Namawiam do konkretyzacji i rozwiązania problemu EKONOMIZACJI PLANOWANIA podziemnej eksploatacji złóż POLEMIKI DYSKUSJE

Transkrypt

1 PRZEGLĄD Nr 5 GÓRNICZY 1 założono MIESIĘCZNIK STOWARZYSZENIA INŻYNIERÓW I TECHNIKÓW GÓRNICTWA Nr 05 (1086) maj 2013 Tom 69(CIX) Prof. dr hab. inż. Andrzej Lisowski* ) UKD ; Namawiam do konkretyzacji i rozwiązania problemu EKONOMIZACJI PLANOWANIA podziemnej eksploatacji złóż POLEMIKI DYSKUSJE I would like to discuss ideas for the instantiation and solution to the economization of underground exploitation planning POLEMICS DISCUSSIONS Treść: Autor w nawiązaniu do artykułu pani dr Partycji Bąk przedstawia swój pogląd na funkcjonowanie procesu zarządzania w tym planowania podziemnej eksploatacji złóż. Wskazuje okoliczności, które utrudniają stosowanie kryteriów ekonomicznych w planowaniu obowiązującym głębinowe kopalnie. Postuluje zakończenie prac i wdrożenie długookresowego planowania strategicznego poprzedzającego i wspierającego ekonomizację aktualnie funkcjonującego planowania wykonawczego. Zachęca do szerokiej dyskusji tego problemu. Abstract: With regard to the article by Ph.D. Patrycja Bak, the author presents his attitude to the functioning of the management process of underground exploitation. He indicates the circumstances which may hinder the application of economic criteria of planning which are obligatory for mines. The author calls for finishing the projects and implementing the long-term strategic planning preceding and supporting the economization of the currently applied execution planning. He encourages to discuss this issue thoroughly. 1. Wprowadzenie W grudniowym zeszycie Przeglądu Górniczego (12/2012) ukazał się cenny artykuł pani doktor Partycji Bąk, pt.: Wybrane aspekty techniczno-ekonomicznego planowania w kopalni węgla kamiennego. Mówię cenny, bo podnosi problem ekonomizacji planowania działalności eksploatacyjnej w kopalniach podziemnych. Jest to problem trudny, z którym borykała się zarówno teoria, jak praktyka górnictwa PRL w całym okresie jego odbudowy i rozbudowy. Równocześnie problem w ostatnich dekadach rynkowej transformacji bardzo zaniedbany, a w warstwie badawczo-rozwojowej zepchnięty (brakiem zainteresowania WŁAŚCICIELA KOPALŃ) niemal w całkowity niebyt. Poglądu, który przedstawiła pani doktor Bąk, nie będę ani analizował ani komentował, choć w wielu punktach jest moim zdaniem dyskusyjny. Przedstawię natomiast tak jak Ona swój pogląd na podniesioną problematykę, rozszerzając ją równocześnie o dalsze, istotne wątki. * ) Emerytowany pracownik Głównego Instytutu Górnictwa. Mam nadzieję, że utworzona tym sposobem płaszczyzna do szerszej dyskusji nie tylko nam ułatwi wymianę poglądów, ale zachęci też do niej innych przedstawicieli nauki i praktyki górniczej. Cel takiej wymiany poglądów jest jasny: wskazać kierunki i dać impuls do ukończenia prac i do wdrożenia w polskim górnictwie usprawnionych systemów proefektywnościowego zarządzania w tym zwłaszcza długofalowego inwestycyjno- -produkcyjnego planowania podziemnej eksploatacji złóż. Na systemy te pilnie oczekuje przede wszystkim górnictwo węgla kamiennego, fatalnie doświadczone zarówno ich brakiem, jak i doktrynalnymi antywęglowymi błędami WŁAŚCICIIELSKIEGO ZARZĄDZANIA. 2. Zarządzanie w tym: planowanie Jako pierwszy istotny punkt do dyskusji (i ewentualnych uzgodnień w zakresie pojęciowych podstaw) proponuję przyjęcie znanego poglądu, w myśl którego decyzje są sednem zarządzania! Mówiąc inaczej: zarządzanie realizuje się w procesie celowo podejmowanych decyzji.

2 2 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2013 Jeżeli się z tym zgodzimy, to potrzebna jest jeszcze zgoda, że zarządzanie jest związane z działalnością gospodarczą. W niej funkcjonując organizacje i osoby, swymi decyzjami kształtują (regulują) tę działalność a z nią gospodarczą rzeczywistość. Tam, gdzie nie ma działalności gospodarczej i nie ma kształtujących ją decyzji nie ma też zarządzania. Zgoda na takie rozumienie zarządzania, zwłaszcza w górnictwie, które w sposób szczególny wymaga trzymania się rzeczywistości i konkretów, zapobiega pojęciowej plątaninie i pustosłowiu. Tak więc moim zdaniem nie da się zarządzać np. pogodą, wiedzą, nauką, choć można zarządzać badaniami jako specyficzną działalnością gospodarczą. Można na nie wpływać incydentalnie, ale nie zarządzać. Podobnie oczywiście z innych względów nie da się zarządzać przedmiotami, np.: maszynami, obudową, wyrobiskami, biurowymi szafami lub gromadzonymi w nich projektami. Przedmioty są nieodzownie rozpatrywane w procesie zarządzania, ale jako elementy różnorakiej działalności gospodarczej. Wyjęte z tej działalności nie mogą być zarządzane. Drugim istotnym punktem uzgodnień powinno być przekonanie, że podejmowanie decyzji w procesie zarządzania, zwłaszcza eksploatacją złóż, powinno się realizować w elementarnym cyklu decyzyjnym. Choć jego graficzny schemat publikowałem już wielokrotnie żeby uniknąć ewentualnych nieporozumień i ułatwić rozumienie dalszego tekstu zamieszczam go jeszcze raz (rys. 1). w czynności drugiej są kreowane warianty działań: bądź podtrzymujących stan dotychczasowy, bądź zmieniających go w pożądanym kierunku. W drugiej, planistycznej części elementarnego cyklu decyzyjnego w czynności trzeciej następuje prognostyczna ocena przygotowanych wariantów działań przy użyciu przyjętych kryteriów. W czynności czwartej jest dokonywany wybór wariantu najkorzystniejszego przy uwzględnieniu przyjętych kryteriów i występujących ograniczeń. Łatwo zauważyć, że procedura określona elementarnym cyklem decyzyjnym nie jest skomplikowana. Jest w istocie zdroworozsądkowa i obowiązuje w całej działalności gospodarczej ukierunkowanej na rozwój i pełne wykorzystanie posiadanego potencjału produkcyjnego. Różnica (w stosunku do pozagórniczej działalności) wynika z faktu, że w podziemnej eksploatacji złóż potencjał produkcyjny jest zmienny bo musi być wciąż odtwarzany w zróżnicowanych naturalnych warunkach złoża. Przy tym, przestrzenne warunki funkcjonowania podziemnej kopalni, która jak to określał profesor Krupiński jest przede wszystkim przedsiębiorstwem transportowym, są bardzo trudne. Stąd wymagania, które w górnictwie muszą spełniać systemy analityczno-rozliczeniowe, są nieporównanie wyższe niż w pozagórniczej działalności gospodarczej. Poszczególne poziomy zarządzania (rozpoczynając od dozoru i poszczególnych służb kopalni, a na decydentach zarządzania WŁAŚCICIELSKIEGO kończąc) wymagają dostarczania zmiennych i bardzo różnych potrzebnych im informacji. Podobnie w zakresie systemów prognozowania efektywności rozpatrywanych wariantów działań oraz systemów planistycznych umożliwiających wybór spośród prognostycznie ocenionych wariantów takiego ich zestawu, który najkorzystniej spełnia wymagania przyjętych kryteriów i ograniczeń wymagania są bardzo wysokie. Podkreślam, że stwierdzając wyżej dużą skalę wymagań, którym muszą sprostać sprawnie funkcjonujące systemy analityczno-rozliczeniowe i systemy planistyczne jako nieodzowne instrumenty efektywnego zarządzania nie chcę usprawiedliwiać rażących zaniedbań, które wystąpiły w przygotowaniu omawianych systemów, zwłaszcza po 1989 roku. Główną przyczyną aktualnego stanu był i jest brak ssania ze strony praktyki górniczej i WŁAŚCICIELA kopalń oraz brak tłoczenia ze strony nauki! 3. Inwestycje i produkcja planowanie podziemnej eksploatacji złóż Rys. 1. Wielokrotnie publikowany, elementarny cykl decyzyjny ujmujący graficznie podstawowy algorytm zarządzania, tj. sposób przejścia od poznania rzeczywistości gospodarczej do jej przekształcenia zgodnie z wymaganiami przyjętych kryteriów [4] Fig. 1. Repeatedly published essential decision cycle with graphical presentation of the basic management algorithm, i.e. method of discovering the real economic situation to its transformation along with requirements of the applied criteria [4] Ta prosta grafika pokazuje, że pierwszą czynnością poprzedzającą podjęcie decyzji jest ewidencja oraz analityczna, przyczynowo-skutkowa ocena zarządzanej rzeczywistości na podstawie przyjętych kryteriów. W wyniku oceny Patrząc na górnictwo przez pryzmat naszego górnictwa węgla kamiennego, w którym przez dwie dekady masowo likwidowano kopalnie, można zapomnieć, że górnictwo nie może istnieć bez projektowania i bez budowy kopalń. Także bez planowania ich rozwoju! Na szczęście doktrynalne zaczadzenia (tak to łagodnie określę) mijają. Jak wskazuje globalne doświadczenie, tam, gdzie są bogate złoża, tam jest (lub będzie) górnictwo, bo jest źródłem zatrudnienia, dobrobytu i surowcowej niezależności. Wbrew antysurowcowym doktrynerom górnictwo ma przyszłość! Na wstępie do drugiego istotnego punktu proponowanej dyskusji przypomnijmy, że całościowy, ekonomiczny wynik górniczej eksploatacji złóż kształtują decyzje podejmowane w dwóch zakresach działalności. 1. Zakres INWESTYCYJNY obejmuje: projektowanie budowy i rozruchu kopalni, a po wyeksploatowaniu pierwszych przygotowanych pól, projektowanie kolejnych inwestycji udostępniających i znów kolejnych, aż do wyczerpania całego złoża przyznanego koncesją.

