egzaminy zawodowe, patenty). Jesteśmy jako
Katedra dumni z tego, że wśród około 200 uczelni w Polsce,
na których realizowany jest kierunek „inżynieria produkcji”
zostaliśmy sklasyfikowani na miejscu trzecim.
Prowadzone przez Centrum Karier AGH badania losów
absolwentów wskazują, że absolwenci naszego kierunku
studiów łatwo i w krótkim czasie znajdują pracę w firmach
reprezentujących różne branże przemysłu, a także różne
sektory gospodarki.
W ogólnym ujęciu, inżynieria produkcji zajmuje się
projektowaniem, zarządzaniem i racjonalizacją procesu produkcji, przy wykorzystaniu komputerowego wspomagania
(źródło: Stan i perspektywy badań naukowych w obszarze
inżynierii produkcji. Komitet Inżynierii Produkcji PAN.
Warszawa 2010). Opiera się na podstawach wiedzy z nauk
matematycznych, fizycznych oraz specjalistycznej wiedzy
z nauk technicznych, przy wsparciu elementami wiedzy
ekonomicznej i społecznej, a także na zasadach i metodach
inżynierskiej analizy i syntezy. Bardziej szczegółową definicję
pojęcia „inżynierii produkcji” podał amerykański Instytut
Inżynierii Produkcji (IIE) w 1989 r. (źródło: Istota inżynierii
produkcji. Komitet Inżynierii Produkcji PAN. Warszawa 2012):
„Inżynieria produkcji jest pojęciem obejmującym zagadnienia
planowania, projektowania, implementowania i zarządzania
systemami produkcyjnymi, systemami logistycznymi oraz
zabezpieczania ich funkcjonowania. Systemy te rozumiane
są jako układy socjotechniczne, integrujące pracowników,
informację, energię, materiały, narzędzia pracy i procesy
w ramach całego cyklu życia produktów. W celu osiągnięcia
efektywności działania tych systemów, inżynieria produkcji
bazuje na naukach technicznych, ekonomicznych, humanistycznych i społecznych, wykorzystując wiedzę o zarządzaniu,
komunikacji społecznej i pobudzaniu kreatywności pracowniczej. Kluczowym elementem, którym inżynieria produkcji
różni się od innych technicznych dyscyplin jest orientacja na
czynnik ludzki. Najlepsze systemy funkcjonują na drodze
ciągłego doskonalenia środowiska pracy, w którym praca
ludzka jest najważniejszym czynnikiem wpływającym na
wydajność, koszty i jakość pracy”.
Z ważniejszych prac obejmujących wieloetapowe badania
naukowe zrealizowane w Katedrze Ekonomiki i Zarządzania
w Przemyśle AGH w latach 2012-2016 (ukierunkowane na
potrzeby górnictwa i przemysłu wydobywczego) można
wymienić:
Nr 11
PRZEGLĄD GÓRNICZY
1. Projekty badawcze Ministerstwa Nauki i Szkolnictwa
Wyższego:
– Nr: NN 524 360438 na temat: „Badania nad wykorzystaniem elementów, metod oraz narzędzi inżynierii finansowej w górnictwie”.
– Nr: NN 524 468939 na temat: „Opracowanie podstaw
systemu doradczego wspomagającego planowanie robót
przygotowawczych i eksploatacyjnych w kopalniach
węgla kamiennego”.
– Nr: NN 524 361738 na temat: „Realizacja strategii przedsiębiorstwa górniczego węgla kamiennego z zastosowaniem Balanced Scorecard”.
2. Projekt badawczy Narodowego Centrum Badań i Rozwoju,
Część 1.1.5. tematu badawczego pod tytułem: „Ocena
kosztów pozyskiwania i udostępnienia złóż węgli kamiennych”, realizowanego w ramach zadania badawczego:
„Opracowanie technologii zgazowania węgla dla wysokoefektywnej produkcji paliw i energii elektrycznej”.
3. Pracę statutową AGH (wieloetapową), realizowaną pod
ogólnym tematem: „Wybrane problemy ekonomiki,
zarządzania i modelowania procesów w przemyśle wydobywczym”, z wyodrębnieniem następujących zadań
badawczych:
– Techniczno-ekonomiczne modelowanie i optymalizacja
