Kompleksowa metoda oceny skłonności do tąpań górotworu w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym

Transkrypt

1 Kompleksowa metoda oceny skłonności do tąpań górotworu w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym g G I G GŁÓWNY INSTYTUT GÓRNICTWA Katowice 2009

2 Kompleksowa metoda oceny skłonności do tąpań górotworu w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym

3 Autorzy: Iwona Augustyniak Mirosława Bukowska Przemysław Bukowski Halina Kaziuk Władysław Konopko Mariusz Wadas

4 Kompleksowa metoda oceny skłonności do tąpań górotworu w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym Praca zbiorowa pod redakcją Mirosławy Bukowskiej g GŁÓWNY INSTYTUT GÓRNICTWA n, r. Katowice 2009

5 Rada Programowa ds. Wydawnictw: prof. dr hab. inż. Jakub Siemek (przewodniczący), prof. dr hab. inż. Tadeusz Chmielniak, prof. dr hab. inż. Józef Dubiński, prof. dr hab. inż. Andrzej Maranda, prof. dr hab. inż. Korneliusz Miksch, prof. dr hab. inż. Joanna Pinińska, prof. dr hab. inż. Krystian Probierz, prof. dr hab. inż. Czesława Rosik-Dulewska, prof. dr hab. inż. Janusz Roszkowski, prof. dr hab. inż. Antoni Tajduś Komitet Kwalifikacyjno-Opiniodawczy: prof. dr hab. inż. Antoni Kidybiński (przewodniczący), prof. dr hab. inż. Krystyna Czaplicka, doc. dr hab. inż. Józef Kabiesz, prof. dr hab. inż. Władysław Konopko, prof. dr hab. inż. Jerzy Kwiatek, prof. dr hab. Kazimierz Lebecki, prof. dr hab. inż. Adam Lipowczan, doc. dr hab. inż. Krzysztof Stańczyk, doc. dr hab. inż. Marian Turek, doc. dr hab. inż. Jan Wachowicz, mgr Małgorzata Zielińska Recenzenci: dr hab. inż. Jan Butra, prof. Pol. Wrocławskiej prof. dr hab. inż. Andrzej Zorychta Redakcja wydawnicza Ewa Gliwa Redakcja techniczna i korekta Barbara Dusik Skład, łamanie Krzysztof Gralikowski Wydanie książki zostało dofinansowane z projektu badawczego własnego 4 T12A pt.: Metoda oceny skłonności do tąpań górotworu rzeczywistego w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym ISBN Printed in Poland All rights reserved Copyright by Główny Instytut Górnictwa Sprzedaż wydawnictw Głównego Instytutu Górnictwa prowadzi Zespół Wydawnictw i Usług Poligraficznych tel , , m.kusmirek@gig.eu Katowice, GIG Wyd. 1. Ark. wyd. 9,5. Format B5. Przygotowanie do druku: Zespół Wydawnictw i Usług Poligraficznych Głównego Instytutu Górnictwa Druk i oprawa: RHD Poligraf", Mikołów

6 SPIS TREŚCI Słowo wstępne...9 Mirosława Bukowska W prowadzenie...11 Mirosława Bukowska 1...Tąpnięcie a zagrożenie tąpaniam i Tąpnięcie, definicje Tąpnięcie, jego sens fizyczny Zagrożenie tąpaniami Ewolucja regulacji prawnych skłonności skał i górotworu karbońskiego do tąpań i zagrożenia tąpaniam i 22 Mirosława Bukowska 2.1. Źródła górniczych regulacji prawnych na ziemiach polskich Mirosława Bukowska 2.2. Zmiany stanu prawnego w zakresie oceny skłonności do tąpań i zagrożenia tąpaniami od lat sześćdziesiątych XX wieku do 2003 roku...22 Władysła w Konopko 2.3. Proponowane nowelizacje przepisów prawa w zakresie oceny skłonności do tąpań i zagrożenia tąpaniami...25 Mirosława Bukowska 3. Zagrożenie tąpaniam i w górnictwie węgla kamiennego w Polsce Górnośląskie Zagłębie Węglowe - budowa, poligony badawcze, właściwości skał Halina Kaziuk 4.1. Zarys budowy geologicznej Górnośląskiego Zagłębia Węglowego Geotektoniczne położenie GZW Rozwój budowy geologicznej GZW Tektonika utworów górnokarbońskich GZW Mirosława Bukowska 4.2. Charakterystyka poligonów badawczych z poszczególnych grup pokładów...35 Mirosława Bukowska 4.3. Charakterystyka niektórych właściwości geomechanicznych skał karbonu produktywnego GZW Wytrzymałość na jednoosiowe ściskanie Moduł sprężystości podłużnej Moduł pokrytyczny Mirosława Bukowska 4.4. Charakterystyka węgli, pokładów i skał otaczających w poligonach badawczych wytypowanych w obszarze GZW

7 Mirosława Bukowska 5. Metody oceny skłonności do tąpań i oceny zagrożenia tąpaniam i Metody analityczne i laboratoryjne oceny skłonności skał do tąpań - przedzniszczeniowa charakterystyka naprężeniowo-odkształceniowa Wskaźnikowe metody oceny skłonności do tąpań - pełna charakterystyka naprężeniowo-odkształceniowa Wskaźnikowe metody oceny skłonności górotworu do tąpań z uwzględnieniem właściwości geomechanicznych środowiska skalnego, energetycznych aspektów zjawiska tąpnięcia oraz struktury górotworu wraz ze stanem powierzchni nieciągłości Wskaźnik skłonności do tąpań górotworu wraz z klasyfikacją górotworu Wskaźnik energii kinetycznej górotworu Metody oceny stanu zagrożenia tąpaniami...88 Mirosława Bukowska 6. Wpływ defektów strukturalnych górotworu na właściwości wytrzymałościowe skał Badania in situ struktury i litologii górotworu Poligony badawcze Wyniki badań i obserwacji górotworu Wpływ stanów nasycenia wodą skał karbońskich na ich właściwości w aspekcie skłonności górotworu do tąpań Przemysław Bukowski 7.1. Charakterystyka niektórych elementów środowiska geologicznego w związku ze zmianami zawodnienia górotworu Mirosława Bukowska, Przemysław Bukowski, Iwona Augustyniak 7.2. Badania właściwości mechanicznych i hydrogeologicznych skał karbońskich Mirosława Bukowska, Przemysław Bukowski 7.3. Skłonność górotworu do tąpań w warunkach nasycenia skał w odą Wpływ naprężeń tektonicznych na właściwości geomechaniczne skał karbońskich GZW w aspekcie skłonności górotworu do tąp ań Halina Kaziuk 8.1. Wpływ naprężeń tektonicznych na powstawanie struktur tektonicznych GZW Mirosława Bukowska, Halina Kaziuk, Mańusz Wadas 8.2. Właściwości geomechaniczne skał w rejonach zróżnicowanych pól naprężeń tektonicznych a skłonność górotworu do tąpań Władysław Konopko 9. Destrukcja górotworu powodowana robotami górniczymi Zaciskanie wyrobisk (konwergencja wyrobisk) Metody pomiarów konwergencji wyrobisk Dawny sposób pomiarów konwergencji wyrobisk ścianowych Osiadanie stropu nad polami eksploatacji ścianowej Metody pomiarów Uogólnione wyniki pomiarów

8 9.3. Destrukcja struktury podbieranego górotworu Metody pomiarów Destrukcja górotworu spowodowana eksploatacją złoża na małej głębokości (tzw. płytką eksploatacją) Destrukcja górotworu spowodowana eksploatacją prowadzoną na dużej głębokości Ekwiwalentna wysokość wyrobisk ścianowych Mirosława Bukowska 10. Wpływ destrukcji górotworu spowodowanej eksploatacją na właściwości geomechaniczne skał karbońskich w GZW Ocena skłonności do tąpań górotworu naruszonego eksploatacją górniczą 156 Mirosława Bukowska Zmiana oceny skłonności górotworu do tąpań w wytypowanych poligonach badawczych pod wpływem dokonanej eksploatacji górniczej Władysław Konopko, Mirosława Bukowska Tg P jako miara stanu górotworu (Konopko, Bukowska 2007) Władysła w Konopko Zwięzłość górotworu a zagrożenie tąpaniami Mirosława Bukowska System parametrycznej oceny warunków geologiczno-geomechanicznych górotworu naruszonego eksploatacją Mirosława Bukowska Podsumowanie 176 L iteratura 182 A bstract 192 7

9

10 Słowo wstępne Problematyka badawcza związana z zagrożeniem tąpaniami od wielu dziesięcioleci należy do priorytetowych w Głównym Instytucie Górnictwa. Wiele różnych rozwiązań metodologicznych, technologicznych i aparaturowych powstało w tym okresie w laboratoriach i pracowniach Instytutu. Są one wdrażane w kopalniach i niewątpliwie stanowią istotny wkład w rozpoznawanie i zwalczanie zagrożenia tąpaniami, przyczyniając się tym samym do poprawy stanu bezpieczeństwa. Świadczy to o właściwym rozumieniu istoty zagrożenia tąpaniami. Zagrożenie tąpaniami należy bowiem do najbardziej niebezpiecznych spośród górniczych zagrożeń naturalnych, jakie występują w podziemnym górnictwie surowców mineralnych. W polskich zagłębiach występuje ono zarówno w kopalniach węgla, szczególnie kamiennego, ja k również w kopalniach rud metali. Wspomniany wysoki poziom niebezpieczeństwa wynika z faktu, że tąpnięcia są zjawiskami dynamicznymi zachodzącymi w bardzo krótkim czasie, zwykle z intensywnością porównywaną do zjawiska wybuchu czy też eksplozji. Objawia się to nagłym wyrzuceniem skał do przestrzeni wyrobisk górniczych, najczęściej prowadzącym do utraty ich stabilności. Zniszczeniu ulegają wówczas zarówno wyrobiska górnicze, ja k i znajdujące się w nich maszyny i urządzenia górnicze. W pewnych sytuacjach poszkodowani są również pracownicy znajdujący się w tych wyrobiskach, ulegając wypadkom, w tym także śmiertelnym. Prognoza i ocena zagrożenia tąpaniami jest szczególnie trudna i praktycznie niemożliwa, w odniesieniu do czasu wystąpienia zjawiska sejsmicznego, które jest pierwotną przyczyną zaistnienia tąpnięcia. Statystyki dotyczące tąpnięć wyraźnie potwierdzają fakt, że pomimo pewnych korzystnych trendów w zakresie zmniejszenia się ich liczby i skutków, nadal są one podstawowym zagrożeniem katastrofogennym w polskim górnictwie. Także prognozy w zakresie potencjalnego poziomu ryzyka wystąpienia tąpnięć wskazują, że będzie ono wzrastało wskutek systematycznego pogarszania się warunków geologicznych, wzrostu głębokości eksploatacji i wielu innych czynników górniczych. Stąd nadal niezbędny jest dalszy rozwój tego obszaru i opracowywanie nowych metod profilaktycznych zarówno w sferze oceny stopnia rzeczywistego zagrożenia tąpaniami, ja k również zwalczania tego zagrożenia. Przedstawiona monografia stanowi podsumowanie wieloletnich badań prowadzonych w Głównym Instytucie Górnictwa właśnie w zakresie oceny zagrożenia tąpaniami. Jednym z je j istotnych elementów jest identyfikacja miejsc, w których górotwór jest bardziej skłonny do tąpnięć, a więc takich, w których prawdopodobieństwo zaistnienia tąpnięcia jest wyraźnie większe w stosunku do otoczenia. Opracowana w tym zakresie kompleksowa metoda oceny skłonności górotworu do tąpań odnosi się do warunków geologiczno-górniczych Górnośląskiego Zagłębia Węglowego. Jest to najważniejsze zagłębie węglowe w Polsce, a tąpania występują tutaj od kilkudziesię ciu lat. Cechą szczególną, która wyróżnia przedstawioną metodę od dotychczas stosowanych różnorodnych metod oceny w tym zakresie, je st je j prowadzenie w odniesieniu do całego ośrodka skalnego. Jest to niezwykle ważne, ponieważ dotychczasowe oceny skłonności do tąpań ograniczały się tylko do badania określonych typów skał, a najczęściej do pokładów węgla. Obiektem zainteresowania jest cały fragment górotworu zlokalizowany w analizowanej partii złoża, dla której określa się skłonność do tąpań. Parametr kompleksowości je s t w tym przypadku związany także z wyraźnym zwiększaniem liczby określanych wskaźników oraz z uwzględnianiem zjawisk, które mają wpływ na ich zmienność. Takie podejście metodologiczne znajduje swoje uzasadnienie zarówno w postępie wiedzy na temat fizycznej istoty tąpnięcia i przyczyn jego powstawania, ja k również we wnioskach z analizy zaistniałych tąpnięć. Dzisiaj nie podlega już 9

11 dyskusji fakt, że zagrożenie tąpaniami jest generowane przez całe środowisko skalne, a więc przez górotwór, a nie wyłącznie przez pokład węglowy, czy też pojedyncze warstwy skał płonnych. Zaletą ninijeszej monografii jest oparcie je j w dużym stopniu na rzeczywistych wynikach, uzyskanych z poligonów badawczych zlokalizowanych w obszarach górniczych kopalń prowadzących eksploatację pokładów węgla w różnych grupach pokładów w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym. Należy również podkreślić, że stosowane metody badań właściwości fizyko- -mechanicznych skał były prowadzone zgodnie z obowiązującymi procedurami przez akredytowane laboratorium pomiarowe. Te elementy czynią uzyskane wyniki w pełni wiarygodnymi, a całe rozwiązanie dobrze dostosowanym do warunków występujących w kopalniach węgla GZW. Pragnę także zwrócić uwagę na skład zespołu autorskiego pracującego pod kierunkiem doświadczonego pracownika naukowo-badawczego, w obszarze którego dotyczy monografia, jakim jest doc. dr hab. Mirosława Bukowska. Interdyscyplinarność zespołu pozwoliła tutaj na wielokierunkowe spojrzenie na istotę analizowanego problemu i uzyskanie cechy wspomnianej kompleksowości rozwiązania. Osobiście jestem w pełni przekonany, że zespołowi udało się opracować oryginalną metodę, która będzie pozwalała na wyraźnie lepszą ocenę skłonności górotworu do tąpań, a tym samym na bardziej skuteczne wyprzedzające rozpoznanie miejsc o większym potencjalnym zagrożeniu tąpaniami. Tak więc Główny Instytut Górnictwa przekazuje w ręce specjalistów zajmujących się trudną i złożoną problematyką tąpań kolejną monograficzną publikację, która wnosi nowe spojrzenie na rozwój zjawiska tąpnięcia i metodyjego rozpoznawania. Jestem przekonany o je j użyteczności i o tym, że pozwoli ona na dalszą poprawę w sferze skuteczności działań profilaktycznych ograniczających zagrożenie tąpaniami. Życzą Państwu przyjemnej lektury oraz wiele pożytku z wiedzy zawartej w tej monografii. D yrektor Głó ytutu Górnictwa prof. dr habtlw. Józef DUBIŃSKI C zł/koresp. PAN 10

12 W prow adzenie Problem występowania tąpnięć w kopalniach Górnośląskiego Zagłębia Węglowego (GZW) istnieje niemal od początków górnictwa, nie jest więc problemem nowym. Pomimo wielu dziesiątków lat badań nad zjawiskiem tąpań nie udało się dotychczas opracować w pełni skutecznej metody oceny skali tego zagrożenia i jednoznacznych kryteriów jego występowania. Zagrożenie tąpaniami jest nadal jednym z głównych zagrożeń dla działalności górniczej, które zalicza się do zagrożeń naturalnych. Jest ono powodowane wieloma czynnikami, wśród których wymienia się przyczyny naturalne (geologiczne), górnicze (techniczne) i organizacyjne. Zagrożenie tąpaniami nie może być utożsamiane ze skłonnością węgla i skał (górotworu) do tąpań, która jest jedną z naturalnych przyczyn tąpnięcia. Do najważniejszych przyczyn naturalnych wywołuj ących tąpnięcie zalicza się między innymi: właściwości geomechaniczne skał otaczaj ących dany pokład i właściwości pokładu oraz głębokość eksploatacji i wynikaj ący z niej stan naprężenia. Eksploatacja pokładów węgla powoduje przede wszystkim zmiany stanu naprężenia i deformacje górotworu. Stan naprężenia i właściwości skał mogą zmieniać się w zależności od podebrania lub nadebrania danego pokładu. W przypadku podebrania pokładu zmienia się panuj ący w nim stan naprężenia, a w wyniku powstałych spękań zmienia się również naturalna skłonność do tąpań środowiska skalnego (górotworu). Gdy natomiast ma się do czynienia z pokładem nadebranym, mimo zmiany stanu naprężenia w pokładzie jego cechy sprężyste nie zmieniaj ą się w skali obserwowanej w pokładzie podebranym przy porównywalnej odległości i miąższości wyeksploatowanego pokładu. Nadebranie powoduje, oprócz zmiany stanu naprężenia, zmianę właściwości skał zalegających nad pokładem nadbierającym (Konopko 1994b). W ostatnich latach odnotowano zmniejszanie się liczby tąpnięć. Jest to związane nie tylko z coraz doskonalszymi metodami prewencji górniczej, lecz także z ograniczeniem wielkości wydobycia oraz udoskonaleniem technologii eksploatacji. Jednakże pozyskiwanie węgla z coraz to nowych partii górotworu, eksploatowanie na coraz większych głębokościach, często w podpoziomach oraz w obrębie filarów i resztek pokładu może, w przekonaniu autorów, zwiększyć częstość występowania tąpań w przyszłości. Istnieje więc potrzeba stałego doskonalenia metodyki prognozy stanu zagrożenia tąpaniami w kopalniach węgla kamiennego, między innymi przez doskonalenie metod oceny skłonności do tąpań nie tylko skał, ale również górotworu, co wynika z aktualnych wymagań przepisów wykonawczych Prawa geologicznego i górniczego (Rozporządzenie MSWiA z dnia 14 czerwca 2002). Pod pojęciem górotworu, autorzy rozumieją masyw skalny z jego naturalnymi cechami, z których niektóre podlegają zmianom wynikającym z prowadzonej eksploatacji górniczej. Wśród głównych cech charakteryzujących górotwór należy wymienić między innymi: litologię wraz z powierzchniami osłabionej spoistości (uwarstwienia) i właściwości skał, tektonikę oraz warunki wodne. Do wykorzystania w górnictwie i budownictwie ogólnym, podziemnym i hydrotechnicznym opracowano liczne sposoby klasyfikacji wytrzymałościowych masywów skalnych (górotworu), początkowo jedynie o charakterze jakościowym, a od początku

13 lat siedemdziesiątych XX wieku o charakterze jakościowym z wykorzystaniem wskaźników. Niektóre spośród nich są z powodzeniem stosowane do opisu cech inżynierskich skał i górotworu bezpośrednio otaczających projektowany obiekt (wyrobisko górnicze, tunel, budowlę hydrotechniczną itp.) lub w niedużej odległości od niego. Pojęcie niedużej odległości w odniesieniu do problematyki występowania tąpań należy rozumieć w kontekście odległości czynników warunkujących to zagrożenie, zlokalizowanych nierzadko w odległości kilkuset metrów od wyrobiska górniczego. Opracowane wskaźniki skłonności górotworu do tąpań WTG, GEO i energii kinetycznej górotworu WEk czy też liczba górotworu Lg pozwalają na ocenę skłonności górotworu do tąpań na podstawie profilu i właściwości 100 m pakietu warstw stropowych i 30 m warstw spągowych pokładu, bowiem w ponad 90% przypadków tąpnięć ich źródło jest związane z właściwościami górotworu w tym interwale wysokościowym, w otoczeniu wyrobiska górniczego w danym pokładzie. Jednakże w pewnych warunkach (pozostałe około 10% przypadków tąpnięć) obserwuje się istotny stan zagrożenia tąpaniami przy podbieraniu warstw wstrząsogennych zalegaj ących nawet kilkaset metrów nad eksploatowanym pokładem (np. niecka jejkowicka - warstwy zameckie). Zachodzi więc potrzeba uwzględnienia właściwości całego (do powierzchni terenu) profilu górotworu. Nie oznacza to niedoceniania zagrożeń dla działalności górniczej, w tym zagrożenia tąpaniami, warunkowanych stanem górotworu w bezpośrednim otoczeniu wyrobiska i jego związku z wykonywaniem, obudową i utrzymywaniem wyrobiska w określonym stanie i w określonym czasie. 12

14 1. Tąpnięcie a zagrożenie tąpaniam i 1.1. Tąpnięcie, definicje W literaturze pojęcia tąpanie i tąpnięcie są używane jako tożsame lub też zróżnicowane co do opisu zagrożenia i konkretnego zdarzenia, niestety również w sposób nieuporządkowany. W niniejszej publikacji pojęcie tąpanie stosowane jest do opisu zjawiska, na przykład zagrożenia tąpaniami. Pojęcie tąpnięcie odnosi się do zdarzenia, zaistniałej katastrofy. Zachowana została analogia do pojęć pękanie i pęknięcie. Pierwsze jest zjawiskiem, drugie zdarzeniem, faktem dokonanym. Wstrząsy górotworu indukowane działalnością górniczą i tąpania są zaliczane do zagrożeń, które wynikają bezpośrednio z naturalnych właściwości środowiska geologicznego, a ich występowanie jest uwarunkowane prowadzeniem robót górniczych. Pojęcia wstrząs sejsmiczny indukowany eksploatacją górniczą i tąpnięcie są zjawiskami tożsamymi w sensie geomechanicznym. Są rezultatem zniszczenia struktury skał i ich dynamicznego przemieszczenia, odpowiednio w znacznej odległości od wyrobiska (wstrząs górotworu) i/lub w jego bezpośrednim otoczeniu (tąpnięcie). Każdemu tąpnięciu bowiem towarzyszy wstrząs o odpowiednio dużej energii sejsmicznej. Jednocześnie jedynie około 1% zjawisk sejsmicznych o energii, która może wywołać tąpnięcie, kończy się tąpnięciem (Dubiński, Konopko 1995). Tąpnięcie jest więc szczególnym przypadkiem wstrząsu sejsmicznego, który skutkuje zmniejszeniem lub przerwaniem funkcjonalności wyrobiska górniczego i bezpieczeństwa jego użytkowania (uszkodzenie obudowy i urządzeń) (fot. 1.1), zagrożeniem dla załogi oraz wywołuje inne zagrożenia (np. metanowe, pożarowe, pyłowe) (Konopko 1994b). Fot Przykłady skutków wstrząsów w kopalni węgla kamiennego Zagrożenia tąpaniami są związane nie tylko z podziemnym górnictwem węglowym, ale również są powszechnym zjawiskiem w górnictwie rudnym i solnym (Ragus, Zygadłowicz 1994). Znane są także przypadki tąpnięć w górnictwie skalnym (rys. 1.1). 13

15 Rys Występowanie tąpnięć w górnictwie światowym Przed rozpoczęciem działalności górniczej na Górnym Śląsku, wstrząsy były odczuwalne na jego terytorium, w południowo-zachodniej części Polski, w Czechach i na Węgrzech. Przekazy historyczne wskazują na rok 1443, 1590 i W 1785 roku silne wstrząsy wystąpiły w Żorach i Pszczynie, natomiast wstrząs w 1786 roku był odczuwalny w Opolu, w Tarnowskich Górach i Żorach, a w Bytomiu skutkował uszkodzeniem budynków mieszkalnych. Na przełomie XIX i XX wieku górnictwo było już dobrze rozwinięte na Górnym Śląsku, a wstrząsy stały się wyraźnie odczuwalnym zjawiskiem na powierzchni. Początek XX wieku (lata ) był okresem, w którym wstrząsy skutkowały już tąpnięciami w kopalniach. Badacze wydawali pierwsze opinie na temat ich genezy. Początkowo wskazywano na tektoniczne pochodzenie wstrząsów (Knochenhauer 1912; Budryk 1955). W kolejnych latach panował pogląd o eksploatacyjnym pochodzeniu wstrząsów w GZW (Wierzchowska 1961). Wielu badaczy uważa, że tektonika może mieć znaczący wpływ na generowanie części wstrząsów górniczych (Teisseyre 1972). Pierwsze opisane zjawisko geodynamiczne, które później nazwano tąpnięciem wystąpiło podczas eksploatacji rudy ołowiu w kopalni Derbyshire w Wielkiej Brytanii w 1738 roku. W XIX wieku notowano tąpnięcia w kopalniach węgla kamiennego w Zagłębiu Ruhry. Najstarszy opis tąpnięć zaistniałych w Górnośląskim Zagłębiu 14

16 Węglowym pochodzi z 1858 roku i dotyczy zjawisk występujących w byłych kopalniach: Fanny (obszar na granicy byłych kopalń Gottwald, Polska i Siemianowice ) i Król w 1875 roku. Pierwotnie, pod pojęciem tąpnięcia rozumiano łuszczenie się ociosów wyrobisk, odpryskiwanie z nich węgla, którym towarzyszyły różne zjawiska akustyczne (Gustek, Kociela 1986) - rysunek 1.2. Rys Opis zjawisk akustycznych towarzyszących tąpnięciu w ujęciu historycznym Znański w 1938 roku termin tupanie zamienił na tąpanie, a zjawisko tąpnięcia opisał jako raptowność przebiegu procesu pękania i zruszenia. Stopniowo weryfikowano merytoryczną treść pojęcia tąpnięcie (Sałustowicz 1955, 1960; Borecki, Chudek 1972; Filcek, Kłeczek, Zorychta 1984; Konopko 1991, 1994a). Obecnie, zgodnie z obowiązującymi uregulowaniami prawnymi (Rozporządzenie MSWiA z dnia 14 czerwca 2002 r.), wstrząs górotworu polega na wyładowaniu energii nagromadzonej w górotworze, objawiające się drganiem górotworu i zjawiskami akustycznymi niepowoduj ącymi pogorszenia funkcjonalności wyrobisk i bezpieczeństwa ich użytkowania. Tąpnięcie natomiast jest definiowane jako zjawisko dynamiczne spowodowane wstrząsem górotworu, w wyniku którego wyrobisko lub jego odcinek uległo gwałtownemu zniszczeniu lub uszkodzeniu, w następstwie czego nastąpiła całkowita lub częściowa utrata jego funkcjonalności lub bezpieczeństwa jego użytkowania Tąpnięcie, je g o sens fizyczny Wyróżnia się trzy zasadnicze modele rozwoju procesu niszczenia struktury górotworu jako skutku prowadzonej eksploatacji górniczej, których wynikiem może być wstrząs górotworu powoduj ący tąpnięcie, a mianowicie: 1. Model dylatancyjny charakteryzuje się występowaniem zjawisk sejsmicznych - głównie typu pokładowego i tąpnięć pokładowych. Rozwój procesu niszczenia cechuje się wzrostem aktywności sejsmicznej w chwili przej ścia w stadium dyla- 15

17 tancji, a dalszy jej wzrost, wynikający z niestabilnego pękania, kończy wstrząs zasadniczy o maksymalnej energii (Bieniawski 1967). Według Dubińskiego, Mutke i Stec (1999) oraz Stec (2002) wstrząsy występujące w pokładzie lub w jego bezpośrednim otoczeniu charakteryzują się mechanizmem ognisk o dużym udziale składowej eksplozyjnej. 2. Model poślizgowy jest związany ze zjawiskami sejsmicznymi i tąpnięciami stropowymi. Zjawiska mają formę poślizgów i przemieszczeń mas skalnych wzdłuż płaszczyzn o różnej orientacji przestrzennej (Goszcz 1991; Teper i in. 1992; Marcak, Zuberek 1994; Dubiński, Drzewiecki 1994). Goszcz (1986) wykazał, że ogniska wstrząsów górniczych o energii powyżej 105J koncentrują się wyłącznie w rejonach, w których w przeszłości geologicznej (podczas ruchów górotwórczych) wszystkie trzy naprężenia główne były ściskające (kompakcja, wzrost wytrzymałości i właściwości sprężystych skał). Ognisko sejsmiczne jest natomiast przestrzenią, w której zachodzą procesy prowadzące do wystąpienia wstrząsu, który może być przyczyną tąpnięcia (Dubiński 1994). Stec (1994) stwierdziła, że w przypadku eksploatacji prowadzonej w warunkach górotworu nienaruszonego dominuj ącym typem ognisk wstrząsów są ogniska charakteryzuj ące się mechanizmem poślizgowym z poziomym kierunkiem ruchu w ognisku. W przypadku eksploatacji w rejonach odprężonych przez wybieranie pokładów wyżej zalegających, dominujący jest mechanizm poślizgowy normalny. Przy eksploatacji pod krawędziami dominuje mechanizm poślizgowy normalny lub odwrócony o azymutach płaszczyzn pękania równoległych do rozciągłości uskoków. 3. Model fazowy niszczenia struktury mocnych warstw stropowych charakteryzuje się występowaniem kilku faz niszczenia, w efekcie czego powstaje struktura, która w początkowej fazie rozwija się według modelu dylatancyjnego, a w fazie końcowej według modelu poślizgowego (Drzewiecki 1995; Walaszczyk, Drzewiecki, Mutke 2002). Zjawisko sejsmiczności indukowanej można opisać na podstawie analizy stabilności układu górotwór-wyrobisko górnicze, co oznacza, że wstrząs sejsmiczny jest przejawem niestabilności układu w procesie deformacji. Według Druckera (Zuberek 1993) układ w równowadze trwałej (układ stabilny) to taki, który charakteryzuje się małą zmianą reakcji pod wpływem małych zaburzeń warunków, w których się znajduje. Układ w stanie równowagi nietrwałej to taki, w którym w wyniku małej zmiany warunków następuje duża zmiana reakcji układu i dynamiczne przej ście do nowego stanu równowagi trwałej, połączone ze zmianą konfiguracji i zamianą części energii potencjalnej w energię kinetyczną (Zuberek 1993; Zorychta, Chlebowski 1998). Salamon (Zuberek 1993) podał warunki konieczne do powstania wstrząsu generowanego przez roboty górnicze: rejon górotworu musi znajdować się w stanie równowagi nietrwałej (wcześniejsze powstanie obciążonych powierzchni osłabień, odpowiednia zmiana stanu naprężeń, nagła utrata stabilności układu obudowa-górotwór), przejście ze stanu równowagi nietrwałej do nowego położenia równowagi musi być krótkotrwałe (dynamiczny proces), a w wyniku działania sił grawitacji, sił tektonicznych i naprę 16