3 Nr 5 PRZEGLĄD GÓRNICZY 3 Projektowanie, jako specjalizacja przygotowująca działalność inwestycyjną znakomicie rozwinęło się gdy strategią rozwoju górnictwa kierował profesor Bolesław Krupiński. Dziś projektowanie jest pogrążone w kryzysie, ale jest wciąż obecne w kopalniach. Oprócz optymalizowanych (w miarę metodycznych możliwości) projektów wykonawczych w zakresie eksploatacji złoża, obejmuje również sporządzanie dokumentacji zaspokajających najróżniejsze wymagania określone przepisami bezpieczeństwa, ochrony środowiska itp. 2. Zakres PRODUKCYJNY po krótkim okresie budowy kopalni funkcjonuje równocześnie i równolegle z INWESTYCYJNYM. Przeważnie nie wymaga odrębnych dokumentacji projektowych wspierających dokumentację planistyczną. Jest też objęty obowiązkiem sporządzania wielu szczegółowych dokumentacji wymaganych obowiązującymi przepisami bezpieczeństwa i ochrony środowiska. Obydwa zakresy działalności funkcjonują w kopalni, w zasadzie, na równych prawach i są zintegrowane w procesie proefektywnościowego zarządzania. Podkreślę, że mówiąc o procesie zarządzania integrującym działalność inwestycyjną i produkcyjną mam też na myśli pełną procedurę elementarnego cyklu decyzyjnego, a więc również planowanie. Obejmuje ono, zwłaszcza w działalności inwestycyjnej, prognostyczną ocenę wariantów działalności i wybór wariantu najkorzystniejszego na podstawie przekonujących kryteriów ekonomicznych. Jedynie w działalności produkcyjnej, gdzie ekonomiczna efektywność zależy głównie od wykorzystania czasu pracy przygotowanego potencjału, ekonomizacja prowadzonej eksploatacji może być osiągana za pomocą kryteriów organizacyjnych. Dotyczy to zwłaszcza planowania operatywnego, w którym kryteria organizacyjne (lepsze wykorzystanie czasu, wyższe kwalifikacje pracownika, oparta na doświadczeniu ocena ryzyka) mogą w podejmowaniu decyzji, zasadnie zastępować kryteria ekonomiczne. W praktyce kopalnianej, eksploatacja złóż jest regulowana urzędowo sformułowanymi wymaganiami. Pani doktor Patrycja Bąk przywołała w swym artykule ważniejsze z nich: Ustawę Prawo Geologiczne i Górnicze (2011), Rozporządzenie Ministra Gospodarki (2002) oraz Plan Ruchu zatwierdzany przez Władze Górnicze (OUG). Jak wiadomo, wszystkie te formalne dokumenty określające wymagania stawiane przed podziemną eksploatacją złóż, oprócz przepisów w zakresie bezpieczeństwa powszechnego i górniczego, ochrony środowiska ( ) zawierają również wymagania EKONOMICZNE. Są to jednak z reguły sformułowania ogólne nie nadające się do bezpośredniego zastosowania w szczegółowych analitycznych ocenach wariantów i efektów planowanej eksploatacji. Stąd wynika istotna trudność ekonomizacji planowania, o którą słusznie dopomina się dr Patrycja Bąk. Przykładem może być zrozumiałe, ale ogólne wymaganie: prawidłowej i racjonalnej gospodarki złożem sformułowane w Prawie Geologicznym i Górniczym. Podobnie ogólne jest wymaganie, aby wybieranie włączanego do eksploatacji fragmentu złoża, bądź całego złoża objętego koncesją, było gospodarczo opłacalne co warunkuje też zaliczanie zasobów do kategorii przemysłowych, bądź nieprzemysłowych. To ogólne wymaganie daje się wprawdzie określić jako dość prostą (pozornie) różnicę między rynkową wartością pozyskanej kopaliny a kosztem jej pozyskania, ale w praktyce dostosowanie planowanej eksploatacji do tego wymagania nie przestaje być trudne. Występuje mianowicie brak jasnej wskazówki, w jakiej skali opłacalność eksploatacji ma być oceniana. Czy w skali pojedynczego przodka eksploatacyjnego, czy w skali kopalni, czy może w skali WŁAŚCICIELA wszystkich kopalń. Poprzestając na ocenie w małej skali, wystarczy uznać zasoby kopalni za nieopłacalne, w konsekwencji przekwalifikować je z przemysłowych do nieprzemysłowych i tym sposobem w pełni uzasadnić likwidację kopalni brakiem zasobów (przypadek kopalni Czeczott, o którym wspomina pani dr Bąk). Oprócz wskazanych, występują również inne okoliczności utrudniające i zniechęcające do prowadzenia analiz ekonomicznych i procedur optymalizacyjnych w formalnie obowiązujących dokumentach planowania podziemnej eksploatacji złóż. Jedną z nich jest ogromny wpływ działań eksploatacyjnych już przeprowadzonych w złożu (np. lokalizacja szybów i poziomów) na możliwości i warunki prowadzenia eksploatacji w kolejnych latach. Ten wpływ ma często konkretny wymiar ekonomiczny, co powinno być uwzględniane w procesie planowania np. decyzja o podbieraniu (zwłaszcza bez zastosowania podsadzki) pokładów nadległych może spowodować w przyszłości znaczący wzrost kosztu prowadzonych tam robót. Inna komplikacja wynika z faktu, że system planowania, formalnie obowiązujący w kopalniach (np. Planu Ruchu), dotyczy tylko określonego wycinka czasu (np. trzech lat), natomiast problemy eksploatacji złoża muszą być z reguły rozpatrywane w bardzo różnych i często bardzo długich przedziałach czasu. Wskazane wyżej, wybrane, uwarunkowania podziemnej eksploatacji złóż (zwłaszcza wielopokładowych złóż węgla kamiennego) prowadzą do wniosku, że EKONOMIZACJA obowiązującego aktualnie wykonawczego 1 planowania (głównie Planu Zagospodarowania Złoża i Planu Ruchu) jest (i niestety pozostanie) trudne i nie dość skuteczne. Aby sprostać ustawowemu wymaganiu prawidłowej i racjonalnej eksploatacji złóż planowanie wykonawcze tej działalności powinno być poprzedzone i wsparte długookresowym planowaniem strategicznym: realizowanym za pomocą skomputeryzowanych specjalistycznych systemów, ukierunkowanym na skuteczną implementację ogólnych kryteriów ekonomicznej efektywności obowiązujących zwłaszcza. a) WŁAŚCICIELA złóż, który jest odpowiedzialnym depozytariuszem tego narodowego bogactwa, b) WŁAŚCICIELA kopalń, który obok polityki Rządu jest (i powinien być) odpowiedzialny za ich ekonomiczną efektywność i surowcowe (w tym energetyczne) bezpieczeństwo gospodarki Kraju. Powyższy postulat jest zgodny z zasadą: im wyższy jest poziom zarządzania w tym planowania tym więcej powinno być w nim EKONOMIKI, a metody jej implementacji powinny być sprawniejsze i staranniej opracowywane. Prostym przykładem tego rodzaju metody, która powinna być stosowana na poziomie WŁAŚCICIELSKIEGO ZARZĄDZANIA przy podejmowaniu decyzji o likwidacji kopalń może być: Rozszerzona ocena ekonomicznej efektywności przedsiębiorstw metoda bilansu dochodów publicznych (BDP) [6]. Metoda ta (lub podobna) powinna być stosowana również w szerszej skali, np. przy podejmowaniu rozpatrywanej przez Rząd decyzji o znaczącym zastąpieniu energetyki węglowej energetyką atomową. Tego rodzaju decyzje gospodarcze nie powinny być podejmowane na podstawie zwykłej kapitałowej analizy opłacalności pod groźbą nieobliczalnych strat. W takich sytuacjach powtarzam stosowanie specjalistycznych metod jest nieodzowne! 1 Planowaniem wykonawczym określam umownie planowanie obowiązujące kopalnie w ich działalności.

4 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY Są do wykorzystania początkowe prace nad strategicznym planowaniem potrzebna jest odpowiedź na zasadnicze pytanie: czy zgadzamy się z postulatem aby ekonomiczną efektywność eksploatacji złóż rozpatrywać nie tylko w planowaniu wykonawczym prostymi metodami projektowej kalkulacji lub np. biznes planu ale również w planowaniu, które określiłem jako strategiczne przygotowujące fazę wykonawczą? Jeżeli tak, to pojawia się kolejny istotny problem do dyskusji: czym dysponujemy i jakie są szanse opracowania i stosowania w praktyce tego rodzaju planowania? Nie wszyscy pamiętają i wiedzą, że w latach w Głównym Instytucie Górnictwa, a później w COIG (do roku 1989, w zasadzie w tym samy zespole) były prowadzone prace merytorycznie odpowiadające charakterystyce postulowanego planowania strategicznego. Wówczas mówiło się o planowaniu perspektywicznym (długofalowym), co było zgodne z duchem gospodarki planowej PRL. W wyniku tych prac powstał pakiet oprogramowania systemu planowaniu perspektywicznego SPP.1. Została w nim zrealizowana idea skomputeryzowanej procedury, w której możemy symulować (odtwarzać) budowę kopalni, zgodnie z rozpatrywaną koncepcją. Następnie (kontynuując symulację) możemy prowadzić eksploatację jej złoża według zaprogramowanej w pakiecie i precyzowanej przez użytkownika logiki dobrego gospodarza przez dowolnie długi czas, ewentualnie do wyczerpania złoża. Do symulacji (odtwarzania) funkcjonowania kopalni zostały wykorzystane sieci typu PERT, przystosowane specjalnie do tego celu przez dr. hab. Andrzeja Czyloka [1, 2]. Do odpowiednich fragmentów sieci zostały przypisane charakterystyki i parametry kopalnianych wyrobisk, zarówno strukturalnych, jak eksploatacyjnych. Także zasoby wraz z ich jakościowymi parametrami. Tym sposobem kreowano możliwość odtwarzania (symulowania) procesów inwestycyjnych i produkcyjnych zachodzących w praktyce w okresie budowy kopalń oraz eksploatacji kopalń istniejących. Jest istotne, że zrobiono to stosując tzw. model kosztów w postaci zależności wskaźnikowych i równań regresji wielu zmiennych uogólniających doświadczenie wszystkich kopalń w zakresie ekonomicznej efektywności robót inwestycyjnych i procesów produkcyjnych. Dzięki temu rozwiązaniu system SPP.1. uzyskał tę unikatową cechę, że umie odtwarzać (w procesie symulacji) działalność kopalni zgodnie z wymaganiami kryteriów ekonomicznych. Ponieważ do oceny za pomocą pakietu SPP.1 wszystkich rozpatrywanych wariantów działań jest stosowana ta sama procedura generowania ekonomicznej oceny i ten sam model kosztów ewentualne nieścisłości w ocenie występują jednakowo we wszystkich wariantach. Zapewnia to uzyskiwanej ocenie porównywalność i obiektywizm. Ze zrozumiałych względów nie mogę w tym miejscu podać dalszych szczegółów charakteryzujących system SPP.1 rozwijany przez niemal dwie dekady do roku Można je znaleźć w przywołanych i dalszych publikacjach dr. hab. Andrzeja Czyloka, w publikacjach dr. inż. Antoniego Modejskiego [11] i także moich (syntetyczne omówienie w [4]). Na rysunku 2 podaję wykres ilustrujący analityczne możliwości pakietu SPP.1. i równocześnie wskazujący skalę efektów możliwych do osiągnięcia doborem najwłaściwszego wariantu rozwoju kopalni. System SPP.1, w wersji z lat 1980, miał niestety istotną wadę wynikającą z niedorozwoju funkcjonującego wówczas systemu wewnątrz-kopalnianych rozliczeń. Otóż dla kopalń istniejących ich sieć PERT-owską oraz wszystkie parametry Rys. 2. Ocena na podstawie kryterium kosztu produkcji zł/t wybranych wariantów budowy i rozwoju kopalni analizowanej przez dr. inż. A. Madejskiego [11] symulacyjnym pakietem SPP.1, dla pierwszych 20 lat istnienia kopalni Fig. 2. Assessment of selected options of construction and development of mine analyzed by Ph.D. A Madejski [11], based on the production cost criterion zl/t, by the use of the simulation package SPP.1, for the first 20 years of mine activity i charakterystyki niezbędne, aby w pakiecie oprogramowania można było prowadzić analizę kopalni trzeba było opracowywać ręcznie, na odpowiednich formularzach. Ta wada nie tylko zwiększyła pracochłonność stosowania systemu SPP.1, ale zmniejszyła też jego możliwości i precyzję. W oprogramowaniu analityczno-rozliczeniowych systemów obsługujących wówczas kopalnie wciąż brakowało rozwiązań realizujących rozliczanie w układzie ciągów technologicznych (produkcyjnych), nie było więc danych, które mozna by programowo wprowadzać do pakietu SPP.1. Dopiero w latach udało się w GIG uruchomić pracę badawczo-rozwojową, która zmieniała tę sytuację niestety, tylko w sferze możliwości, które nic zostały wykorzystane w praktyce. Zespół złożony z pracowników GIG, COIG 2 i kopalni Bielszowice opracował i wdrożył w tej kopalni system Strukturalnego Rozliczania Kosztów SRK [7]. System ten umożliwił pełne wykorzystanie szans, które kreował terytorialny układ rozliczeniowy (znamienny dekretacją zaszłości na rejony i obiekty identyfikowane niepowtarzalnymi numerami). Umożliwiał w szczególności formowanie z rejonów i obiektów sieci ciągów produkcyjnych (technologicznych) łączących przodki przygotowawcze i eksploatacyjne z punktem załadowczym sprzedanego węgla. Przypominam, że układ terytorialny został w kopalniach węgla kamiennego wdrożony przez GIG na przełomie lat 1960/1970 [3]. W specyficznych warunkach funkcjonowania górnictwa PRL-u i postprl-u trzeba więc było ponad 30 lat [3, 8] żeby osiągnąć tę możliwość. W arkuszach wynikowych systemu SRK po raz pierwszy pojawiły się informacje o pełnych (precyzyjnie rozliczonych) kosztach węgla (urobku) pozyskiwanego w poszczególnych przodkach co z kolei umożliwiło określanie kosztu produkcji w poszczególnych polach górniczych i pokładach. Nie muszę podkreślać znaczenia tej informacji dla racjonalnej gospodarki zasobami. W tablicy 1 pokazuję (w skróconej formie) rozliczenie kosztów w ciągach produkcyjnych kopalni Bielszowice zaczerpnięte z publikacji [7], w której podałem też dość szczegółową charakterystykę systemu SRK. W aspekcie rozpatrywanych możliwości opracowania systemu planowania strategicznego istotne jest to, że po- 2 Głównie pracowników Ośrodka EiO, przeniesionego z GIG do COIG w 1975 roku.