w projektowaniu inżynierskim dla potrzeb przemysłu
wydobywczego.
– Zarządzanie kopalniami i spółkami wydobywczymi
w świetle zastosowania innowacyjnych rozwiązań.
– Metody analizy i optymalizacji procesu produkcyjnego
w przodkach ścianowych kopalń węgla kamiennego.
– Uwarunkowania kosztów działalności przedsiębiorstw
górniczych.
– Zarządzanie i efektywność w przemyśle górniczym.
Wszystkie wymienione powyżej prace badawcze były
ukierunkowane na wdrożenie do praktyki przemysłowej.
Przytoczenie szczegółowej listy publikacji, które powstały
w wyniku realizacji tych prac, wykracza daleko poza ramy
niniejszej polemiki. Analiza jakościowa i wdrożeniowa
89
mogłaby być przedmiotem odrębnej publikacji. Bibliografia
pracowników Katedry jest ogólnie dostępna na stronie internetowej: www.bg.agh.edu.pl.
Jeśli chodzi o uwagę Pana Profesora do mojego artykułu zamieszczonego w sierpniowym zeszycie „Przeglądu
Górniczego” pt. „O możliwościach obniżania jednostkowego
kosztu produkcji zakładu górniczego w świetle badań analitycznych” i twierdzenie Pana Profesora, że wszystkie koszty są
zmienne to chyba jakieś nieporozumienie. Podział na koszty
stałe i zmienne względem wielkości produkcji w każdym
przedsiębiorstwie przemysłowym (w tym również górniczym)
stanowi między innymi podstawę do analizy progu rentowności przedsiębiorstwa. Podziału kosztów na stałe i zmienne
względem wielkości produkcji doświadcza co miesiąc i wie
o tym każdy górnik, a także przedsiębiorstwo górnicze, które
go zatrudnia i w konsekwencji ponosi koszty wynagrodzeń
wraz z pochodnymi. Do tego dochodzi szereg kosztów w
układzie rodzajowym, które w danym okresie są stałe lub
częściowo stałe, a częściowo zmienne względem wielkości
produkcji.
Oczywiście, koszty stałe względem wielkości produkcji
należy zmieniać w taki sposób, aby ich relacja do zdolności
produkcyjnej była jak najmniejsza. Tę relację odzwierciedla
przytoczony w artykule wskaźnik w2, który jest zdefiniowany jako wielkość kosztu stałego przypadająca na jednostkę
zdolności produkcyjnej przedsiębiorstwa. Mając na celu obniżanie jednostkowego kosztu produkcji, należy ten wskaźnik
zmieniać w czasie tak, aby był możliwie jak najmniejszy
w danych warunkach geologiczno-górniczych, techniczno-organizacyjnych i ekonomiczno-finansowych.
W imieniu zespołu autorskiego artykułu pod tytułem
„Wkład Katedry Ekonomiki i Zarządzania w Przemyśle
AGH do dydaktyki i badań naukowych w zakresie zarządzania i inżynierii produkcji w przemyśle wydobywczym” oraz
w imieniu własnym
Prof. dr hab. inż. Roman Magda
2016
......................., dnia ............2016 r.
Zamawiający ..........................................................
.................................................................................
Dokładny adres: .....................................................
................................................................................
nr NIP ....................................................................
Redakcja „Przeglądu Górniczego”
ul. Powstańców 25
40-952 Katowice
Zamówienie
na prenumeratę ............... ... ....... egzemplarzy miesięcznika „Przegląd Górniczy” na rok 2016
Kwotę ........... PLN słownie ............................................................................................
wpłacono na konto: 63 1050 1214 1000 0007 0005 6898 w ING Bank Śląski O/Katowice
Załączamy kopię dowodu wpłaty z dnia ....................................