18 żeń eksploatacyjnych musi zostać nagromadzona energia sprężysta, która zamieniona w energię kinetyczną, może skutkować tąpnięciem w wyrobisku górniczym. Opisane mechanizmy generowania wstrząsów wysokoenergetycznych należy uzupełnić o mechanizm związany z przesunięciem mas skalnych w płaszczyźnie uskoku, zwłaszcza tam, gdzie eksploatacji górniczej towarzyszy intensywne odwadnianie górotworu. Dotyczy to głównie pojedynczych kompleksów skał wodonośnych 0 dużej grubości, na przykład krakowskiej serii piaskowcowej (trudne do wyjaśnienia wysokoenergetyczne wstrząsy w kopalni Ziemowit, które nie powodują zniszczenia wyrobisk górniczych). Mechanizm taki może zaistnieć także w górotworze zbudowanym z wielu warstw wodonośnych, w których następuje jednoczesny, intensywny drenaż, wynikający z dużej koncentracji robót górniczych, prowadzonych w kilku pokładach jednocześnie, co powoduje zmianę naprężeń w górotworze. W literaturze poświęconej zagrożeniom w górnictwie, w tym zagrożeniom tąpaniami, spotyka się różne podziały tąpnięć. W miarę rozwoju wiedzy na temat mechanizmów tąpnięć, podziały te są również modyfikowane. W zależności od położenia strefy, w której wystąpiło przekroczenie krytycznej wytrzymałości skał, tąpnięcia podzielono na stropowe (najczęściej występujące w formie zawału stropu wyrobiska połączonego ze znacznym uszkodzeniem lub zniszczeniem obudowy), pokładowe i spągowe. Tąpnięcie pokładowe, zwane też naprężeniowym, polega na gwałtownym wyzwalaniu się energii sprężystej nagromadzonej w pokładzie, którego wynikiem jest zniszczenie calizny pokładu przez przemieszczenie się mas węglowych do wyrobiska, a często także wypiętrzenie się spągu 1znaczne uszkodzenie obudowy (Biliński 1985). Najczęściej wymienianymi rodzajami tąpnięć są: Tąpnięcia naprężeniowe (pokładowe) - zachodzące pod wpływem powolnego narastania naprężeń w pokładzie w sąsiedztwie wyrobisk i gwałtownego uwalniania nagromadzonej energii sprężystej. Istotną przyczyną tąpnięcia pokładowego jest uginanie się warstw stropowych na pokład węgla w strefie przyfrontowej, a następnie, po przekroczeniu wytrzymałości węgla, dynamiczne wyrzucenie go do wyrobiska. Hipocentrum wstrząsu sejsmicznego jest zlokalizowane w pokładzie. Tąpnięcia udarowe - zachodzące pod wpływem nagłego przyłożenia siły powstałej w wyniku pęknięcia monolitycznej warstwy skalnej zalegaj ącej w stropie lub w spągu pokładu i jej przemieszczenia (bezpośrednie otoczenie wyrobiska zostaje poddane dużym obciążeniom dynamicznym, a gdy stan naprężeń w pokładzie przekracza wartość krytycznego wytężenia, następuje wyrzucenie węgla do przestrzeni wyrobiska). Wyzwalająca się zakumulowana energia sprężysta rozprasza się, część jest zamieniana na ciepło, część na pracę związaną z utratą kohezji między cząstkami skały oraz na energię akustyczną i tylko pewna część energii wyzwolonej jest przekazywana w postaci impulsu dynamicznego do skał otaczających wyrobisko. Wielkość tej energii musi być na tyle duża, aby mogła wywołać powstanie skutków. Kidybiński (1994, 2003) podzielił tąpnięcia, z uwagi na mechanizm ich powstawania, na następujące grupy: 17

19 tąpnięcia pokładowe - spowodowane przekroczeniem wytrzymałości calizny węglowej w strefie dużej koncentracji naprężeń, tąpnięcia pokładowe - zainicjowane wstrząsem sejsmicznym, lecz będące wynikiem głównie dużej koncentracji naprężeń w pokładzie, tąpnięcia wstrząsowe - szkody w wyrobiskach spowodowane głównie energią i położeniem ogniska wstrząsu sejsmicznego. Autor ten wysunął hipotezę, że w miarę wzrostu głębokości eksploatacji w kopalniach GZW, tąpnięcia zmieniaj ą swój charakter z pokładowych na wstrząsowe oraz, że obecnie tąpnięcia grupy drugiej stanowią około 70% wszystkich tąpnięć (Kidybiński 2003). Biliński (1985) występowanie tąpnięć powiązał przede wszystkim z grubopłytową budową górotworu, o stosunkowo dużej wytrzymałości na ściskanie oraz jednorodnością budowy wyrażającą się brakiem wyraźnych płaszczyzn uławicenia, przy czym grubość warstw potencjalnie wstrząsogennych nie może być mniejsza niż 20 m. Według tego Autora mniej istotna jest natomiast wytrzymałość na ściskanie skał tworzących poszczególne warstwy. Zależność między występowaniem warstw o dużej miąższości a występowaniem tąpnięć tłumaczy on na podstawie modelu górotworu naruszonego, w którym zwarty początkowo masyw skalny przekształca się w zespół warstw, które tracą stateczność w wyniku spękań i rozwarstwień powstałych pod wpływem eksploatacji górniczej. Według Dubińskiego (1994) tąpnięcie jest opóźnione w stosunku do wstrząsu maksymalnie o kilkadziesiąt milisekund, zależnie od położenia ogniska wstrząsu w stosunku do wyrobiska. W przypadku tąpnięć pokładowych energia sejsmiczna (niszcząca) na horyzoncie pokładu, w bezpośrednim sąsiedztwie wyrobiska może być utożsamiana z wartością energii wstrząsu w ognisku. W przypadku tąpnięć stropowych, ogniska wstrząsów są związane z warstwami wstrząsogennymi zalegaj ącymi w otoczeniu pokładu, które występuj ą często w dużych odległościach od niego, a tylko część energii sejsmicznej zostaje przetransportowana w pobliże wyrobiska, w którym zaistniały skutki tąpnięcia. Konopko (1994b, c, 1999) uważa, że aby zaistniało tąpnięcie, wstrząs górotworu musi charakteryzować się pewnym minimum wartości energii sejsmicznej (tzw. elementarna energia tąpnięcia), która dla warunków GZW wynosi J. Tąpnięcie przy tej minimalnej energii może zaistnieć wtedy, gdy ognisko wstrząsu jest zlokalizowane w pobliżu wyrobiska, a pokład znajduje się pod wpływem czynników zwiększających zagrożenie tąpaniami. Drzewiecki (2004) natomiast oszacował wielkość energii zakumulowanej w warstwie wstrząsogennej, przed jej pęknięciem, która zostanie wyemitowana w postaci energii sejsmicznej jako impuls inicjuj ący proces rozpadu skały. O tąpnięciu decyduje energia kinetyczna, a jej miarą może być prędkość początkowa spękanej masy skalnej (Ak= 0,5pvo2). Minimalne wartości prędkości początkowej zmieniają się w zakresie od 3 m/s (Pietuchow 1976) do 10 m/s (Filcek 1980). Węgle występuj ące w polskich zagłębiach są uznawane za samoistnie nietąpiące (z wyjątkiem węgla kennelskiego, w przypadku którego ze względu na budowę petrograficzną i jednorodność można założyć samoistną tąpliwość) (Filcek, Kłeczek, Zo- 18

20 rychta 1984). Szuścik natomiast mówi o zjawisku tąpania materiału węglowego i powtarzalności występowania tego zjawiska (Szuścik, Zastawny 1980; Szuścik, Zastawny, Bobkowski 1984). Konopko (1984, 1994b) określił skłonność do tąpań materiału węglowego jako jeden z parametrów, oprócz właściwości skał otaczających, charakteryzuj ących tąpliwość pokładu i jeden z wielu czynników warunkuj ących zaistnienie tąpnięcia w wyrobisku górniczym. Filcek (1980) utożsamiał tąpnięcie z wybuchem fizycznym górotworu, natomiast Drescher i Leitz (1981) stwierdzili, że najważniejszą cechą tąpnięcia jest skokowa zmiana jednego stanu równowagi w inny (skokowa zmiana stanu naprężenia w górotworze w wyniku wstrząsu). Biorąc pod uwagę definicję tąpnięcia podaną przez Filcka, Kłeczka i Zorychtę (1984) tąpnięcie jest procesem utraty stateczności skał wokół wyrobiska. W rozważaniach nad mechanizmem skokowych zmian równowagi układu fizycznego, jakim jest górotwór, niektórzy badacze wykorzystuj ą teorię katastrof. Ma się wtedy do czynienia z niestatecznym zachowaniem się układu fizycznego, a dla funkcji opisującej ten układ istnieje punkt krytyczny, który w określonych warunkach może stać się katastroficzny (Zorychta 2002). Określone na podstawie teorii katastrof warunki niestateczności pozwalają na wyróżnienie dwóch mechanizmów tąpnięcia: powstałego w wyniku przeskoku i w wyniku utraty nośności. Według Zorychty (1999, 2001, 2002), zjawisko przeskoku (skokowe zmiany stanu równowagi w układzie strop-pokład-spąg), które jest związane z istnieniem nie tylko punktu katastroficznego, ale też pewnego przedziału odkształceń, może występować jedynie w obszarze pozniszczeniowym charakterystyki naprężeniowo- -odkształceniowej, tj. po utworzeniu się strefy spękań. Ma się wtedy do czynienia z oddawaniem energii zakumulowanej w stropie i spągu pokładu do pokładu. Prowadzi to do skokowego zmniejszania się energii w tych utworach i zdynamizowania procesu niszczenia pokładu (nadmiar energii, przekształcając się w energię kinetyczną, powoduje ruch mas skalnych w kierunku wyrobiska). Sposób przekazywania energii zależy od właściwości skał otaczających. W przypadku skał o małej lepkości ma się do czynienia z przeskokiem (jednemu stanowi odkształcenia odpowiadaj ą dwa stany naprężenia (rys. 1.3, 1.4). W przypadku skał o dużych lepkościach, mimo wystąpienia zniszczenia w pokładzie, przeskok nie występuje (Zorychta 1999, 2002). W przypadku, gdy brak jest punktu katastroficznego, a energia całkowita osiąga maksymalną wartość, dla odkształceń większych od krytycznych dochodzi do utraty stateczności. Również wtedy energia zewnętrzna jest większa od tej, którą pokład może pochłonąć - tąpnięcie w wyniku utraty nośności. Zorychta (2002) wykazał ponadto, że tąpnięcie w wyniku utraty stateczności dotyczy zarówno jednoosiowego, jak i trójosiowego stanu naprężenia. Z uwagi na zaistnienie tąpnięcia, według tego Autora, najbardziej niekorzystny jest jednoosiowy stan naprężenia, gdyż jest najmniej chłonny energetycznie. Stan ten cechuje się również tym, że moduły pokrytyczne są większe niż dla stanów trójosiowych. Rozważania nad charakterystyką naprężeniowo-odkształceniową, która przedstawia proces niszczenia skały jako katastroficzny mogą odnosić się do kształtu przedstawiaj ącego niszczenie skał zgodnie z krzywymi, które przechodzą przez punkty: 19

21 I, II, V (krzywa zgodnie z klasą I według Wawersika i Fairhursta 1970) (Nowakowski, Walaszczyk 2000) - rysunek 1.4, I, II, III i IV (krzywa zgodnie z klasą II według Wawersika i Fairhursta 1970). Rys Rozkład naprężeń pionowych dla stanów trójosiowych w elemencie nielini owo-od kształceniowym: t - czas, hn - stosunek naprężeń poziomych do naprężeń pionowych (Zorychta 2002) Rys Charakterystyka naprężeniowo-odkształceniowa zniszczenia modelu fizycznego górotworu: e - odkształcenie, s - naprężenie (Nowakowski, Walaszczyk 2000) Z powodu złożoności mechanizmu tąpnięcia do tej pory nie opracowano skutecznej metody prognozowania tego zjawiska. Wzrastająca, wraz z rozwojem eksploatacji górniczej, liczba tąpnięć powodowała rozszerzanie zakresu badań nad opracowywaniem coraz to nowszych metod oceny skłonności do tąpań oraz oceny stanu zagrożenia tąpaniami. 20

22 1.3. Zagrożenie tąpaniam i Zagrożenia tąpaniami nie można utożsamiać ze skłonnością do tąpań, która jest jednym z czynników wpływających na to zagrożenie. Jednym z najważniejszych jest bowiem stan naprężeń w górotworze. Jest on wywołany naprężeniami pierwotnymi - grawitacyjnymi oraz eksploatacyjnymi. Niektórzy badacze uważają, że występujące w skorupie ziemskiej naprężenia tektoniczne nie mają istotnego wpływu na zagrożenie tąpaniami, nawet w obszarach, w których wielkość naprężenia poziomego kilkakrotnie przewyższa wartość składowej grawitacyjnej (Kidybiński 2003). Eksploatacja pokładów węgla powoduje zmiany rozkładu naprężeń i deformacje górotworu oraz aktywność sejsmiczną. Na tej podstawie Kabiesz (2003) wykazał regionalne zróżnicowanie występowania zagrożenia tąpaniami w GZW, a mianowicie: w przypadku małych wartości naprężeń, przy słabej aktywności sejsmicznej, zagrożenie tąpaniami zwykle nie występuje, przy większych wartościach naprężeń i silniejszych wstrząsach w pokładach, w których węgiel jest skłonny do tąpań, zagrożenie to może występować z natężeniem proporcjonalnym do nasilenia zagrożenia sejsmicznego i wytężenia górotworu (kopalnie niecki bytomskiej i należące do Katowickiego Holdingu Węglowego), w przypadku węgli słabych, nieskłonnych do tąpań, zagrożenie to może utrzymywać się na niskim poziomie, nawet przy znacznym nasileniu występowania wstrząsów i gdy górotwór znajduje się w pokrytycznych stanach wytężenia skał (kopalnie Jastrzębskiej Spółki Węglowej), w przypadku węgli bardzo mocnych, silnie skłonnych do tąpań, przy braku lub przy występowaniu niskoenergetycznych wstrząsów, zagrożenie tąpaniami może pojawić się dopiero przy krytycznych stanach wytężenia ociosów wyrobisk górniczych (na dużych głębokościach, w strefach silnych koncentracji naprężeń - kopalnie byłej Nadwiślańskiej Spółki Węglowej). Zgodnie z definicją zawartą w przepisach Prawa geologicznego i górniczego (Dz. U. Nr 94 poz. 841) zagrożenie tąpaniami oznacza możliwość wystąpienia tąpnięcia w rezultacie niekorzystnych warunków górniczo-geologicznych w wyrobisku górniczym lub w jego otoczeniu. Zapisy dotyczące kwalifikowania pokładów lub ich części do jednego z trzech stopni zagrożenia tąpaniami podkreślają ich przynależność do górotworu skłonnego do tąpań. Zatem, jest niezbędne przytoczenie definicji skłonności górotworu i skał do tąpań, która brzmi: zdolność do kumulowania energii w górotworze lub skałach i nagłego jej wyzwolenia w momencie zmiany lub zniszczenia ich struktury. Bazując na przytoczonych wyżej definicjach odnoszących się do skłonności do tąpań i zagrożenia tąpaniami, Konopko (1994b) stwierdził, że: zagrożone tąpaniami są wyrobiska górnicze, nie pokłady, skłonne do tąpań (w różnym stopniu) jest środowisko skalne (pokład, skały płonne), które mogą spowodować tąpnięcie. 21

23 2. Ewolucja regulacji prawnych skłonności skał i górotworu karbońskiego do tąpań i zagrożenia tąpaniam i 2.1. Źródła górniczych regulacji prawnych na ziem iach polskich Źródła regulacji prawnych, obowiązujące na ziemiach polskich, związane z wydobyciem kopalin, sięgają szesnastego wieku. W 1528 roku książę Jan Opolski nadał górnikom tarnogórskim Ordunek Gorny, pierwszą polską ustawę górniczą (Piernikarczyk 1928). W 72 paragrafach skodyfikowano prawo górnicze na podstawie zwyczajów i praw górników polskich oraz górniczego prawa frankońskiego. Określono prawa i obowiązki od górniczego hetmana do górnika. Dokument ten był pierwowzorem późniejszych ustaw. W 1769 roku, Fryderyk II podpisał zasady Prawa górniczego dla Śląska i hrabstwa kłodzkiego. Ta pierwsza pruska ordynacja śląska Fryderyka II była wzorowana na ordynacji Jana Opolskiego i zwie się Zrewidowana śląska ordynacja górnicza. Węgiel był traktowany wówczas jako minerał i podlegał przepisom Prawa górniczego. Na poszukiwania i eksploatację było potrzebne, już w owym czasie, zezwolenie funkcjonującej górniczej instytucji o nazwie Wyższy Urząd Górniczy. W 1865 roku powstała ustawa pruska, w ramach której została wydana powszechna ustawa górnicza dotycząca trybu nadawania właściwości górniczej. Ustawa pruska z 1865 roku stanowiła podwaliny pod nowe postanowienia o poszukiwaniach i nadaniach górniczych powziętych w 1870 roku w Królestwie Polskim. W okresie międzywojennym XX wieku obowiązywało Prawo górnicze z 1930 roku, które znowelizowano w 1938 roku. W okresie II wojny światowej nastąpił powrót pruskiej ustawy górniczej z 1865 roku. Wszystkie wyżej wymienione dokumenty, które powstawały wraz z rozwojem kopalnictwa, stanowiły podstawę do opracowania przepisów i ustaw obowiązujących po II wojnie światowej aż do czasów współczesnych. Najważniejszym aktem prawnym obowiązującym w polskim górnictwie w okresie po zakończeniu działań II wojny światowej było Prawo górnicze ogłoszone Dekretem z dnia 6 maja 1953 roku (Dz. U. 1953) Zm iany stanu prawnego w zakresie oceny skłonności do tąpań i zagrożenia tąpaniam i od lat sześćdziesiątych XX wieku do 2003 roku Zestawienie podstawowych aktów prawnych, dotyczących oceny skłonności do tąpań i zagrożenia tąpaniami, obowiązujących w ostatnich kilkudziesięciu latach, przedstawiono w tablicy 2.1. Dane dotyczące stanu prawnego są zawarte w kilku rodzajach dokumentów (w zarządzeniach: Ministra Górnictwa, Prezesa WUG i MSWiA) i stanowią przede wszystkim syntetyczny przekaz rozwoju pojęć i definicji związanych ze skłonnością do tąpań i zagrożeniem tąpaniami. 22

24 Tablica 2.1. Ewolucja zapisów prawnych w latach w aspekcie skłonności do tąpań i zagrożenia tąpaniami (Bukowska, Konopko 2007a, b) 1. Tąpaniami nazywamy zjawiska gwałtownego pękania skał, spowodowane przekroczeniem ich wytrzymałości i ich raptownego przemieszczania się do środka wyrobiska. Zjawisko to ma przebieg gwałtowny, podobny do eksplozji (wybuchu), załamania, wyrzutu lub Zarządzenie Nr 32 Ministra Górnictwa wypchnięcia mas skalnych do wyrobiska górniczego. i Energetyki z dnia 20 kwietnia 1961 r. 3. Skłonność pokładu do tąpań odnosi się jedynie do partii, które m ają szczególne Wytyczne bezpiecznego prowadzenia warunki geologiczno-górnicze, zatem skłonność ta nie może być uogólniana na cały pokład, eksploatacji w pokładach tąpiących gdyż warunki te w różnych partiach są różne. W przypadku rozległych pól eksploatacyjnych kopalni i wyraźnych różnic geologicznych w poszczególnych partiach tych pól, skłonność pokładów do tąpań można określić w stosunku do poszczególnych partii jednego pola eksploatacyjnego. 1. Zagrożenie tąpaniami - oznacza możliwość nagłego i gwałtownego zniszczenia struktury skał w okół wyrobiska górniczego z równoczesnym wyrzuceniem ich do wybranej przestrzeni. Zarządzenie Prezesa WUG z dnia 29 Skłonność skał do tąpań - oznacza ich zdolność do akumulowania energii sprężystej stycznia 1970 r. i nagłego jej wyzwalania w chwili przekroczenia wytrzymałości skał. Ustalenia kryteriów zagrożeń tąpaniami złóż węgla kamiennego Częścią złoża lub pokładu zagrożoną tąpaniami jest ta część skłonna do tąpań, w której występuje lub może wystąpić nadmierna koncentracja naprężeń, spowodowanych warunkami naturalnymi lub górniczo-technicznymi albo łącznie warunkami naturalnymi i górniczo- -technicznymi. 2. Ustala się 3 kategorie tąpnięć: Zarządzenie Nr 4 Ministra Górnictwa Do kategorii pierwszej należy zaliczyć tąpnięcie, które spowodowało dynamiczne przemieszczenie się skał (węgla), stropu, spągu lub ociosu do wyrobiska górniczego i częścio z dnia 12 marca 1981 r. Wytyczne bezpiecznego prowadzenia we lub całkowite zniszczenie obudowy na odcinku do 2 0 m wzdłuż frontu wyrobiska eksploatacji w pokładach zagrożonych eksploatacyjnego lub wyrobiska korytarzowego. tąpaniami - kategoryzacja tąpnięć Do kategorii d ru g ie j m Do kategorii trzeciej powyżej 50 m Dział II, Rozdział 1, 4. Zagrożenie tąpaniami - oznacza możliwość gwałtownego zniszczenia struktury skał wokół wyrobiska górniczego, z równoczesnym dynamicznym ich przemieszczeniem do wyrobiska. Złożem (pokładem) lub jego częścią zagrożoną tąpaniami jest ta jego część skłonna do tąpań, w której występuje lub może wystąpić koncentracja naprężeń spowodowana warunkami geologiczno-górniczymi. Zarządzenie Prezesa WUG z dnia 3 sierpnia 1994 r. (MP Nr 45 poz. 368) Skłonność do tąpań - oznacza zdolność do akumulowania energii sprężystej i nagłego jej Dotyczy określenia kryteriów oceny wyzwalania w chwili przekroczenia wytrzymałości skał. zagrożeń naturalnych Tąpnięcie - oznacza gwałtowne wyładowanie energii sprężystej nagromadzonej w górotworze, objawiające się drganiami górotworu, niosącymi znaczną energię, połączone ze zjawiskami akustycznymi i falą uderzeniową; zjawisko to powoduje zniszczenie struktury skał stropu, spągu lub pokładu z równoczesnym dynamicznym przemieszczeniem skał do wyrobiska oraz powoduje zniszczenie lub uszkodzenie obudowy wyrobiska lub maszyn i urządzeń. Rozporządzenie MSWiA z dnia 14 Rozdział 1, 2. czerwca 2002 r. (Dz. U. Nr 94 poz. Tąpnięcie - zjawisko dynamiczne spowodowane wstrząsem górotworu, w wyniku którego 841) wyrobisko lub jego odcinek uległo gwałtownemu zniszczeniu lub uszkodzeniu, w następstwie czego nastąpiła całkowita albo częściowa utrata jego funkcjonalności lub bezpieczeń Dotyczy zagrożeń naturalnych w zakładach górniczych stwa jego użytkowania. Rozporządzenie MSWiA z dnia 6 Zagrożenie tąpaniami - rozumie się przez to możliwość wystąpienia tąpnięcia w rezultacie października 2003 r. (Dz. U. Nr 181 niekorzystnych warunków górniczo-geologicznych w wyrobisku lub w jego otoczeniu. poz. 1777) zmieniające Rozporządzenie w sprawie zagrożeń naturalnych przez to zdolność do kumulowania energii w górotworze lub skałach i nagłego jej wyzwole Skłonność górotworu i skał (skał płonnych i pokładów węgla) do tąpań - rozumie się w zakładach górniczych nia w momencie zmiany lub zniszczenia ich struktury. W okresie powojennym do lat 70. XX wieku ocena stanu zagrożenia tąpaniami bazowała na bliżej niesprecyzowanej naturalnej skłonności do tąpań. Kwalifikacje pokładów węglowych do jednego z trzech stopni zagrożenia tąpaniami miały charakter jakościowy, polegający na prostym opisowym definiowaniu - na przykład stopień III - pokłady lub partie pokładów, w których występują silne i liczne tąpania z dużymi 23

25 skutkami. Dopiero w 1973 roku skłonność do tąpań została zdefiniowana na podstawie energetycznego wskaźnika naturalnej skłonności węgla do tąpań WET (Szecówka, Domżał, Ożana 1973) - rysunek 2.1. gdzie: F sp - sprężysta energia odkształcenia,, F st - energia strat. Rys Schemat energetyczny do wyznaczania wskaźnika W et Do 2002 roku pojęcie skłonności do tąpań wiązano z właściwościami pokładu, a pokłady lub ich części zaliczano do stopni zagrożenia tąpaniami na podstawie miar pokładów skłonnych do tąpań - Do pierwszego stopnia zagrożenia tąpaniami zalicza się pokłady lub części pokładów skłonnych do tąpań, w których... (Zarządzenie Prezesa WUG 1994). Skłonność do tąpań była określana odrębnie dla poszczególnych skał - oddzielnie dla węgla, a oddzielnie dla skał płonnych, w tym jego przerostów, co ilustruje rysunek 2.2. mułowiec iłowiec węgiel matowy łupek węglowy węgiel błyszczący iłowiec węgiel półbłyszczący iłowiec piaskowiec Rys Schemat opróbowania pokładu węgla i przerostów skał płonnych do wyznaczania wskaźnika W et Obecnie, zgodnie z Rozporządzeniem Ministra Spraw Wewnętrznych i Administracji z dnia 14 czerwca 2002 r. (Rozporządzenie 2002) i jego nowelizacją z dnia 6 października 2003 roku w sprawie zagrożeń naturalnych w zakładach górniczych, pojęcie skłonności do tąpań wiąże się z całokształtem właściwości pokładu i skał otaczających. Wprowadzono pojęcie: skłonność górotworu i skał do tąpań. Rozporządzenie to spowodowało istotne zmiany w zasadach kwalifikowania pokładów węgla 24

26 kamiennego do stopni zagrożenia tąpaniami: Do pierwszego stopnia zagrożenia tąpaniami zalicza się pokłady lub ich części zalegające w górotworze skłonnym do tąpań... Zdaniem Autorów, w dalszym ciągu przepisy Prawa geologicznego i górniczego wymagają udoskonalenia zapisów i sformułowań, między innymi w zakresie zdefiniowania górotworu nieskłonnego do tąpań oraz w zakresie kwalifikowania wyrobisk do odpowiednich stanów zagrożenia tąpaniami Proponowane nowelizacje przepisów prawa w zakresie oceny skłonności do tąpań i zagrożenia tąpaniam i Dotychczasowe regulacje prawne kwalifikowania pokładów węgla do stopni zagrożenia tąpaniami są kwalifikacjami jakościowymi. Stan zagrożenia tąpaniami pokładu lub jego części, zaliczonego na przykład do III stopnia zagrożenia w poszczególnych kopalniach, w wielu przypadkach różni się zasadniczo w konfrontacji z obiektywnie stwierdzonym stanem zagrożenia. Konsekwencje ekonomiczne takiego zaliczenia natomiast są porównywalne lub jednakowe. Obecny stan badań analitycznych i empirycznych pozwala na jednoznaczne wyznaczenie miejsc zwiększonego stanu zagrożenia tąpaniami w pokładzie (w polu ścianowym), co pozwala na optymalizację projektów eksploatacji, wykluczających lokalizację wyrobisk korytarzowych w miejscach o największym zagrożeniu, a w miejscach zagrożonych - stosowanie skutecznej wyprzedzającej profilaktyki tąpaniowej. Zgodnie z wieloletnimi doświadczeniami kopalń węgla kamiennego należy przyjąć, że: zagrożenie tąpaniami występuje w górotworze skłonnym do tąpań, stan zagrożenia tąpaniami jest zmienny w poszczególnych miejscach partii pokładu czy pola ściany w zależności od zmiany uwarunkowań geologiczno-górniczych, zagrożone tąpaniami są wyrobiska, a nie pokłady. Powyższe upoważnia do: ilościowej oceny skłonności górotworu i skał do tąpań, kwalifikowania wyrobisk lub ich części (odcinków) do odpowiednich stanów zagrożenia tąpaniami. Miary skłonności do tąpań środowiska skalnego powinny spełniać między innymi następujące warunki: obejmować przestrzeń górotworu, która zgodnie z wynikami badań i obserwacjami dołowymi ma bezpośredni wpływ na zagrożenie tąpaniami wyrobisk górniczych, bazować na możliwie wszechstronnym poznaniu właściwości strukturalnych i mechanicznych skał, niezbędny zakres oznaczania określonych parametrów skał powinien być realny do zbadania, przy powszechnym stosowaniu tej że miary. Uwzględniając powyższe, skłonność górotworu do tąpań można ocenić, między innymi, na podstawie: sejsmiczności indukowanej robotami górniczymi (Konopko 2005), 25

27 liczby górotworu Lg (Konopko 1994b), wskaźnika skłonności górotworu do tąpań Wtg (Bukowska 2005a, b, c, d), wskaźnika energii kinetycznej górotworu Weii (Bukowska 2005c, d), wskaźnika geologiczno-geomechanicznej oceny skłonności górotworu do tąpań GEO (Bukowska 2005d). Ilościowa kwalifikacja skłonności górotworu do tąpań powinna zastąpić obecną jakościową kwalifikację pokładów do stopni zagrożenia tąpaniami, jak również powinna podlegać dotychczasowej procedurze zaliczania. Prowadzenie robót w górotworze skłonnym do tąpań obliguje kierownictwo kopalni do zorganizowania służby do spraw tąpań oraz opracowania kompleksowego projektu eksploatacji pokładów zalegaj ących w warunkach zagrożenia tąpaniami (w górotworze skłonnym do tąpań). Biorąc pod uwagę natomiast, że zagrożone tąpaniami, zgodnie z fizyką zjawiska, są wyrobiska górnicze zlokalizowane w górotworze skłonnym do tąpań oraz, że stany zagrożenia tąpaniami wyrobisk górniczych są możliwe do ustalenia na drodze prognostycznej, na podstawie geologiczno-górniczych uwarunkowań lokalizacji wyrobisk i empirycznej na podstawie bieżących pomiarów przewidzianych w Kompleksowej metodzie..., kwalifikację wyrobisk lub ich części do poszczególnych stanów zagrożenia tąpaniami ustala Kierownik Ruchu Zakładu Górniczego z wykorzystaniem opinii Kopalnianego Zespołu ds. Tąpań. Analogicznie ustala też zmiany w tej kwalifikacji wynikające ze zmiany uwarunkowań wyrobiska lub poszczególnych jego części (odcinków). Zakwalifikowanie wyrobiska lub jego części (odcinka) do określonego stanu zagrożenia tąpaniami obliguje kopalnię do opracowania i stosowania odpowiedniej profilaktyki tąpaniowej. 26

28 3. Zagrożenie tąpaniami w górnictwie węgla kam iennego w Polsce Z upływem lat w polskim górnictwie węgla kamiennego następowało zróżnicowanie występowania wstrząsów indukowanych działalnością górniczą i tąpnięć. Na przełomie lat 40. i 50. XX wieku notowano po kilkaset tąpnięć rocznie (rys. 3.1). Rozwój technologii eksploatacji i stopniowo rozwijane metody profilaktyki tąpaniowej spowodowały systematyczne ograniczanie liczby tąpnięć, pomimo stałego zwiększania produkcji węgla kamiennego do końca lat 70. ubiegłego wieku i zwiększania głębokości eksploatacji. W tym okresie notowano kilkadziesiąt tąpnięć w roku. Od lat 90. ubiegłego wieku odnotowano wyraźne zmniejszenie liczby tąpnięć, która wynosi obecnie kilka rocznie (rys. 3.1) ^ h f f \ _ ~h I 111 i = 1 111F=P^ ł ^ ł ł t H tih r o k Rys Liczba tąpnięć N w latach w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym (Raport ) Częstość występowania tąpnięć zmuszała ośrodki naukowe i nadzór górniczy do modyfikowania, uszczegółowiania przepisów wykonawczych do Prawa geologicznego i górniczego w zakresie zagrożenia tąpaniami. Zagrożenie tąpaniami jest rozumiane jako możliwość wystąpienia tąpnięcia w rezultacie niekorzystnych warunków geologiczno-górniczych w wyrobisku górniczym lub w jego otoczeniu. W kopalniach węgla kamiennego ustanowione są trzy stopnie zagrożenia tąpaniami (ZT): 1. Do I stopnia ZT zalicza się pokłady lub ich części zalegaj ące w górotworze skłonnym do tąpań, w których: a) dokonano odprężenia: - przez wybranie pokładu odprężaj ącego z zawałem stropu w odległości nie większej niż 50 m pod pokładem odprężanym lub 20 m nad tym pokładem, - przez wybranie pokładu odprężaj ącego z podsadzką hydrauliczną w odległości nie większej niż 30 m pod pokładem odprężanym lub 15 m nad tym pokładem, 27

29 - grubego pokładu - przez czyste wybranie warstwy tego pokładu, - nie zachowując parametrów określonych wyżej, ale wyniki badań i opinia rzeczoznawcy uzasadniają takie zaliczenie w związku z występującymi warunkami geologiczno-górniczymi oraz właściwościami geomechanicznymi pokładu i skał otaczających, b) po odprężeniu tąpania nie występują. 2. Skuteczność odprężania powinna być potwierdzona badaniami geofizycznymi lub analitycznymi z częstotliwością określoną przez Kierownika Ruchu Zakładu Górniczego na podstawie opinii Kopalnianego Zespołu ds. Tąpań. 3. Do II stopnia ZT zalicza się pokłady lub ich części zalegające w górotworze skłonnym do tąpań, w którym nie dokonano odprężenia przez wybranie pokładu sąsiedniego, ale wyniki badań i opinia rzeczoznawcy uzasadniają takie zaliczenie w związku z występującymi warunkami geologiczno-górniczymi oraz właściwościami geomechanicznymi pokładu i skał otaczających. 4. Do III stopnia ZT zalicza się pokłady lub ich części zalegające w górotworze skłonnym do tąpań, w których nie dokonano odprężenia przez wybranie pokładu sąsiedniego lub wystąpiło tąpnięcie, pomimo dokonanego wcześniej odprężenia. W tablicy 3.1 i na rysunku 3.2, na podstawie Raportu... ( ) i danych Wyższego Urzędu Górniczego przedstawiono informacje za lata dotyczące wielkości wydobycia, z uwzględnieniem wydobycia z pokładów zagrożonych tąpaniami, liczby wstrząsów wysokoenergetycznych i ich sumarycznej energii oraz liczby tąpnięć, jak również liczby wypadków w wyniku zaistnienia tąpnięć, z wydzieleniem wypadków śmiertelnych. W tablicy 3.2 zestawiono natomiast wypadki zbiorowe zaistniałe wskutek tąpnięć w latach w kopalniach węgla kamiennego, według WUG (2007), z podziałem na wypadki śmiertelne, ciężkie i lekkie. wydobycie, m ln ton i wydobycie ogółem i wydobycie z pokładów zagrożonych tąpaniami wstrząsy w s trz ą s y Rys Wstrząsy wysokoenergetyczne (E > 105 J) na tle wydobycia (w tym wydobycia z pokładów zagrożonych tąpaniami) w kopalniach węgla kamiennego, według WUG (2007) 28

30 Tablica 3.1. Zestawienie wydobycia, wstrząsów wysokoenergetycznych, tąpnięć i wypadków w kopalniach węgla kamiennego, według WUG (2007) Rok Wstrząsy > J, Wypadki wskutek Wydobycie z pokładów zagrożonych tąpaniami wg GIG Liczba tąpnięć Wydobycie I-III st. ZT III st. ZT tąpnięć % % liczba SE, GJ śmiertelne ogółem mln ton mln ton mln ton ,8 57,1 29, , ,7 49,4 30, , ,9 55,5 29, , ,5 55,2 28, , ,0 54,3 28, , ,1 51,9 27, , ,3 51,6 27, , ,7 50,9 26, , ,7 49,5 25, , ,7 49,5 27, , ,4 42,2 28, , ,1 41,9 29, , ,3 41,8 31, , ,2 42,6 32, , ,7 43,0 32, , ,3 45,4 33, , ,2 44,2 32, , ,1 46,2 37, , ,9 41,9 36, , ,4 39,4 35, , ,5 37,2 36, , ,6 37,4 36, , ,1 41,8 40, , ,5 42,3 42, , ,5 39,2 39, , ,0 41,6 42,9 13,3 13, , ,4 42,1 44,2 15,9 16, , Tablica 3.2. Wybrane wypadki zbiorowe zaistniałe wskutek tąpnięć w latach w kopalniach węgla kamiennego według WUG (2007) Kopalnia Data Godzina Energia Wypadki J śmiertelne ciężkie lekkie Czerwone Zagłębie Powstańców Śląskich Siemianowice Bobrek Zabrze-Bielszowice Śląsk Halemba Porąbka Klimontów Miechowice Nowy Wirek Zabrze-Bielszowice Wesoła Halemba Bielszowice Rydułtowy-Anna , Pokój

31 Przedstawione w tablicach 3.1 i 3.2 wypadki zbiorowe miały znamiona katastrof i wynikały z zagrożenia tąpaniami w kopalniach podziemnych. Obecna liczba kilku tąpnięć w roku wynika głównie ze zmniejszania się rocznego wydobycia węgla kamiennego, które wynosi mniej niż 100 mln ton, i często z rezygnacji z eksploatowania partii o największym zagrożeniu. Ogromne znaczenie odgrywa również stałe doskonalenie metod oceny stanu zagrożenia i prewencji tąpaniowej.