5 Nr 5 PRZEGLĄD GÓRNICZY 5 Tablica 1. KWK Bielszowice System SRK Table 1. KWK Bielszowice SRK System myślne uruchomienie prac nad systemem SRK odblokowało możliwość usunięcia wskazanej wyżej wady systemu SPP.1 i rozwinięcia go do znacząco sprawniejszej postaci. Zaproponowałem ją w artykule: Koncepcja systemu symulacyjnego, zintegrowanego planowania inwestycyjno-produkcyjnej działalności podziemnych kopalń system SZP [5]. Istotną cechą tej koncepcji jest bezpośrednie, programowe zasilanie PERT-owskiej (zmodyfikowanej) sieci funkcjonującej w pakiecie SPP.1 informacjami o sieci ciągów produkcyjnych identyfikowanych w systemie SRK. Mówiąc bardziej obrazowo: powstała możliwość przenoszenia wiedzy zawartej w obsługującym kopalnie systemie SRK wprost do pakietu SPP.1 i kreowania tym sposobem INDYWIDUALNEGO SYMULATORA konkretnej kopalni (w publikacji [5] pakiet o tych możliwościach został oznaczony symbolem SPP/SZP.1). Atrakcyjność i przydatność tak pomyślanego SYMULATORA w systemie planowania strategicznego wynika z możliwości wykorzystania go do ekonomicznej oceny wariantów rozwoju kopalni zarówno na jej indywidualne potrzeby, jak też na potrzeby strategicznego WŁAŚCICIELSKIEGO ZARZĄDZANIA grupą kopalń lub całym sektorem. Przydatność SYMULATORA w zarządzaniu kopalnią można łatwo zilustrować, np. możliwością oceniania ekonomicznych skutków włączenia do eksploatacji (w warunkach tej konkretnej kopalni) różnych ścian i pól górniczych w różnych pokładach; lub np. zastosowania różnych wersji wyposażenia ścian czy chodników. Przydatność SYMULATORA w ponadkopalnianym WŁAŚCICIELSKIM ZARZĄDZANIU jest trudniejsza do zilustrowania. W rozwiązaniach z lat 1980 dla potrzeb takiego zarządzania przewidywano specjalne systemy: SPP.2 i SPK [4]. W koncepcji systemu SZP wskazuję na możliwość wykorzystania podobnych rozwiązań [5]. Znów, ze zrozumiałych względów muszę (niestety) rezygnować z omawiania możliwości zaspokajania tych ponadkopalnianych potrzeb strategicznego planowania. Podkreślę jedynie ich ogromne znaczenie! Gdybyśmy już w latach dziewięćdziesiątych dysponowali takim narzędziem i umieli koncepcji likwidacyjnej restrukturyzacji górnictwa węgla kamiennego przeciwstawić przekonujące wyniki jego zastosowania to być może górnicy nie poddali by się tak łatwo presji antysurowcowej doktryny, a dzisiejsza sytuacja górnictwa węgla kamiennego byłaby całkiem inna!!! Od opracowania i wdrożenia w kopalni Bielszowice systemu Strukturalnego Rozliczania Kosztów (SRK) oraz opublikowania koncepcji Symulacyjnego Zintegrowanego Planowania (SZP) upłynęło kilka lat. W roku 2008 w Głównym Instytucie Górnictwa pojawiła się realna możliwość uruchomienia projektu celowego z zadaniem ekshumowania (odtworzenia) pakietu oprogramowania SPP.1 i uruchomienia prac nad systemem SZP. Kopalnia Bielszowice (po likwidacji Rudzkiej Spółki) znalazła się w Kompanii Węglowej. System SRK, po paru latach funkcjonowania, został wprawdzie w niej wycofany z użytkowania, jednak naturalnym partnerem GIG do realizacji wskazanego projektu celowego była Kompania Węglowa. W styczniu 2009 roku z udziałem Naczelnego Dyrektora GIG prof. Józefa Dubińskiego odbyła się w tej sprawie rozmowa z Prezesem Zarządu Kompanii mgr. inż. Mirosławem Kugielem. Niestety, wynik rozmowy był negatywny. 3 Projektu celowego nie udało się uruchomić! Okazało się, że największy w Unii Europejskiej producent węgla kamiennego nie potrzebuje (bo przecież stać go było na groszowy wydatek udziału w projekcie celowym) ani systemu SRK usprawniającego proefektywnościową analizę wnętrza podziemnych kopalń, ani systemu SZP jako szansy na zakończenie prac i wdrożenie w górnictwie węgla kamiennego strategicznego planowania eksploatacji naszych bogatych złóż. 5. Konkluzje Zgadzam się całkowicie z doktor Patrycją Bąk, że aktualnie funkcjonujące w praktyce kopalń węgla kamiennego systemy planowania podziemnej eksploatacji złóż w niedostatecznym stopniu zaspokajają wymagania ekonomizacji zarządzania. Niewątpliwie, systemy te należy nadal usprawniać zarówno merytorycznie szerzej wykorzystując wiedzę o doświadczeniu kopalń udostępnianą w usprawnionych systemach analityczno-rozliczeniowych jak warsztatowo, rozwijając zwłaszcza skomputeryzowane metody proefektywnościowego projektowania. Twierdzę jednak uparcie, że to nie wystarczy! Nasze niegdyś wielkie górnictwo węgla kamiennego, zdegradowane [9] do stanu, w którym nie potrafi pokryć 3 Szerszą relację o okolicznościach i przebiegu tego spotkania podałem w [10], str. 483.

6 6 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2013 krajowego zapotrzebowania na ten węgiel potrzebuje pilnie proefektywnościowego planowania strategicznego! Tego rodzaju planowanie odpowiednio zakorzenione w usprawnionym systemie strukturalnego rozliczania kosztów (SRK) i wyposażone w skomputeryzowaną procedurę symulacyjną np. SPP/SZP.1 powinno stać się skutecznym instrumentem stymulowania jego konkurencyjności i rozwoju. Mój pogląd mam nadzieję zrelacjonowany zrozumiale oraz argumenty w postaci kiedyś dość zaawansowanych prac B+R+W wyłożyłem na dyskusyjny stół! Proszę o merytoryczną ocenę i krytykę. Bardzo chciałbym się dowiedzieć czy ten pogląd zasługuje na akceptację, które z proponowanych rozwiązań są chybione, gdzie popełniam błędy. Równocześnie, bardzo namawiam panów profesorów i pracowników naukowych AGH i Politechniki Śląskiej (zwłaszcza specjalizujących się w problematyce zarządzania) i także pracowników pozauczelnianych jednostek badawczo- -rozwojowych i ośrodków komputerowych oraz najgoręcej WŁAŚCICIELA KOPALŃ i kadrę z doświadczeniem w planowaniu i zarządzaniu działalnością kopalń do prezentowania swoich poglądów i do dyskusji! Informacje o tych poglądach ukierunkowanych na ekonomizację planowania są niestety bardzo skąpe. Cennym pozytywnym przykładem jest publikacja z 2007 roku, profesora Ryszarda Tadeusiewicza i doktora Jerzego Kickiego pt.: Informatyka w górnictwie i nie tylko gdzie jesteśmy i dokąd idziemy [12]. Nie wiem niestety, na ile ta koncepcja (nieco przypominająca koncepcję SZP) zbliżyła się do fazy rozwiązań praktycznych i do fazy wdrożeniowej. Jeżeli kończąc tę publikację powyższym apelem naruszyłem (mam nadzieję) czyjś błogi spokój nie będę za to przepraszać. Żyję w przekonaniu, że nasze górnictwo (wciąż to powtarzam) zbudowane ogromnym wysiłkiem całego społeczeństwa zasługuje na większe zaangażowanie swojej odpowiedzialnej kadry. W okresie dryfowania górnictwa węgla kamiennego po ciężkim kryzysie likwidacyjnej restrukturyzacji zwiększony wysiłek zmierzający do usprawnienia narzędzi planowania jego proefektywnościowego funkcjonowania i rozwoju jest więcej niż konieczny!!! Literatura 1. Czylok A.: Symulacyjna analiza wariantów inwestycyjno-produkcyjnych kopalń węgla kamiennego. Praca doktorska promotor A. Lisowski. Prace GIG. Komunikat nr 662, Katowice Czylok A.: Szczególne przypadki analizy sieci i ich zastosowanie w górnictwie. Katowice GIG, 1980 [rozprawa habilitacyjna]. 3. Lisowski A.: Wojna trzydziestoletnia o usprawnienie systemu identyfikacji elementarnych zaszłości gospodarczych w kopalniach węgla kamiennego. Przegląd Górniczy nr 10, Lisowski A.: Podstawy ekonomicznej efektywności podziemnej eksploatacji złóż. Wydawnictwo GIG i PWN, Katowice Warszawa, Lisowski A.: Koncepcja systemu symulacyjnego, zintegrowanego planowania inwestycyjno-produkcyjnej działalności kopalń System SZP. Przegląd Górniczy nr 3, Lisowski A.: Rozszerzona ocena ekonomicznej efektywności przedsiębiorstw metoda bilansu dochodów publicznych (BDP). Przegląd Górniczy nr 12, Lisowski A.: Szansa na nowoczesność monitoringu i stymulacji ekonomicznej efektywności wnętrza podziemnych kopalń System SRK. Przegląd Górniczy nr. Dokumentacja systemu SRK. Podręcznik użytkownika (2003). Praca zbiorowa pod redakcją A. Lisowskiego. Niepublikowana. Dostępna w trybie licencji lub umowy wdrożeniowej zawartej z GIG. Także: System SRK syntetyczna informacja wdrożeniowa. GIG, październik Lisowski A.: Szanse wdrożenia w górnictwie węgla kamiennego trój-układowego monitoringu i analityki wnętrza podziemnych kopalń. Szkoła Ekonomiki i Zarządzania w Górnictwie Przegląd Górniczy nr Lisowski A.: Podstawowe błędy w rynkowej transformacji polskiego górnictwa węgla kamiennego i szanse pomyślnego zakończenia tego procesu. Przegląd Górniczy nr 2, Lisowski A.: Wspomnienia osobiste z epoki wielkich przemian. Tom II. W górnictwie czas sukcesów i klęsk. Wydawnictwo PARA, Katowice Madejski A.: Wpływ struktury kopalń węgla kamiennego i ich poziomu technicznego na koszty produkcji i wielkość majątku trwałego. Praca doktorska. Promotor A. Lisowski. Komunikat nr 717, GIG, Katowice Tadeusiewicz R., Kicki J.: Informatyka w górnictwie i nie tylko gdzie jesteśmy i dokąd idziemy. Gospodarka Surowcami. Zeszyt specjalny nr 4, 2007.