Oświadczamy, że jesteśmy płatnikiem podatku VAT i upoważniamy Was do wystawiania faktur VAT
bez podpisu. Wyrażamy (nie wyrażamy) zgodę na przesyłanie faktury e-mailem ...................................
Zamówione egzemplarze miesięcznika proszę przesłać na adres: ............................................................
....................................................................................................................................................................
dane osoby kontaktowej: ...........................................................................................................................
pieczątka i podpis
Redakcja przyjmuje zamówienia REKLAM i OGŁOSZEŃ. Cena jednej strony formatu A4 wynosi
1500 PLN + 23% VAT = 1845 PLN.
Za treść reklam i ogłoszeń odpowiada zleceniodawca.
" ----------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------
PRZEGLĄD GÓRNICZY
"
90
Nr 11/2016
Dr inż. Anna Sołtys
Dr inż. Józef Pyra
Dr hab. inż. Dariusz Chlebowski
„Wstrząsy w kopalni podziemnej a roboty strzałowe
w kopalni odkrywkowej - porównanie oddziaływania na
obiekty budowlane”
1
Dr hab. inż. Tomasz Niedoba
Dr inż. Robert Ranosz
„Wybór źródła kapitału obcego w kontekście inwestycji
górniczych”
13
Dr inż. Robert Ranosz
„Oprocentowanie obligacji zamiennych na surowce w
kontekście oprocentowania obligacji zwykłych”
17
„Znaczenie skojarzonych zagrożeń naturalnych w
kopalniach Górnośląskiego Zagłębia Węglowego”
21
Dr inż. Andrzej Pytlik
Dr inż. Marek Rotkegel
Mgr inż. Łukasz Szot
„Badania wpływu prędkości kolejek podwieszonych na
siły w wybranych elementach trasy”
30
Dr inż. Andrzej Pytlik
Mgr inż. Mateusz Pytlik
„Czujniki do monitoringu siły naciągu kotwi górniczych
przy obciążeniu statycznym i dynamicznym”
38
Dr Piotr Nowaczyk
„Możliwości udzielania pomocy publicznej dla sektora
węglowego w Unii Europejskiej na przykładzie Polskiej
Grupy Górniczej sp. z o.o.”
48
Mgr Natalia Bartosz
Mgr Irina Piróg - Nabokowa
Mgr inż. Dariusz Teodorski
„Różnice indywidualne a zachowania pracowników
w kontekście kultury bezpieczeństwa - ogólne
uwarunkowania w przemyśle wydobywczym”
54
Mgr inż. Agnieszka Nowak
„Bezpieczeństwo i higiena pracy w Zakładzie
Mechanicznej Przeróbki Węgla w aspekcie
Zintegrowanego Systemu Zarządzania”
61
Dr hab. inż. Andrzej Nierobisz prof. GIG
Mgr inż. Marian Polusa
„Zastosowanie technologii górniczych w zabezpieczeniu
jaskini Szachownica I przed niekontrolowanym zawałę”
66
Mgr inż. Łukasz Bolewski
Mgr inż. Paweł Szewczuk
Dr hab. inż. Marek Szkodo
„Projekt narzędzia typu guide-shoe w ramach Projektu
NCBiR - testy otworowe”
76
Mgr inż. Bolesław Ciepiela - jako cz. 1
„Ciechanowscy zasłużeni także dla górnictwa w Grodźcu”
81
Prof. dr hab. inż. Andrzej Lisowski
„Prośba do pana prof. dr hab. inż. Romana Magdy
o uzupełniające wyjaśnienia do swego artykułu
w Przeglądzie Górniczym, zeszyt 8/2016
POLEMIKI – DYSKUSJE”
86
Odpowiedź na prośbę pana prof. dr hab. inż. Andrzeja
Lisowskiego o uzupełniające wyjaśnienia do artykułu
w Przeglądzie Górniczym, zeszyt 8/2016
POLEMIKI - DYSKUSJE
88
Dr hab. inż. Zbigniew Burtan
Prof. dr hab. inż. Roman Magda

Pobierz jako PDF - Stowarzyszenie Inżynierów i Techników Górnictwa

Transkrypt

Podobne dokumenty

Instrukcja obsługi

Alternatywne układy chromatografu preparatywnego/procesowego

CO POWINNO ZANIEPOKOIĆ RODZICÓW?

3.5.4. Analiza widmowa i kinematyczna w diagnostyce WA

Model 4D dla lepszej współpracy