32 4. Górnośląskie Zagłębie W ęglowe - budowa, poligony badawcze, w łaściw ości skał 4.1. Zarys budowy geologicznej Górnośląskiego Zagłębia W ęglowego Geotektoniczne położenie G ZW Górnośląskie Zagłębie Węglowe (GZW) powstało w północnym narożu dużego masywu krystalicznego Brunnii - Górnego Śląska o konsolidacji prekambryjskiej (rys. 4.1). Od zachodu graniczy z morawsko-śląską strefą fałdową waryscydów, której granicę zachodnią stanowi masyw czeski. Od wschodu GZW graniczy ze strefą krakowską, natomiast jego granicę południową, o charakterze erozyjnym, wyznaczaj ą wychodnie krystalicznego podłoża (Pożaryski, Dembowski 1983). Rys Pozycja geologiczna GZW Wymienione wyżej waryscyjskie jednostki tektoniczne ciągną się na południe pod nasunięcie Karpat, prawdopodobnie do linii Lednic w Czechach i lineamentu perykarpackiego w Polsce. Skomplikowana wewnętrzna budowa tektoniczna zagłębia jest efektem nakładaj ących się różnowiekowych procesów geologicznych, począwszy od epoki waryscyjskiej po alpejską. 31

33 Rozwój budowy geologicznej G ZW Górnośląskie Zagłębie Węglowe wraz z fałdową strefą morawsko-śląską powstało z rozległego, otwartego w kierunku północno-wschodnim, basenu morawsko- -śląskiego (Unrug, Dembowski 1971). Na rozwój GZW i ukształtowanie budowy miały wpływ przede wszystkim ruchy tektoniczne orogenezy waryscyjskiej. Jednak jej poszczególne fazy w różnym stopniu zaznaczyły się w obrębie zagłębia. Z dotychczasowych badań wynika, że bardzo wyraźne zmiany w rozwoju GZW spowodowały ruchy fazy leońskiej. W czasie jej trwania doszło do sfałdowania i wypiętrzenia zachodniej części zagłębia wskutek nasuwania się od zachodu morawsko-śląskiej gałęzi waryscydów oraz obniżenia jego części wschodniej. W tym czasie w obrębie utworów karbońskich został utworzony zasadniczy zarys strukturalny, w późniejszym czasie, tj. w orogenezie alpejskiej już tylko modyfikowany. Pozostałe waryscyjskie fazy górotwórcze nie miały wyraźnego wpływu na powstawanie wymienionych struktur. Natomiast na ich tworzenie się niewątpliwy wpływ miała budowa głębokiego podłoża GZW. Nie została ona dotąd w sposób jednoznaczny wyjaśniona. Problem ten jest jednak ważny z uwagi na fakt, że wiele zjawisk geologicznych, a szczególnie geodynamicznych, ma związek z procesami, które zaszły w głębokim podłożu zagłębia, tj. w krystalicznych skałach budujących masyw Brunnii - Górnego Śląska. Masyw ten jest ograniczony trzema głównymi lineamentami: od wschodu lineamentem strefy krakowskiej, od południa lineamentem perypienińskim (szwem Karpat wewnętrznych), a od zachodu szwem strefy morawsko-śląskiej. W jego części NW przebiegający lineament Łaby dzieli masyw na dwa segmenty, tj. segment Brunnii i segment Górnego Śląska. Segment górnośląski wykazuje bardzo wyraźne zróżnicowanie się budowy z podziałem na bloki, wyróżniające się w obrazie geofizycznym (Kotas 1982). Cechują się one subrównoleżnikowym ułożeniem i są oddzielone od siebie nieciągłościami drugiego rzędu. W okresie orogenezy waryscyjskiej bloki te ulegały przemieszczaniu. Ich ruchy miały niewątpliwy wpływ na powstanie w utworach karbońskich głównych struktur tektonicznych Tektonika utworów górnokarbońskich G ZW Wielu autorów przyjmuje, że powstała w okresie orogenezy waryscyjskiej tektonika była uwarunkowana skomplikowanym udziałem różnych czynników regionalnych i lokalnych. Do najważniejszych należy zaliczyć m.in.: nacisk i ruch masywu podłoża GZW w kierunku na N i NW; podsuwanie się tego masywu pod masyw czeski wzdłuż szwu morawsko-śląskiego; stopniowe zmniejszanie się kompresji jego pokrywy osadowej skierowanej na EES; blokową budową masywu podłoża o dominującym kierunku wydłużenia bloków W-E oraz prawoskrętny ruch przesuwczy tego masywu wzdłuż lineamentu krakowskiego i jego nacisk z S na SE, który spowodował prawoskrętne ruchy przesuwcze wzdłuż granic bloków podłoża. Czynniki te, a także duża miąższość serii skał osadowych zalegaj ących na sztywnym, krystalicznym podłożu oraz ich właściwości fizyczne, spowodowały powstanie wyraźnej strefowości 32

34 tektonicznej w utworach karbońskich zagłębia. Są to, według Kotasa (1985), tektoniki (rys. 4.2): fałdowej, dysjunktywnej (blokowej), fałdowo-blokowej. strefy Rys Szkic budowy geologicznej Górnośląskiego Zagłębia Węglowego według Państwowego Instytutu Geologicznego (Buła, Kotas 1994) Strefa tektoniki fałdowej ciągnie się wąskim pasem wzdłuż zachodniej granicy zagłębia i ma przebieg SSE-NNW, zgodny z kierunkiem morawsko-śląskich struktur waryscyjskich. Stanowi zatem kontynuację struktur fliszowych występujących dalej na zachód od GZW. Tworzy ona szereg stromych struktur antyklinalnych i fleksur na południu zagłębia (Krejci i in. 1963), które ku północy przechodzą w nasunięcia boguszowickie i orłowskie o dużej amplitudzie i zmieniającym się nachyleniu. Zgodnie z wynikami badań geofizycznych zaburzenia te wykazują ścisły związek z głębokim podłożem, zalegającym na głębokości około 10 km. Strefa tektoniki dysjunktywnej zajmuje przeważającą część powierzchni zagłębia. Położona jest na wschód od nasunięcia orłowskiego, a jej inwersja tektoniczna jest podporządkowana kierunkowi W-E. Na powstanie strefy tej tektoniki niewątpliwy wpływ miała blokowa budowa krystalicznego podłoża oraz ruchy tych bloków w okresie orogenezy waryscyjskiej. 33

35 Zgodnie z istniejącymi poglądami spowodowały one powstanie m.in. rozległej synklinalnej struktury niecki głównej, uformowanie się rygli (elewacji) Kozłowice -Trzyniec i Bielsko-Andrychów oraz struktur elewacyjnych w północnej części GZW. Wymienione wyżej struktury inwersyjne I rzędu zostały skomplikowane strukturami II rzędu. Są to na ogół struktury subrównoleżnikowe, często o układzie kulisowym. Elementy tektoniczne podłoża GZW oraz dysjunktywne I i II rzędu w karbonie przebiegają dalej w obrębie tektoniki fałdowej i powodują jej poprzeczną segmentację, co potwierdziła analiza strukturalna. Strefa tektoniki fałdowo-blokowej, położona we wschodniej części zagłębia, charakteryzuje się kulisowym układem niesymetrycznych brachyfałdów i łusek, pociętych uskokami o południkowym przebiegu. Charakter tych struktur oraz badania Krokowskiego (Bogacz, Krokowski 1981) uzasadniają pogląd o prawoskrętnym ruchu przesuwczym podłoża GZW wzdłuż lineamentu Krakowa, a także innych nieciągłości ograniczających zagłębie w czasie orogenezy waryscyjskiej. Wpływ alpejskich ruchów tektonicznych na waryscyjskie struktury zagłębia, jak dotąd, nie został dobrze poznany. Przyczyną jest niewielki zasięg poziomy oraz pionowy utworów triasu i podrzędnie jury, a więc brak jest stratygraficznego udokumentowania wieku występujących struktur i uskoków, które mogły powstać w okresie od westfalu po miocen górny. Zgodnie z poglądami Herbicha (1981) w mezozoicznej sieci uskoków są powtórzone główne kierunki sieci uskoków karbońskich, powstałych w orogenezie waryscyjskiej. Jest to w przewadze sieć wtórna uskoków, zgodna z regionalnymi kierunkami W-E i N-S, a podrzędnie NW-SE i SW-SE. W budowie Górnośląskiego Zagłębia Węglowego wyróżnia się trzy zasadnicze piętra strukturalne (Kotas 1995): Kaledońsko-waryscyjskie piętro strukturalne podłoża, obejmuje utwory prekambru (metamorficzne i magmowe), kambru o miąższości 110 m i dolnego dewonu (terygeniczne) o maksymalnej miąższości 78 m w południowej części zagłębia, dewonu środkowego, górnego i karbonu dolnego (seria węglanowa) o sumarycznej maksymalnej miąższości około 1400 m oraz z wyżej występującej serii morskich osadów terygenicznych - formacja fliszowa (mułowce i iłowce z wkładkami piaskowców) 0 miąższości 1500 m datowanych na przełom karbonu dolnego (wizen górny) i górnego (spągowa część namuru A) - warstwy malinowickie i zalaskie. Waryscyjsko-górnokarbońskie piętro molasowe - dolna seria paraliczna charakteryzuje się cyklicznością budowy. Są to skały klastyczne i fitogeniczne: zlepieńce, piaskowce, mułowce oraz iłowce (Bukowska 2007b) z fauną morską, brakiczną 1słodkowodną, jak również łupki węglowe i węgle oraz górna seria lądowa, na którą składają się trzy serie litologiczne: górnośląska seria piaskowcowa, seria mułowcowa i krakowska seria piaskowcowa. Powtarzające się w profilu pokłady węgla świadczą o tym, że ważnym czynnikiem warunkującym powstawanie wielopokładowych serii węglonośnych była równowaga między osiadaniem podłoża a dopływem materiału, który wypełniał basen (Kotas 1982). Stan równowagi trwał od 34

36 dolnej części namuru A do połowy westfalu D (ponad 30 mln lat) i był okresowo przerywany i modyfikowany czynnikami diastoficznymi związanymi z podłożem. Cykliczność sedymentacji utworów węglonośnych wyraża się określonym następstwem typów litologicznych skał i typów warstwowań. Ponadto, często jest ona podkreślana występowaniem poziomów gleb stygmariowych. Cyklotemy sedymentacyjne, w różnych częściach zagłębia różnią się między sobą również w zakresie miąższości, która najczęściej wynosi od kilku do kilkudziesięciu metrów dla każdego z nich. Utwory pokrywowe karbonu produktywnego - głównie utwory neogenu oraz triasu w północnej części zagłębia, a ponadto, w części wschodniej występujące lokalnie na utworach karbonu klastyczne utwory permu i węglanowe utwory jury Charakterystyka poligonów badawczych z poszczególnych grup pokładów Poligony badawcze zostały zlokalizowane w obszarach górniczych kopalń, w których prowadzi się eksploatację pokładów węgla począwszy od grupy 100, przez grupy: 200, 300, 400, 500, 600, 700 aż do pokładów grupy 800. Dla każdej grupy pokładów opracowano charakterystykę warunków geologicznych oraz górniczych, z uwzględnieniem zagrożeń występuj ących w rejonie wytypowanej kopalni oraz opisem profilu litologicznego 100 m stropu i 30 m spągu pokładu, który był przedmiotem analiz. Uzupełnieniem danych geologicznych są opracowane diagramy przedstawiaj ą- ce udział głównych typów skał górnego karbonu w przedmiotowych rejonach. Wiedza w nich zawarta była wykorzystywana do realizacji kolejnych części pracy badawczej zmierzających do opracowania kompleksowej metody oceny skłonności górotworu karbońskiego do tąpań. Charakterystyka złóż poszczególnych grup pokładów została przedstawiona w tablicach W opisach geologii poligonów badawczych zastosowano nomenklaturę ustanowioną w 2004 roku przez Międzynarodową Unię Nauk Geologicznych. Zlikwidowano podział na trzeciorzęd i czwartorzęd, i obecnie era keneozoiczna dzieli się na paleogen i neogen, w skład którego wchodzi czwartorzęd (plejstocen i holocen). Stosowana jest klasyfikacja stratygraficzna formacji górnego karbonu GZW za Państwowym Instytutem Geologicznym (Kotas, Buła, Jureczka 1988), zgodnie z którą w serii mułowcowej wydziela się warstwy orzeskie (pokłady ) i załęskie (pokłady ), a w górnośląskiej serii piaskowcowej warstwy rudzkie (pokłady ), siodłowe ( ) i nieproduktywne warstwy jejkowickie (NW część GZW). 35

37 Tablica 4.1. Grupa pokładów 100 Charakterystyka złoża Obszar badań jest położony we wschodniej części GZW, w obrębie południowej części wschodniego skrzydła niecki głównej, na wyniesieniu karbonu w rejonie Libiąża. W jego budowie biorą udział utwory karbonu górnego, którego nadkład stanowią utwory neogenu (piaski, żwiry i iły akumulacji lodowcowej i rzecznej) oraz występującego płatami triasu (iły, piaski, margle, wapienie, dolomity) o łącznej miąższości od 0 do około 250 m. Najmłodsze ogniwo karbonu górnego stanowią nieproduktywne utwory stefanu wykształcone jako seria pstrych utworów ilastych (50-60% ) i piaskowcowych. Leżą one na produktywnych utworach reprezentowanych przez warstwy libiąskie (pokłady /2) wykształcone jako różnoziarniste piaskowce arkozowe (50-70% ) z iłowcami, występującymi przeważnie w stropie i spągu pokładów węgla. Ich udział w profilu wynosi 10-20%. Najstarszym stwierdzonym ogniwem karbonu są warstwy łaziskie (pokłady 201/1-216) wykształcone jako różnoziarniste piaskowce z iłowcami występującymi na ogół w spągu pokładów węgla. Najniżej zalegające warstwy orzeskie stwierdzono jedynie kilkunastoma otworami. Obszar przecina gęsta sieć uskoków o azymutach NNW-SSE oraz NNE-SSW 1zrzutach od 10 do 200 m, tworzących system zrębów. Rozciągłość warstw ze względu na silne zaangażowanie tektoniczne jest zmienna. We wschodniej części obszaru ma ona kierunek NWW-SSE, natomiast w środkowej zmienia się na NW-SE lub wykazuje kierunek NE-SW przechodzący w równoleżnikowy. Kąty upadu warstw karbońskich są niewielkie i nie przekraczają generalnie 5. Wyjątek stanowi wschodnia i środkowa część obszaru, gdzie upady warstw są większe i dochodzą do 1 0. Głębokość eksploatacji wynosi m. Eksploatacja systemem zawałowym. Skala zagrożeń naturalnych: wodne: stopień I, II, III; pyłowe: klasa A; pożarowe: grupa V. Litologia w interwale 130 m w otoczeniu pokładu grupy warstw; 4 warstwy o m < 1 m, występują piaskowce o m > 15 m i wytrzymałości na ściskanie Rc < 2 0 MPa; miąższość warstw p-c 3,6 30,0 m 36

38 Tablica 4.2. Grupa pokładów 200 Kopalnia Charakterystyka złoża ZGE Jaworzno Sobieski III KWK Ziemowit Obszar badań jest położony we wschodniej części zagłębia, w obrębie niecki wilkoszyńsko-szczakowskiej. Miąższość karbonu przekracza 1500 m. Głębokość eksploatacji dochodzi do 660 m. Budują go utwory neogenu (piaski, iły) oraz triasu (piaski, iły, margle, dolomity i wapienie) o łącznej miąższości 100 m. Stanowią one nadkład utworów karbońskich. Karbon jest reprezentowany przez warstwy: łaziskie zbudowane głównie z piaskowców i zlepieńców z pokładami węgla oraz nielicznymi przerostami skał ilastych; orzeskie wykształcone jako seria utworów ilastych (do 60%) z przerostami mułowców, podrzędnie piaskowców zawierających liczne pokłady węgla; rudzkie w górnej części profilu zbudowane jako seria utworów iłowcowych oraz mułowcowych z podrzędnie występującymi piaskowcami, natomiast w dolnej są to piaskowce z przerostami iłowców oraz pokładami węgla o zmiennej grubości. Obszar leży w obrębie skomplikowanej struktury zwanej niecką wilkoszyńsko- -długoszyńską. Jej skrzydła tw orzą dwa pasy monoklinalnie zapadających wyniesień o przebiegu NW-SE. S ą one pocięte licznymi uskokami o kierunkach głównie NE-SW, a także NNW-SSE, których zrzuty wahają się od kilkunastu do m, a kąty nachylenia płaszczyzn od 45 do 80. Granicę NE i E niecki stanowi rozległa strefa tektoniczna będzińskokrakowska o charakterze regionalnym. Ze względu na silne zaangażowanie tektoniczne rozciągłość warstw karbońskich jest zmienna, natomiast ich upady są niewielkie i wynoszą od 4-5 do około 10. Naturalny dopływ wód dołowych wynosi około 50 m3/min. Eksploatacja odbywa się systemem zawałowym. Skala zagrożeń naturalnych: wodne: stopień I, II, III; pyłowe: klasa A; pożarowe: grupa V. Obszar badań jest położony w centralnej części GZW, w skrzydle zrzuconym uskoku książęcego. Zajmuje południową część niecki głównej. W jego budowie biorą udział utwory neogenu (piaski, gliny, żwiry, mułki, iły piaszczyste z wkładkami margli i gipsów) oraz występujące płatami utwory triasu (iły, piaski, margle, dolomity) o łącznej miąższości około 500 m. Stanowią one nadkład utworów karbońskich reprezentowanych przez warstwy od libiąskich po orzeskie. Są to utwory piaskowcowe lub iłowcowo-piaskowcowe z pokładami węgla. Warstwy libiąskie to seria utworów piaskowcowych (do 80%) z podrzędnym udziałem iłowców występujących na ogół w otoczeniu pokładów węgla. Podobnie wykształcone są warstwy łaziskie, które stanowią również piaskowce i zlepieńce z pokładami węgla (pokłady 206, 207, 209, 215), w otoczeniu których występują iłowce. Warstwy orzeskie (pokład 308), to seria iłowcowo- -piaskowcowa ze znaczną przewagą iłowców i mułowców (69%) nad piaskowcami (28%) oraz zmiennymi pokładami węgla. Średnie miąższości aktualnie eksploatowanych pokładów wynoszą: 206-2,0-2,8 m, 207-3,0-3,1 m, 209-5,5 m, 308-2,0-3,0 m. Obszar jest pocięty licznymi uskokami o kierunkach SW-NE, W-E oraz SE-NW. S ą to uskoki w przewadze normalne. Towarzyszy im szereg uskoków o charakterze lokalnym. Obszar ma budowę monoklinalną. Warstwy karbońskie są nachylone ku SE pod kątem od 2 do 8. Eksploatacja odbywa się systemem zawałowym. Skala zagrożeń naturalnych: wodne: stopień I, II, III; pyłowe: klasa A; pożarowe: grupa IV, V; tąpaniami: I stopień część pokładu 209. Litologia w interwale 130 m w otoczeniu pokładu grupy lupki m ulow ce w ę g lo w e ^ 2 % i owce 1 % \ / 3 % Y i n t e w ęgle m 4% ^ p ia ^ o w c e 90% 33 warstwy; 9 warstw o m < 1 m (27%), górotwór zróżnicowany pod względem litologicznym, występują warstwy o miąższości powyżej 15 m; miąższość warstw p-c 2,0-20,6 m Litologia w interwale 130 m w otoczeniu pokładu g rupy iłow ce 2 % p ia skow ce 9 8 % 6 warstw; 2 warstwy o m < 1 m, występują piaskowce o m > 1 5 m, ale bardzo słabe pod względem wytrzymałoś ;i na ściskanie; miąższość warstw p-c 2,3-99,3 m 37

39 Tablica 4.3. Grupa pokładów 300 Kopalnia KWK Silesia Charakterystyka złoża Obszar badań jest położony w południowej części GZW, w południowym skrzydle niecki głównej. W jego budowie biorą udział utwory neogenu (piaski, żwiry, gliny, pyły, mułki, torfy, iły) o łącznej miąższości dochodzącej do około 670 m. Stanowią one nadkład utworów karbonu górnego reprezentowanego przez warstwy od łaziskich po siodłowe. Buduje je seria utworów iłowcowych i piaskowcowych o bardzo zmiennym udziale w profilu litologicznym poszczególnych ogniw stratygraficznych. Wśród nich występują również bardzo zmienne, pod względem ilości, grubości i jakości, pokłady węgla. Warstwy łaziskie budują w przewadze piaskowce stanowiące 82% profilu utworów. Wśród nich w postaci przewarstwień występują mułowce i iłowce towarzyszące głównie pokładom węgla. W warstwach orzeskich i rudzkich górnych dominują iłowce i mułowce, wśród których występują piaskowce stanowiące od 13 do 30% całego profilu oraz węgle i łupki węglowe (3,7-13,3% ). Dolna część warstw rudzkich oraz siodłowe m ają zdecydowanie charakter piaskowcowy. Udział piaskowców w profilu wynosi średnio 60%, a iłowców, występujących w postaci przerostów, kilka procent. Reszta to pokłady węgla. Występuje 58 bilansowych pokładów węgla o grubości 0,8-9,1 m od pokładu 208/1 do pokładu 510. Dotychczas eksploatacją było objętych 20 pokładów grupy 200 i 300 po pokład 335. Omawiany obszar leży w zasięgu półzrębu Pawłowice-Goczałkowice- Bielany. Półzrąb ten jest obcięty strefami uskoków o dużych zrzutach i charakterze regionalnym. Od północy jest to strefa uskokowa Żory- Jawiszowice o zrzucie 1100 m, a od południa strefa uskoku Ruptawa- Czechowice-Marcyporęba o zrzucie m, mające przebieg równoleżnikowy. Strefom tym towarzyszą uskoki o mniejszych zrzutach od kilku do maksymalnie 130 m i przebiegu zarówno równoleżnikowym, jak i południkowym. Utwory karbonu w badanym rejonie m ają rozciągłość zbliżoną do kierunku W-E z niewielkim odchyleniem na NWW-SSE w jego części zachodniej oraz na NEE-SWW w jego części południowowschodniej. Warstwy karbonu zapadają natomiast monoklinalnie generalnie w kierunku północnym pod zmiennymi kątami od 25 do 30 w części południowej obszaru, w jego części południowow schodniej, w części środkowej i 7-9 w części północnej. Dopływ wód słonych wynosi obecnie 3,3 m 3/min. System eksploatacyjny: zawałowy. Skala zagrożeń naturalnych: wodne: stopień I; pyłowe: klasa A; pożarowe: grupa V; pyłowe: klasa B. Litologia w interwale 130 m w otoczeniu pokładu grupy 300 piaskow ce QD 38% [ ^ ilow ce m uło w ce ^ w ę g l e 53% 5% 4% 23 warstwy; 6 warstw o m < 1 m (26%), występują warstwy piaskowców o wytrzymałości powyżej 50 MPa i miąższości powyżej 15 m; miąższość warstw p-c 1,0-16,7 m; odległość p-c od stropu ~33,0 m i ~85,0 m 38

40 Tablica 4.4. Grupa pokładów 400 Charakterystyka złoża o Obszar badań znajduje się w centralnej części GZW, na południowym skłonie siodła głównego oraz północnym skrzydle niecki głównej. W jego budowie biorą udział utwory neogenu (piaski, iły, żwiry) oraz występujące płatami utwory triasu (piaski, iły, margle, wapienie), stanowiące nadkład karbonu o miąższości od 0 do 262 m. Utwory karbonu (warstwy od orzeskich po porębskie) reprezentuje seria iłowców i piaskowców z pokładami węgla o bardzo zmiennym udziale tych skał w profilu litologicznym. Warstwy orzeskie i górna część profilu warstw rudzkich są wykształcone w 60% jako iłowce, wśród których podrzędnie występują piaskowce. Dolna część warstw rudzkich oraz warstwy siodłowe to w przewadze piaskowce, wśród których występujące iłowce na ogół towarzyszą pokładom węgla. Warstwy porębskie to kompleks w przewadze utworów iłowcowych z nielicznymi przewarstwieniami piaskowców i pokładów węgla. Siodło główne i nieckę główną rozdziela strefa regionalnych uskoków kłodnickiego I i kłodnickiego II o szerokości około 2 km i kierunku równoleżnikowym. Uskoki te zrzucają warstwy karbonu na południe o 60 do 160 m. Kąty nachylenia ich płaszczyzn w ynoszą od 70 do 80. Uskokom tym towarzyszy szereg uskoków mniejszych o azymutach se-nw oraz E-W, zrzutach od kilku do 60 m i kątach nachylenia płaszczyzn od 6 8 do 85. Układają się one schodkowo lub wachlarzowato, zrzucając warstwy na SE i E. W strefach łączenia się uskoków jest obserwowane sumowanie się ich zrzutów. Pomimo silnie rozwiniętej tektoniki rozciągłość warstw karbonu jest stała i ma generalnie kierunek NW-SE. Warstwy zapadają pod kątem 4-6 a tylko w strefie uskoków kłodnickich pod kątem 10 Obszar badań jest położony w południowo-zachodniej części GZW, w środkowej i północno-wschodniej części niecki chwałowickiej oraz we wschodniej części niecki jejkowickiej. Budują go utwory neogenu (piaski, żwiry i iły) o łącznej miąższości około 330 m. Stanowią one nadkład karbonu górnego reprezentowanego przez warstwy od orzeskich po porębskie. Wykształcone są jako iłowce, mułowce i piaskowce o różnej grubości, przewarstwiane pokładami węgla. Udział tych skał w profilu litologicznym jest bardzo zmienny w zależności od ogniwa stratygraficznego, w którym występują. Warstwy orzeskie buduje kompleks utworów ilastych z pokładami węgla i przewarstwieniami mułowców, rzadziej piaskowców. Warstwy rudzkie w górnej części profilu to głównie iłowce z przewarstwieniami mułowców i piaskowców, a w dolnej gruboławicowe piaskowce, zawierające wkładki iłowców i różnej grubości i pokłady węgla. Warstwy siodłowe budują piaskowce z grubymi pokładami węgla, którym towarzyszą iłowce (do 30%), natomiast warstwy porębskie to kompleks piaskowców, iłowców i mułowców z nielicznymi, cienkimi pokładami węgla. Niecki chwałowicką i jejkowicką oddziela strefa nasunięcia boguszowickiego, biegnąca przez środek obszaru. Stanowi ona jego główną dyslokację o amplitudzie około 1500 m. Obok niego na obszarze występują liczne uskoki, w przewadze normalne o kierunku równoleżnikowym i zrzutach od 10 do 250 m. Ze względu na budowę strukturalną obszaru, rozciągłość warstw karbońskich zmienia się od południkowej po równoleżnikową, a upady warstw od 5-6 do 50. System eksploatacyjny: zawałowy. Skala zagrożeń naturalnych: metanowe: kategoria II (403/3) i III (404/3); wodne: stopień I; pyłowe: klasa B; pożarowe: grupa III, IV i V. Litologia w interwale 130 m w otoczeniu pokładu grupy 400 węgle 11% - mulowce 19%.. piaskowce 80 warstw; 42 warstwy o m < 1 m (53%), górotwór silnie uwarstwiony i zróżnicowany pod względem litologicznym; miąższość warstw p-c 0,4-6,2 m 39