7 Nr 5 PRZEGLĄD GÓRNICZY 7 UKD : : 622.4: Komputerowa symulacja wpływu likwidacji chodników przyścianowych na rozkład metanu w rejonie ściany i zrobów Computer simulation of roadway liquidation impact on the methane distribution in the area of longwall and gobs Prof. dr hab. inż. Wacław Dziurzyński* ) Mgr inż. Jakub Janus* ) Dr Teresa Pałka* ) Treść: Wykazano, że sposób likwidacji chodników przyścianowych ma wpływ na zmianę parametrów przepływu powietrza i metanu w rejonie ściany. Modelowanie procesu migracji mieszaniny powietrza i metanu pozwala na wykonanie symulacji numerycznych celem określenia rozkładu stężenia metanu w zrobach oraz, co istotne, jego migracji do sąsiadujących zrobów przed i po wykonaniu prac likwidacji chodników przyścianowych. W tym celu przeprowadzono wielowariantowe symulacje numeryczne z wykorzystaniem specjalistycznego programu VentZroby na modelu numerycznym wybranego rejonu eksploatacji systemem ścianowym w kopalni polskiej. Podczas symulacji uwzględniono sposób likwidacji chodników przyścianowych, jak i zmianę kierunku przewietrzania rozważanego rejonu ściany i zrobów. Analiza porównawcza wykazała istotny wpływ sposobu likwidacji chodnika przyścianowego na rozkład stężenia metanu w zrobach oraz migracji metanu do zrobów sąsiadujących zlikwidowanych ścian. Uzyskano również zauważalną różnicę wartości stężeń metanu w chodnikach wzdłuż calizny węglowej, w których prowadzona jest eksploatacja. W podsumowaniu stwierdzono, że mimo odsunięcia się strefy podwyższonych stężeń metanu od frontu ściany, zaleca się prowadzić rabowanie obudowy lub podsadzanie chodników przyścianowych. Abstract: It was shown that the method of roadway liquidation causes change in the parameters of methane and air flow in the longwall area. Modeling of the process of air-methane mixture migration allows to perform numerical simulations to determine the methane concentration distribution in gobs and its migration to the adjacent gobs before and after work on the liquidation of roadways. To do this, multivariant numerical simulations with the use of the advanced software VentZroby were performed. Numerical models of selected exploitation areas with longwall system in a Polish coalmine were analyzed. During the simulation the method of roadway liquidation as well as the change of ventilation direction of the considered area of longwall and gobs were taken into account. Comparative analysis showed that the method of roadway liquidation affects greatly the methane concentration distribution in gobs and methane migration to the adjacent gobs of the abandoned walls. A significant value difference of methane concentration in roadways along the body of coal where the exploitation takes place was discovered. The summary shows that despite the retraction of the methane increased concentration zone from the wall face, it is recommended to withdrawing or backfilling. Słowa kluczowe: wentylacja kopalń, sieci wentylacyjne, migracja w zrobach, metoda objętości skończonej, stężenie metanu Key words: mine ventilation, ventilation grids, migration in gobs, finite-volume method, methane concentration 1. Wprowadzenie Eksploatacja węgla w kopalni podziemnej stwarza wiele niebezpiecznych zdarzeń, spośród których dominuje zagrożenie metanowe. Z uwagi na wyczerpywanie się zasobów węgla na wyższych poziomach, kopalnie zmuszone są schodzić z eksploatacją na niższe poziomy, gdzie zagrożenia są coraz większe [1, 2, 9]. W obrębie wyeksploatowanego pokładu systemem ścianowym powstaje obszar zawału, w której gromadzi * ) Instytut Mechaniki Górotworu PAN się metan. Metan ten wydziela się z pokładów węgla nadi podległych, dopływając przez powstałe w górotworze szczeliny i spękania. Zgromadzony w zrobach metan, w zależności od warunków przewietrzania (kierunek i ilość powietrza) oraz sposobu likwidacji chodników, miesza się z przepływającym w zrobach powietrzem, powodując zauważalne zmiany rozkładu stężenia metanu, w tym, co istotne, w obszarze blisko frontu ściany. W praktyce prowadzone są prace likwidacji wyrobiska za frontem ściany, np. poprzez wypełnienie jego objętości podsadzką lub środkami chemicznymi. Skutkiem takich działań jest znaczne zwiększenie oporu aerodynamicz-

8 8 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2013 nego likwidowanego chodnika za ścianą. Zdarzają się również przypadki nierabowania obudowy chodnika za postępującym frontem ściany ze sporadycznym wypełnianiem pozostawionej objętości pozostawionego chodnika. Wymienione przykłady mają znaczący wpływ na rozkład stężeń metanu w zrobach. W celu poprawy bezpieczeństwa prowadzenia prac górniczych na coraz to niższych poziomach, prowadzone są prace badawcze wykorzystujące modelowanie komputerowe metodami Numerycznej Mechaniki Płynów (CFD). Wykorzystanie specjalistycznego programu VentZroby, opartego na modelu matematycznym przepływu mieszaniny powietrza i gazów dla obszaru zrobów i wyrobiska przyściennego z uwzględnieniem dopływu metanu i ogniska pożaru jako źródła ciepła i gazów pożarowych [2, 6, 7] pozwala na przeprowadzenie prognostycznych obliczeń prowadzących do wyznaczenia rozkładu stężenia metanu i jego migracji w zrobach. Przyjęto, że przeprowadzone zostaną prognostyczne obliczenia symulacyjne rozkładu stężenia metanu oraz jego migracji w zrobach dla dwu sposobów likwidacji chodników przyścianowych za frontem ściany. Wykonane symulacje na opracowanych modelach numerycznych rzeczywistych rejonów eksploatacji, pokazują wpływ systemu przewietrzania wyrobiska ścianowego na rozkład stężenia metanu w zrobach oraz w chodnikach przyścianowych w zależności od: kierunku eksploatacji, tj. wybierania kolejnych ścian oraz usytuowania ściany względem wlotu powietrza do rejonu (eksploatacja podpoziomowa), uszczelniania i wypełniania chodnika za frontem ściany w przypadku rabowania obudowy chodnika lub w przypadku nierabowania obudowy chodnika za frontem ściany. Do przeprowadzenia badań został wybrany rejon ścian B-4, B-5 i B-6 kopalni B, przy czym wykonano obliczenia porównawcze, dla zmienionego kierunku przewietrzania rejonu, przy czym ilość powietrza doprowadzana do ściany w rozważanych przypadkach jest taka sama. Również dopływ metanu do zrobów rozważanych ścian jest identyczny: do zrobów ściany B-4 dopływa 4,1 CH 4 m 3 /min, do zrobów ściany B-5 dopływa 4,4 CH 4 m 3 /min oraz do zrobów ściany B-6 dopływa 16,2 CH 4 m 3 /min. Pominięto dopływ metanu z calizny ściany B-6. Przykład ten pokaże wpływ kolejności wybierania ścian w warunkach eksploatacji podpoziomowej na rozkłady stężenia metanu w zrobach eksploatowanej ściany B-6 oraz w dwu ścianach zlikwidowanych B-4 i B-5, które przylegają do zrobów ściany B-6. Dla rozważanych przykładów opracowano odpowiednie do rzeczywistych warunków geologiczno-górniczych modele obszaru zrobów (długość ściany, wybieg ściany, grubość pokładu), uwzględniono rozkłady przepuszczalności obszaru zrobów [1], koty niwelacyjne oraz dopływy metanu do obszaru zrobów. Przyjęte dane dla wyznaczenia parametrów modeli numerycznych wynikają z warunków geologiczno-górniczych oraz obszaru eksploatowanych ścian [2]. 2. Opis modelu numerycznego rejonu ściany B-6 kopalni B Rozpatrywanym przykładem jest rejon ściany B-6 kopalni B składający się z eksploatowanej ściany B-6 i jej zrobów oraz sąsiadującymi zrobami zlikwidowanych ścian B-4 i B-5. Między poszczególnymi zrobami zostawiano płot węglowy oddzielający chodnik podścianowy następnej ściany. W modelu przyjęto następujące oznaczenia zrobów: zroby nr 1, ściany B-6 (dolny obszar zrobów, rys. 1), przylegające od góry poprzez płot węglowy do zrobów zlikwidowanej ściany B-5, Rys. 1. Schemat przestrzenny rejonu ściany B-6 kopalni B z systemem przewietrzania U od granicy z prądem schodzącym Fig. 1. Spatial schema of B-6 longwall area in B mine with U ventilation system from the border of falling current

9 Nr 5 PRZEGLĄD GÓRNICZY 9 zroby nr 2, zlikwidowanej ściany B-5 (środkowy obszar zrobów, rys. 1) przylegający od dołu poprzez płot węglowy do zrobów ściany B-6, od góry poprzez płot węglowy do zrobów zlikwidowanej ściany B-4, zroby nr 3, zlikwidowanej ściany B-4 (górny obszar zrobów, rys. 2) przylegające od dołu poprzez płot węglowy do zrobów zlikwidowanej ściany B-5. Celem pokazania wpływu zmiany kierunku przewietrzania wyrobisk usytuowanych podpoziomowo na rozkład stężenia metanu rozważono: Wariant I i II model rejonu ścian z systemem przewietrzania na U, gdzie świeże powietrze jest dostarczane do rejonu z szybu wlotowego I prądem schodzącym do ściany B-6, zużyte powietrze jest odprowadzane chodnikiem B-6 i kierowane jest do szybu wentylacyjnego V (rys. 1), Wariant III i IV model rejonu ściany z systemem przewietrzania na U, gdzie świeże powietrze jest dostarczane do rejonu z szybu wlotowego II i prądem wznoszącym doprowadzone jest chodnikiem podścianowym B-6 do ściany B-6 i jej zrobów (zroby nr 1), zużyte powietrze jest odprowadzane ze ściany chodnikiem B-5 i ze zrobów ścian B-5 i B-4 chodnikami B-4 i B-3 poczym jest kierowane do szybu wentylacyjnego V (rys. 2). 3. Wyniki symulacji komputerowych W programie komputerowym VentZroby dokonano modyfikacji procedury programu wyznaczania przepuszczalności zrobów na jego brzegu co odpowiada zmianie oporu aerodynamicznego chodnika przylegającego do danego brzegu zrobów [3]. Przykładowo dla systemu przewietrzania na U poprzez brzegi rozumie się poszczególne wyrobiska przylegające do obszaru zrobów i począwszy od ściany stanowiącej brzeg 1 idąc zgodnie z ruchem wskazówek zegara (rys. 3), mamy kolejne chodniki otaczające zroby: brzeg 2 to część chodnika podścianowego za frontem ściany, brzeg 3 w miejscu rozcinki ściany, brzeg 4 to część chodnika nadścianowego za frontem ściany. Celem zmian w programie komputerowym było uzyskanie możliwości zamodelowania sytuacji odpowiadającej likwidacji chodników przyścianowych poprzez rabowanie obudowy i uszczelnianiem chodników lub nie rabowania obudowy. Uzyskane wyniki obliczeń zostały przedstawione w postaci graficznej: kształtowania się izolinii stężeń metanu w zrobach, pola wektorów prędkości przepływu mieszaniny powietrza i metanu w zrobach, celem pokazania kierunku migracji mieszaniny w zależności od warunków przewietrzania rejonu. Obliczenia dla przedstawionych modeli w rozdziale 2 zostały wykonane dla przyjętych modyfikacji oporu aerodynamicznego chodników przylegających do poszczególnych brzegów oraz zmiany kierunku przewietrzania Rejon ściany B-6 kopalni B przewietrzany prądem schodzącym Dla modelu numerycznego reprezentującego ścianę B-6 i zlikwidowane ściany B-4 i B-5 przewietrzanej prądem schodzącym przeprowadzono dwa warianty obliczeń: Wariant I Rejon ściany B-6 z systemem przewietrzania na U, przewietrzanej prądem schodzącym, duży opór aerodynamiczny chodników przyścianowych za frontem ściany na brzegu 2 oraz brzegu 4 zrobów ściany B-6, B-5 i B-4, co odpowiada sytuacji likwidacji obudowy w chodnikach przyścianowych za frontem ściany B-6, B-5 i B-4. Analiza uzyskanych wyników rozkładu stężeń metanu w zrobach nr 1 (rys. 4), wykazuje stężenie metanu o wartości 0,48 %CH 4 już na wlocie do ściany. Metan ten dopływa ze zrobów ścian zlikwidowanych B-5 i B-4.. Na skutek wypływu metanu ze zrobów do ściany B-6 stężenie metanu wzrasta i na wylocie ze ściany stężenie ma wartość 1,7 % CH 4. Od frontu ściany w odległości 50 m, wzdłuż chodnika podścianowego B-5 stężenie metanu osiąga wartość 5 % CH 4 po czym wraz z wybiegiem ściany na odcinku kolejnych 50 m osiąga maksymalną wartość 95 % CH 4. Tak szybki wzrost stężenia metanu spowodowany jest migracją metanu z sąsiadujących zrobów zlikwidowanej ściany B-5 (rys. 4). W przeciwległym chodniku wzdłuż chodnika nadścianowego B-6 stężenie na początku zrobów osiąga wartość 22 % CH 4, wraz z wybiegiem ściany stężenie metanu wzrasta do maksymalnej wartości 100 % CH 4 już w odległości 70 m za frontem ściany. W zrobach nr 2, zlikwidowanej ściany B-5, wzdłuż chodnika sąsiadującego ze zrobami zlikwidowanej ściany B-4 w odległości 50 m od zakończenia biegu ściany stężenie metanu utrzymuje się na poziomie 5 % CH 4 (rys. 4). Następnie wzrasta do wartości 25 % CH 4 w odległości 350 m od zakończenia biegu ściany, po czym następuje szybki wzrost do wartości 95 % CH 4 na następnych 300 m. W przeciwległym chodniku przyścianowym sąsiadującym ze zrobami ściany B-6 w odległości 300 m od zakończenia biegu ściany stężenie metanu utrzymuje się na poziomie 5 % CH 4, po czym szybko wzrasta do wartości 100 % CH 4 na następnych 150 m. Tak gwałtowny wzrost spowodowany jest dobrymi warunkami dla migracji metanu w stronę zrobów ściany B-6 (rys. 5), który wynika z przyjętego kierunku przepływu powietrza. W zrobach nr 3, zlikwidowanej ściany B-4 wzdłuż chodnika B-3 w odległości 170 m od zakończenia biegu ściany stężenie metanu utrzymuje się na poziomie 5 % CH 4 (rys. 4). Następnie w odległości 400 m od zakończenia biegu ściany stężenie metanu wzrasta do wartości 25 % CH 4 po czym następuje szybki wzrost do wartości 100 % CH 4 na następnych 200 m. W przeciwległym chodniku przyścianowym B-4 sąsiadującym ze zrobami zlikwidowanej ściany B-5 w odległości 150 m od zakończenia biegu ściany stężenie utrzymuje się na poziomie 5 % CH 4, po czym stopniowo wzrasta do wartości 100 % CH 4 w odległości 750 m od zakończenia biegu ściany. Wariant II Rejon ściany B-6 z systemem przewietrzania na U, przewietrzany prądem schodzącym, mały opór aerodynamiczny chodników przyścianowych za frontem ściany na brzegu 2 oraz brzegu 4 zrobów ściany B-6 zmniejszony 100 razy w stosunku do modelu z dużym oporem, co odpowiada sytuacji nie rabowania obudowy w chodnikach przyścianowych i nie wypełniania chodników za frontem ściany B-6 Analiza uzyskanych wyników stężeń rozkładu metanu w zrobach nr 1 wykazuje, że stężenie metanu na wlocie do ściany B-6 jest niskie. Na skutek wypływu metanu ze zrobów stężenie metanu wzrasta i na wylocie ze ściany wzdłuż calizny węglowej stężenie ma wartości 0,12 % CH 4 (rys. 6). Wraz z wybiegiem ściany w chodniku nadścianowym B-6 stężenie metanu wolno wzrasta, aż do wartości 76 % CH 4 na końcu obszaru zrobów. W przeciwległym chodniku wzdłuż chodnika podścianowego B-5 w odległości 100 m od frontu ściany stężenie osiąga wartość 5 % CH 4, wraz z wybiegiem ściany stężenie metanu wzrasta do wartości 40 % CH 4 na końcu obszaru zrobowego. Zaobserwowano znaczne zmiany rozkładu stężenia metanu w zrobach nr 1 w porównaniu do wariantu I (obudowa rabowana), wywołanych zmniejszeniem oporu aerodynamicznego na brzegach 2 oraz 4 co spowodowało, że więcej powietrza zostaje dostarczone do obszaru zrobów (rys. 6).

10 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2013 Rys. 2. Schemat przestrzenny rejonu ściany B-6 kopalni B z systemem przewietrzania U od granicy z prądem wznoszącym Fig. 2. Spatial schema of B-6 longwall area in B mine with U ventilation system from the border of rising current Rys. 3. Schemat przestrzenny systemu przewietrzania U od granic pola eksploatacyjnego Fig. 3. Spatial schema of U ventilation system from the border of exploitation area

11 Nr 5 PRZEGLĄD GÓRNICZY 11 Rys. 4. Izolinie stężeń metanu w zrobach rejonu ściany B-6 przewietrzanej prądem schodzącym, wariant I Fig. 4. Insulation of methane concentrations in gobs of B-6 longwall area ventilated with falling current, option I Rys. 5. Wektory prędkości przepływu w zrobach rejonu ściany B-6 przewietrzanej prądem schodzącym, wariant I Fig. 5. Velocity vectors of flow in gobs of the B-6 longwall area ventilated with falling current, option I