41 Obszar badań jest położony w południowo-zachodniej części GZW, w zachodnim skrzydle niecki głównej. W jego budowie biorą udział utwory karbonu, którego nadkład stanowią utwory neogenu (piaski, żwiry, gliny, iły, iłołupki) o miąższości nieprzekraczającej 200 m. W karbonie zostały wydzielone warstwy od orzeskich po brzeżne, zbudowane z iłowców, mułowców i piaskowców z pokładami węgla. Udział poszczególnych skał w profilu karbonu jest zmienny w zależności od ogniwa stratygraficznego. W warstwach orzeskich dom inują iłowce i mułowce. Piaskowce, których w profilu jest 2-3% stanowią przewarstwienia. W górnej części warstw rudzkich dominują iłowce, wśród których występują mułowce i piaskowce, i stanowią tylko przewarstwienia, natomiast w dolnej części dominującymi są gruboławicowe i zlepieńcowate piaskowce z pokładami węgla, którym towarzyszą cienkie warstwy iłowców. Warstwy brzeżne to głównie iłowce z niewielkimi przewarstwieniami drobnoziarnistych piaskowców. Omawiany obszar leży w zachodnim skrzydle niecki głównej, która od zachodu przylega do nasunięcia orłowskiego. Wykazuje on budowę fałdową. Jego głównym elementem jest antyklina o południkowym kierunku osi, biegnąca przez środek obszaru równolegle do nasunięcia. Jest ona przedłużeniem siodła Jastrzębia. Rejon jest pocięty gęstą siecią uskoków południkowych i równoleżnikowych o zrzutach od kilku do około m, którym towarzyszy szereg uskoków mniejszych, o różnych kierunkach i zrzutach, od kilku do kilkunastu metrów, oraz drobnych nasunięć. Nachylenia warstw karbonu są zmienne i wynoszą od 6 do 30, a w rejonie siodła Jastrzębia nawet 50. Podobnie zmienna jest ich rozciągłość od południkowej po równoleżnikową. Obszar badań jest położony w północno-zachodniej części GZW, w obrębie zachodniego skrzydła niecki głównej i struktur fałdowych zachodniej części zagłębia. W ystępują na nim utwory neogenu (piaski, żwiry, gliny, iły, mułki) i paleogenu (iły i pyły z wkładkami piaskowców oraz gipsowo-wapiennymi) z płatami triasu (iły, iłołupki z wkładkami wapieni oraz piaskowce). Tworzą one nadkład karbonu o grubości dochodzącej do 420 m. Karbon jest reprezentowany przez warstwy od orzeskich po brzeżne. Warstwy te są wykształcone jako kompleksy utworów iłowcowo-mułowcowo-piaskowcowych z pokładami węgla o bardzo zmiennym udziale w profilu litologicznym poszczególnych ogniw stratygraficznych. Warstwy orzeskie i rudzkie górne to seria utworów iłowcowo-piaskowcowych z wyraźną przewagą iłowców. Warstwy rudzkie dolne i siodłowe to grubo ławicowe piaskowce oraz zlepieńce, w których iłowce towarzyszą tylko pokładom węgla. Kompleks warstw brzeżnych (porębskie, jaklowieckie, gruszowskie i pietrzkowickie) to serie iłowców, miejscami silnie zapiaszczonych oraz mułowców, wśród których piaskowce występują tylko w postaci niewielkich przewarstwień (do 1 0 %). W Omawiany obszar od zachodu ogranicza nasuniecie orłowskie, stanowiące dużą strefę tektoniczną o amplitudzie od do m i kącie nachylenia płaszczyzn w kierunku na SWW. Głównym elementem strukturalnym omawianego obszaru jest tzw. fałd knurowski. Stanowią go dwie niecki i dwa, kolejno występujące po sobie, wyniesienia w postaci niesymetrycznych i stromo ustawionych siodeł. Poza tym na całym obszarze występuje szereg niewielkich sfałdowań i nieliczne, drobne uskoki o zrzutach od kilkudziesięciu centymetrów do kilku metrów. Uskoki m ają na ogół lokalny zasięg i występują w pojedynczych pokładach. Rozciągłość warstw karbońskich jest zmienna szczególnie w rejonie fałdu knurowskiego. Podobnie zmienne są upady warstw wynoszące na ogół 10-25, a w rejonie fałdów przekraczają 30 Litologia w interwale 130 m w otoczeniu pokładu grupy 400 K K Złoże budują utwory karbonu produktywnego: warstwy orzeskie, rudzkie, siodłowe i porębskie. Obecnie są eksploatowane pokłady 358/1, 359 i 405/1 zalegające na głębokości m. Piętra pokrywowe budują utwory neogenu. W złożu zostało udokumentowanych 8 6 pokładów, z których 59 ma ustalone zasoby przemysłowe. Złoże charakteryzuje się intensywną tektoniką fałdowo-uskokową nachylenie warstw w złożu wynosi od 3 do 87 w rejonie fałdów. Dodatkowo w złożu występuje kilka uskoków o zrzutach m oraz kilkadziesiąt mniejszych o zrzutach powyżej 0,5 m. System eksploatacyjny: zawałowy. Skala zagrożeń naturalnych: metanowe: kategoria I, II, III; wodne: stopień I; pyłowe: klasa B; pożarowe: grupa II; tąpaniami: stopień I i II. 33 warstwy; 11 warstw o m < 1 m (33%), górotwór zróżnicowany pod względem litologicznym, jednakże obecność piaskowców o Rc > 60 MPa i miąższości powyżej 10 m; miąższość warstw p-c 1,3-23 m 40

42 Litologia w interwale 130 m w otoczeniu pokładu grupy 400 Obszar badań jest położony w zachodniej części GZW, na północnozachodnim skraju niecki głównej. W jego budowie biorą udział utwory neogenu (piaski, żwiry, gliny, iły), paleogenu (iłołupki z wkładkami wapieni, tufów i gipsów) i triasu (pstre iły, margle, wapienie, dolomity) o łącznej miąższości dochodzącej do około 300 m. Stanowią one pokrywę utworów karbońskich reprezentowanych przez warstwy od orzeskich po porębskie. Warstwy te stanowią kompleks naprzemianległych iłowców i piaskowców z pokładami węgla. Największy udział iłowców w profilu litologicznym m ają warstwy orzeskie i górnorudzkie. Jest to seria utworów iłowcowych, wśród których występują piaskowce, których udział wynosi od 1 0 do 30% oraz cienkie i bardzo zmienne pokłady węgla. W warstwach rudzkich dolnych oraz siodłowych występują głównie piaskowce z pokładami węgla, których w profilu jest od 30 do 90%. Iłowce stanowią nieliczne cienkie przerosty. Warstwy porębskie to piaszczyste iłowce z nielicznymi przewarstwieniami piaskowców i pokładami węgla. Od północnego-zachodu obszar graniczy ze strefą tektoniki fałdowej. Jest to rejon o silnie zaangażowanej tektonice. Przecinają go liczne uskoki 0 zrzutach dochodzących do 100 m oraz kierunkach NWW-SEE i NEE- -SWW, których nachylenie płaszczyzn wynosi od około 50 do 80. Pomimo silnego zuskokowania, nachylenie warstw jest stosunkowo nieduże 1wynosi od 3-5 i wzrasta ku zachodowi do około 10. System eksploatacyjny: zawałowy. Grubość eksploatowanych pokładów wynosi 1,3-3,3 m a nachylenie Skala zagrożeń naturalnych: metanowe: kategoria I, II; wodne: stopień I, III; pyłowe: klasa A, B; pożarowe: grupa II; tąpaniami: stopień I, II i III. piaskowce 31% warstw; 3-6 warstw o m < 1 m (21%), występują warstwy piaskowców o wytrzymałości powyżej 50 MPa i miąższości powyżej 20 m; miąższość warstw p-c 1,5-24,0 m; odległość p-c o m = 2 0,0 m 0,0-2 0,0 m nad stropem Litologia w interwale 130 m w otoczeniu pokładu grupy 400 węgle 9% piaskowce 41% 36 warstw; 6 warstw o m < 1 m - głównie węgle p. 409/1-412/3, górotwór zróżnicowany pod względem litologicznym, występują warstwy piaskowca o wytrzymałości powyżej 60 MPa; miąższość warstw p-c 2,6-9,0 m Obszar badań jest położony w północnej części GZW, w zasięgu północno-wschodniego skrzydła niecki bytomskiej - północna część, w obrębie siodła głównego - część środkowa i południowa. Budują go utwory neogenu (różnoziarniste piaski oraz gliny), a także występujące płatami utwory paleogenu (iły margliste, piaski, gipsy, tufity), jury (piaski i glinki ogniotrwałe) i triasu (dolomity) o sumarycznej miąższości około 250 m. Stanowią one nadkład karbonu reprezentowanego przez warstwy od rudzkich po brzeżne. Budują je iłowce, mułowce i piaskowce z pokładami węgla. Warstwy rudzkie to głównie piaskowce z przewarstwieniami iłowców i mułowców występujących na ogół w otoczeniu pokładów węgla. Warstwy siodłowe zbudowane są z kompleksu skał iłowcowo-mułowcowych przewarstwionych piaskowcami. Podobnie są wykształcone warstwy brzeżne, w których dominują iłowce (do 60%) z przewarstwieniami mułowców. Obszar charakteryzuje się dość skomplikowaną tektoniką. Jego północna część leży w zasięgu północno-wschodniego skrzydła niecki bytomskiej - warstwy karbońskie m ają rozciągłość NW-SE i zapadają na SW pod kątem Natomiast część środkowa i południowa leży w obrębie siodła głównego - warstwy zalegają prawie poziomo, a ich rozciągłość ma kierunek NW-SSE. Zarówno warstwy karbonu, jak i leżące w ich stropie utwory triasu przecinają liczne uskoki o głównych kierunkach N-S oraz SWW-NEE. Charakteryzują się one dużymi zrzutami od 30 do 220 m. Towarzyszą im liczne uskoki o mniejszych zrzutach oraz spękania o różnych azymutach. Szczególnie są one liczne w południowej części obszaru. 41

43 Tablica 4.5. Grupa pokładów 500 Charakterystyka złoża M Obszar badań jest położony w północno-wschodniej części GZW, w północnej części niecki głównej na pograniczu ze strukturami siodła głównego. W budowie geologicznej udział biorą utwory neogenu (piaski, żwiry, gliny, iły) o miąższości dochodzącej do około 50 m, leżące na karbonie. Karbon jest reprezentowany przez warstwy orzeskie, rudzkie, siodłowe i brzeżne. Wykształcone są one jako seria utworów iłowcowo- -piaskowcowych z pokładami węgla o zmiennym udziale tych skał w profilu litologicznym poszczególnych ogniw stratygraficznych. Warstwy orzeskie to seria głównie iłowców z cienkimi pokładami węgla, zawierająca przewarstwienia piaskowców. Podobnie jest wykształcona górna część profilu warstw rudzkich, natomiast dolna to głównie piaskowce z pokładami węgla i podrzędnie iłowcami. Warstwy siodłowe są wykształcone jako pokład węgla, któremu towarzyszą iłowce lub piaskowce. Warstwy brzeżne to ponownie seria iłowców, miejscami piaszczystych, z przewarstwieniami piaskowców i nielicznymi, cienkimi pokładami węgla. Obszar przecina sieć uskoków, głównie o kierunku N-S a sporadycznie również NE-SW. Amplituda zrzutów tych uskoków waha się w granicach od około 30 do 80 m, a kąty nachylenia płaszczyzn wynoszą od około 60 do 80. Rozciągłość warstw karbońskich jest równoleżnikowa. Zapadają one na południe pod kątem od około 4-5 do 15. System eksploatacyjny: zawałowy - 75% udziału w wydobyciu, podsadzkowy - 25% udziału w wydobyciu. Skala zagrożeń naturalnych: metanowe: kategoria II (418), II i III (501, 510); wodne: stopień I, II, III; pyłowe: klasa A, B; pożarowe: grupa IV (418, 510), IV i V (501); tąpaniami: stopień I, III (418, 501, 510). Litologia w interwale 130 m w otoczeniu pokładu grupy 500 piaskowce 67% warstw; 3-7 warstw o m < 1 m; występują piaskowce o m > 1 0 m o wytrzymałości na ściskanie Rc > 50 MPa; miąższość warstw p-c 0,3-17,8 m Obszar badań jest położony w zachodniej części zapadliska, na wschodnim skłonie antykliny Zabrza, która jest najdalej na zachód wysuniętą kopułą siodła głównego oraz w zachodniej części niecki głównej. W jego budowie biorą udział utwory neogenu (piaski, żwiry, iły, pyły i gliny) oraz paleogenu zaliczone do opolu dolnego (piaski, iły, iłołupki z wkładkami wapieni i tufów oraz gipsów) o łącznej miąższości około 235 m. Stanowią one nadkład utworów karbonu reprezentowanych przez warstwy od orzeskich po brzeżne. Warstwy orzeskie i górna część warstw rudzkich to seria utworów o wybitnie iłowcowym charakterze, w której udział piaskowców wynosi od 10 do 30%, a węgla 10%. W profilu warstw rudzkich dolnych, podobnie, jak i siodłowych dom inują piaskowce, natomiast ilowce stanowią nieliczne przewarstwienia i na ogół towarzyszą pokładom węgla. Warstwy brzeżne (porębskie, jaklowieckie i gruszowskie) są wykształcone jako seria utworów, w których przeważają iłowce nad piaskowcami. Antyklina Zabrza jest najdalej na zachód wysuniętą kopułą siodła głównego. Jej oś o kierunku NNE-SSW jest zgodna z kierunkiem fałdów występujących na zachodzie GZW. Zajmuje ona południową część obszaru badań, natomiast jego część środkową i północną stanowi zachodnie skrzydło niecki głównej o łagodnym nachyleniu i niewielkich upadach warstw od 2-3 do 10 w strefach większych uskoków. Obie wymienione struktury przecinają liczne uskoki o dwóch zasadniczych kierunkach równoleżnikowym i południkowym. Charakteryzują się one zrzutami od 40 do przeszło 2 00 m i nachyleniem płaszczyzn od 50 do 85. Obszar ma budowę monoklinalną o generalnym kierunku rozciągłości warstw SW-NE. 42

44 Litologia w interwale 130 m w otoczeniu pokładu grupy 500 węgle Obszar badań jest położony w północnym skrzydle niecki głównej. W jego budowie biorą udział utwory neogenu (piaski, żwiry, iły, gliny, iły piaszczyste z wkładkami gipsów oraz margle), a również występujące płatami utwory triasu (iły, piaski, margle, dolomity). Tw orzą one pokrywę grubości około m zalegającą w stropie karbonu reprezentowanego przez warstwy od łaziskich po porębskie. Warstwy te są zbudowane z kompleksów utworów iłowcowo-mułowcowo-piaskowcowych z pokładami węgla o bardzo zmiennym udziale w profilu litologicznym poszczególnych ogniw. Wybitnie piaskowcowy charakter m ają warstwy łaziskie i libiąskie. Udział piaskowców w ich profilu litologicznym wynosi około 75-85%, a iłowce występują na ogół w otoczeniu pokładów węgla. W warstwach orzeskich dom inują iłowce, a udział piaskowców w profilu wynosi od kilkunastu do 30%. Podobnie jest wykształcona górna część profilu warstw rudzkich, natomiast dolna oraz warstwy siodłowe to głównie piaskowce, których udział w profilu wynosi średnio 60%. Iłowce występują podrzędnie w otoczeniu pokładów węgla. Warstwy porębskie to seria iłowców, w których nieliczne przewarstwienia (do 20%) stanowią mułowce i piaskowce. Granice obszaru wyznaczają strefy dużych uskoków: od wschodu uskoku Wanda, od północy uskoków Wesoła i Morgi, od zachodu Murcki i Kostuchna, a od południa i południowego-wschodu uskok książęcy. Obok nich występuje szereg uskoków mniejszych o kierunkach NW-SE oraz NE-SW rzadziej W-E i zrzutach od kilku do 50 m. Nachylenie płaszczyzn tych uskoków wynosi od 50 do 85. Dzielą one obszar na liczne bloki tektoniczne, w których warstwy karbonu zapadają na południe pod kątami od 4 do 6. System eksploatacyjny: zawałowy. Skala zagrożeń naturalnych: metanowe: kategoria IV (405/2, 501, 510); wodne: stopień III (308), I (405/2), I-II (501), I-III (510); pyłowe: klasa A (308), B (405/2, 501, 510); pożarowe: grupa III (405/2, 510), IV (308, 501); tąpaniami: stopień III (501, 510). 83% ~26 warstw; ~10 warstw o m < 1,0 m (40%); występują piaskowce o Rc > 50 MPa; miąższość warstw p-c 1,46-11,3 m Litologia w interwale 130 m w otoczeniu pokładu grupy 500 węgle 13% mułowce 11% piaskowce - 47% 44 warstwy; 7 warstw o m < 1 m (15%); miąższość warstw p-c 0,7-11,3 m; m > 10 m - 2 warstwy: 11,3 m o Rc = 54 MPa, odl. ~15 m; 11 m o Rc = 52,6 MPa, odl. ~ 80 m 43

45 KWK Śląsk E _o m O M Obszar badań jest położony w północnej części GZW na północ od uskoku kłodnickiego, na południowym skłonie siodła głównego. Budują go różnowiekowe utwory neogenu (piaski, żwiry, iły) o łącznej miąższości około m. Tworzą one nadkład utworów karbonu górnego reprezentowanego przez warstwy orzeskie, rudzkie i siodłowe. Warstwy orzeskie charakteryzują się przewagą iłowców nad piaskowcami. Warstwy rudzkie w górnej części są wykształcone również jako seria iłowców i piaskowców, z wyraźną przewag ą iłowców. W dolnej części profilu tych warstw występuje przewaga piaskowców. Warstwy siodłowe to seria głównie piaskowców, wśród których iłowce i mułowce występują w postaci przewarstwień, najczęściej w otoczeniu pokładów węgla. Obszar leży w strefie dużych uskoków o charakterze regionalnym. Jego południową granicę stanowi uskok kłodnicki o zrzucie powyżej 360 m, któremu towarzyszy gęsta sieć uskoków o kierunkach głównie subrównoleżnikowych i subpołudnikowych oraz zrzutach dochodzących do m. Obok nich w ystępują bardzo liczne drobne uskoki i spękania górotworu. Warstwy karbońskie charakteryzują się na ogół stałą rozciągłością z NW na SE oraz upadami pod kątem 5-10 na SW. Pokłady węgla wykazują nieregularności w zaleganiu (wymycia, ścienienia, ugięcia, liczne rozszczepienia i występowanie w postaci soczewek), co ma wpływ na zmiany ich grubości. System eksploatacyjny: zawałowy. Skala zagrożeń naturalnych: metanowe kategorie: II (510), II i IV (502); wodne: stopień I, II (502), I (510); pyłowe: klasa A; pożarowe: grupa II (502, 510); tąpaniami: stopień I, III (502, 510). W przeważającej części obszar badań leży w zasięgu niecki bytomskiej, a tylko jego część południowa znajduje się w obrębie północnego skłonu kopuły Zabrza. Obszar budują leżące płatami utwory neogenu (piaski, gliny, zwietrzeliny, pyły z przewarstwieniami iłów) i triasu (iły, piaski, margle, wapienie, dolomity) o łącznej miąższości około 100 m. Stanowią one nadkład karbonu, w którym zostały wydzielone warstwy od rudzkich po porębskie. S ą one wykształcone jako kompleks naprzemianlegle leżących iłowców, mułowców i piaskowców z pokładami węgla. Ich udział w profilu litologicznym karbonu jest zmienny w zależności od ogniwa stratygraficznego, w którym występują. Warstwy rudzkie to kompleks głównie piaskowców z przewarstwieniami iłowców i mułowców, występujących w otoczeniu pokładów węgla. Warstwy siodłowe są wykształcone jako gruboziarniste piaskowce, wśród których występujące iłowce towarzyszą pokładom węgla. Warstwy brzeżne to kompleks iłowców (50-60% ) z podrzędnie występującymi przewarstwieniami piaskowców i pokładami węgla. Niecka bytomska stanowi dość płytką synklinę, która od zachodu przylega do kopuły Zabrza i niecki Concordii oraz struktur fałdowych zachodniej części zagłębia. Przecinają ją liczne uskoki, głównie o przebiegu NW-SE, charakteryzujące się zmiennymi zrzutami od około 5 m do maksymalnie 180 m i kątami nachylenia płaszczyzn od 50 do 80. Towarzyszą im liczne uskoki o mniejszych zrzutach do kilku metrów. Natomiast kopuła Zabrza tworzy eliptyczną strukturę o osi biegnącej z N na S, w której warstwy m ają zmienne upady od 3 do 35 i są pocięte licznymi uskokami o azymucie NNE-SSW oraz Litologia w interwale 130 m w otoczeniu pokładu grupy 500 iło w ce w ę %e 35%, '% V. m ulo w ce J 1 % piaskow ce 63% 21 warstw; 2 warstwy o m < 1 m (1 0 %) występują warstwy o wytrzymałości powyżej 60 MPa i miąższości powyżej 10 m; miąższość warstw p-c 2,6-15,0 m Litologia w interwale 130 m w otoczeniu pokładu grupy 500 w ęgle iłow ce 3 4 % i o%. m ulow ce \ 1 2 % zz 501 i- ] 3% piaskow ce 41% zz - zroby zawałowe 42 warstwy; 9 warstw o m < 1 m (21%) występują warstwy o wytrzymałości powyżej 60 MPa i miąższości powyżej 10 m; miąższość warstw p-c 0,7-18,0 m 44

46 Litologia w interwale 130 m w otoczeniu pokładu grupy 500 węgle mulowce 7% 30% ilowce 23% \ W ^ zz 507, 509- zz - zroby zawałowe piaskowce 30% a gi w da M S W Z Obszar badań jest położony w zachodniej części zapadliska górnośląskiego, w zachodniej części niecki bytomskiej i północno-zachodniej części kopuły Zabrza. W jego budowie biorą udział utwory neogenu (piaski, żwiry, iły i gliny), jury (piaski, iły) i triasu (wapienie, margle, dolomity, pstre iły i piaskowce). Stanowią one pokrywę o zmiennej miąższości i grubości od 52 do 192 m, leżącą na utworach karbonu. Utwory karbonu są reprezentowane przez warstwy od rudzkich po brzeżne. Warstwy rudzkie budują głównie iłowce i mułowce, z przewarstwieniami piaskowców, których udział w profilu wynosi około 30%. Warstwy siodłowe charakteryzują się przewagą iłowców i mułowców (55%) nad piaskowcami. Warstwy brzeżne (porębskie, jaklowieckie, gruszowskie) to głównie iłowce i mułowce z piaskowcami, których udział w profilu litologicznym wynosi od 25 do 45%. Występujące w utworach karbonu pokłady charakteryzują się zm ienną liczbą, grubością i jakością. Oś niecki ma kierunek SSW-NNE, zmieniający się ku wschodowi na W-E. Północno-zachodnie skrzydło niecki charakteryzuje się stromym zapadaniem warstw, dochodzącym do 90, a przy wychodniach karbonu nawet ich obaleniem. Skrzydło południowo-wschodnie jest mniej strome, a nachylenie w nim warstw nie przekracza 35. Wergencja osi jest zbliżona do pionowej, natomiast undulacja jest zgodna z kierunkiem jej przebiegu. Kopuła Zabrza ma eliptyczny kształt, a występujące w niej warstwy karbonu są nachylone na NNW pod kątem od 5 do 35. Te dwie struktury przecina system uskoków głównie o kierunku południkowym i równoleżnikowym, których zrzuty w ahają się w granicach od 20 do 100 m. S ą to na ogół uskoki normalne, jedynie w dnie niecki bytomskiej zostało stwierdzone występowanie uskoków odwróconych. Skala zagrożeń naturalnych: wodne: stopień I, II; pyłowe: klasa B, tąpaniami: I. 30 warstw; 8 warstw o m < 1 m (27%), występują warstwy o wytrzymałości powyżej 90 MPa i miąższości poniżej 10 m; miąższość warstw p-c 0,9-8,10 m Litologia w interwale 130 m w otoczeniu pokładu grupy 500 m ułow ce w ę g e r 19% 7% A r W iw] iło w c e '^ '' p iaskow ce 45% 2 9 % Rejon szybów Mieczysław, Staszic, Gigant 21 warstw; 3 warstwy o m < 1 m (14%), w kompleksie skał otaczających występują warstwy piaskowca o grubości powyżej 15 m i wytrzymałości powyżej 60 MPa; miąższość warstw p-c 1,7-19,55 m 45

47 Litologia w interwale 130 m w otoczeniu pokładu grupy 500 Nadkład stanowią piaski i gliny neogenu o miąższości 0,0-62,0 m. Warstwy karbońskie: orzeskie, rudzkie, siodłowe i porębskie są nachylone monoklinalnie w kierunku SW pod kątem od 3 (na S) do 12 (na N). Złoże ma formę zrębu tektonicznego obciętego uskokami o zrzutach od kilku do 100 m. Pokłady często są ścienione i podzielone uskokami o zrzucie do kilku metrów. Spośród 14 pokładów bilansowych do końca istnienia kopalni eksploatowane będą jedynie: pokład 510 o miąższości około 10 m z zastosowaniem podsadzki hydraulicznej i na zawał oraz pokład 620 o miąższości okołó 1,5 m na zawał. System eksploatacyjny: zawałowy. Skala zagrożeń naturalnych: metanowe: kategoria II, III (510) i IV (620); wodne: stopień I, II, III (510, 620); pyłowe: klasa B; pożarowe: grupa III, IV i V; tąpaniami: stopień I, II, III (510), I (620). piaskow ce 58% Obszar badań jest położony w północno-wschodniej części GZW, w obrębie niecki bytomsko-kazimierzowskiej. W jego budowie biorą udział utwory neogenu (piaski, żwiry, gliny) i triasu (iły, piaski, margle, wapienie) o łącznej miąższości około 60 m. Stanowią one nadkład utworów karbońskich reprezentowanych przez warstwy od orzeskich po brzeżne. Wykształcone są jako serie naprzemianległych utworów iłowcowo-piaskowcowych z pokładami węgla. Udział tych skał w profilu litologicznym poszczególnych ogniw karbonu jest zmienny. Warstwy orzeskie budują głównie iłowce z węglem, wśród których piaskowce tworzą przewarstwienia. Podobnie jest zbudowana górna część warstw rudzkich. Natomiast dolne warstwy rudzkie to głównie piaskowce z podrzędnie występującymi iłowcami oraz dość stałymi, pod względem grubości, pokładami węgla. Warstwy siodłowe są wykształcone jako pokład węgla o grubości dochodzącej do 2 0 m z zalegającymi w jego stropie i spągu warstwami iłowca a miejscami również piaskowca. Warstwy brzeżne to seria głównie iłowców i pyłowców, wśród których podrzędnie występują piaskowce i cienkie pokłady węgla. Omawiany obszar jest położony w obrębie niecki, charakteryzującej się zmiennym nachyleniem skrzydeł i warstw. Bieg warstw w obu skrzydłach niecki jest równoległy do jej osi, natomiast ich nachylenie wynosi od 0 do 30o w skrzydle północnym i około 50 w skrzydle południowym. Przedłużeniem niecki w kierunku wschodnim jest niesymetryczna kopuła Maczek o stromym stoku północnym i łagodnym południowym. Cały obszar przecinają liczne, duże uskoki o kierunku południkowym, generalnie prostopadłym do rozciągłości warstw. Amplituda ich zrzutów waha się w granicach od 100 do 360 m. Towarzyszy im szereg mniejszych uskoków o niewielkich zrzutach oraz ograniczonym zasięgu poziomym i pionowym. System eksploatacyjny: zawałowy - 97% udziału w wydobyciu, podsadzkowy - 3% udziału w wydobyciu. Skala zagrożeń naturalnych: metanowe: kategoria I (510); wodne: stopień I, II, III; pyłowe: klasa B; pożarowe: grupa IV, V; tąpaniami: stopień I, III. 31 warstw; 8 warstw o m < 1 m (26%), występują warstwy piaskowców o wytrzymałości powyżej 60 MPa i miąższości powyżej 20 m; miąższość warstw p-c 7,1-40,0 m; odległość p-c o m = 7,1 m bezpośredno nad pokładem; o m = 47,5-31,0 m nad stropem Litologia w interwale 130 m w otoczeniu pokładu grupy 500 piaskowce 39% 45 warstw; 15 warstw o m < 1 m (33%), występują warstwy piaskowców o wytrzymałości powyżej 50 MPa i miąższości powyżej 10 m; miąższość warstw p-c 0,4-14,3 m 46

48 G Z Obszar badań leży w północnej części GZW, w północnej części niecki bytomskiej. W jego budowie biorą udział utwory neogenu (mułki, piaski, żwiry, gliny) oraz triasu (pstre iły, piaski, margle, wapienie, dolomity) 0 łącznej miąższości około 160 m. Stanowią one nadkład karbonu górnego, który jest reprezentowany przez warstwy od rudzkich po brzeżne. S ą one zbudowane z piaskowców i iłowców z pokładami węgla, występujących w zmiennych ilościach w poszczególnych ogniwach stratygraficznych karbonu. W warstwach rudzkich górnych dominujące są iłowce, wśród których występują piaskowce (do 30%) oraz pokłady węgla. W dolnej części tych warstw oraz w warstwach siodłowych występują głównie piaskowce (60-70% ) oraz pokłady węgla, natomiast iłowce podrzędnie. Warstwy brzeżne to kompleks głównie iłowców, podrzędnie piaskowców i pokładów węgla. Oś niecki bytomskiej biegnie równoleżnikowo, obniżając się w kierunku SW. Nieckę przecinają trzy duże uskoki o przebiegu głównie NNW-SSE i zrzutach od 50 do około 200 m, zrzucające warstwy karbonu na wschód. Towarzyszy im szereg uskoków o mniejszych zrzutach oraz niewielkim zasięgu poziomym i pionowym. Warstwy karbonu rozciągają się równoleżnikowo na zachodzie, zmieniając kierunek ku wschodowi na SE. Zapadają natomiast na południe pod kątem w części północnej obszaru 1około 6 w części południowej. System eksploatacyjny: zawałowy - 85% udziału w wydobyciu, podsadzkowy - 15% udziału w wydobyciu. Skala zagrożeń naturalnych: wodne: stopień I, II, III; pyłowe: klasa A i B; pożarowe: grupa IV, V; tąpaniami: stopień I Złoże Brzeszcze jest położone w południowym skrzydle niecki głównej. Piętro pokrywowe karbonu stanowią utwory neogenu (gliny i piaski, żwiry, iły i iłołupki) o sumarycznej miąższości przekraczającej 250 m. W profilu utworów karbonu zostały wydzielone warstwy od łaziskich (pozabilansowe) po brzeżne (pozabilansowe), które są zbudowane z piaskowców, iłowców i mułowców z pokładami węgla. Ich udział w profilu litologicznym górnego karbonu jest zmienny, w zależności od ogniwa stratygraficznego w którym występują. Warstwy łaziskie charakteryzują się przewagą piaskowców nad pozostałymi skałami charakterystycznymi dla karbonu produktywnego GZW. W warstwach orzeskich występują kompleksy naprzemianlegle ułożonych warstw iłowców i mułowców z przewarstwieniami węgli i piaskowców, których udział w profilu litologicznym wynosi maksymalnie do 30%. Warstwy rudzkie stanowi kompleks iłowcowo-piaskowcowy, a warstwy siodłowe reprezentują głównie piaskowce. Poniżej występują warstwy porębskie i brzeżne z nielicznymi i cienkimi pokładami węgla, które budują iłowce i mułowce przewarstwiane piaskowcami, głównie drobnoziarnistymi. Tektonika dobrze rozpoznana - występuje osiem głównych uskoków o zrzutach do 300 m. Eksploatowane są warstwy orzeskie, rudzkie i siodłowe systemem zawałowym. Skala zagrożeń naturalnych: metanowe: kategoria IV; wodne: stopień II (część pokładu 349 i 352), III (część 352 i 405/1), pozostałe w I; pyłowe: klasa B; pożarowe: grupa IV, V; tąpaniami: stopień I (510). Litologia w interwale 130 m w otoczeniu pokładu grupy 500 węgle 4% mułowce 30% 11 warstw; 1 warstwa o m < 1 m (9%), w kompleksie skał otaczających występują warstwy piaskowca o grubości powyżej 1 0 m i wytrzymałości powyżej 60 MPa; miąższość warstw p-c 10,0-~50 m Litologia w interwale 130 m w otoczeniu pokładu grupy 500 iłowce 29% piaskowce 48% węgle - mułowce 15% 42 warstwy; 24 warstwy o m < 1 m (57%), występują warstwy piaskowców o wytrzymałości powyżej 60 MPa i miąższości powyżej 10 m; miąższość warstw p-c 1,0-31,0 m 47