12 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2013 W zrobach nr 2, zlikwidowanej ściany B-5 wzdłuż chodnika przyścianowego B-4 sąsiadującego ze zrobami zlikwidowanej ściany B-3 w odległości 50 m od zakończenia biegu ściany stężenie metanu utrzymuje się na poziomie 5 % CH 4 (rys. 6). Następnie wzrasta do wartości 25 % CH 4 w odległości 350 m od zakończenia biegu ściany po czym następuje szybki wzrost do wartości 100 % CH 4 na następnych 300 m. W przeciwległym chodniku przyścianowym B-5 sąsiadującym ze zrobami ściany B-6 w odległości 300 m od zakończenia biegu ściany stężenie metanu utrzymuje się na poziomie 5 % CH 4 po czym szybko wzrasta na następnych 150 m do wartości 100 % CH 4. W odległości 950 m od zakończenia biegu ściany zaobserwowano spadek stężenia metanu do wartości 43 % CH 4, co spowodowane jest migracją metanu w kierunku końca obszaru zrobowego nr 1. Zaobserwowano niewielkie zmiany rozkładu stężenia metanu w zrobach nr 2 w porównaniu z wariantem o dużych oporach aerodynamicznych (obudowa rabowana) w chodnikach przyścianowych zrobów nr 1 (wariant I). W zrobach nr 3, zlikwidowanej ściany B-4 wzdłuż chodnika przyścianowego B-3 w odległości 170 m od zakończenia biegu ściany stężenie metanu utrzymuje się na poziomie 5 % CH 4 (rys. 6). Następnie wzrasta do wartości 25 % CH 4 w odległości 320 m od zakończenia biegu ściany po czym następuje szybki wzrost do maksymalnej wartości 100 % CH 4 na następnych 150 m. W przeciwległym chodniku przyścianowym B 4 sąsiadującym ze zrobami zlikwidowanej ściany B-5 stężenie utrzymuje się na poziomie 5 % CH 4 w odległości 150 m od zakończenia biegu ściany po czym stopniowo wzrasta do maksymalnej wartości 100 % CH 4 w odległości 750 m od zakończenia biegu ściany. Nie zaobserwowano zmian rozkładu stężenia metanu w zrobach nr 3 w porównaniu z wariantem o dużych oporach aerodynamicznych w chodnikach przyścianowych zrobów nr 1 (wariant I) Rejon ściany B-6 kopalni B przewietrzany prądem wznoszącym Dla modelu numerycznego reprezentującego ścianę B-6 i zlikwidowane ściany B-4 i B-5 przeprowadzono kolejne dwa warianty obliczeń: Wariant III Rejon ściany B-6 z systemem przewietrzania na U, przewietrzanej prądem wznoszącym, duży opór aerodynamiczny chodników przyścianowych za frontem ściany na brzegu 2 oraz brzegu 4 zrobów ściany B-6, B-5 i B-4, co odpowiada sytuacji rabowania obudowy w chodnikach przyścianowych i doszczelnienia chodnika na całej długości za frontem ściany B-6, B-5 i B-4. Na skutek wypływu metanu ze zrobów do ściany B-6, stężenie metanu wzrasta na końcu ściany do wartości 0,15 % CH 4. Za frontem ściany w odległości 100 m w chodniku podścianowym B-6 stężenie osiąga wartość 5 % CH 4, po czym wraz wybiegiem ściany wzrasta do maksymalnej wartości 100 % CH 4 na końcu obszaru zrobowego. W przeciwległym chodniku wzdłuż chodnika nadścianowego B-5 stężenie osiąga wartość 5 % CH 4 przy froncie ściany, a wraz z wybiegiem ściany stężenie metanu wzrasta do maksymalnej wartości 100 % CH 4 w odległości 450 m od frontu ściany. Zmiana kierunku przewietrzania na prąd wznoszący spowodowała migrację metanu do sąsiadujących zrobów nr 2 i nr 3 (rys. 7). Stężenie metanu w chodniku B-5 i B-4 wzdłuż zrobów osiąga mniejsze wartości, podobnie stężenie metanu w zrobach wraz z wybiegiem ściany wzrasta wolniej do wartości maksymalnej niż w wariancie I (rys. 4). W zrobach nr 2, zlikwidowanej ściany B-5 wzdłuż chodnika przyścianowego B-4 sąsiadującego ze zrobami zlikwidowanej ściany B-4 stężenie metanu za frontem zakończenia biegu ściany osiąga wartość 40 % CH 4 (rys. 8). Następnie wzrasta do maksymalnej wartości 100 % CH 4 w odległości 600 m od zakończenia biegu ściany. W przeciwległym chodniku przyścianowym B-5 sąsiadującym ze zrobami ściany B-6 stężenie metanu utrzymuje się na poziomie 5 % CH 4 w odległości 300 m od zakończenia biegu ściany po czym wzrasta do maksymalnej wartości 100 % CH 4 na następnych 400 m. Zaobserwowano znaczne przesunięcie izolinii stężenia metanu (rys. 8) w kierunku zakończenia biegu ściany w porównaniu z modelem przewietrzanym prądem schodzącym (wariant I). W zrobach nr 3, zlikwidowanej ściany B-4 wzdłuż chodnika B-4 sąsiadującego ze zrobami zlikwidowanej ściany B-5 stężenie metanu zawiera się od wartości 38 % CH 4, po czym w odległości 600 m od zakończenia biegu ściany wzrasta do maksymalnej wartości 100 % CH 4. W przeciwległym chodniku B-3 stężenie metanu za frontem zakończenia biegu ściany osiąga wartość 92 % CH 4. W związku ze zmianą kierunku przewietrzania obserwowane zmiany rozkładu stężenia metanu w zrobach nr 3 w porównaniu do wariantu II są znaczące. Za frontem zakończenia biegu ściany stężenie metanu osiąga o wiele wyższe stężenie (od 38 do 92 % CH 4 ). Sytuacja ta spowodowana jest migracją metanu ze zrobów nr 1, 2 i kierowania metanu do dwóch chodników nadścianowych (rys. 9) B-4, B-3. Wariant IV Rejon ściany B-6 z systemem przewietrzania U od granicy przewietrzanej prądem wznoszącym, mały opór aerodynamiczny (na brzegu 2 i brzegu 4) chodników przyścianowych za frontem ściany na brzegu 2 oraz brzegu 4 zrobów ściany B-6, B-5 i B-4, co odpowiada sytuacji nie rabowania obudowy w chodnikach przyścianowych i nie wypełniania chodników za frontem ściany B-6, B-5 i B-4. Analiza uzyskanych wyników stężeń rozkładu metanu w zrobach ściany B-6, (rys.10), wykazuje, że na wylocie ze ściany stężenie metanu ma wartości 0,22 % CH 4. Wraz z wybiegiem ściany dopiero w odległości 300 m za frontem ściany w chodniku podścianowym B-6 stężenie metanu osiąga wartość 5 % CH 4, po czym następuje dalszy wzrost do wartości 19 % CH 4 na końcu obszaru zrobów. W przeciwległym chodniku wzdłuż chodnika B-5 stężenie osiąga wartość 5 % CH 4 już po pierwszych 5 m od frontu ściany. Wraz z wybiegiem ściany stężenie metanu wzrasta do wartości 65 % CH 4 na końcu obszaru zrobowego. Poprzez zmniejszenie oporu aerodynamicznego na brzegach 2 i 4 większa ilość świeżego powietrza jest dostarczana do zrobów przez co obserwowane stężenia są niższe. Metan w większych ilościach kierowany jest do zrobów nr 2 i nr 3 (rys.11). Maksymalne stężenie wynosi 61 % CH 4 ; w wariancie o dużych oporach (wariant III) stężenie metanu osiągnęło wartość 100 % CH 4. W zrobach nr 2, zlikwidowanej ściany B-5 wzdłuż chodnika przyścianowego B-4 sąsiadującego ze zrobami zlikwidowanej ściany B-4 stężenie metanu za frontem zakończenia biegu ściany osiąga wartość 43 % CH 4 (rys.10). Następnie wraz z wybiegiem ściany wzrasta do wartości 87 % CH 4 na końcu obszaru zrobowego. W przeciwległym chodniku przyścianowym B-5 sąsiadującym ze zrobami ściany B-6 stężenie metanu utrzymuje się na poziomie 5 % CH 4 w odległości 300 m od zakończenia biegu ściany, po czym wzrasta do wartości 78 % CH 4 na końcu obszaru zrobów. Zaobserwowano znaczne przesunięcie izolinii stężenia metanu w kierunki końca obszaru zrobów w porównaniu z modelem o dużych oporach (wariant III). W zrobach nr 3, zlikwidowanej ściany B-4 wzdłuż chodnika przyścianowego B-4 sąsiadującego ze zrobami zlikwidowanej ściany stężenie metanu zawiera się od wartości 35 % CH 4, po czym wzrasta do wartości 93

13 Nr 5 PRZEGLĄD GÓRNICZY 13 Rys. 6. Izolinie stężeń metanu w zrobach rejonu ściany B-6 przewietrzanej prądem schodzącym, wariant II Fig. 6. Insulation of methane concentrations in gobs of B-6 longwall area ventilated with falling current, option II Rys. 7. Wektory prędkości przepływu w zrobach rejonu ściany B-6 przewietrzanej prądem schodzącym, wariant II Fig. 7. Velocity vectors of flow in gobs of the B-6 longwall area ventilated with falling current, option II

14 14 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2013 Rys. 8. Izolinie stężeń metanu w zrobach rejonu ściany B-6 przewietrzanej prądem wznoszącym, wariant III Fig. 8. Insulation of methane concentrations in gobs of B-6 longwall area ventilated with rising current, option III Rys. 9. Wektory prędkości przepływu zrobach rejonu ściany B-6 z prądem wznoszącym, wariant III Fig. 9. Velocity vectors of flow in gobs of the B-6 longwall area ventilated with rising current, option III

15 Nr 5 PRZEGLĄD GÓRNICZY 15 Rys. 10. Izolinie stężeń metanu w zrobach rejonu ściany B-6 przewietrzanej prądem wznoszącym, wariant IV Fig. 10. Insulation of methane concentrations in gobs of B-6 longwall area ventilated with rising current, option IV Rys. 11. Wektory prędkości przepływu w zrobach rejonu ściany B-6 przewietrzanej prądem wznoszącym, wariant IV Fig. 11. Velocity vectors of flow in gobs of the B-6 longwall area ventilated with rising current, option IV

16 16 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2013 %CH 4 na końcu obszaru zrobowego. W przeciwległym chodniku przyścianowym B-3 stężenie metanu za frontem zakończenia biegu ściany osiąga wartość 65 % CH 4, po czym następuje wzrost stężenia wraz z wybiegiem ściany do wartości 94 % CH 4. Zaobserwowano znaczne przesunięcie izolinii stężenia metanu w kierunki końca obszaru zrobowego w porównaniu z modelem o dużych oporach (wariant III). 4. Podsumowanie Celem wykonanych badań było między innymi przedstawienie znacznych możliwości komputerowej symulacji procesu przewietrzania w zrobach i wyrobiskach przyścianowych jako metody oceny i analizy poziomu zagrożenia gazowego w rejonie ściany i zrobów. Dodatkowe wartości poznawcze i aplikacyjne wnosi analiza wektora prędkości przepływu powietrza w zrobach i rozkładów metanu w rozpatrywanych przypadkach, które trudno rozpoznać np. poprzez pomiary wentylacyjne. Badania wykonano na rzeczywistym modelu numerycznym odpowiadającym rejonowi eksploatacji systemem ścianowym kopalni polskiej przewietrzanej prądem schodzącym, a w drugim przypadku prądem wznoszącym. Ponadto przykłady obrazują dwa stany w rozpływie powietrza i metanu w rozważanym rejonie. Pierwszy stan w rozpływie wynika z powodu rabowana obudowy, a drugi kiedy obudowa jest pozostawiona. Prowadzenie prac likwidacji obudowy chodników przyścianowych skutkuje zwiększeniem oporu likwidowanego chodnika za ścianą i powoduje zmianę warunków dopływu powietrza do zrobów, a także warunki migracji mieszaniny powietrza i metanu do sąsiadujących zrobów. Symulacje numeryczne wykazały, że dla przypadków nie rabowania obudowy z równoczesnym nie podsadzaniem chodników przyścianowych za frontem ściany do zrobów wpływa większy strumień powietrza, co przesuwa wyższe stężenia metanu od frontu ściany. Powyższa uwaga nie oznacza, że nie rabowanie obudowy chodnika za frontem ściany stanowi sposób obniżający zagrożenie metanowe, gdyż za rabowaniem obudowy przemawiają inne czynniki mające wpływ na bezpieczeństwo, jak np. powstała pustka, gdzie gromadzi się metan. Uzyskane wyniki pokazują, że proces likwidacji chodników przyścianowych, który odbywa się w czasie i w przestrzeni zrobów wywołuje niebezpieczne przejściowe zmiany w rozkładzie stężenia metanu, szczególnie na wylocie powietrza ze ściany i zrobów do chodnika odprowadzającego powietrze z rejonu. Ponadto należy zauważyć, że stan przewietrzania wynikający z nie rabowania obudowy przyczynia się do wzrostu zagrożenia pożarowego. Dlatego w przypadkach występowania zagrożenia pożarowo- -metanowego, co ma miejsce w większości eksploatowanych ścian, bezwzględnie powinno się rabować obudowę i prowadzić doszczelnianie zrobów. Interesujące wyniki poznawcze pokazuje wykonany bilans metanu dla układu trzech ścian w zależności od kolejności wybierania ścian B-4, B-5 i B-6 oraz kierunku przewietrzania. Z bilansu metanowego wynika, że w przypadku prowadzenia powietrza na upad i wybierania kolejnych ścian metanowych niżej zalegających, do ściany eksploatowanej dopływa cały metan wydzielany ze ścian zlikwidowanych. W rozpatrywanym przypadku dodatkowa ilość metanu dopływająca do zrobów i ściany B-6 wynosi 8,5 CH 4 m 3 /min, przy czym w rejonie tylko ściany B-6 wydziela się 16,2 CH 4 m 3 /min. Sytuacja taka w praktyce nie powinna być tolerowana, gdyż stwarza zwiększone zagrożenie metanowe. Uzyskane wyniki analizy rozkładu stężeń metanu w zrobach ściany B-6 oraz zrobach zlikwidowanych ścian B-5 i B-6 wskazują, że dla systemu przewietrzania ściany prądem wznoszącym rozkład stężenia metanu jest bardziej korzystny ze względu na poziom zagrożenia metanowego w stosunku do rozkładów stężenia metanu dla przewietrzania ściany prądem schodzącym. Artykuł opracowano na podstawie badań w ramach tematyki etapu 3, zadania badawczego nr 2 strategicznego projektu badawczego NCBiR, pt. Poprawa bezpieczeństwa pracy w kopalniach, obejmującej zagadnienia wpływu struktury sieci wentylacyjnej na zagrożenie metanowe w rejonie projektowanych ścian. Literatura 1. Dziurzyński W.: Prognozowanie procesu przewietrzania kopalni głębinowej w warunkach pożaru podziemnego, Studia, Rozprawy, Monografie Nr.56, rok PL ISSN , Instytut Gospodarki Surowcami Mineralnymi i Energią PAN Kraków, Dziurzyński W.: Symulacja numeryczna procesu przewietrzania sieci wentylacyjnej kopalni, Studies, IMG PAN. Thesis, monographs 2, Kraków Dziurzyński W,, Krach A, Pałka T., Wasilewski St.: Walidacja programu VentZroby z wykorzystaniem wyników eksperymentu in situ i z zastosowaniem nowych algorytmów przygotowania danych wejściowych. Prace IMG PAN, tom 10, nr Dziurzyński W., Pałka T.: Rozpływ powietrza, metanu i gazów pożarowych w rejonie ściany F-22 pokład 405/1 w KWK Borynia przed wybuchem metanu, Proceedings of the 5th School of Mine Ventilation, s.19-32, Wrocław, October Dziurzyński W., Wasilewski St.: "Modelowanie numeryczne obszaru zrobów ściany wydobywczej w aspekcie pomiarów in situ, XXXVI Dni Techniki ROP 2010, XXVII Seminarium Pożary Podziemne Teoria i Praktyka, s , Dziurzyński W., Wasilewski S., Krach A., Pałka T.: Prognoza stanu atmosfery w rejonie ściany i jej zrobach na podstawie danych z systemu monitoringu kopalni, Przegląd Górniczy nr 7-8 s , Dziurzyński W., Wasilewski S.: Badania modelowe i eksperymentalne w zrobach ściany w warunkach dopływu metanu w, Prace Naukowe GIG Górnictwo i Środowisko vol. 1/1 s.46-63, Szlązak N.: Ocena zagrożenia pożarowego w zrobach ścian zawałowych na podstawie intensywności ich przewietrzenia. (The assessment of fire hazards in caving longwall goaf based on the intensiveness of their ventilation) Archives of Mining Sciences. Vol. 35, Issue 3.pp , Szlązak J.: Metody obliczania rozpływu powietrza i rozkładu stężenia metanu w zrobach ścian zawałowych. Przykłady wykorzystania. Wydawnictwo Politechniki Śląskiej Gliwice, 2010.

17 Nr 5 PRZEGLĄD GÓRNICZY 17 UKD : : 622.1: Wzmacnianie obudowy wyrobisk korytarzowych w warunkach wysokich naprężeń Reinforcement of dog heading supports in high stress level conditions Prof. dr hab. inż. Tadeusz Majcherczyk* ) dr inż. Zbigniew Niedbalski* ) mgr inż. Artur Ulaszek* ) Treść: W artykule dokonano analizy obciążenia obudowy zastosowanej w wyrobisku przyścianowym na głębokości 800 m. Pomiary konwergencji wykazały, że obudowa ŁP9/V29 wzmocniona kotwami strunowymi dobrze zabezpiecza wyrobisko do czasu wpływów eksploatacji. Po przejściu ściany, mimo zmniejszenia przekroju poprzecznego wyrobiska, była możliwość wykorzystania go dla kolejnej ściany. W celu sprawdzenia takiej samej konstrukcji przy tych samych parametrach geotechnicznych, ale na głębokości 1300 m, przeprowadzono obliczenia MES. Ich wyniki wykazały, że w konstrukcji obudowy naprężenia są zbliżone do granicy plastyczności stali. Wskazuje to na konieczność poszukiwania nowych konstrukcji, których przykłady zostały przedstawione. Abstract: This article presents an analysis of the load on support applied in the working at the depth of 800 m. The convergence measurements show that the ŁP9/V29 support reinforced with string roof bolts, secures the excavation till the exploitation impacts. After the wall course, despite the lower cross-section of the excavation, it was possible to use it in another wall. In order to check its construction with the same geotechnical parameters, at the depth of 1300 m, MES calculations were performed. The results proved that in the support construction those stresses are close to the boundary of steel plasticity. This indicates the necessity of seeking new constructions as the examples presented in this article. Słowa kluczowe: geomechanika, obudowa wyrobisk, obliczenia MES Key words: geomechanics, excavation support, MES calculations 1. Wprowadzenie Utrzymanie stateczności wyrobiska korytarzowego, czyli zapewnienie jego wymaganych wymiarów i kształtów przez cały okres jego użytkowania to podstawowe zadanie geomechaniki. Z punktu widzenia bezpieczeństwa pracy załogi oraz pełnienia przez te wyrobiska funkcji wentylacyjnych i transportowych, zagadnienie staje się bardziej skomplikowane w miarę zwiększania głębokości prowadzonych robót górniczych. W polskich kopalniach węgla kamiennego głębokość ta wynosi około 1300 m, co powoduje niewątpliwie zmiany stanu naprężenia w górotworze otaczającym wyrobisko, a czemu towarzyszy wzrost zagrożeń naturalnych [6, * ) AGH w Krakowie 7]. Prowadzenie eksploatacji na głębokościach większych od 1000 m wymaga jednocześnie wyrobisk korytarzowych o dużych przekrojach. Zmniejszenie przekroju użytkowego wpływa na warunki prowadzenia transportu, odstawy, i przewietrzania, a jednocześnie zmusza do wykonywania w takich wyrobiskach przebudowy lub pobierek spągu. Wszystko to powoduje coraz większe zainteresowanie nowymi rozwiązaniami w zakresie stateczności i funkcjonalności wyrobisk korytarzowych pod kątem przystosowywania obudowy podporowej łukowej do nowych warunków. W artykule przedstawiono wyniki pomiarów konwergencji uzyskanych w chodniku przyścianowym na głębokości około 800 m. Pozwoliły on na wykonanie analizy w zakresie doboru obudowy dla większych głębokości oraz doboru technologii wzmacniania obudowy stalowej łukowej.

18 18 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2013 Aktualnie najczęściej stosowanym sposobem wzmacniania obudowy wyrobisk korytarzowych jest połączenie obudowy podporowej z obudową kotwową. Do zalet tego systemu można zaliczyć możliwości utrzymywania wyrobiska przyścianowego dla sąsiedniej ściany, ograniczenie ilości zabudowanych wzmocnień na skrzyżowaniu ściana-chodnik, możliwości bezpiecznego wypinania łuków ociosowych. Połączenie odrzwi obudowy podporowej z obudową kotwową powoduje nie tylko uzyskanie efektu wzmocnienia górotworu i obniżenie obciążenia działającego na odrzwia obudowy, ale także czyni konstrukcję bardziej stabilną [8]. Zwiększenie głębokości robót górniczych stawia kolejne wyzwania w zakresie projektowania obudowy wyrobisk korytarzowych. 2. Miejsce badań i wyniki pomiarów Badania konwergencji wykonano w chodniku przyścianowym B-7 utrzymywanym za postępem ściany. Miąższość pokładu wynosiła od 1,41 do 1,81 m łącznie z przerostem łupku ilastego 0,17 m. Nachylenie pokładu dochodziło do 5 w kierunku północnym. Generalnie nad pokładem 403/3 zalegał łupek ilasty, a lokalnie w odległości 1,6 4,6 m występował piaskowiec wykształcony w postaci warstwy o grubości 1,6 10,9 m. Powyżej zalegały łupki ilaste. W spągu pokładu występowały łupki ilaste o grubości 1,25 m, a następnie łupki piaszczyste o grubości 2,0 2,2 m. Rejon analizowanego chodnika B-7 w pokładzie 403/3 poddawany był oddziaływaniu krawędzi eksploatacyjnych i zrobów w kilku pokładach nadległych, z których najbliższe to zroby pokładu 403/1 w odległości pionowej m. Powyższa sytuacja geologiczno-górnicza spowodowała, że obudowę na analizowanym odcinku wyrobiska, tj. od 94 m do 1092 m stanowiły odrzwia ŁP9/V29 wzmocnione podciągiem stalowym V25 przykotwionym do stropu za pomocą kotew strunowych o długości całkowitej 4,0 m. Rozstaw odrzwi wynosił 0,75 m [6]. Pomiary zmian wysokości i szerokości wyrobiska pokazują że do czasu braku ujawnienia się wpływu frontu eksploatacyjnego przemieszczenia pionowe i poziome utrzymywały się na stałym poziomie i wynosiły odpowiednio 100 i 37 mm. Sytuacja uległa zmianie, gdy bazy pomiarowe znalazły się za ścianą. Konwergencja pionowa osiągnęła wartość 840 mm 1240 mm, a jej głównym powodem było wypiętrzenie spągu. Zmiana szerokości chodnika wahała się od 400 mm do 630 mm. Wysokość chodnika B-7 po przejściu ściany zmniejszyła się od 1100 mm do 1260 mm (rys.1), a jego szerokość od 300 mm do 710 mm (rys.2). Z pomiarów wynika, że o wielkości konwergencji decydował rodzaj i własności skał w otoczeniu analizowanego odcinka wyrobiska oraz występujące warunki górnicze. Wpływy dodatkowych naprężeń związanych z prowadzeniem eksploatacji świadczą, że zachowanie się warstw stropowych nad chodnikiem można uznać za typowe. Zastosowany schemat obudowy spełnił swoje zadanie w analizowanych warunkach geologiczno-górniczych. 3. Analiza deformacji obudowy chodnika na podstawie obliczeń numerycznych Przyjmując warunki geologiczno-górnicze, występujące w miejscu badań konwergencji chodnika B-7, wykonano ocenę zachowania się jego obudowy na głębokości 800 m. Następnie przeprowadzono obliczenia dla zadanego schematu obudowy zakładając głębokość 1300 m. Analiza przeprowadzona została na podstawie wyników obliczeń numerycznych wykonanych w programie ABC Rama 3D i miała na celu określenie obciążenia poszczególnych elementów konstrukcji przy zwiększającej się głębokości eksploatacji. Analiza taka jest zasadna z uwagi na określenie przydatności aktualnie stosowanych konstrukcji obudowy do zwiększających się naprężeń i obciążeń. Program RAMA 3D posłużył do zamodelowania obciążenia i zmian konwergencji oraz naprężeń w obudowie ŁP9/V29/A. Zastosowano profil kształtownika V29 wg normy PNH :1994, oraz zadano obciążenie wg. PN- 92/G-15000/05:2005 (tabl. 1). Obciążenie pakietu warstw skalnych zalegających nad wyrobiskiem określono na podstawie wyników badań wykonanych w chodniku B-7 [6] i oparto na rozwiązaniu obciążenia obudowy wg [3]. Całkowite obciążenie obliczeniowe działające na 1 m długości wyrobiska określono na podstawie wzoru Q obl = Q st + Q dyn + Q m kn/m gdzie: Q obl obciążenie obliczeniowe działające na obudowę, Q st wartość całkowitego obciążenia statycznego, Q dyn wartość obciążenia pseudostatycznego, od wstrząsów górotworu, Rys. 1. Zmiana wysokości chodnika B-7 Fig. 1. Change of B-7 roadway height