49 co K Obszar badań jest położony w północno-zachodniej części GZW, na południowo-zachodnim skraju niecki głównej, między elewacjami Zabrza i Gliwic. W budowie geologicznej biorą udział utwory neogenu (mułki, iły, piaski, gliny, iły z wkładkami piasku, gipsów i wapieni) i leżącego płatami triasu (pstre iły, piaski, wapienie i dolomity) o miąższości od około 97 do 600 m. Stanowią one pokrywę utworów karbonu reprezentowanego przez warstwy od orzeskich po brzeżne. Warstwy orzeskie stanowią serię utworów o zdecydowanej przewadze iłowców i mułowców nad piaskowcami, których udział w serii wynosi od 2 do 3%. Warstwy rudzkie, w górnej części profilu stanowią iłowce i mułowce, w środkowej iłowce z przewarstwieniami piaskowców (do 30%), a w dolnej piaskowce z podrzędnie występującymi iłowcami towarzyszącymi na ogół pokładom węgla. Warstwy siodłowe, to również piaskowce średnio i gruboziarniste czasem zlepieńcowate, wśród których występujące iłowce towarzyszą pokładom węgla. Warstwy brzeżne (porębskie, jaklowieckie i gruszowskie) to seria o zdecydowanej przewadze iłowców nad piaskowcami (do %). W południowej części OG dominującą rolę odgrywa tektonika fałdowa, natomiast w północnej tektonika dysjunktywna. Północna część omawianego obszaru ma budowę monoklinalną o kierunku rozciągłości warstw E-W. W południowej części występują struktury fałdowe będące kontynuacją siodła Gliwic. Warstwy karbonu w tych strukturach mają rozciągłość południkową z lekkim odchyleniem na Ne, zgodną z kierunkiem przebiegu osi antyklin i synklin. Obszar przecinają liczne uskoki zarówno normalne, jak i odwrócone o charakterze nasunięć. M ają one kierunki równoleżnikowe, rzadziej południkowe, a ich zrzuty wynoszą od 10 do 150 m. Upad warstw jest zmienny i wynosi do 10 w północnej części obszaru, przy wychodniach warstw rudzkich i przy wychodniach warstw siodłowych. W strefie tektoniki fałdowej (południowa części obszaru) kąty nachylenia zboczy siodeł wynoszą od kilku do 90. System eksploatacyjny: zawałowy 100%. Skala zagrożeń naturalnych: metanowe: kategoria I, II, III i IV; wodne: stopień I - 404/5, 405/2, 412/1, 504; II - 405/2; pyłowe: klasa B; pożarowe: grupa II, IV; tąpaniami: stopień I (404/5), II-405/2, III-504. Litologia w interwale 130 m w otoczeniu pokładu grupy 500 zlepieńce 11% piaskowce 42% iłowce węgle 3% mułowce 36% 22 warstwy; 5 warstw o m < 1 m (23%), występują warstwy piaskowców o wytrzymałości powyżej 50 MPa i miąższości powyżej 10 m; miąższość warstw p-c 11-30,4 m Obszar badań jest położony w północno-wschodniej części GZW, w północnej części niecki głównej, na południowym skłonie siodła głównego. Budują go utwory neogenu (piaski, żwiry, gliny, zapiaszczone iły), leżące pokrywą o zmiennej miąższości od 1 do 55 m leżące na utworach karbonu. Karbon reprezentują warstwy od orzeskich po brzeżne wykształcone jako seria iłowców i piaskowców zawierających pokłady węgla różnej grubości i jakości. W warstwach orzeskich i górnej części warstw rudzkich dom inują iłowce (do 70%). Piaskowce występują podrzędnie. W warstwach rudzkich dolnych przeważają piaskowce. Iłowce występują wśród nich w postaci przewarstwień o stosunkowo niewielkich miąższościach. Warstwy siodłowe stanowią głównie pokłady węgla 501 i 510 z dzielącym je przerostem iłowców. Warstwy brzeżne buduje seria iłowców miejscami zapiaszczonych z cienkimi przewarstwieniami piaskowców. Obszar przecinają liczne uskoki głównie o kierunkach N-S lub NW-SE, rzadko NE-SW. S ą to uskoki normalne o zrzutach od 35 do 170 m i nachyleniu płaszczyzn od 50 do 80. Rozciągłość warstw jest równoleżnikowa, prawie równoległa do osi siodła głównego, natomiast warstwy zapadają na południe pod kątem od 5 do

50 Tablica 4.6. Grupa pokładów 600 i 700 Kopalnia Charakterystyka złoża Litologia w interwale 130 m w otoczeniu pokładu grupy 600 iłowce Wfg%e A m ułowce co s Patrz grupa pokładów KWK Śląsk ro = = < s Obszar badań jest położony w południowo-zachodniej części GZW, w obrębie południowo-zachodniego skrzydła niecki jejkowickiej. W jego budowie biorą udział utwory neogenu (piaski, iły, gliny, kompleks ilasto- -piaszczysty z wkładkami gipsowo-wapiennymi i gipsowymi) o łącznej miąższości około 800 m. Stanowią one nadkład karbonu reprezentowanego przez warstwy porębskie i jaklowieckie. Warstwy te budują iłowce i mułowce oraz piaskowce z cienkimi pokładami węgla. Ich udział w profilu utworów karbonu jest różny. W warstwach porębskich przeważają iłowce, wśród których występują przewarstwienia gruboziarnistych piaskowców oraz mułowców, natomiast w warstwach jaklowieckich dominują mułowce (40-60% ) z przewarstwieniami iłowców i piaskowców. Miąższość karbonu - średnio 800 m. Warstwy porębskie - 11 pokładów eksploatowanych o grubości 1,2-2,5 m i nachyleniu 5-14 ; warstwy jaklowickie - 18 pokładów, pokłady eksploatowane o miąższości 1,2-3,2 m i o nachyleniu 8-20, warstwy gruszowskie - 9 pokładów nieeksploatowanych. Obszar ograniczają od zachodu wychodnie karbonu, a od wschodu nasunięcie boguszowickie. Niecka jest łagodną brachysynkliną pociętą licznymi uskokami o dwóch zasadniczych kierunkach: południkowym lub zbliżonym do niego oraz równoleżnikowym. Uskoki południkowe charakteryzują się zrzutami od 0 do maksymalnie 120 m, a równoleżnikowe od 0 do 360 m. Kąty nachylenia płaszczyzn uskoków wahają się w granicach od 40 do 75. Ze względu na nieckowatą budowę terenu i tektonikę warstwy karbonu wykazują zm ienną rozciągłość od południkowej po równoleżnikową oraz upady od około 10 do 30. pi a s k o w c e ^ ^ ^ ^ ^ 58% Litologia w interwale 130 m w otoczeniu pokładu gru py 600 mułowce węgle 4% piaskowce 46% 29 warstw; 4 warstwy o m < 1 m występują piaskowce o m > 15 m (z amecki) o wytrzymałości na ściskanie Rc > 50 MPa; miąższość warstw p-c 1,0-7 0,0 m (zamecki) 49

51 System eksploatacyjny: zawałowy 100%. Skala zagrożeń naturalnych: metanowe: kategoria II, III; wodne: stopień I; pyłowe: klasa B; pożarowe: grupa I, II, II; tąpaniami: stopień I, III. Litologia w interwale 130 m w otoczeniu pokładu grupy 700 m u ło w c e X 6 0 % w ę g le \ 4 % yw ot łu d R W Obszar badań jest położony w południowo-zachodniej części GZW, w zachodniej i środkowej części niecki jejkowickiej. Budują go utwory neogenu (gliny z przewarstwieniami piasków i żwirów, iły przewarstwione piaskami i pyłami) oraz występujące płatami utwory triasu (pstre iły i piaskowce) o łącznej miąższości od kilkunastu do około 440 m. Stanow ią one nadkład utworów karbonu reprezentowanego przez warstwy siodłowe i brzeżne. Warstwy siodłowe budują głównie różnoziarniste piaskowce (60-70% ) z pokładami węgla, wśród których iłowce występują w postaci nielicznych przewarstwień. Warstwy brzeżne (porębskie, jaklowieckie i gruszowskie) buduje głównie seria iłowców (70-85% ) z bardzo zmiennymi, pod względem ilości i jakości oraz grubości, pokładami węgla. Piaskowce profilu tych warstw stanowią przewarstwienia. Ich udział w profilu litologicznym wynosi od kilku do około 10%. Zachodnią granicę obszaru stanowią wychodnie karbonu, zaś wschodnią nasunięcie boguszowickie. Utwory karbonu pocięte są licznymi uskokami, wśród których przeważają dwa kierunki, tj. południkowy zbliżony do przebiegu osi niecki oraz równoleżnikowy. S ą to uskoki normalne o zróżnicowanych amplitudach zrzutów dochodzących do 2 00 m, które tw orzą strefy 0 szerokości około 300 m. Nachylenie płaszczyzn uskoków jest zmienne 1 wynosi od 50 do 80. Ze względu na nieckowatą budowę obszaru warstwy karbońskie mają zmienną rozciągłość od południkowej po zbliżoną do równoleżnikowej. Podobnie zmienne są upady warstw. Wahają się one w granicach od 60 w osi niecki do kilku-kilkunastu stopni na pozostałym obszarze. Eksploatowane są warstwy porębskie, o miąższości 1,2-2,5 m i warstwy jaklowieckie, o miąższości 1,0-3,0 m. Warstwy siodłowe zostały wyeksploatowane, zaś warstwy gruszowskie nie są udokumentowane. System eksploatacyjny: zawałowy 100%. Skala zagrożeń naturalnych: metanowe: kategoria I, II, III i IV; wodne: stopień I, II; pyłowe: klasa B; pożarowe: grupa II, II; tąpaniami: stopień I, II, III. iło w c e i 7 % p ia s k o w c e 2 9 % 27 warstw; 16 warstw o m < 1 m, głównie przewarstwienia węgla (59%), górotwór zróżnicowany pod względem litologicznym; występują warstwy piaskowca o grubości powyżej 10 m i wytrzymałości powyżej 60 MPa; miąższość warstw p -c 1,5-12,0 m Litologia w interwale 130 m w otoczeniu pokładu grupy 700 m u ło w c e p ia s k o w c e w ę g le 4 % f 2 3 % 7 % A K \ _ iło w c e 66% 46 warstw; 17 warstw o m < 1 m (37%), górotwór zróżnicowany pod względem litologicznym, miąższość warstw p-c 0,36-9,0 m 50

52 Tablica Grupa pokładów 800 Kopalnia KWK Grodziec Charakterystyka złoża Obszar badań jest położony w północnej części GZW, w obrębie waryscyjskich struktur niecki bytomskiej i zrębu Piekary-Trzebinia. Budują go utwory karbonu, których nadkład stanowią utwory czwartorzędu (piaski i żwiry glacjalne, gliny zwałowe, piaski fluwioglacjalne oraz piaski i żwiry rzeczne) i występujące płatami utwory triasu (piaski, iły, wapienie, margle i dolomity) o łącznej miąższości od około 2 do 220 m. Karbon to produktywne ogniwa namuru reprezentowane przez warstwy od siodłowych po pietrzkowickie. Warstwy siodłowe budują gruboziarniste i gruboławicowe piaskowce z pokładami węgla. Warstwy porębskie to seria iłowców z podrzędnie występującymi piaskowcami i licznymi pokładami węgla. Warstwy jaklowieckie stanowią głównie drobnoziarniste piaskowce przewarstwione iłowcami z nielicznymi, cienkimi pokładami węgla. Warstwy gruszowskie i pietrzkowickie są wykształcone jako kompleksy skał głównie iłowcowo-pyłowcowych z podrzędnie występującymi w nich piaskowcami oraz cienkimi pokładami i wkładkami węgla. W tej części zagłębia niecka charakteryzuje się skomplikowaną strukturą, na którą wpływ miało wypiętrzenie, w jej wschodniej części, siodła grodzieckiego. Siodło to ma charakter zrębu ograniczonego strefami uskoków nordmanowskiego i grodzieckiego. Od północy niecka graniczy ze zrębem Piekary-Trzebinia, w którym można wyróżnić siodło gródkowskie przechodzące ku północy w wąską i głęboką synklinę, zw aną niecką gródkowską. Struktury te komplikuje gęsta sieć uskoków o kierunkach południkowych i równoleżnikowych oraz zbliżonych do nich i zrzutach od 10 do 300 m, którym towarzyszą uskoki mniejsze. Rozciągłość warstw karbońskich jest zmienna, od równoleżnikowej do subrównoleżnikowej, a upady warstw wahają się w granicach od 5-6, a w skrzydłach siodeł do 30. W warstwach rudzkich nie prowadzono eksploatacji; z warstw siodłowych eksploatowano pokłady: 501, 504 i 510; spośród warstw porębskich eksploatację prowadzono w pokładach 612, 615 i 620; pokład 816 eksploatowano do czasu likwidacji kopalni. Litologia w interwale 130 m w otoczeniu pokładu grupy 800 w ę g le p ia s k o w c e iło w c e z a p ia s z c z o n e + m u ło w c e 9 warstw; 4 warstwy o m < 1 m, występują piaskowce o m > 15 m i R c> 60 MPa; miąższość warstw p-c 14,4-28,0 m bezpośrednio nad stropem 4.3. Charakterystyka niektórych właściwości geomechanicznych skał karbonu produktywnego GZW Złożoność budowy geologicznej GZW przejawia się zróżnicowaniem właściwości geomechanicznych węgli poszczególnych grup stratygraficznych i skał płonnych. Zmienność budowy geologicznej, w tym litologii i wykształcenia petrograficznego, w profilu pionowym i po rozciągłości warstw, odzwierciedla się w liczbie i intensywności tąpnięć, zróżnicowanej regionalnie w GZW. Poznanie więc właściwości węgli i skał płonnych zarówno pod względem wykształcenia petrograficznego, jak i cech geomechanicznych (w tym wytrzymałościowych) różnych części GZW, ma istotne znaczenie przy rozpatrywaniu skłonności skał i górotworu do tąpań. Naturalne właściwości górotworu, między innymi wykształcenie litologiczne, odgrywaj ą ważną rolę w występowaniu tąpnięć. Większość badaczy występowanie tąpnięć wiąże z grubymi kompleksami piaskowców, które akumuluj ą duże ilości energii sprężystej i maj ą możliwość jej nagłego wyzwalania w procesie pękania. Proces ten jest zwykle jedną z głównych przyczyn generowania wstrząsów o dużej energii. Nie 51

53 bez znaczenia jest obecność mułowców w profilu litologicznym górnego karbonu, które wielokrotnie wykazują większe wartości parametrów wytrzymałościowych i sprężystych w porównaniu z piaskowcami. Skały otaczające dany pokład węglowy, aczkolwiek bardzo istotne z uwagi na zagrożenie tąpaniami, ale rozpatrywane indywidualnie, nie decydują o wystąpieniu tąpnięcia. Dopiero właściwości układu składającego się ze skał otaczających pokład i węgla danego pokładu, decydują o tym zagrożeniu. Z praktyki górniczej wiadomo, że w pewnych przypadkach, mimo występowania w profilu pionowym warstw piaskowca o miąższości od kilkunastu do kilkudziesięciu metrów oraz występowania aktywności sejsmicznej związanej z ich destrukcją, w okresie kilkudziesięciu lat eksploatacji, tąpnięcie w wyrobiskach górniczych nie wystąpiło. Udział piaskowców w budowie strukturalnej GZW jest bardzo zróżnicowany tak w profilu pionowym, jak i po rozciągłości warstw. Wśród utworów molasowych, które tworzą główny trzon utworów węglonośnych GZW, piaskowce przeważają w budowie górnośląskiej serii piaskowcowej. Grube ławice piaskowców gruboziarnistych, średnioziarnistych i drobnoziarnistych, wśród których występują pokłady węgla oraz iłowce i mułowce, stanowią podstawowy budulec warstw siodłowych i dolnej części warstw rudzkich. W części wschodniej GZW zalega pokład 510 o miąższości do 24 m, który w kierunku zachodnim rozszczepia się. W północnej części zagłębia w warstwach rudzkich zwiększa się udział osadów drobnoklastycznych, zwłaszcza w górnej ich części, gdzie grube ławice piaskowców są przedzielone wkładkami ilasto-mułowcowymi zawierającymi pokłady węgla. Piaskowce tworzą warstwy o zróżnicowanej miąższości. Analizując obszar północno-wschodniej części niecki głównej (obszary górnicze między innymi kopalń: Wieczorek, Mysłowice, Niwka-Modrzejów, Wesoła ) w kompleksie skalnym między pokładami udział piaskowców w profilu pionowym zmienia się w przedziale 40-70%. Piaskowce te występują w liczbie ławic 4-11, spośród których ponad 50% cechuje się miąższością ponad 5 m (Goszcz i in. 1986). Udział piaskowców w profilu pionowym, w kompleksie skalnym między pokładami , zmienia się w granicach 18-28%, a liczba ławic wynosi 11-30, przy czym dominują warstwy piaskowców o miąższości poniżej 5 m. Na rysunku 4.3 przedstawiono udział głównych rodzajów skał osadowych formacji górnego karbonu GZW w poszczególnych ogniwach litostratygraficznych. 52

54 a) KRAKOWSKA SERIA PIASKOWCOWA - udział skał, % 5,94 0,11 3,62 0,12 3,24 zlepieńce mp-c r-gr. p-c śr. p-c dr mmulowce milowce ml.w.»węgle inne b) c) 53

55 d) Rys Orientacyjny udział głównych typów skał górnego karbonu GZW: a - krakowska seria piaskowcowa, b - seria mułowcowa, c - górnośląska seria piaskowcowa, d - seria paraliczna Wytrzymałość na jednoosiowe ściskanie Wieloletnie badania geomechanicznych właściwości skał GZW, umożliwiły wyznaczenie przedziałów zmienności wytrzymałości na ściskanie. Dotyczy to piaskowców, mułowców, iłowców i węgli pochodzących z różnych grup stratygraficznych GZW, począwszy od warstw libiąskich (grupa 100), a skończywszy na gruszowskich (grupa 800) (tabl. 4.8) (Bukowska, Sanetra, Piernikarczyk 2006). Tablica 4.8. Wytrzymałość na jednoosiowe ściskanie Rc skał GZW R o d z ^ parametr W arstwy budujące karbon produktywny GZW i Rc skał Piaskowce Mułowce Węgle e c oł Przedział zmienności Rc, MPa Wartość średnia Rc, MPa Przedział zmienności Rc, MPa Wartość średnia Rc, MPa Przedział zmienności Rc, MPa Wartość średnia Rc, MPa Przedział zmienności Rc, MPa Wartość średnia Rc, MPa libiąskie łaziskie orzeskie rudzkie siodłowe porębskie jaklowieckie gruszowskie 2,3-15,7 4,2-72,1 30,2-102,0 46,6-114,9 41,7-94,9 25,2-105,7 61,9-117,5 46,8-105,5 7,7 21,2 62,9 75,2 66,8 67,0 83,3 80,4-21,2-35,6 2 1,2-101,1 18,4-136,6 52,2-100,0 69,9-94,7 31,9-109,0 41,5-106,9-27,8 56,6 60,8 64,8 80,1 65,5 66,3 12,3-19,8 11,3-33,8 12,1-77,4 14,5-75,4 24,2-77,8 21,1-68,5 20,2-93,2 23,1-60,0 16,0 25,9 39,5 40,5 45,6 36,7 50,3 51,9 23,3-37,9 14,0-46,3 4,5-44,2 2,0-44,3 6,5-49,9 7,5-43,5 5,5-35,2 19,6-47,2 29,9 29,9 15,4 18,4 24,8 19,2 16,1 33,7 54

56 Na rysunkach została przedstawiona zmienność średniej wytrzymałości na ściskanie piaskowców, mułowców i iłowców. Została również opracowana zależność korelacyjna wytrzymałości na ściskanie z głębokością zalegania piaskowców, którą przedstawiono na rysunku 4.7. grupa grupa grupa grupa grupa grupa grupa grupa Rys Zmienność średniej wytrzymałości na jednoosiowe ściskanie piaskowców karbońskich GZW (Bukowska 2005d) mułowce Rys Zmienność średniej wytrzymałości na jednoosiowe ściskanie mułowców karbońskich GZW (Bukowska 2005d) 55

57 iłowce Rys Zmienność średniej wytrzymałości na jednoosiowe ściskanie iłowców karbońskich GZW (Bukowska 2005d) i ra 60 CU 2 ^ * Rc =- 56,189Ln(H) - 301, H, m Rys Zależność wytrzymałości na ściskanie Rc piaskowców GZW z głębokością H zalegania w kompleksie warstw od libiąskich do gruszowskich Moduł sprężystości podłużnej Moduł sprężystości podłużnej E określa się najczęściej w próbie jednoosiowego ściskania lub zginania. Z uwagi na to, że większość skał zwięzłych wykazuje niepełny nawrót odkształceń przy odciążaniu, Kidybiński (1982) wyróżnił moduł sprężystości, który jest określany dla przedziału odkształceń odwracalnych (sprężystych) i moduł odkształcenia, który jest określany dla całkowitych odkształceń próbki przy danym naprężeniu. 56

58 Moduły sprężystości wyznacza się na całej wysokości próbki lub na odcinku środkowym jako styczne bądź sieczne do krzywej naprężeniowo-odkształceniowej (rys. 4.8) (The complete ; Bukowska, Smołka, Szedel 1992; Pells 1993). Rys Niektóre sposoby wyznaczania modułu sprężystości E i modułu pokrytycznego M: e - odkształcenie, a - naprężenie Wartości modułu sprężystości wykorzystane w badaniach i zestawione tabelarycznie w dalszej części publikacji, obliczano jako tangens kąta nachylenia do osi odciętych prostej, która jest aproksymacją liniową krzywej zniszczenia w części wznoszącej charakterystyki naprężeniowo-odkształceniowej ściskanej próbki skalnej, według wzoru e gdzie: Aa - przyrost naprężenia, De - przyrost odkształcenia. Przebadane podstawowe rodzaje skał formacji węglonośnej górnego karbonu GZW zwykle charakteryzowały się dużą zmiennością wartości modułu sprężystości. Zróżnicowanie to wynikało zarówno z petrografii, struktury i tekstury skał, jak i z ich pozycji stratygraficznej, z czym wiąże się głębokość ich występowania. Wartości modułu sprężystości poszczególnych typów skał górnego karbonu GZW zmieniały się w szerokim zakresie i wynosiły: iłowce 1,3-10,2 GPa, mułowce 2,3-15,6 GPa, piaskowce 0,6-16,1 GPa, węgle 0,1-3,4 GPa. (4.1) 57

59 Moduł pokrytyczny Sposób wyznaczania modułu pokrytycznego M, określanego z pozniszczeniowej gałęzi charakterystyki naprężeniow o-odkształceniow ej, nie został dotychczas ujednolicony w sensie metodycznym. W ośrodkach badawczych w świecie i w Polsce jest on w yznaczany przy różnym obciążaniu i różnym sposobie sterow ania m aszyną w ytrzymałościową. A utorzy przyjęli sposób w yznaczania m odułu pokrytycznego na podstawie stycznej do opadającej części charakterystyki naprężeniowo-odkształceniowej (rys. 4.8). Jego wartość obliczono w edług wzoru M = Ae (4.2) gdzie: A a - Ae - spadek naprężenia w opadaj ącej części charakterystyki naprężeniowo- -odkształceniowej, przyrost odkształcenia w opadającej części charakterystyki naprężeniowo- -odkształceniow ej. W artości m odułu pokrytycznego w ęgli GZW w poszczególnych grupach stratygraficznych górnego karbonu zmieniaj ą się w szerokim zakresie. Przedziały zm ienności wraz z wartościam i średnimi przedstawiono na rysunku 4.9. grupa 600 Mir = 10,820 grupa 500 Mir = 11,695 grupa 400 Mir = 7,622 grupa 300 Mśr = 8,633 grupa 200 Mir = 14, M, GPa Rys Moduły pokrytyczne M węgli Górnośląskiego Zagłębia Węglowego (Bukowska 2003c) W ieloletnie badania prowadzone w GIG nad właściwościam i skał GZW wykazały zależność modułu pokrytycznego M od wytrzymałości skał na jednoosiow e ściskanie Rc. W yniki analizy statystycznej, odrębnie dla głównych typów skał górnego karbonu GZW, przedstawiono na rysunku 4.10, na którym podano także równania regresji, w spółczynniki korelacji r i liczebność n zbioru danych. 58

60 Związek m iędzy w ytrzym ałością na ściskanie a modułem pokrytycznym zarówno dla węgla, jak i dla skał otaczających pokłady węglowe, ma charakter zależności potęgowej o współczynnikach korelacji z przedziału wartości od 0,78 dla iłowców do 0,93 dla piaskowców (rys. 4.10b, c, d) oraz współczynniku korelacji 0,86 dla węgli (rys. 4.10a). a) b) Rr, M P a Rr, MPa c) d) Rr, MPa R r, MPa Rys Zależność modułu pokrytycznego M od wytrzymałości na jednoosiowe ściskanie Rc dla skał GZW według Bukowskiej (2002a): a - węgle, b - iłowce, c - mułowce, d - piaskowce Z rysunków wynika, że węgle w porównaniu ze skałami płonnymi osiągają w iększe wartości modułu pokrytycznego M przy mniejszych wartościach wytrzymałości na ściskanie Rc. Oznacza to, że w chwili zniszczenia (przekroczenia wytrzymałości na ściskanie) dynamika rozpadu węgli jest większa niż dynamika rozpadu skał płonnych. W celu zilustrowania powyższego, na rysunku 4.11 przedstawiono obliczone, według opracow anych zależności, w artości m odułu pokrytycznego M dla w ęgla i skał płonnych, przy porównywalnej w artości w ytrzym ałości na ściskanie wynoszącej 40 MPa. 59

61 węgiel iłowiec mułowiec piaskowiec Rys Moduł pokrytyczny M skał płonnych i węgla dla porównywalnej wytrzymałości na ściskanie wynoszącej 40 MPa (Bukowska 2005d) 4.4. Charakterystyka węgli, pokładów i skał otaczających w poligonach badawczych w ytypow anych w obszarze GZW Węgle i skały otaczające z grupy pokładów od 100 do 800 opisano makroskopowo, wydzielając wśród nich trzy podstawowe litotypy węgla kamiennego - błyszczący, półbłyszczący i matowy. Charakterystykę litotypów, średnie wartości parametrów geomechanicznych węgli oraz głębokość i miąższość badanych pokładów przedstawiono w tablicach Charakterystyka geomechaniczna skał otaczających została opracowana na podstawie profilu górotworu o długości 130 m w otoczeniu analizowanego pokładu w wytypowanych poligonach badawczych. Dane dotyczące parametrów geomechanicznych (średnie wartości) otaczającego górotworu zestawiono w tablicy Jednocześnie należy nadmienić, że pełna dokumentacja wynikowa (kilka tysięcy oznaczeń) jest zarchiwizowana w GIG u autorów publikacji wraz z nazwą i lokalizacją otworów wiertniczych. Parametry geomechaniczne skał były analizowane na podstawie wyników badań uzyskanych w próbie jednoosiowego ściskania w maszynie wytrzymałościowej typu MTS-810NEW z serwomechanizmem. Sterowanie maszyną wytrzymałościową odbywało się z prędkością odkształcenia rzędu 10-4 s-1, mierzoną w systemie pomiarowym prasy, przemieszczeniem tłoka. Próbki o średnicy 50 mm i smukłości 1 były badane w kierunku prostopadłym do uwarstwienia. Z uwagi na małe ilości materiału skalnego uzyskanego do badań, wynikające ze sposobu jego pozyskiwania (techniką wiercenia), czasem niewłaściwego przechowywania rdzenia i transportu lub z uwagi na charakter przewiercanej warstwy i jej naturalną podzielność, w praktyce było niemożliwe przygotowanie próbek o większej smukłości w liczbie zapewniającej wiarygodność i porównywalność wyników badań. 60

62 Tablica 4.9. Charakterystyka węgli pokładów warstw libiąskich, łaziskich, orzeskich, załęskich i rudzkich Charakterystyka węgla Litotyp węgla Głębokość zalegania pokładu, m Miąższość pokładu, m Wytrzymałość na jednoosiowe ściskanie Rc, MPa Moduł sprężystości E MPa Moduł pokrytyczny M MPa Pokład 118 Inne półbłyszczący/ matowy Pokład 209 Inne błyszczący i półbłyszczący Pokład 209 KW półbłyszczący i matowy Pokład 315 KW półbłyszczący i błyszczący Pokład 404/9 KW półbłyszczący i matowy warstwowany błyszczącym Pokład 405/1 KW błyszczący i półbłyszczący Pokład 405/2 KW półbłyszczący Pokład 412/4 KW błyszczący i półbłyszczący poniżej 400 ~ ~780 ~ 670 ~ ,6 4,4 2,7-4,85 2,8-6,5 2,80 1,72 3,25 1,9-3,3 1,7 23,3 19,8 30,9 28,5 31,2 19,3 20,3 24, Objaśnienia: KW - kopalnie należące do Kompanii Węglowej, Inne - kopalnie i zakłady górnicze w obrębie innych struktur organizacyjnych. Tablica Charakterystyka węgli pokładów warstw siodłowych Charakterystyka węgla Litotyp węgla Głębokość zalegania pokładu, m Miąższość pokładu, m Wytrzymałość na jednoosiowe ściskanie Rc, MPa Moduł sprężystości E MPa Moduł pokrytyczny M MPa Pokład 501 KHW Pokład 501 KHW Pokład 502 KHW półbłyszczący półbłyszczący półbłyszczący//matow ym Pokład 503 KW półbłyszczący//błyszc zącym Pokład 509 Inne Pokład 510 KHW półbłyszczący i matowy Pokład 510 KW Pokład 510 KW półbłyszczący Pokład 510 KW półmatowy warstwowany błyszczącym półbłyszczący półbłyszczący ~ ~ ~850 ~ ,1-8,9 4,0 6,2 3,75 ~5,9 8,0 9,0-11,5 4,85 2,0-5,4 26,0 27,0 28,7 16,7 23,7 31,5 30,4 25,2 25, Objaśnienia: KW - kopalnie należące do Kompanii Węglowej, KHW - kopalnie należące do Katowickiego Holdingu Węglowego, Inne - kopalnie i zakłady górnicze w obrębie innych struktur organizacyjnych. 61

63 Tablica Charakterystyka węgli pokładów warstw siodłowych, porębskich, jaklowieckich i gruszowskich Charakterystyka węgla Pokład 510 KWK KHW Pokład 510 KWK KHW Pokład 510/2 KW Pokład 615 KHW Pokład 630/2 KW Litotyp węgla półbłyszczący błyszczący i błyszczący półbłyszczący półbłyszczący i półbłyszczący, półbłyszczący warstwowany i matowy węglany, spękany matowy Głębokość zalegania pokładu, m ~ Miąższość pokładu, m 19,2 11,40 2,0-3,4 0,8 1,6 2,67 Wytrzymałość na jednoosiowe ściskanie 20,9 28,0 17,3 21,5 16,5 20,9 Rc, MPa Moduł sprężystości E MPa Moduł pokrytyczny M (MPa) Pokład 713/1-2 KW błyszczący i półbłyszczący Objaśnienia: KW - kopalnie należące do Kompanii Węglowej, KHW - kopalnie należące do Katowickiego Holdingu Węglowego, Inne - kopalnie i zakłady górnicze w obrębie innych struktur organizacyjnych. Tablica Charakterystyka skał otaczających pokłady węgla Parametr Wytrzymałość na jednoosiowe ściskanie Rc pakietu skał otaczających, MPa Moduł sprężystości skał płonnych E MPa Wskaźnik potencjalnej energii sprężystej PES, kj/m3 Pokład 118 Inne Pokład 209 Inne Pokład 209 KW Pokład 315 KW Pokład 404/9 KW Pokład 405/ KW 17,7 18,8 17,1 37,1 55,2 64, cd. tablicy Parametr Wytrzymałość na jednoosiowe ściskanie Rc pakietu skał otaczających, MPa Pokład 501 Pokład 501 Pokład 502 Pokład 503 Pokład 509 Pokład KHW KHW KHW KW Inne KH 46,8 54,9 67,2 56,3 58,