19 Nr 5 PRZEGLĄD GÓRNICZY 19 Rys. 2. Zmiana szerokości chodnika B-7 Fig. 2. Change of B-7 roadway width Tablica 1. Parametry przyjęte w modelu obliczeniowym Table 1. Parameters for the calculation model Parametry geometryczne odrzwi wg: PN-93/G [10] S W C Łuk ociosowy Łuk stropnicowy R 1 L 1 L ł1 Z R 2 L 2 L ł2 mm Obciążenie obudowy wg. PN-92/G-15000/05 [11] Parametry kształtownika V29 wg. PN-H [12] Parametry materiału kształtownika V29 Parametry materiału kotew IR-4C Parametry kotew IR-4C [4] l 1 l 2 l 3 l 4 l 0 l s około 200 mm około 0,3 l 0 min 200 mm l 4 = całkowita dł. łuku ociosowego stropnicowego Pole przekr. poprz. Teoretyczna Wielkości statystyczne masa 1m L x L y W x W y cm 2 kg cm 4 cm 4 36,3 28, ,5 100,5 Rodzaj stali Granica plastyczności R e, MPa Wytrzymałość na rozciąganie R m, MPa 25G BSt500S Dł. żerdzi mm Średnica żerdzi Dn Nośność Dł. zacisku mm kotwi, kn mm Średnica zacisku, mm Q m wartość obciążenia pseudostatycznego, od podwieszonych na obudowie maszyn i urządzeń. Do obliczeń obciążenia obudowy przyjęto następujące wartości: głębokość zalegania wyrobiska: 800 m i 1300 m, średnia wytrzymałość skał na ściskanie powyżej pokładu węgla: 53 MPa, średnia wytrzymałość na ściskanie węgla: 7 MPa, średnia wytrzymałość na ściskanie skał poniżej pokładu węgla: 48 MPa, grubość pokładu: 1,41 m, kąt nachylenia wyrobiska: 5, ciężar objętościowy skał: 24,89 kn/m 3, rozstaw odrzwi: 0,75 m. Zadane obciążenia stropu wynoszą dla 800 m Q 800m = 211,33 kn/m, a dla 1300 m Q 1300m = 273,68 kn/m Zsuw zamków obudowy zamodelowano przy użyciu elementów przegubu teleskopowego, (wzdłuż osi y tzw. lokalnego układu współrzędnych) dla położnych względem siebie elementów prętowych modelu numerycznego. Zastępczy moduł sztywności dla odporów przyjęto jak dla wykładki starannej 7 MN/m [13]. Model składa się z 200 elementów prętowych połączonych węzłami. Kotwy reprezentowane są przez elementy prętowe podzielone na 10 segmentów. Rozpatrując zamieszczone niżej wyniki obliczeń obudowy w programie RAMA 3D dla chodnika B-7 można zauważyć charakterystyczne miejsca ustalenia tzw. odporów (rys. 3). Wraz ze wzrostem wartości siły w odporach wzrasta nośność odrzwi. Otrzymane wyniki decydują o zachowaniu stateczności obudowy w zadanych warunkach obciążeniowych dla głębokości 800 m. Zmiany wysokości sięgają 8 mm, a zmiany szerokości są minimalne (rys. 4a). Nie są to więc wartości

20 20 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2013 Rys. 3. Model obudowy ŁP9, z zaznaczonym umiejscowieniem odporów Fig. 3. Model of ŁP9 support with marked pressure location mające wpływ na ograniczenie funkcjonalności wyrobiska. Naprężenia w kotwach strunowych wynoszą odpowiednio 132 i 166,2 MPa (rys. 4b). Kotwy odchylone są od płaszczyzny pionowej o 10 0 od strony ściany i 20 0 od strony calizny. Wartości te są porównywalne z wartościami sił działających w kotwach uzyskiwanych w bezpośrednich pomiarach [6]. Maksymalne naprężenia występujące w łuku stropnicowym obudowy (214,8 MPa) nie powodują jej uszkodzenia. Model zachowuje stateczność. Obciążenie obudowy modelu na głębokości 1300 m wynosi 273,36 kn/m. Przemieszczenia pionowe wynoszą 14,5 mm, natomiast przemieszczenia w ociosach wyrobiska są niewielkie (rys 5a). Maksymalne wartości naprężeń w obudowie wynoszą 350 MPa (rys.5b). Jest to wartość zbliżona do granicy plastyczności stali 25G2, z której wykonano łuki obudowy. Naprężenia w kotwach strunowych wynoszą odpowiednio 227 i 206 MPa (rys.5b). Nie została przekroczona granica plastyczności stali dla materiału kotew. Praca kotew jest więc stabilna. Obliczenia numeryczne potwierdziły słuszność zastosowania wzmocnienia w postaci kotew strunowych. Z uwagi na znaczną wartość naprężeń w kształtowniku wynoszących 350 MPa (rys. 5b), dla rozważanego schematu obudowy należy zastosować dodatkowe wzmocnienie, względnie kształtowniki ze stali o podwyższonych parametrach wytrzymałościowych np. HŁ CORR (R e = 455 MPa). Tak więc wyraźnie uwidocznia się konieczność zwiększenia nośności obudowy w stosunku do obecnie stosowanych, przy wzroście głębokości. 4. Przykłady zabezpieczeń wyrobisk przed oddziaływaniem wzmożonych obciążeń Trudne warunki oraz zwiększająca się głębokość eksploatacji wymuszają poszukiwania nowych rozwiązań technologicznych dla zabezpieczenia drążonych wyrobisk. Alternatywnym przykładem podejścia do problemu utrzymywania wyrobisk na dużych głębokościach jest obudowa stosowana w kopalni niemieckiej R.A.G Anthrazit Ibbenbűren. Wybór kopalni Ibbenbűren jako przykładu zastosowań nowych rozwiązań zabezpieczeń obudowy i utrzymania wyrobisk nie był przypadkowy. Szyb północny kopalni Ibbenbüren, Nordschacht ze swoją głębokością dochodzącą do 1545 m jest najgłębszym czynnym szybem w Europie. System zabezpieczania wyrobisk w kopalni Ibbenbűren opiera się na tzw. obudowie kombinowanej. Polega on na zabezpieczaniu odsłoniętego wyłomu za pomocą kotwienia z zastosowaniem siatki zabezpieczającej (rys. 6). Kolejnym etapem jest stawianie obudowy łukowej 5-elementowej o przekroju poprzecznym wyrobiska rzędu 27 m 2. Przestrzeń pomiędzy obudową kotwową a obudową łukową podatną wypełnia się mieszaniną pianobetonu (rys. 6). Tak wykonane wyrobisko korytarzowe jest dobrze zabezpieczone przed skutkami oddziaływania wzmożonych ciśnień eksploatacyjnych w rejonie prowadzonych robót górniczych. Dobrym przykładem na zapewnienie stateczności i bezpieczeństwa użytkowania wyrobiska w trudnych warunkach geologiczno-górniczych (niestabilny górotwór, znaczne zawodnienie) może być obudowa podwójna łukowa, która składa się z obudowy ŁP12/V36/4 oraz ŁP14/V36/4 o zwiększonych parametrach wytrzymałościowych. Wykładkę stropu stanowią worki wypełnione spoiwem mineralno-cementowym Tekblend lub Izolitex [5]. Przestrzeń pomiędzy odrzwiami ŁP12/V36/4 oraz ŁP14/V36/4 wypełniona jest również workami z ww. mieszanką (rys.7). Tak zaprojektowana obudowa została zastosowana podczas drążenia wyrobisk udostępniających w rejonie uskoku Bzie-Czechowice w kopalni Borynia-Zofiówka. Uzupełnieniem metody jest ewentualne wykonanie parasola mikropalowego, który powszechnie jest stosowany w budownictwie tunelowym. Polega on na utworzeniu wzmocnienia wyprzedzającego strop na długości m przed czołem przodka. Inny sposób wzmocnienia obudowy łukowej otorkretowanej został zastosowany w przypadku rozdzielni RDW-4 poz. 830 kopalni Pniówek. Na podstawie badań geomechanicznych, zrealizowanych w otworach kontrolnych, zdecydowano się zastosować wzmocnienie obudowy podporowej krótkimi stropnicami przykotwionymi długimi samowiertnymi kotwami iniekcyjnymi GSI R25 [9]. Jako wzmocnienie obudowy podporowej wykorzystano krótkie stropnice stalowe z kształtowników V29 o długości ok. 1,0 m, zabudowane w trzech rzędach: w strzałce obudowy oraz dwa w odległości 1,2 do 1,4 m od osi obudowy (rys. 8). Długość kotew zależnie od strefy spękań w stropie wynosiła 4 do 6 m. Kotwy środkowe zostały zabudowane pionowo, a skrajne z odchyleniem od pionu Po zabudowaniu kotew do otworów wprowadzono klej organiczno-mineralny. Zastosowany schemat wzmocnienia zapewnił wydłużenie okresu funkcjonowania wyrobiska. Dodatkową rolą zastosowanego wzmocnienia było ograniczenie opadania niewielkich odłamków torkretu do wyrobiska [2]. Kolejny sposób zabezpieczenia stateczności wyrobiska na głębokości 1300 m przedstawiono w pracy [7]. W rozpatrywanym przypadku przyjęto obudowę ŁPZ 11/V32 HŁ CORR wzmocnioną dwoma rzędami kotew linowych w stropie oraz po jednym rzędzie kotew stalowych w każdym z ociosów (rys. 9). Wybrano kotwienie z wykorzystaniem podciągów stalowych, rozmieszczonych naprzemiennie, co drugie odrzwia. Przy założeniu w modelu obliczeniowym powyższego schematu obudowy, stwierdzono relatywnie mniejszą strefę uplastycznienia wokół wyrobiska, zarówno w stropie jak i w spągu w stosunku do obudowy otwartej. Innym wnioskiem wynikającym z przeprowadzonej analizy była znaczna korzyść jaką niesie ze sobą szybkie zabudowanie obudowy w wyrobisku, bez dopuszczenia do znacznych przemieszczeń w konturze wyłomu, co wpływa na zmniejszenie strefy uplastycznienia.