64 Moduł sprężystości skał płonnych E, MPa Wskaźnik potencjalnej energii sprężystej PES, kj/m cd. tablicy Parametr Pokład 510 KHW Pokład 510 KHW Pokład 510 KHW Pokład 510/2 KW Pokład 615 KHW Wytrzymałość na jednoosiowe ściskanie Rc pakietu skał otaczających, MPa 57,9 42,6 56,1 58,5 81,2 75,2 Moduł sprężystości skał płonnych E, MPa Wskaźnik potencjalnej energii sprężystej PES, kj/m3 319 (p-c) Objaśnienia: KW - kopalnie należące do Kompanii Węglowej, KWH - kopalnie należące do Katowickiego Holdingu Węglowego, Inne - kopalnie i zakłady górnicze w obrębie innych struktur organizacyjnych. Pokład 630/2 KW 71 63

65 5. M etody oceny skłonności do tąpań i oceny zagrożenia tąpaniam i Efektem wieloletnich badań nad skłonnością do tąpań było opracowanie wielu m etod w skaźnikow ych (Bukowska 2005b). W iększość w skaźników odnosi się głów nie do skłonności do tąpań węgli, a podrzędnie do skał otaczaj ących pokłady węgla. Jedynie nieliczne z nich służą do oceny skłonności do tąpań górotworu z kom pleksow ym uw zględnieniem jego cech geologicznych. Niektóre spośród w skaźników skłonności do tąpań zostały opracowane na podstawie przedzniszczeniowej charakterystyki naprężeniow o-odkształceniow ej uzyskanej w próbie ściskania, w tzw. miękkiej maszynie wytrzymałościowej. Rozwój metod badawczych dotyczących oceny skłonności skał do tąpań spowodował zastosowanie w nich geomechanicznych sztywnych maszyn wytrzymałościowych z serwom echanizmem, które dają możliwość uzyskania pełnej charakterystyki naprężeniowo-odkształceniowej zarówno w części przedkrytycznej, ja k i pokrytycznej Metody analityczne i laboratoryjne oceny skłonności skał do tąpań - przedzniszczeniowa charakterystyka naprężeniow o-odkształceniow a W skaźniki (rys. 5.1) charakteryzujące przedkrytyczne w łaściw ości skał (odkształceniowe, wytrzym ałościowe, energetyczne, reologiczne) są w ykorzystyw ane w: m etodach, których podstawę stanow ią w łaściw ości deform acyjne skał (Bicz 1962), metodach wytrzymałościowych (Jegorow 1974; Szuścik, Zastawny 1980; Konopko 1994b), metodach energetycznych (Znański 1953; Drzewiecki 1989; M otyczka 1979; Szecówka, Domżał, Ożana 1973; Smołka i in. 1978; Filcek 1980; Gustkiewicz i in. 1987; Aubertin, Gill 1988), m etodach reologicznych (Hładysz 1979). Osobną grupę metod stanowią te, w których uwzględnia się strukturalno- -geologiczne cechy górotw oru (Kaszuba 1977; Konopko 1994b). W yszczególnione wyżej metody zostały opisane w publikacji Konopki (1994b). Nazw y w skaźników opracow anych przez w ym ienionych A utorów z ich przynależnością do odpow iednich grup wskaźników, przedstawiono na rysunku 5.1. Jednym ze wskaźników, który uzyskuje się w badaniach laboratoryjnych je d n o osiowego ściskania i m a praktyczne zastosow anie do oceny skłonności w ęgla do tąpań, jest energetyczny wskaźnik naturalnej skłonności do tąpań WET (Szecówka, Domżał, Ożana 1973). W ielu badaczy jednak, m iędzy innymi Kidybiński i Smołka (1988), krytykują znaczenie tego wskaźnika jako wyznacznika skłonności węgla do tąpań. 64

66 Oprócz wyżej przedstawionych metod analitycznych i laboratoryjnych została opracowana geofizyczna m etoda oceny skłonności pokładu węgla do tąpań w w arunkach in s itu (Goszcz, D w orak 1982). M e t o d y o c e n y s k ło n n o ś c i d o t ą p a ń 1 bazujące na w łasnościach deform acyjnych skał T Wskaźnik potencjalnej tąpliwości wg Bicza wytrzym ałościowe i Wskaźnik Jegorowa Metoda Szuścika Metoda Konopki reologiczne Reologiczne kryterium skłonności węgla do tapań wg Hładysza Wskaźnik reologiczny skłonności węgla do tąpań wg Boreckiego z uwzględnieniem strukturalno- -geologicznych cech górotworu Wskaźnik facjalności wg Kaszuby Liczba górotworu wg Konopki energetyczne Wskaźnik sprawności tąpnięcia wg Motyczki Energetyczny wskaźnik naturalnej skłonności węgla do tąpań wg Szecówki Wskaźnik potencjalnej energii sprężystej wg Smołki Kinematyczny wskaźnik tąpliwości wg Filcka Wskaźnik kruchości wg Gustkiewicza Zmodyfikowany wskaźnik kruchości wg Albertina i Gila Rys Analityczne i laboratoryjne metody wskaźnikowe oceny skłonności skał do tąpań z wykorzystaniem przedkrytycznych właściwości i strukturalno-geologicznych cech górotworu 5.2. W skaźnikowe metody oceny skłonności do tąpań - pełna charakterystyka naprężeniow o-odkształceniow a Od czasu zastosowania w badaniach laboratoryjnych właściwości geomechanicznych skał sztywnych m aszyn wytrzymałościowych, w niektórych polskich ośrodkach naukow ych zostały opracowane nowe w skaźniki skłonności skał do tąpań. Do najw ażniejszych z nich należą: okres dynam icznego rozpadu (Kidybiński, Sm ołka 1988), 65

67 w skaźnik osłabienia tąpnięcia (Krzysztoń 1989), w skaźnik naprężeniowej intensywności rozpadu (Smołka 1994), w skaźnik intensyw ności rozpraszania energii (Bukowska, Sm ołka 1994), w skaźnik zagrożenia spow odow anego przeskokiem (Zorychta 2002), w skaźnik potencjalnej skłonności skały do tąpań (Tajduś i in. 2003), w skaźnik skłonności górotw oru do tąpań (Bukowska 2003a, b, 2005d), w skaźnik energii kinetycznej górotw oru (Bukowska 2005d), skorygow any w skaźnik naturalnego zagrożenia tąpaniam i (Bukowska 2004a), wskaźnik G E O według systemu geologiczno-geomechanicznej oceny skłonności górotw oru do tąpań (Bukowska 2005d). Spośród wym ienionych wskaźników, zastosowanie w praktyce górniczej znalazł wskaźnik okres dynamicznego rozpadu, który jest wykorzystywany przez jego głównego Autora do określania wrażliwości skał na obciążenia dynamiczne w aspekcie w ystępow ania w strząsów lub tąpań. Inne znalazły zastosow anie do oceny skłonności górotw oru do tąpań (wskaźnik skłonności górotw oru do tąpań, w skaźnik energii kinetycznej górotworu, w skaźnik G E O ) (Bukowska, W róbel 2007). Pozostałe w skaźniki są dopiero w eryfikow ane w konkretnych w arunkach geologiczno -górniczych. Niektórym spośród w skaźników tej grupy poświęcono więcej uwagi. O k r e s d y n a m i c z n e g o r o z p a d u w ę g l a W skaźnik, który został nazw any okresem dynam icznego rozpadu w ęgla i oznaczony sym bolem O D R opracowali Kidybiński i Sm ołka (1988) - tablica 5.1. W skaźnik ten określa się w próbie jednoosiow ego ściskania z prędkością odkształcenia s-1 (1 mm/s). Podstawą do określenia wskaźnika jest krzywa naprężeniowo-odkształceniowa, rejestrowana podczas badań. W skaźnik O D R stanowi różnicę czasu między momentem rozpoczęcia rozpadu próbki s kr = Rc, a momentem osiągnięcia wartości naprężenia resztkowego s r (rys. 5.2). Tablica 5.1. Klasyfikacja skłonności węgli do tąpań, według wskaźnika ODR Wartość ODR, ms Skłonność węgla do tąpań ODR > 300 nieskłonny do tąpań 50 < ODR 300 słabo skłonny do tąpań ODR 50 silnie skłonny do tąpań 66

68 Rys Interpretacja wyznaczania wskaźnika ODR oraz W o t: e(t) - odkształcenie, s - naprężenie, Rc - wytrzymałość na jednoosiowe ściskanie, Asp - energia odkształcenia sprężystego, W2 - energia pokrytycznego niszczenia W s k a ź n ik o s ł a b ie n ia t ą p n ię c ia Wskaźnik osłabienia tąpnięcia WOT, według Krzysztoń (1989), zależy od wartości energii potrzebnej do statycznego zniszczenia próbki, odwzorowanego w części pokrytycznej charakterystyki naprężeniowo-odkształceniowej. Im większy jest udział energii sprężystej (Asp) w energii pokrytycznego odkształcenia próbki (W2), tym mniejsza jest skłonność do tąpań (rys. 5.2). Wskaźnik ten określa się wzorem A WOT=- sp- OT W gdzie: Asp - energia sprężysta, kj/m W2- energia pokrytycznego niszczenia, kj/m3. W s k a ź n ik n a p r ę ż e n io w e j in t e n s y w n o ś c i r o z p a d u Wskaźnik naprężeniowej intensywności rozpadu S, według Smołki (1994), został opracowany na podstawie badań węgli i skał płonnych GZW. Badania prowadzono na próbkach o smukłości równej 1,0. Do sterowania przebiegiem badania zastosowano sygnał przemieszczeń tłoka maszyny wytrzymałościowej, przy czym prędkość przyrostu odkształceń wynosiła 1,0 mm/s. Wskaźnik naprężeniowej intensywności rozpadu określa się wzorem o = gdzie: s kr - naprężenie krytyczne odpowiadające naprężeniu niszczącemu (maksymalnemu), MPa; s r - naprężenie resztkowe odpowiadające wytrzymałości resztkowej, MPa; tr - czas rozpadu, s. o. (5.1) (5.2) 67

69 Wskaźnik ten, w opinii jego Autora, w dość wierny sposób odzwierciedla niszczenie skały zachodzące w czasie tąpnięcia z uwagi na quasi-dynamiczny sposób przeprowadzania testu laboratoryjnego - prędkość narastania obciążeń do 425 MPas-1 dla węgli i do 1651 MPa s-1 dla skał płonnych. Zakres zmienności wskaźnika naprężeniowej intensywności rozpadu, wynoszący od 72,4 do 732,8 MPa s-1, pozwolił Autorowi na wydzielenie trzech grup skłonności skał do tąpań (tabl. 5.2). Tablica 5.2. Klasyfikacja skłonności skał do tąpań według wskaźnika naprężeniowej intensywności rozpadu Wartość wskaźnika, MPa s-1 Skłonność skał do tąpań < 250 nieskłonne do tąpań słabo skłonne do tąpań > 500 silnie skłonne do tąpań W s k a ź n ik in t e n s y w n o ś c i r o z p r a s z a n i a e n e r g ii Wskaźnik intensywności rozpraszania energii Re został opracowany przez Bukowską i Smołkę (1994) na podstawie badań węgli, piaskowców, mułowców i iłowców karbonu produktywnego GZW. Badania wykonano na próbkach o smukłości 1. Do sterowania przebiegiem badania stosowano sygnał przemieszczeń tłoka maszyny wytrzymałościowej, przy czym prędkość przyrostu odkształceń wynosiła 1,0 mm/s, co z uwagi na wymiary próbek odpowiadało prędkości odkształcenia rzędu 10-1 s-1. Prędkość odkształcenia tego rzędu mieści się w przedziale wartości prędkości odkształcenia odpowiadaj ących zjawiskom tąpań, wyrzutów skał, trzęsieniom ziemi, urabianiu skał narzędziami skrawającymi i udarowymi (Kwaśniewski 1986a). Do wyznaczania wartości wskaźnika naprężeniowej intensywności rozpadu Autorzy podali wzór Re = (5.3) r gdzie: ENr - różnica między wartością energii w chwili początkowej rozpadu PES (przy s = Rc) i końcem rozpadu PESr (przy s = Rcr), kj; tr - bezwzględny czas rozpadu, s. Zakres zmienności wskaźnika intensywności rozpraszania energii Re, wynoszący od 200 do ponad 5000 kj s-1, pozwolił na wydzielenie trzech grup skłonności skał do tąpań (tabl. 5.3). Tablica 5.3. Klasyfikacja skłonności skał do tąpań według wskaźnika naprężeniowej intensywności rozpadu Wartość wskaźnika, kj s-1 Skłonność skał do tąpań < 1000 nieskłonne do tąpań słabo skłonne do tąpań > 2500 silnie skłonne do tąpań 68

70 W s k a ź n ik z a g r o ż e n i a s p o w o d o w a n e g o p r z e s k o k i e m Wskaźnik zagrożenia spowodowanego przeskokiem Wp Zorychta (2002) zdefiniował za pomocą wzoru W = P 1 d f (e np) E s od d de n gdzie: Esod - moduł sprężystości przy odciążaniu, ekr - odkształcenie krytyczne na granicy wytrzymałości, en - odkształcenie ośrodka nieliniowo odkształcalnego (pokładu), enp - odkształcenie odpowiadające momentowi rozpoczęcia przeskoku, < enp < en - przedział odkształceń, w którym możliwy jest przeskok. e np ) ir Autor rozróżnił dwa przypadki: Wp < 1 - układ nieskłonny do przeskoku (nietąpiący), Wp > 1 - układ skłonny do przeskoku (tąpiący). Wartość wskaźnika zagrożenia wywołanego przeskokiem Autor określił na podstawie wyników badań laboratoryjnych realizowanych w sztywnej maszynie wytrzymałościowej, wyznaczając właściwości pozniszczeniowe węgla z pokrytycznej części charakterystyki naprężeniowo-odkształceniowej, a moduły sprężystości skał stropowych i spągowych dla fazy odciążania z przedkrytycznej gałęzi charakterystyki. W s k a ź n ik p o t e n c j a l n e j s k ł o n n o ś c i s k a ł y d o t ą p a ń Wskaźnik potencjalnej skłonności skały do tąpań WETpz został opracowany przez Tajdusia z zespołem (2003). Autorzy wyznaczyli go według wzoru (5.4) F pz wpz gdy RcJp < U l (5.5) gdzie: pz - pierwotne ciśnienie pionowe w górotworze, Rcdp - wytrzymałość na ściskanie pokładu lub złoża, F spz - energia odzyskana w procesie niszczenia, F s - potencjalna energia odkształcenia sprężystego, F pz - energia stracona na odkształcenia trwałe (rys. 5.3). s 69

71 Rys Rodzaje energii niezbędne do wyznaczenia wskaźnika potencjalnej skłonności skały do tąpań: ez - odkształcenie, sz - naprężenie (Tajduś i in. 2003) Z graficznego przedstawienia energii (rys. 5.3) wynika, że: F *= R (5.6) R 2 F pz = 2( Eod + M) a wskaźnik WEf z wyraża się wzorem (5.7) WT = - p ^, gdy \R J \ \p \ (5.8) Ed +! M gdzie: Eod - moduł sprężystości przy odciążaniu próbki w części przedzniszczeniowej, M - moduł pokrytyczny (wyznaczono jako tg b). Tajduś wraz z zespołem zdefiniowali warunki wyznaczania wskaźnika WETpz w następujący sposób: jeżeli skała zachowuje się zgodnie z klasą I, według Wawersika, wówczas określa się stosunek pozniszczeniowej do przedzniszczeniowej pracy odkształceń sprężystych, jeżeli skała zachowuje się zgodnie z klasą II, według Wawersika, przyjmuje się Wet^z = 1, jeżeli WETpz = 0, to skała jest zdolna tylko do plastycznego odkształcenia i jest nieskłonna do tąpań. Autorzy zaproponowali następujące przedziały wartości wskaźnika WETpz charakteryzujące skłonność skał do tąpań (tabl. 5.4). 70

72 Tablica 5.4. Klasyfikacja skłonności skał do tąpań według wskaźnika potencjalnej skłonności do tąpań Wartość wskaźnika Skłonność skał do tąpań 0 < WeP < 0,5 nieskłonne do tąpań 0,5 < WetPz < 0,75 słabo skłonne do tąpań 0,75 < Wetpz < 1 silnie skłonne do tąpań 5.3. W skaźnikowe metody oceny skłonności górotworu do tąpań z uw zględnieniem w łaściw ości geom echanicznych środow iska skalnego, energetycznych aspektów zjawiska tąpnięcia oraz struktury górotworu w raz ze stanem powierzchni nieciągłości Wskaźnik skłonności do tąpań górotworu wraz z klasyfikacją górotworu Górotwór jest ośrodkiem anizotropowym (właściwości są funkcją kierunku), niejednorodnym (właściwości są funkcją położenia), nieciągłym (sieć spękań) i nieliniowo odkształcalnym. Z uwagi na złożoność cech ośrodka skalnego, do określania przyczyn wywołujących tąpnięcie są stosowane modele, które pozwalają jedynie na przybliżony opis procesów zachodzących w górotworze. Dążąc zatem do opracowania systemu oceny skłonności górotworu do tąpań i oceny zagrożenia tąpaniami, wynikającego z naturalnych właściwości górotworu karbońskiego w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym, przyj ęto założenie, że o możliwości wystąpienia tąpnięcia decyduj ą właściwości układu - pokład węgla oraz warstwy otaczające go - a nie pojedyncza warstwa skalna lub pokład, która jako samodzielny element, nie ma zdolności do tąpnięcia. Jak wspomniano model składający się z pokładu węgla i pakietu skał otaczających wyrobisko górnicze (układ strop-pokład-spąg) analizowano do wysokości 100 m nad stropem pokładu i 30 m poniżej spągu pokładu. Jest to interwał, który z uwagi na zagrożenie tąpaniami jest istotny ze względu na złożoność budowy geologicznej górotworu karbońskiego, oddziaływanie resztek i krawędzi, zasięg odprężania spowodowanego nadebraniem lub podebraniem analizowanego pokładu. Niektóre z przyczyn wywołujących tąpnięcie można analizować na podstawie badań właściwości geomechanicznych i energetycznych prowadzonych w sztywnej maszynie wytrzymałościowej wyposażonej w serwomechanizm. Większość stosowanych dotychczas wskaźników skłonności skał do tąpań, które wyznacza się w próbie ściskania na podstawie charakterystyki naprężeniowo-odkształceniowej, jest określana jedynie na podstawie jej przedkrytycznej części (Bukowska 2005b). Wobec tego, we wskaźnikach tych właściwości geomechaniczne i energetyczne z obszaru przedkrytycznego nie mają powiązania z pokrytycznymi (pozniszczeniowymi) właściwościami skał (pokładu). Ze względu na to, że proces utraty stateczności zachodzi w obszarze pozniszczeniowym, to również właściwości pozniszczeniowe decyduj ą o możliwości wystąpienia tąpnięcia. Definicja tąpnięcia sformułowana przez Międzynarodowe Biuro Mechaniki Górotworu (1979), w której zwrócono uwagę, między innymi, na udział 71

73 w zjawisku tąpnięcia nie tylko węgla, ale również skał otaczających, stała się podstawą do opracowania przez Autorkę, nowych metod wskaźnikowych oceny skłonności górotworu do tąpań. Wykorzystując niektóre przedkrytyczne i pokrytyczne właściwości skał wyznaczane w badaniach w maszynie wytrzymałościowej, dla przyjętego modelu, opracowano wskaźnik skłonności do tąpań (tąpliwości) górotworu WTG. Idea opracowania takiego wskaźnika wywodzi się z pracy Petukhova i Linkova (1979), w której Autorzy przedstawili teorię pokrytycznej deformacji i jej wpływ na stateczność wyrobiska, uwzględniając właściwości przedkrytyczne i pokrytyczne niszczonej skały (węgla). Wskaźnik skłonności do tąpań górotworu WTGwyznaczono na podstawie wyników badań laboratoryjnych właściwości geomechanicznych w sztywnej maszynie wytrzymałościowej, przy założeniu, że układ płyty maszyny wytrzymałościowej - próbka skalna odpowiada przyjętemu układowi modelowemu górotworu w ujęciu strop-pokład-spąg. Wskaźnik WTG jest ilorazem wartości modułu pokrytycznego węgla M^ęgla i wartości średniej ważonej modułu sprężystości podłużnej pakietu skał otaczających pokład Eskał (rys. 5.4, 5.5), dlatego rozważano dwa przypadki relacji między tymi parametrami (Bukowska 2002a): W przypadku, gdy moduł sprężystości skał zalegających w otoczeniu pokładu jest znacznie większy niż moduł pokrytyczny węgla ulegającego zniszczeniu (Eskał» Mwęgla), pokład pod wpływem obciążenia nadległych skał odkształca się, a ze względu na małą wartość naprężenia krytycznego poszczególne partie pokładu ulegają zniszczeniu. W takich warunkach zachodzi statyczne niszczenie pokładu. W przypadku, gdy moduł sprężystości skał otaczających jest mniejszy od modułu pokrytycznego węgla (Eskał < Mwęgla), układ skały otaczające-pokład pracuje jak próbka skalna ściskana w miękkiej maszynie wytrzymałościowej. Po przekroczeniu wytrzymałości węgla równocześnie zachodzi wzmocnienie efektu dynamicznego przez wyładowanie energii sprężystej zakumulowanej w stropie i w spągu. Występuje wówczas dynamiczne niszczenie pokładu. Z doświadczeń i obserwacji górotworu w warunkach GZW wynika, że do wyznaczenia wartości wskaźnika skłonności górotworu do tąpań WTG, badania cech geomechanicznych pakietu skał otaczających dany pokład należy prowadzić w interwale do 100 m odległości od stropu pokładu (wyrobiska) i odległości do 30 m od spągu pokładu (wyrobiska). Ten kompleks wysokościowy jest najistotniejszy z uwagi na zagrożenia tąpaniami; z obserwacji wynika, że 90% przypadków tąpnięć znajduje swoje źródło w tym interwale głębokościowym (Konopko 1994b; Dubiński, Konopko 2000) - rysunek 5.5. Moduł spężystości podłużnej poszczególnych warstw otaczających dany pokład należy oznaczać zgodnie z metodyką opisaną w podrozdziale Dla pakietu skał otaczających, w przyjętym interwale obliczeniowym, moduł sprężystości wyznacza się jako średnią ważoną, gdzie wagą jest miąższość warstw określonego typu skał. Moduł pokrytyczny węgla należy wyznaczać zgodnie z metodyką przedstawioną w podrozdziale

74 hi h 100 m E skał E k M węgla 30 m E skał hi ha = 130 m (E1h Enh ) / 130 m - piaskowce ES- - I - mułowce fe- j - iłowce M - wę Rys Moduł sprężystości podłużnej E i moduł pokrytyczny M wyznaczany z charakterystyki naprężeniowo-odkształceniowej: e - odkształcenie, s - naprężenie Rys Interwał opróbowania górotworu w celu wyznaczenia wartości modułów sprężystości Eskai i pokrytycznego Mwęgia Wskaźnik WTGopracowany w celu oceny skłonności górotworu karbońskiego do tąpań określa następujący wzór gdzie: Wrc = ^ (5.9) E skał Mwęgla - moduł pokrytyczny węgla, MPa; Eska! - moduł sprężystości 130-metrowego pakietu skał otaczających pokład, dla którego Eskał = (E h En hn)/130, przy czym: En - moduł sprężystości n-tej warstwy, MPa; hn - miąższość n-tej warstwy, m. Układy rzeczywiste strop-pokład-spąg analizowano zgodnie ze wzorem (5.9) (tabl. 5.5). Uwzględniono także szeroki zakres wytrzymałości węgla od 8,0 do 42,0 MPa (węgle od błyszczących przez półbłyszczące do matowych). Ogólną charakterystykę skłonności do tąpań górotworu karbońskiego w obszarze GZW, w zależności od przynależności do struktur geologicznych, omówiono w publikacji (Bukowska 2007a). 73

75 K - Tablica 5.5. Zestawienie wartości wskaźnika skłonności do tąpań górotworu W t g Przynależność - pokład Głębokość zalegania pokładu, m Maksymalna energia wstrząsów w danym pokładzie, J1) W skaźnik skłonności do tąpań górotworu Wtg (bezwymiarowy) Relacja między Mwęgla i Eskał **KW - 402/ ,49 JSW - 403/ ,55 KW - 403/ ,12 KW ,80 KW - 405/ ,90 Wariant 1 KW ,10 KW - 411/ ,48 Mwęgla < Eskał KW ,74 **KHW ,92 *KW - 630/ ,71 KW - 713/ ,75 KHW ,14 KW - 405/ ,40 **KW - 412/ ,71 KHW ,69 KHW ,28 *KHW ,55 *KHW ,85 *KW ,56 *KW ,38 *KHW ,41 KW ,07 Wariant 2a ,59 Inne ,25 Eskał < Mwęgla 2Eskał *KW ,35 *KHW ,84 *KHW ,88 KHW ,00 *KW ,21 KW ,9 *Inne ,24 KW - 510/ ,35 KW - 718/ ,18 Inne ,52 KW - 205/ ,99 KW ,89 KW ,42 Inne < ,76 W ariant 2b KW ,64 KW ,13 Mwęgla > 2Eskał KW ,12 KW - 404/ ,00 Inne ,29 5 O-P^ Objaśnienia: * - w przeszłości, w pokładzie kopalni zaistniało przynajmniej jedno tąpnięcie, ** - pokład nie był dotąd eksploatowany przez kopalnię, KW - kopalnie należące do Kompanii Węglowej SA, KHW - kopalnie należące do Katowickiego Holdingu Węglowego SA, JSW - kopalnie należące do Jastrzębskiej Spółki Węglowej SA, Inne - kopalnie i zakłady górnicze w obrębie innych struktur organizacyjnych: samodzielne, zakłady górniczo-energetyczne, kopalnie w strukturach CZOK.!) Stec i in. ( ), Patyńska i in. ( ). 74

76 Przypadki, dla których: Mwęgla < Eskał (wariant 1), z uwagi na brak możliwości zaistnienia lub niewystępowanie dynamicznego zniszczenia pokładu, nie są niebezpieczne. Węgiel cechuje się wytrzymałością na ściskanie z przedziału wartości od 8,0 do 18,8 MPa. Skały otaczające pokłady węglowe, ze względu na zróżnicowaną wytrzymałość na ściskanie i moduł sprężystości, wykazują różną zdolność do gromadzenia energii sprężystej. Przyjmując, że pokłady węgla są najczęściej podścielone warstwą ilastą (mała wytrzymałość skały), można wyodrębnić cztery układy strop-pokład, uwzględniając rodzaj skał zalegających w stropie: - węgiel o bardzo małej wytrzymałości - strop o średniej wytrzymałości, - węgiel o małej wytrzymałości - strop o małej wytrzymałości, - węgiel o małej wytrzymałości - strop o średniej wytrzymałości, - węgiel o małej wytrzymałości - strop o dużej wytrzymałości. Należy nadmienić, że przypisania węglom i skałom płonnym bardzo małej, średniej lub dużej wytrzymałości dokonano na podstawie własnych doświadczeń, wynikających z wieloletnich badań skał GZW. Mwęgla > Eskał (wariant 2) wiąże się z węglem o wytrzymałości na ściskanie od 16,7 do 42,0 MPa. Dla tego przypadku wyodrębniono dwa warianty: 2a) Eskal < ^^węgla 2Eskał, 2b) ^^ęgla > 2Eskał. Z doświadczeń uzyskanych w kopalniach GZW wynika, że wariant 2a jest układem niebezpiecznym z uwagi na możliwość zaistnienia skokowych zmian stanu równowagi, czego konsekwencją jest dynamiczne niszczenie pokładu (Bukowska 2002a). Skały zalegające w otoczeniu tych pokładów różnią się pod względem zdolności do gromadzenia energii sprężystej, a wśród układów stropowo-pokładowych wyodrębniono następujące: - węgiel o średniej wytrzymałości - strop o średniej wytrzymałości, - węgiel o dużej wytrzymałości - strop o dużej wytrzymałości, - węgiel o dużej wytrzymałości - strop o średniej wytrzymałości. W grupie przypadków, w których Eskał < Mwęgla 2Eskał znajdują się przeanalizowane układy rzeczywiste strop-pokład-spąg w obrębie warstw załęskich, rudzkich i siodłowych. Wariant 2b, w którym Mwęgla > 2Eskał, reprezentuje pod względem wytrzymałości na jednoosiowe ściskanie układy: - węgiel o dużej wytrzymałości - strop o małej wytrzymałości (warstwy łaziskie, orzeskie, rudzkie), - węgiel o dużej wytrzymałości - strop o dużej wytrzymałości (warstwy gruszowskie). Rozróżnienie kilku typów układów stropowo-pokładowych pod względem wytrzymałości na ściskanie wykazało, że niektóre z nich nie są charakterystyczne tylko dla jednej z trzech relacji między _ ^ ęgla a Eskał. Przykładem tego może być układ: węgiel o wysokiej wytrzymałości - strop o dużej wytrzymałości. Układ ten wyodrębnio 75

77 no zarówno dla przypadku, gdy Eskał < M^ęgla < 2Eskał, jak i gdy Mwęgla > 2Eskał. Nasuwa się więc wniosek, że ocena skłonności do tąpań wymaga szczegółowej analizy poszczególnych układów skały otaczające-pokład węglowy, pod kątem właściwości geomechanicznych, z uwzględnieniem środowiska skalnego zalegającego również w spągu pokładu. Analiza kilkudziesięciu wytypowanych układów strop-pokład-spąg w GZW wykazała, że wskaźnik WTGprzyjmuje wartości od 0,1 do 7,99. W układach (wariant 1), w których nie odnotowano tąpnięć ( ^ ęgla < Eskał), wskaźnik WTGjest mniejszy od 1,0, a dla układów, gdzie Mwęgla > Eskał, WTGjest większy od 1,0 (wariant 2a i 2b). Z uwagi na zdolność do gromadzenia energii sprężystej i możliwości jej przekazywania do pokładu, najbardziej niebezpieczny jest wariant 2a, gdy _ ^ ęgla > Eskał, ale różnica w wartościach obu modułów nie jest na tyle znacząca, że wskazuje na słabe wartości sprężyste skał otaczających (Eskał < _ ^ ęgla < 2Eskał). Innymi słowy - skały otaczające mogą przekazać dużą ilość energii sprężystej do pokładu, a pokład z uwagi na właściwości geomechaniczne ma ograniczoną możliwość jej przejęcia. Dla tego przypadku wartości obliczonego wskaźnika WTGzawierają się w przedziale 1,07-2,00. Dla wariantu 2b natomiast, gdy Mwęgla jest znacznie większe od Eskał (_^ęgla» 2Eskał), wartości wskaźnika WTGdla przeanalizowanych poligonów badawczych wynosiły od 2,76 do 7,99. Na podstawie szczegółowej analizy rzeczywistych układów strop-pokład-spąg w GZW, której rezultatem są obliczone wartości wskaźnika skłonności do tąpań (tąpliwości) górotworu WTG, opracowano w GIG klasyfikację skłonności do tąpań górotworu (Bukowska 2005d) - tablica 5.6. Tablica 5.6. Klasyfikacja skłonności górotworu według wskaźnika W tg (Bukowska 2002a, 2003a, b, 2005d) Przedział zmienności wskaźnika Wtg W tg < 1 1 < W tg < 2 W tg > 2 Ocena skłonności do tąpań układ strop-pokład-spąg nieskłonny do tąpań układ strop-pokład-spąg skłonny do tąpań układ strop-pokład-spąg nieskłonny do tąpań Charakterystyka mechanizmu niszczenia pokładu Gdy moduł sprężystości skał płonnych jest znacznie większy niż moduł pokrytyczny węgla ulegającego zniszczeniu (Mwęgla < Eskał), pokład pod wpływem obciążenia nadległych skał odkształca się, a ze względu na m ałą wartość naprężenia krytycznego poszczególne partie pokładu ulegają zniszczeniu - statyczne niszczenie pokładu. Gdy moduł sprężystości stropu jest mniejszy od modułu pokrytycznego węgla (Mwęgla > Eskał), ale jest spełniony warunek Eskał < Mwęgla < 2Eskał, układ skały otaczające-pokład pracuje jak próbka skalna ściskana w miękkiej maszynie wytrzymałościowej. Po przekroczeniu wytrzymałości węgla równocześnie zachodzi wzmocnienie efektu dynamicznego przez wyładowanie energii sprężystej zakumulowanej w stropie - dynamiczny model niszczenia pokładu. Gdy Mwęgla >> Eskał (Mwęgla > 2Eskał), układ jest nieskłonny do tąpań, ponieważ skały otaczające charakteryzują się małymi wartościami parametrów mechanicznych, a co za tym idzie słabą zdolnością do gromadzenia energii sprężystej i układ traci możliwość do przeskoku (przejścia z jednego stanu równowagi do innego). 76

78 W skaźnik energii kinetycznej górotworu Warunkiem niezbędnym do wystąpienia tąpnięcia jest zniszczenie pewnej objętości ośrodka skalnego, który otacza wyrobisko górnicze i przemieszczenie go do wyrobiska. Aby proces ten mógł zaistnieć, konieczna jest przemiana potencjalnej energii sprężystej zakumulowanej w górotworze w energię kinetyczną. Dzieje się to z chwilą powstania wstrząsu w wyniku prowadzonej eksploatacji, gdy zostaje uwolniona i rozproszona energia sprężysta, a jej nadwyżka jest zamieniana w energię kinetyczną. Podstawę oceny naturalnej skłonności górotworu do tąpań i zagrożenia tąpaniami w GZW stanowią naturalne właściwości górotworu, a także energetyczne aspekty zjawiska tąpnięcia. W rezultacie uwzględnienia w modelu strop-pokład-spąg warunków geologiczno-geomechanicznych górotworu o dużej zmienności litologicznej, było konieczne opracowanie energetycznego wskaźnika skłonności górotworu do tąpań. Nazwano go wskaźnikiem energii kinetycznej górotworu i oznaczono symbolem WEk (Bukowska 2005d). Wskaźnik ten pozwala na bilans energii kinetycznej górotworu i energii kinetycznej pokładu węgla Bilans energetyczny zjawiska tąpnięcia na przykładzie dynamicznego niszczenia próbki skalnej Przemiany energetyczne, występuj ące w górotworze podczas tąpnięcia, opisuje się równaniem bilansu energetycznego (Drzewiecki 1967; Filcek 1980; Zorychta, Chlebowski 1998; Zorychta, Burtan 1998). W niniejszej publikacji, za Minhem (1989), zastosowano równanie bilansu energetycznego tąpnięcia na przykładzie procesu niszczenia próbki skalnej w sztywnej maszynie wytrzymałościowej W + Eeb = Esp + Epp + Ea + Ek (5.10) gdzie: W - energia dostarczona w fazie pokrytycznej przez zewnętrzne obciążenie, Eeb - energia odkształcenia sprężystego zakumulowana w próbce, Esp - energia pękania (praca zniszczenia) w fazie pokrytycznej, Epp - energia plastyczna (odkształcenia nieodwracalnego) w fazie pokrytycznej, Ea - energia rozproszona na emisję akustyczną (stanowiąca około 2% ogólnej wartości energii i jest pomijana), Ek - energia kinetyczna. W powyższych oznaczeniach indeks b oznacza przedkrytyczną część charakterystyki (before-critical), natomiast wyrażenia dotyczące pokrytycznej części charakterystyki mają indeks p (post-critical). Podczas niszczenia próbki skalnej w próbie jednoosiowego ściskania, praca sił zewnętrznych, pochodząca od maszyny wytrzymałościowej (w górotworze, np. siła ciężkości, naprężenia eksploatacyjne), w części przedkrytycznej i pokrytycznej charakterystyki naprężeniowo-odkształceniowej zostaje całkowicie zużyta na tworzenie 77

79 nowej powierzchni nieciągłości i wywołanie plastycznych (nieodwracalnych) deformacji. Charakter niszczenia skały zależy od wartości energii kinetycznej, która przy pominięciu małych wartości Ea, może być wyrażona następująco Ek = W + Eeb - Esp - Epp (5.11) W pokrytycznej części charakterystyki naprężeniowo-odkształceniowej, energia sprężysta zakumulowana w próbce Eeb jest zamieniana głównie w energię nowych powierzchni spękań Esp wówczas (5.12) Ek = W - Epp (5.13) Z równania (5.13) wynika, że gwałtowne niszczenie próbki skalnej zachodzi wówczas, gdy energia pochodząca z zewnętrznego obciążenia w fazie pokrytycznej jest większa od energii pokrytycznego odkształcenia plastycznego (nieodwracalnego). W dalszym ciągu, przyjmując za Minhem (1989), liniowe zależności określone uogólnionym modułem sprężystości maszyny wytrzymałościowej E1 oraz nachyleniem pokrytycznej zależności naprężeniowo-odkształceniowej próbki skalnej w postaci modułu pokrytycznego M, otrzymuje się wzory na energię dostarczoną z zewnątrz, energię odkształcenia i energię kinetyczną: energia dostarczona w wyniku obciążenia maszyny s2 W = -s ^ (5.14) 2E1 energia odkształcenia nieodwracalnego w fazie pokrytycznej _2 E =-s ^ (5.15) pp 2M Wzór na energię kinetyczną przyjmie wówczas postać lub s2 s2 E =^ (5.16) k 2Ei 2M E (M Ei) (5.17) k 2 E M Jeżeli filar (próbka) byłby obciążony skałami nadkładu o module sprężystości równym modułowi próbki (filara) E, wówczas energia kinetyczna, w wyniku której następuje gwałtowne niszczenie próbki, jest wyrażona wzorem E = kr (M - E (5.18) k 2 EM 78

80 Z powyższego równania wynika, że niezbędnym warunkiem wystąpienia gwałtownej destrukcji skał jest, aby moduł pokrytyczny M niszczonej skały był odpowiednio większy od modułu sprężystości E skały wyżej zalegającej. Przyjmując, że a 2 W = Eeb= (5.19) 2 E1 ostatecznie a2 E =-a k- (5.20) pp 2M Ek = Eeb - Epp (5.21) Wynika stąd, że gdy energia odkształcenia sprężystego zakumulowana w próbce jest odpowiednio większa od energii odkształcenia nieodwracalnego, w części pokrytycznej charakterystyki naprężeniowo-odkształceniowej następuje gwałtowne niszczenie skał Energia kinetyczna skał o cechach sprężysto- -plastycznych z osłabieniem Energia kinetyczna, która decyduje o skutkach tąpnięcia, pierwotnie była obliczana na podstawie odrzutu odłamków skalnych (prędkość początkowa) podczas próby ściskania w maszynie wytrzymałościowej (Drzewiecki 1967), według wzoru Ek = 0,5pvo2 (5.22) gdzie: vo - prędkość początkowa spękanej masy skalnej, p - gęstość ośrodka skalnego. Minimalne wartości prędkości początkowej ruchu cząstek skał podawane przez badaczy zmieniały się w zakresie od 3 m/s (Pietuchow 1976) do 10 m/s (Filcek 1980). Ponadto, uważano że mała prędkość rzędu 1 m/s nie kwalifikuje zjawiska jako tąpnięcie, a za wystarczającą można przyjąć prędkość początkową 10 m/s (Filcek 1980). Zaproponowano (Bukowska 2005d) sposób określania wartości energii kinetycznej, wykorzystuj ąc charakterystykę naprężeniowo-odkształceniową niszczonej skały oraz wartości energii właściwej (odnoszącej się do jednostkowej objętości) z części przedkrytycznej i pokrytycznej tejże charakterystyki (rys. 5.6). Do wyznaczenia energii właściwej odkształcenia podłużnego, niezbędnej do opracowania równania definiującego energię kinetyczną, zostały wykorzystane schematy podziału pola pod krzywą niszczenia według Gustkiewicza (1987) (rys. 5.6a) i Heasleya (1991) (rys. 5.6b), dla przyjętego układu strop-pokład-spąg, na: energię odkształcenia sprężystego Asp na granicy wytrzymałości próbki, energię pokrytycznego odkształcenia próbki W2, 79

81 odzyskiwalną energię odkształcenia, która może być zamieniona na energię kinetyczną W3. a) b) _ [ \. ] - dyssypowana energia odkształcenia - odzyskiwalna energia odkształcenia Rys Schemat podziału całkowitej energii odkształcenia: a - według Gustkiewicza (1987), b - według Heasleya (1991); e - odkształcenie, o - naprężenie, An i Asp - energia nieodwracalna i sprężysta, Wi, W2 - energia pokrytycznego niszczenia Według Gustkiewicza (1987) podział pola zawartego między charakterystyką naprężeniową a osią odkształceń, odpowiada podziałowi energii na energię potrzebną do osiągnięcia granicy wytrzymałości W1, w której jest zawarta energia odkształceń sprężystych Asp i nieodwracalnych na granicy wytrzymałości próbki skalnej An oraz na energię pokrytycznego niszczenia próbki W2. Według Heasleya (1991), gdy węgiel jest obciążany poza punktem maksymalnego naprężenia (pkt B) do resztkowo- -naprężeniowej części krzywej (linia DD ), wówczas odciążenie węgla zachodzi wzdłuż linii DF równoległej do początkowego obciążenia. Odzyskiwalna energia odkształcenia w punkcie D jest równa polu DFG, podczas gdy całkowita energia (praca) jest równa polu ABDG. Różnicę między energią całkowitą a energią odzyskiwalną nazwano energią dyssypowaną, gdyż jest przekazywana do otoczenia - pole ABDF. Na podstawie przyjętego modelu tylko wartość odzyskiwalnej energii odkształceniowej może być zamieniona na energię kinetyczną. Wykorzystując powyższy model energetyczny (rys. 5.7), energię kinetyczną próbek skalnych o właściwościach sprężysto-plastycznych z osłabieniem, badanych w sztywnej maszynie wytrzymałościowej, wyznaczono według następującego wzoru (Bukowska 2000) Ek = Asp - W2 + W3 (5.23) 80

82 Rys Schemat energetyczny stosowany do określania energii kinetycznej: W3 - odzyskiwana energia odkształcenia, E - moduł sprężystości podłużnej, M - moduł pokrytyczny; pozostałe oznaczenia jak na rysunku 5.6 Wartości energii kinetycznej zarówno dla węgli, jak i skał płonnych górnego karbonu GZW, obliczone według wzoru (5.23), mieściły się w przedziale kj/m3. Porównano je z wartościami energii kinetycznej, które obliczono na podstawie wzoru (5.22), w którym wykorzystano prędkość początkową ruchu cząstek skalnych. Była one mniejsza i wynosiła od 6,6 do około 68,0 kj/m3 (dla: vo e (3-10 m/s) i powęgla 1,35 g/cm3). Na podstawie uzyskanych danych doświadczalnych obliczono, według (5.23), wartości energii kinetycznej zgromadzonej w jednostce objętości, oddzielnie dla pakietu skał zalegających do wysokości 100 m ponad stropem pokładu i 30 m poniżej niego (Eg oraz energię kinetyczną pokładu (Eg. Do wyznaczenia wartości wskaźnika energii kinetycznej górotworu WEk wykorzystano wybrany, spośród wielu, współczynnik osłabienia strukturalnego górotworu Metody szacowania wytrzymałości górotworu na podstawie wyznaczania wska ź nika energii kinetycznej górotworu W Ek Pierwsze klasyfikacje wytrzymałościowe masywów skalnych (górotworu) zostały opracowane przez Terzaghiego (lata 40. XX wieku) i miały jedynie charakter opisowy (górotwór zwięzły, uwarstwiony, spękany, blokowy, zniszczony, plastyczny, pęczniejący). Klasyfikacje masywu skalnego, opracowane od lat 70. XX wieku, były już wskaźnikowymi klasyfikacjami cech inżynierskich masywu skalnego i uwzględniono w nich jakość masywu skalnego i rozstaw spękań (Priest, Hudson 1976; Sen 1996). Informacje na temat klasyfikacji geotechnicznych masywu skalnego (górotworu) można znaleźć w pracy Kidybińskiego (1982), który wykorzystał do ich opracowania wskaźniki Bieniawskiego (RMR), Bartona, Liena, Lundego (Q). Nowsze ustalenia można znaleźć w publikacjach Brooka (1995), Pileckiego (1999, 2002) i Pinińskiej (2001a, b). 81

83 Przyjmuje się, że wytrzymałość górotworu stanowi pewną część wytrzymałości próbki, a stosunek ^>cgórotworu/^>cpróbki skalnej jest określany mianem współczynnika osłabienia górotworu. Na podstawie wyników ściskania próbek w sztywnej maszynie wytrzymałościowej Pinińska (2001b) ustaliła relację energetyczną między skałą niespękaną i spękaną, przyjmując, że energia przedkrytyczna jest właściwa dla skał, a energia pokrytyczna odpowiada spękanemu masywowi. Na tej podstawie wprowadziła energetyczny wskaźnik wytrzymałości (^przedkrytyczne/^pokrytyczne). W przypadku większości skał wskaźnik ten wzrasta wraz z wytrzymałością. Wytrzymałość pokładu (złoża) może być oszacowana również na podstawie wzorów ustalonych przez Bieniawskiego i Kalamarasa czy Aydana, w których wykorzystano inne klasyfikacje, na przykład Bieniawskiego (RMR) (Cała, Flisiak, Tajduś 2001) lub zastosowano do obliczeń współczynnika osłabienia górotworu w zależności od rodzaju skały, wytrzymałości określanej w warunkach laboratoryjnych, obecności lub braku spękań i ich geometrii oraz rozwarcia (Liszkowski, Stochlak 1976; Filcek, Walaszczyk, Tajduś 1994). Różnice między wytrzymałością próbek skalnych a wytrzymałością masywu skalnego (górotworu) wynikają również z oddziaływania tzw. czynnika skali, czyli różnicy wielkości (objętości) obciążanego w badaniach obszaru skały. Według Mullera (1974) czynnik skali dotyczy w szczególności skał o dużej wytrzymałości (rys. 5.8). Rys Wytrzymałość skały i masywu skalnego Rc. 1- skały twardej, 2 - masywu ze skały twardej, 3 - skały miękkiej, 4 - masywu ze skały miękkiej (Müller 1974) Z badań Bieniawskiego wynika, że wytrzymałość na ściskanie brył skalnych o wymiarach 1 x 1 x 1 m nie różni się znacznie od wytrzymałości całego górotworu (przy większych blokach skalnych wytrzymałość nie ulega już prawie zupełnie zmianom). Krzywe zmniejszenia wytrzymałości na ściskanie ze wzrostem wielkości badanych bloków dla węgla (Bieniawski 1967), rudy żelaza i diorytu przedstawiono na rysunku 5.9 (Kidybiński 1982). 82

84 i \ L 3 cs p* w Q V ^ O 1 - I \ ,5 1,0 1,5 l, m 2,0 2,5 Rys Zmienność wytrzymałości na ściskanie w zależności od wymiarów próbek: l - długość boku kostki, Rc - wytrzymałość na jednoosiowe ściskanie, 1- węgiel (Bieniawski 1967), 2 - dioryt i 3 - ruda żelaza (za Kidybińskim 1982) Różnice w wytrzymałości na ściskanie małych próbek i bloków skalnych są ujmowane ilościowo w teoriach defektów strukturalnych, między innymi autorstwa Weibulla (1939), Hoeka i Browna (1988) i w pracach badawczych Głównego Instytutu Górnictwa (Kidybiński 1982), w badaniach Djordjevica (1999) oraz Merwego (2003) (rys. 5.10). R ów nania i w spółczynniki korelacji śred nica = 25 mm y = 1 1x +41,035 R2 = 0,7571 śred n ica = 60 mm y = x +19,615 R = 0, ,0 0 0,0 0 średnica * 25 mm 60 mm * 100 mm x 200 mm * 300 mm ś red nica = 100 mm y = 8,4261* +23,006 R2 = 0,9022 śred nica = 2 00 mm y = 9,989x +9,9873 R 2 = 0,9795 śred n ica = 300 mm y = 9, x R2 = 0,9091 0, 5 Rys Zależność między wytrzymałością na ściskanie a stosunkiem d/l dla próbek o różnych średnicach: s - smukłość, Rc - wytrzymałość na ściskanie (Merwe 2003) 83

85 W Głównym Instytucie Górnictwa prowadzono badania wytrzymałości calizny węgli GZW (rys. 5.11) (Kidybiński 1982) oraz badania w celu wykazania różnic w wytrzymałości na ściskanie określonej metodami laboratoryjną i penetrometryczną w warunkach in situ (efekt skali) (Bukowska, Kidybiński 2002). Zależność między wytrzymałością fragmentów calizny węglowej a wytrzymałością próbek, zdefiniowano równaniem R = 1,6 R5Dm gdzie: R - wytrzymałość calizny na jednoosiowe ściskanie, MPa; R5- wytrzymałość próbki na jednoosiowe ściskanie, MPa; D - efektywny wymiar elementu calizny, cm; m - stała zależna od wytrzymałości próbek (m = 7, R5-0,4) C Qh ^ R 5, M P a Rys Zależność między wytrzymałością fragmentów calizny węglowej długości 50 cm (R50) a wytrzymałością próbek o boku podstawy 5 cm (R5) (według badań GIG) Jedną z nowszych klasyfikacji masywu skalnego (górotworu), w której uwzględniono strukturę górotworu oraz stan powierzchni nieciągłości, jest klasyfikacja GSI (Geological Strength Index) (Hoek 1994). Autor ten opracował również wzór na wytrzymałość górotworu na ściskanie, w którym wykorzystał wskaźnik GSI (tabl. 5.7) i wytrzymałość na ściskanie próbki laboratoryjnej Rc 84

86 Rcg = 0,019 Rc e 0 05GSI (5.24) Podstawowe założenia klasyfikacji zawierają się w następujących stwierdzeniach: wytrzymałość górotworu zależy od właściwości bloków skalnych i ich możliwości przemieszczania się w różnych warunkach naprężenia i deformacji, ruch bloków jest skrępowany geometrią oraz chropowatością stykających się powierzchni. Tablica 5.7. Charakterystyka górotworu i wartości liczbowe wskaźnika GSI Budowa górotworu Stan powierzchni skały Wskaźnik G S I ro cz on CD > O g -S CO N 8 i Q c cć - <r ro nn 'N > 'CD ro OT on CO DOBRA szorstka, lekko zwietrzała, zażelaziona powierzchnia SŁABA gładka, średnio zwietrzała i zmieniona powierzchnia ZŁA poślizgowa, silnie zwietrzała powierzchnia z wypełnieniem zwartym, ostrokrawędzistym materiałem BARDZO ZŁA poślizgowa, silnie zwietrzała powierzchnia z wypełnieniami ilastymi BLOKOWA - nienaruszony górotwór bardzo dobrze zblokowany składający się z bloków sześciennych ukształtowanych przez trzy prostopadłe grupy nieciągłości. BARDZO BLOKOWA - zblokowany częściowo naruszony górotwór zawierający wielościenne bloki kanciaste ukształtowane przez cztery lub więcej grupy nieciągłości. n BLOKOWA / ZABURZONA - górotwór sfałdowany i pocięty uskokami z wieloma przecinającymi się nieciągłościami tworzącymi kanciaste bloki SKRUSZONA (ROZLUŹNIONA) - słabo zblokowany, bardzo spękany górotwór z mieszaniną bloków kanciastych i zaokrąglonych. i Uwaga: Na podstawie struktury i opisu jakości powierzchni skały należy wybrać przeciętną wartość GSI. 85

87 Sposób wyznaczania wskaźnika energii kinetycznej górotworu WEkwraz z klasyfikacją skłonno ś ci górotworu do t ą pa ń Do wyznaczenia wskaźnika energii kinetycznej górotworu WEk, dla przyjętego w badaniach modelu strop-pokład-spąg, dla skał w profilu 130 m na poszczególnych poligonach badawczych zastosowano wskaźnik GSI i zależność Wartości energii kinetycznej wyznaczono zgodnie ze wzorem 5.23 lub wykorzystując ustaloną zależność energii kinetycznej od wytrzymałości na ściskanie, której postać ogólną wyrażaj ą wzory: dla pokładu dla górotworu Ekp = arcpb (5.25) Ekg = crcgd (5.26) gdzie: Rcp - wytrzymałość na ściskanie pokładu, MPa; Rcg - wytrzymałość na ściskanie górotworu, MPa; a, b, c, d - parametry funkcji. Na podstawie energii kinetycznej górotworu i pokładu zdefiniowano wskaźnik energii kinetycznej górotworu WEk, który opisuje wzór WeS = E kl (5.27) Ekp gdzie: Ekp - energia kinetyczna (właściwa) pokładu, kj/m3; Ekg - energia kinetyczna (właściwa) górotworu, czyli 130-metrowego pakietu skał otaczających pokład, z uwzględnieniem współczynnika osłabienia strukturalnego Ekg = (Ekg1 h Ekgn hn)/130, przy czym: Ekgn - energia kinetyczna obliczona dla n-tej warstwy w interwale 100 m nad stropem 30 m poniżej spągu pokładu, kj/m3; hn - miąższość n-tej warstwy, m. Wartości wskaźnika energii kinetycznej górotworu WEk zmieniają się w szerokim zakresie, od setnych części jedności do kilkuset (rys. 5.12). Przeprowadzone obliczenia, z uwzględnieniem budowy strukturalnej rejonów badań, wykazały możliwość wydzielenia trzech przedziałów zmienności wskaźnika energii kinetycznej górotworu WEk, przy czym granice tych przedziałów są tożsame w sposobie ich wyznaczania z granicami wskaźnika skłonności górotworu do tąpań WTG. W obu przypadkach wynikają bowiem z przyjętego założenia, że układ płyty maszyny wytrzymałościowej -próbka skalna jest najprostszym układem modelowym górotworu w ujęciu strop 86

88 -pokład-spąg. Odpowiadające sobie wartości graniczne obu wskaźników są następujące: WTG= 1 odpowiada WEk = 20, WTG= 2 odpowiada WEk = 1, zatem: zakresowi zmienności WTG< 1 odpowiada zmienność wskaźnika WEk > 20, zakresowi zmienności WTG= 1-2 odpowiada zmienność wskaźnika WEk = 1-20, zakresowi zmienności WTG> 2 odpowiada zmienność wskaźnika WEk< 1. WEk W tg < WEk ^ 3.7<32'9 ^ <> ^ ^ <> v , ^ 1 -< W tg < 2 1S.1 "> X87?.53 'i 1 4.y' X Wtg > 2 WEk r 19 r 16 r Rys Zmienność wskaźnika energii kinetycznej WEk względem klasyfikacyjnych przedziałów zmienności wskaźnika skłonności górotworu do tąpań Wtg na poligonach badawczych w obszarze GZW Ustalone przedziały zmienności wartości wskaźnika WEk pozwoliły na sklasyfikowanie górotworu jako skłonnego lub nieskłonnego do tąpań (tabl. 5.8). Tablica 5.8. Ocena skłonności górotworu do tąpań na podstawie wskaźnika energii kinetycznej górotworu WEk (Bukowska 2005d) 7 r 4 1 Przedziały zmienności wskaźnika WEk Ocena skłonności górotworu do tąpań 1,0 < WEk < 20,0 górotwór skłonny do tąpań 0,0 < WEk < 1,0 górotwór nieskłonny do tąpań WEk > 20,0 Wytrzymałościowe badania laboratoryjne dostarczają danych, na podstawie których można wnioskować o dynamice zniszczenia górotworu. Na podstawie kształtu pokrytycznej charakterystyki naprężeniowo-odkształceniowej próbki skalnej, ściskanej w prasie, można ocenić zdolność skały do rozpraszania energii. Strome nachylenie

89 krzywej pokrytycznej oznacza małą zdolność rozpraszania energii sprężystej, której nadwyżka jest zamieniana w energię kinetyczną. Zwiększa się więc wartość energii kinetycznej, która może doprowadzić do tąpnięcia. W przypadku mniejszego nachylenia krzywej pokrytycznej proces rozpraszania energii sprężystej przebiega wolno, rozpraszanie energii jest duże i wartość energii kinetycznej będzie zmierzać do zera. Wartość energii kinetycznej właściwej wyznaczona dla kilkudziesięciu pokładów w badanych układach wykazała dużą zmienność (tabl. 5.9). Wartości energii kinetycznej obliczone według wzoru Bukowskiej (5.23) na podstawie krzywej naprężeniowo-odkształceniowej, otrzymanej w próbie ściskania, są wartościami porównywalnymi z wartościami energii kinetycznej według Drzewieckiego (5.22), wyznaczonej na podstawie prędkości początkowej odrzutu odłamków skalnych w próbie ściskania w maszynie wytrzymałościowej. Analiza możliwości wystąpienia tąpnięcia nie może bazować jednak na jednym wskaźniku, zatem energia kinetyczna pokładu nie może być rozpatrywana samodzielnie. Przedziały zmienności energii kinetycznej dla rejonów zagrożonych i niezagrożonych tąpnięciem stanowią bowiem nakładaj ące się zbiory wartości. Tablica 5.9. Energia kinetyczna właściwa obliczona na podstawie prędkości początkowej ruchu cząstek skalnych (1) i na podstawie pełnej charakterystyki naprężeniowo-odkształceniowej (2) (Bukowska 2005d) Sposoby obliczania energii kinetycznej (1) według (5.22) Ek = 0,5 pvo2 Vo = 3-10 m/s po = 1,35 g/cm3 (2) według (5.23) Ek = Asp - W2 + W3 Ek (tąpnięcia) = 6,6 68,0 kj/m3 Energia kinetyczna właściwa Ek rejony GZW zagrożone rejony GZW niezagrożone tąpaniami, w których tąpaniami, w których Wtg<1 i WEk >20 Wtg>2 i WEk 1 1 < Wtg< 2 i 1 < WEk < 20 Ek pokładu 1 kj/m3 1kJ/m3 < Ek pokładu < 100 kj/m3 1 kj/m3 < Ek pokiadu < 40 kj/m M etody oceny stanu zagrożenia tąpaniam i Stan zagrożenia tąpaniami w polskim górnictwie węglowym ocenia się tzw. metodą kompleksową. Metoda ta służy do oceny potencjalnego i rzeczywistego stanu zagrożenia tąpaniami (rys. 5.13). Wymagania merytoryczne i formalne, dotyczące metody kompleksowej, są zawarte w Instrukcji nr 20 wydanej w GIG w 2007 roku pt.: Zasady stosowania metody kompleksowej i metod szczegółowych oceny stanu zagrożenia tąpaniami w kopalniach węgla kamiennego (Barański i in. 2007). W skład metody wchodzą metody szczegółowe, co przedstawiono na rysunku

90 Rys Metody szczegółowe zawarte w metodzie kompleksowej W kopalniach węgla kamiennego do oceny stanu zagrożenia tąpaniami jest możliwe stosowanie również innych metod, które mogą być traktowane jako zastępcze lub uzupełniające w stosunku do metod szczegółowych, wchodzących w skład metody kompleksowej. Są to metody: sejsmiczna, grawimetryczna, konwergencji, elektrooporowa, zespolona, metody analityczne i inne. Podstawy merytoryczne każdej z metod szczegółowych zostały opisane szczegółowo w publikacjach Goszcza (1999) oraz Dubińskiego i Konopki (2000). 89

91 6. W pływ defektów strukturalnych górotworu na właściwości wytrzym ałościow e skał 6.1. Badania in situ struktury i litologii górotworu Defekty strukturalne, wynikające z występowania powierzchni osłabienia oraz powierzchni nieciągłości (spękania, szczeliny), jak również niejednorodność budowy i anizotropia wytrzymałości, są powodem występowania znacznych różnic w wartościach wytrzymałości oznaczanych na próbkach skalnych oraz w warunkach in situ z zastosowaniem hydraulicznego penetrometru otworowego czy młotka odbojnego. Dotyczy to również różnic w wytrzymałości próbki bez defektów strukturalnych stwierdzonych makroskopowo a próbki, w której występuje płaszczyzna pomniejszonej spoistości (rysa) lub regularna siatka spękań. Wśród czynników wpływających na wytrzymałość na ściskanie niezwykle istotny jest kąt nachylenia powierzchni spękania w stosunku do kierunku działającej siły obciążającej. Horino i Ellickson zdefiniowali zależność wytrzymałości na ściskanie skały osłabionej rysą w stosunku do wytrzymałości skały litej (Kidybiński 1982). Na podstawie badań na próbkach skalnych poddawanych jednoosiowemu ściskaniu, które cechowały się obecnością płaszczyzny pomniejszonej spoistości, stwierdzili, że najbardziej osłabiający wpływ rysy występuje przy wartości kąta nachylenia jej powierzchni do kierunku działającej siły ściskającej od 15 do 50 i jest największy przy kącie około 30o. Różnego rodzaju nieciągłości stwierdza się również w skali mikro. Są to pęknięcia, które występują na kontakcie ziaren mineralnych i spoiwa oraz wzdłuż linii tnących spoiwo i ziarna mineralne (Gustkiewicz i in. 1999; Wadas 2005) - fotografia 6.1. m ikroszczeliny śródziarnowe powierzchnia poślizgu m ikroszczeliny międzyziarnowe Fot Struktury deformacyjne w piaskowcu (Wadas 2005) O właściwościach fizycznych skał, które zmieniają się kierunkowo w zależności od uławicenia, w głównej mierze decyduje rodzaj spoiwa. Ważną rolę odgrywa również porowatość oraz wilgotność skały, jak również warunki techniczne prowadzenia badań. 90

92 Najczęściej spotykanymi powierzchniami nieciągłości są spękania, które są rozumiane jako powierzchnie przerwania ciągłości górotworu, niezależnie od miejsca występowania, orientacji przestrzennej i pochodzenia. Generalnie spękania dzielą się na te, które są widoczne gołym okiem (mezospękania) oraz na mierzalne dopiero pod mikroskopem (mikrospękania). Pierwsze z nich mogą być otwarte albo wypełnione. Szczególną odmianą spękania jest szczelina, którą charakteryzuje mierzalny parametr, jakim jest rozwarcie. Do dokładniejszej charakterystyki spękań stosuje się wiele określeń, wśród nich takie, jak: płaszczyzna spękania, powierzchnia spękania, zespół spękań, system spękań, podzielność, łupność i łupliwość oraz szczelinowatość. Terminy te nie są omawiane w niniejszej publikacji z uwagi na ich bogaty opis w licznych pozycjach literatury (Liszkowski, Stochlak 1976). Jedynie termin szczelinowatość został bardziej szczegółowo omówiony. Termin szczelinowatość jest rozumiany między innymi jako własność skał wynikająca z istnienia w nich spękań. Szczelinowatość można opisać za pomocą parametrów, które są ilościowymi charakterystykami zjawiska szczelinowatości. Wśród nich występują: orientacja przestrzenna spękań (bieg spękania, kąt upadu spękania), liniowe wymiary spękań (rozwarcie spękań, długość), stopień spękania masywu skalnego (odstęp spękań, gęstość spękań, powierzchnia gęstości), porowatość szczelinowa, wskaźnik szczelinowatości powierzchniowej oraz cechy fizyczne powierzchni spękań (szorstkość), zawilgocenie, stopień wypełnienia szczelin. Pomiary parametrów szczelinowatości w skali mezo prowadzi się na rdzeniach wiertniczych, dla każdego typu litologicznego oddzielnie (Liszkowski, Stochlak 1976), dla których dokonuje się przede wszystkim pomiarów orientacji przestrzennej spękań (bieg i upad) oraz pomiarów rozwarcia i gęstości spękań. Pomiary rozwarcia i gęstości spękań na rdzeniach wykonuje się głównie metodą Bireckiego (Liszkowski, Stochlak 1976), według której rozróżnia się spękania pierwotne, jak i wtórne, powstające w wyniku wiercenia i wydobywania rdzenia, i są w analizie pomijane. Spękania pierwotne jako naturalne dzieli się na spękania uławicenia (przecinające rdzeń poprzecznie do jego osi) i spękania pionowe (przecinają rdzeń pionowo lub prawie pionowo do jego osi). W metodzie Bireckiego, wielkościami, które mierzy się na rdzeniach wiertniczych są: gęstość pozorna spękań i długość właściwa spękań, natomiast nie prowadzi się pomiarów rozwarcia szczelin. Parametry wymienione wyżej są przedmiotem zainteresowań Autorów w dalszej części pracy. Wśród wskaźników szczelinowatości są stosowane również wskaźniki powierzchniowe, wyrażające sumaryczną długość spękań na jednostkę powierzchni skały oraz przestrzenne, które przedstawiają sumaryczną powierzchnię szczelin na jednostkę objętości skały. Innym parametrem szczelinowatości, opisującym stopień spękania masywu skalnego, jest wskaźnik RQD podany przez Deere go i zespół (1967). Górotwór można zaliczyć do jednej z pięciu klas w zależności od wartości RQD, a stan jego jakości opisać od bardzo słabego przez słaby, średni i dobry do bardzo dobrego. W górnictwie podziemnym stosuje się kilka metod badania szczelinowatości bezpośrednio w górotworze. Są wśród nich metody geofizyki wiertniczej, metoda aerometryczna oraz metody introskopowe (wziernik podczerwieni lub kamera), jak 91

93 również metoda Minimax określania zagęszczenia spękań skał w otworze wiertniczym za pomocą hydraulicznego penetrometru otworowego. Metoda karotażu g-g oraz metoda sejsmoakustyczna i elektrooporowa są mało dokładne, sprawiają trudności w interpretacji szczelinowatości, jak również są pracochłonne (Stopyra, Stasica, Rak 1998). Metoda Minimax została opracowana w GIG (Kidybiński 1982); polega na porównywaniu minimalnych i maksymalnych oporów penetracji ścianki otworu wiertniczego za pomocą hydraulicznego penetrometru otworowego. W górnictwie i geologii istnieje często potrzeba rozpoznawania struktury górotworu w eksploatowanym rejonie bądź też warunków zalegania pokładów sąsiednich. Badania takie najczęściej są prowadzone za pomocą wierceń badawczych umożliwiających rozpoznanie struktury górotworu, pod warunkiem jednak uzyskania rdzenia wiertniczego. Obecnie badania struktury górotworu są prowadzone coraz częściej metodami introskopowymi, polegającymi na wizualnej penetracji otworów wiertniczych za pomocą kamery (fot. 6.2), która penetruje otwory wykonane w dowolnym kierunku. Fot Urządzenie do wizualnej penetracji otworu wiertniczego Dostatecznie dokładne badania struktury górotworu można osiągnąć, stosując kamerę introskopową, w której obraz szczelin można udokumentować na nośniku obrazu, a następnie, stosując odpowiednie oprogramowanie, wprowadzić do komputera. Możliwości zastosowania kamery podczerwieni są bardzo duże, między innymi można ją stosować do wyznaczania położenia płaszczyzn pomniejszonej spoistości i do pomiarów rozwarcia szczelin i kątów, pod jakimi przecinają one otwór wiertniczy (Stopyra, Stasica, Rak 1998). Istota badań introskopowych polega na wizualnej penetracji wnętrza otworów wiertniczych za pomocą miniaturowej kamery. Zastosowanie podczerwieni do oświetlenia badanego obiektu umożliwia dokładniejsze i bardziej precyzyjne zbadanie jego wnętrza niż w świetle widzialnym. Można wtedy stwierdzić występowanie defektów (pęknięć, szczelin - 0,1 mm) w górotworze nawet wówczas, gdy są one zanieczyszczone. 92

94 Mezoskopowe pomiary parametrów szczelinowatości na rdzeniu wiertniczym bazuj ą głównie na określaniu takich parametrów, jak: gęstość pozorna spękań, która stanowi liczbę spękań przypadającą na 1 m rdzenia oraz długość właściwa spękań, która odnosi się do spękań pionowych i jest określana jako sumaryczna długość pierwotnych spękań pionowych wyrażona w centymetrach i przypadająca na 1 m rdzenia (Liszkowski, Stochlak 1976). Wskaźnik jakości masywu RQD, według D.U. Deere a, jest zdefiniowany jako iloraz sumy długości odcinków rdzenia dłuższych od 2D (D - średnica rdzenia) do całkowitej długości rdzenia wiertniczego (Kidybiński 1982) Poligony badawcze Przedmiotem szczegółowych obserwacji defektów strukturalnych górotworu objęto otoczenie pokładów: 510 w ZG Piekary, 407/1 w KWK Makoszowy oraz 403/1 w KWK Szczygłowice. ZG Piekary Badaniami szczelinowatości objęto przedział głębokości do 5,0 m nad stropem pokładu 510. Na wysokości 1,0-2,4 m nad stropem pokładu 510 zalega piaskowiec drobnoziarnisty z licznymi wtrąceniami i laminami węgla. Wyżej występują iłowce ciemnoszare, z domieszką substancji węglowej, przechodzące w iłowce silnie zapiaszczone. KWK Makoszowy Otworem badawczym rozpoznano skały do wysokości 9,0 m nad stropem pokładu 407/1 i stwierdzono kolejno: mułowiec szary laminowany piaskowcem drobnoziarnistym, mułowiec barwy ciemnoszarej, miejscami laminowany piaskowcem drobnoziarnistym, piaskowiec drobnoziarnisty laminowany mułowcem, lokalnie z detrytusem roślinnym, nieliczne spękania pionowe wypełniają węglany Wyżej zalega iłowiec lokalnie zapiaszczony. KWK Szczygłowice Całkowita długość otworu badawczego, w którym prowadzono obserwacje szczelinowatości górotworu, wynosiła 10,0 m. W stropie pokładu 403/1, do wysokości 1,0 m zalegał iłowiec, a powyżej - do 7,8 m ławica piaskowca drobnoziarnistego barwy jasnoszarej, który lokalnie przechodził w mułowiec. Powyżej stwierdzono obecność mułowca przewarstwionego piaskowcem. W tym otworze z przyczyn technicznych nie przeprowadzono badań introskopowych. Szczegółowymi badaniami laboratoryjnymi i badaniami in situ objęto piaskowiec z przedziału głębokości otworu: 4,0-7,0 m. 93

95 6.3. W yniki badań i obserwacji górotworu Wyniki obserwacji górotworu i przeprowadzonych badań jego jakości przedstawiono w tablicach 6.1 i 6.2 oraz udokumentowano fotograficznie za pomocą kamery podczerwieni (fot. 6.3, 6.4). W zestawieniach tabelarycznych znajdują się wyniki pomiarów najważniejszych parametrów charakteryzujących szczlinowatość górotworu i rdzenia wiertniczego. Do najważniejszych należą: liczba szczelin i spękań na przyjętej długości bazy pomiarowej, wskaźnik jakości masywu, pozorna gęstość spękań i długość właściwa spękań pionowych. Tablica 6.1. Stan ścianek otworów wiertniczych i rdzenia wiertniczego pod kątem szczelinowatości i występowania płaszczyzn osłabienia - piaskowce drobnoziarniste o wysokiej wytrzymałości na jednoosiowe ściskanie Długość odcinka pomiarowego m Liczba szczelin i obecność płaszczyzn osłabienia - metoda minimax Liczba spękań stwierdzona kamerą podczerwieni RQD, % ocena górotworu Pozorna gęstość spękań Długość właściwa spękań pionowych, cm/m długości Cechy wyróżniające KWK Szczygłowice; pokład 403/1 87 3,0 4 nie badano górotwór dobry 3 15 wykroplenia wody ZG Piekary; pokład 510 1,4 9 wysoki stopień strefa spękań 37 brak możliwości ozna poziome, pionowe brak możliwości rozdrobnienia i powierzchni osłabienia (86% długości) słaby czenia górotwór i skośne, rozwarcie oznaczenia rdzenia, liczne do 8 mm wtrącenia węgla Ścianki otworów wiertniczych na przedstawionych poligonach badawczych wykazywały silne zeszczelinowacenie piaskowców drobnoziarnistych, co znalazło odzwierciedlenie w parametrach szczelinowatości i obrazie introskopowym wykonanym w otworach wiertniczych (fot. 6.3). 94

96 Fot Obraz ścianki otworu wiertniczego w piaskowcach drobnoziarnistych - strop pokładu 510 ZG Piekary W przypadku zalegania obu wyżej wymienionych piaskowców, górotwór cechował się istnieniem stref spękań i powierzchni osłabienia, w dużym stopniu w stosunku do długości odcinka pomiarowego, oraz występowaniem poziomych i pionowych spękań rdzenia wiertniczego, a w przypadku jednego z otworów - występowaniem wykropleń wody. Oznaczenie wartości wskaźnika jakości masywu wskazywało również na górotwór słaby do dobrego. W tablicy 6.2 przedstawiono wyniki analiz wykonanych dla iłowców karbońskich w obszarach górniczych KWK Makoszowy i ZG Piekary. Stan ścianek otworów wiertniczych przestawiono na fotografii 6.4. Tablica 6.2. Stan ścianek otworów wiertniczych i rdzenia wiertniczego pod kątem szczelinowatości i występowania płaszczyzn osłabienia - iłowce z wyraźnie zaznaczoną laminacją Długość odcinka pomiarowego m Liczba szczelin i obecność płaszczyzn osłabienia - metoda minimax Liczba spękań stwierdzona kamerą podczerwieni RQD, % ocena górotworu ZG Piekary; pokład , górotwór słaby KWK Makoszowy; pokład 407/1 1,4 strefa spękań i powierzchni osłabienia (5o% długości) 1 84 górotwór dobry Pozorna gęstość spękań nie oznaczono Długość właściwa spękań pionowych, cm/m długości nie oznaczono 10 brak 95

97 Fot Obrazy ścianki otworu wiertniczego w iłowcach nad stropem pokładu - ZG Piekary Stan górotworu w rejonach badań przedstawionych w tablicy 6.2 można scharakteryzować jako słaby - mały wskaźnik jakości masywu lub szeroka strefa spękań i powierzchni osłabienia, stanowiąca aż 50% długości badanego rdzenia. Ocenę wpływu spękań i powierzchni osłabienia na wytrzymałość przedstawiono w tablicy 6.3, w której zestawiono wyniki badań laboratoryjnych i in situ metodą penetrometryczną w wytypowanych poligonach w GZW (ZG Piekary, KWK Szczygłowice, KWK Makoszowy). Analiza wpływu spękań i powierzchni osłabienia na wartości wytrzymałości została dokonana po przyj ęciu założenia, że krytyczne ciśnienie penetrometryczne jest miarą wytrzymałości na ściskanie w warunkach naturalnego zalegania skał. Prognozowane wielkości zmian wytrzymałości na ściskanie w wyniku oddziaływania grupy czynników, nazwanych defektami strukturalnymi górotworu, były obliczane dla piaskowców badanych w stanie nasycenia kapilarnego nk (jako najbardziej zbliżonego do stanu wilgotności naturalnej po odwodnieniu górotworu z wody wolnej), a w przypadku iłowców w stanie tzw. powietrzno-suchym ps (odpowiadającym wilgotności naturalnej po odwodnieniu górotworu z wody wolnej), w stosunku do wytrzymałości pomierzonej metodą penetrometryczną w warunkach in situ (rys. 6.1). 96

98 Tablica 6.3. Szacowany wpływ spękań i powierzchni osłabienia na wytrzymałość na ściskanie na tle charakterystyki skał i górotworu Skała Piaskowce drobnoziarniste jasnoszare kwarcowe o spoiwie ilasto-węglanowym. Widoczna laminacja - smugi substancji węglowej i laminy iłowca Piaskowce drobnoziarniste jasnoszare kwarcowe o spoiwie ilasto-węglanowym. Widoczna laminacja Iłowce szare z wyraźnie zaznaczoną laminacją, strefowo rozpad próbek wzdłuż lamin Iłowce szare z wyraźnie zaznaczoną laminacją, strefowo rozpad próbek wzdłuż lamin Wytrzymalość MPa Rcps = 106,3 Rcnk = 62,6 Rc in situ = 48,3 Rcps = 148,7 Rcnk = 110,3 Rc in situ = 37,3 Rcps = 65,1 Rc in situ = 25,0 Rcps = 54,9 Rc in situ = 32,6 Charakterystyka górotworu i rdzenia wiertniczego KW K Szczyglowice (strop pokładu 403/1) wykroplenia wody w otworze, górotwór dobry (RQD = 87%), liczba spękań 4 o rozwarciu do 3mm, długość właściwa spękań pionowych 15 cm/m ZG Piekary (strop pokładu 510) górotwór słaby (RQD = 37%), strefa spękań i powierzchni osłabienia do 8 6 % długości odcinka pomiarowego, liczba spękań 9 (poziome, pionowe i skośne) o rozwarciu do 8 mm, duży stopień rozdrobnienia rdzenia - brak pomiaru gęstości pozornej spękań i długości właściwej spękań pionowych ZG Piekary (strop pokładu 510) górotwór suchy, słaby (RQD = 26%), strefa spękań i powierzchni osłabienia do 50% długości odcinka pomiarowego, trzy spękania widoczne kamerą podczerwieni, liczba spękań i powierzchni osłabienia 11 KW K Makoszowy (strop pokładu 407/1) górotwór suchy, dobry (RQD = 84%), strefa spękań i powierzchni osłabienia do 50% długości odcinka pomiarowego, jedno spękanie widoczne kam erą podczerwieni, gęstość pozorna spękań do 1 0, brak pierwotnych spękań pionowych Objaśnienia: ps - stan powietrzno-suchy, nk - stan nasycenia kapilarnego. Wpływ spękań i powierzchni osłabienia na wytrzymałość wpływ spękań i powierzchni osłabienia: l Rc in situ 23% w stosunku do Rcnk wpływ spękań i powierzchni osłabienia: l Rc in situ o 6 6 % w stosunku do Rcnk wpływ spękań i powierzchni osłabienia: l Rc in situ o 62% w stosunku do Rcps wpływ spękań i powierzchni osłabienia: l Rc in situ o 41% w stosunku do Rcps <? ! 60 o: ,3 62,6 r 148,3 25 p-c 148,7,110,3 65,1 37,3 54,9 32,6. U u p-c i-c i-c EU Rcnk ip m n Rcps Rys Zestawienie laboratoryjnej wytrzymałości na ściskanie i wytrzymałości in situ piaskowców i iłowców GZW ze stref spękań i silnego zeszczelinowania górotworu Przyjmując założenie, że krytyczne ciśnienie penetrometryczne jest miarą wytrzymałości na ściskanie skał w warunkach ich naturalnego zalegania, oszacowano wielkości wpływu spękań i powierzchni osłabienia w sposób następujący: 97

99 piaskowce - zmniejszenie Rc insitu w stosunku do Rcnk 23-66%, iłowce - zmniejszenie Rc insttu w stosunku do Rcps 41-62%. Jednocześnie należy zaznaczyć, że na obecnym etapie badań nie było możliwe dokładne określenie liczbowego wpływu poszczególnych czynników w grupie defektów strukturalnych powodujących osłabienie wytrzymałości skał w górotworze, jak również oszacowanie tego wpływu na pozostałe rodzaje skał górnego karbonu - mułowce i węgle - z uwagi na brak odpowiednich poligonów badawczych.

100 7. W pływ stanów nasycenia w odą skał karbońskich na ich właściwości w aspekcie skłonności górotworu do tąpań 7.1. Charakterystyka niektórych elem entów środowiska geologicznego w związku ze zmianami zawodnienia górotw oru Eksploatacja górnicza, zwłaszcza w rejonach, w których górnictwo było prowadzone od kilkudziesięciu lat wiąże się z drenażem górotworu. Zawodnienie górotworu karbońskiego w skali GZW jest związane z jego budową i warunkami zasilania w wodę (rys. 7.1). Rys Hydrogeologicznie zakryty i odkryty obszar GZW, według Różkowskiego (Wilk red. 2003) Części północno-wschodnia i wschodnia nie są w pełni odizolowane od powierzchni terenu i są obficie zasilane w wodę, o czym świadczą duże wartości dopływów naturalnych do kopalń od kilku do kilkudziesięciu metrów sześciennych na minutę. Zawodnienie utworów karbońskich jest związane głównie z występowaniem piaskowcowych kompleksów skał krakowskiej serii piaskowcowej i górnośląskiej serii piaskowcowej. Warunki ruchowe w kopalniach wschodniej i południowo -wschodniej części GZW można określić jako trudne. Górotwór jest zbudowany ze skał o mniejszej wytrzymałości (Bukowska, Szedel 2003; Bukowska, Bukowski 2005). Na ogół słabe skały stropowe łatwo przechodzą w zawał. Pokłady węgla mają niejednokrotnie większą wytrzymałość niż skały otaczaj ące. W części południowo-zachodniej (hydrogeologicznie zakrytej) utwory karbońskie są przykryte grubą pokrywą utworów nieprzepuszczalnych, co powoduje pogarszanie się warunków zasilania górotworu w wodę, tym bardziej, że kopalnie w tym rejonie prowadzą eksploatację górniczą najczęściej w obrębie serii mułowcowej i paralicznej 99

101 0 małym udziale skał wodochłonnych. Dopływy wód do kopalń, zwłaszcza zachodniej części GZW, rzadko przekraczają kilka metrów sześciennych na minutę (średni dopływ do kopalń części hydrogeologicznie zakrytej wynosi 2,6 m3/min) i jedynie w przypadku kopalni Rydułtowy-Anna, która obejmuje kilka obszarów górniczych z występującym w ich rejonie oknem hydrogeologicznym, dopływ ten wynosi kilkanaście metrów sześciennych na minutę (Augustyniak, Solik-Heliasz 2004). W kopalniach centralnej i zachodniej części GZW zmienia się charakterystyka geomechniczna górotworu. Eksploatacja górnicza jest prowadzona głębiej, wśród skał o mniejszym udziale skał wodochłonnych. Pozbawiony wody wolnej górotwór charakteryzuje się mniejszymi wartościami porowatości otwartej i odsączalności skał wodochłonnych, a stosunkowo wysokimi wartościami wytrzymałości. W obszarach nie w pełni odizolowanych od powierzchni terenu i obficie zasilanych w wodę, parametry wytrzymałościowo-odkształceniowe skał budujących górotwór karboński są zbliżone do badanych w warunkach częściowego nasycenia porów skał wodą, a w obszarach zakrytych hydrogeologicznie (pogorszenie warunków zasilania górotworu) do warunków stanu tzw. powietrzno-suchego - zbliżonego do całkowitego odwodnienia górotworu. Należy podkreślić, że skały karbonu produktywnego w partiach górotworu położonych na granicy z kopalniami zlikwidowanymi i zatopionymi, na skutek filtracji wód do systemu odwadniania kopalni czynnej, która stanowi bazę drenażu, mogą ulec częściowemu nasyceniu wodą. Może to skutkować zmianami właściwości geomechanicznych skał otaczających wyrobiska górnicze. Może też mieć istotne znaczenie w ocenie skłonności do tąpań górotworu otaczaj ącego projektowane przekopy wodne 1 łączące kopalnie lub ruchy, a wykonywane w celu uregulowania warunków hydrodynamicznych (spływu wód) i przeciwdziałania zagrożeniom wodnym eksploatacji górniczej prowadzonej w sąsiedztwie zbiorników. Ze względu na oddziaływanie wody na środowisko skalne w warunkach występowania w wyrobiskach górniczych zbiorników wodnych, a także ze względu na zachowanie się wolnych przestrzeni powstałych w wyniku prowadzonej działalności górniczej, według Bukowskiego (2007a) można wyróżnić kilka stref (od I do IV oraz strefę 0), w których zachodzą zmiany w środowisku geologicznym. Strefa IV jest położona w obrębie strefy saturacji - permanentnego zatapiania wolnych przestrzeni (zbiornik wodny). Strefa III obejmuje górotwór z występującymi wahaniami zwierciadła wody w zbiorniku, związanymi z procesem odwadniania wyrobisk górniczych. Z uwagi na zmiany właściwości geomechanicznych skał karbońskich i ewentualnego ich znaczenia w ocenie skłonności do tąpań górotworu położonego w sąsiedztwie zbiorników wodnych zasadnicze znaczenie mogą mieć zmiany zachodzące w strefach I i II (strefa aeracji - górotwór nienasycony wodą, poza zbiornikiem). W strefie I wilgotność skał najogólniej scharakteryzowano jako wilgotność między stanem powietrzno-suchym a stanem nasycenia kapilarnego, natomiast w obrębie strefy II w znacznie większym stopniu zaznacza się oddziaływanie wód zbiornika. Wpływ ten zapewne przejawia się wzrostem udziału w porach skał wilgotności związanej z występowaniem wód kapilarnych i kondensacyjnych, i dotyczy zarówno górotworu w pasie kilkudziesięciu metrów nad zwierciadłem wody, jak i w jego otoczeniu 100

102 po rozciągłości, a zwłaszcza na drodze spływu i filtracji wód w kierunku lokalnych baz drenażu. Nasycenie skał wodą oraz zmiany ich właściwości w sposób wyraźny przejawiają się w generalnie obserwowanym procesie zatapiania wyrobisk górniczych, relatywnie krótszym czasem spiętrzania wód w interwale głębokości położonym nad zwierciadłem zbiornika a zarazem mniejszą wartością wskaźnika chłonności wodnej górotworu, która zwiększa się w miarę oddalania się od zbiornika (Bukowski 2002; Bukowski i in. 2006) Badania właściwości mechanicznych i hydrogeologicznych skał karbońskich W warunkach laboratoryjnych właściwości skał karbońskich są badane w różnych stanach wilgotności. Zwykle jest to stan odpowiadający zawilgoceniu świeżo wyciętej próbki z użyciem płuczki wodnej, po pozostawieniu jej w temperaturze i atmosferze pokojowej na okres do 24 h, a także do 48 h po wycięciu lub w stanie wilgotności po stopniowym zanurzeniu w wodzie na okres od kilku do kilkudziesięciu godzin. Badane były także próbki skalne po zmniejszeniu zawilgocenia przez ich suszenie w temperaturze C przez okres nawet do kilkudziesięciu godzin (Konopko, Kostyk 1974). Badania laboratoryjne wytrzymałości skał na ściskanie wykonuje się również w stanie ich nasycenia kapilarnego (nk). Stan nasycenia kapilarnego skał, związany ze zjawiskiem kapilarności czynnej, dotychczas był wykorzystywany w nowej metodzie oznaczania odsączalności grawitacyjnej skał zwięzłych (Bukowski 1999, 2007). Według tego Autora, stan kapilarnego nasycenia skał najlepiej przybliża warunki badania laboratoryjnego do warunków wilgotnościowych skał w środowisku naturalnym zmienionym przez odwadnianie i wpływy eksploatacji górniczej. Spowodowane to jest dwoma przeciwstawnymi procesami: stale trwającym procesem, głównie infiltracyjnego zasilania górotworu w wodę, a także procesami intensywnie i niejednokrotnie długotrwale prowadzonego jego drenażu przez wyrobiska górnicze i systemy odwadniania kopalń. W porach skał, w zasięgu drenażu wyrobiskami górniczymi, oprócz wód związanych, pozostaje znaczna część wód kapilarnych, a w sąsiedztwie uskoków, szczelin naturalnych i poeksploatacyjnych oraz zbiorników wód w wyrobiskach, również pewna ilość wody wolnej. Stan nasycenia kapilarnego jest możliwy do osiągnięcia w warunkach laboratoryjnych. Można go uzyskać przez umieszczenie próbki skały na materiale filtracyjnym (rys. 7.2), charakteryzującym się włoskowatością, nasiąkniętym wodą i pozostającym w kontakcie z próbką w celu zapewnienia swobodnego podsiąkania kapilarnego z zachowaniem zasad i zaleceń metodycznych przedstawionych przez Bukowskiego (1999, 2007). 101

103 klosz próbka kierunek podsiąkania wody sączek podstawka naczynie z wodą Rys Schemat układu do badania odsączalności skał zwięzłych metodą nasycania kapilarnego, według Bukowskiego (1999) Naturalny proces podsiąkania kapilarnego jest związany z indywidualną strukturą przestrzeni porowej każdej próbki skalnej. Korzystne jest ułożenie próbki na materiale filtracyjnym tak, aby laminacja skały była prostopadła do podstawy naczynia z materiałem filtracyjnym. Podobnie jak w przypadku oznaczania odsączalnosci grawitacyjnej z zastosowaniem metody nasycania kapilarnego, w ocenie przebiegu procesu nasycania pojedynczej próbki skalnej, przygotowywanej do badań wytrzymałościowych, oprócz obserwacji zmian zawilgocenia jej powierzchni, jest wskazane dokonywanie okresowych pomiarów przyrostu jej masy. Stabilizacja masy próbki wskazuje na osiągnięcie przez skałę stanu nasycenia kapilarnego jej por otwartych i stanu, w którym wolne od wody pozostały pory o wymiarach ponadkapilarnych. Próbki piaskowców, mułowców, piaskowców warstwowanych mułowcami oraz iłowców prezentowanych w publikacji badano w stanie powietrzno-suchym oraz w stanie nasycenia kapilarnego w celu określenia zależności między wytrzymałością na jednoosiowe ściskanie w obu stanach wilgotności. Próbki w stanie powietrzno- -suchym cechowały się wilgotnością od 0,26 do 0,9% w przypadku piaskowców drobnoziarnistych, od 0,65 do 0,87% - piaskowców warstwowanych mułowcami, od 0,8 do 0,88% - mułowców i 0,85% - iłowców. Po nasyceniu wodą nastąpił wzrost wilgotności odpowiednio o około: 0,69-5,61%, 1,27-1,73% w skałach o większej porowatości otwartej (zwykle no > 3,5-4,0%) i wyższym udziale por o wymiarach kapilarnych i ponadkapilarnych, a o około 0,95-1,24% w mułowcach o znacznym udziale por o wymiarach subkapilarnych i małej porowatości otwartej. Wzrost wilgotności o około 1,4% w iłowcach był związany głównie z ich składem mineralogicznym i ich higroskopijnością. Zależność między wytrzymałością na jednoosiowe ściskanie w stanie nasycenia wodą a wytrzymałością w stanie powietrzno-suchym aproksymowano funkcją liniową (rys. 7.3). 102

104 Rcps, M P a Rys Zależność Rcnk = f(rcps) skał płonnych GZW Wskaźnik zmniejszenia wytrzymałości pod wpływem działania wody kształtuje się na poziomie wartości 0,59-0,74 dla piaskowców drobnoziarnistych, 0,46-0,84 dla piaskowców warstwowanych mułowcami i 0,94-0,98 dla mułowców. W przypadku iłowców wskaźnik ten przyjmował wartość 0,5. Oznacza to, że piaskowce w wyniku nasączenia wodą zmniejszają wytrzymałość przeciętnie o 23-40%, piaskowce warstwowane mułowcami o 16-53%, a iłowiec o 50%. Najmniejszy spadek wytrzymałości (1,5-5,5%) odnotowano w przypadku mułowców, co pozostaje w zgodzie z ich małą zdolnością do wchłaniania wody. Oznacza to, że najmniej odporne na działanie wody były iłowce, a najbardziej mułowce karbońskie (Bukowska i in. 2001; Bukowska, Kidybiński 2002). Z uwagi na to, że piaskowce karbońskie są uznawane powszechnie za skały potencjalnie wstrząsogenne, poświęcono im więcej uwagi. Przeprowadzone badania laboratoryjne wykazały zmniejszenie wytrzymałości na ściskanie piaskowców karbońskich w stanie nasycenia kapilarnego w stosunku do wyników badań w stanie powietrzno-suchym od 23 do 40% (piaskowce bez przewarstwień) i od 16 do 53% (piaskowce warstwowane mułowcami). Zmiany wytrzymałości na ściskanie piaskowców w zależności od wilgotności przedstawiono na rysunku 7.4, a zależność Rcnk = f(rcps) na rysunku 7.5. Spośród badanych typów skał piaskowce wykazały największy współczynnik korelacji wytrzymałości na ściskanie badanej w stanie powietrzno-suchym i w stanie nasycenia kapilarnego, który wynosił: r = 0,92 (Rcnk = 0,64 Rcps + 1,19). Zależność Rcnk = f(rcps) mułowców dobrze opisuje równanie liniowe postaci Rcnk = = 0,71Rcps + 9,37 o współczynniku korelacji 0,79. Jest to wartość mniejsza niż w przypadku piaskowców, ale korelacja jest istotna na przyjętym poziomie prawdopodobieństwa 0,

105 TO q:u Piaskow ce Rys Wytrzymałość na jednoosiowe ściskanie w stanie powietrzno-suchym i w stanie nasycenia kapilarnego piaskowców drobnoziarnistych GZW TO Rcps, MPa Rys Zależność Rcnk = frcps) dla piaskowców karbońskich GZW Przykłady szczegółowych analiz w zakresie nie tylko zmian wytrzymałości na ściskanie w zależności od stanu nasycenia próbek piaskowców, ale również charakterystykę górotworu i rdzenia wiertniczego, z którego wycinano próbki do badań laboratoryjnych, przedstawiono w tablicy 7.1, a w tablicy 7.2 zestawiono wartości parametrów hydrogeologicznych, pobranych do badań próbek piaskowców karbońskich, z których są zbudowane główne poziomy wodonośne górnego karbonu na opisywanych poligonach w GZW (rozdz. 6). 104

106 Tablica 7.1. Wpływ wilgotności na wytrzymałość piaskowców na tle charakterystyki skał i górotworu w wytypowanych rejonach badań Skała Wytrzymałość Charakterystyka górotworu i rdzenia wiertniczego Piaskowce drobnoziarniste jasnoszare i drobnoziarniste z zaznaczoną słabą laminacją. Piaskowce drobnoziarniste warstwowane mułowcami lub odwrotnie i piaskowce drobnoziarniste, jasnoszare; lokalnie występuje detrytus roślinny oraz mineralizacja węglanowa wypełniająca nieliczne spękania pionowe (żyłki grubości 1-3 mm), lokalnie syderyt ilasty w formie konkrecji; niektóre próbki pod wpływem działania wody rozwarstwiają się na powierzchniach osłabienia. Piaskowce drobnoziarniste jasnoszare kwarcowe o spoiwie ilasto-węglanowym. Widoczna laminacja - smugi substancji węglowej i laminy iłowca. Piaskowce drobnoziarniste jasnoszare kwarcowe o spoiwie ilasto-węglanowym. Widoczna laminacja Rcps = 35,0 MPa Rcnk = 25,8 MPa wpływ nasycenia kapilarnego: ir c o 26% Rcps = 50,2 MPa Rcnk = 26,9 MPa wpływ nasycenia kapilarnego: i Rc o 47% Rcps = 106,3 MPa Rcnk = 62,6 MPa wpływ nasycenia kapilarnego: i Rc o 41% Rcps = 148,7 MPa Rcnk = 110,3 MPa wpływ nasycenia kapilarnego: i Rc o 26% KW K Piast (strop pokładu 209) górotwór zawodniony lub widoczne lokalne wykroplenia wody, średni do bardzo dobrego (RQD = 60-97% ), niewielki zasięg powierzchni osłabienia (0-25% odcinka pomiarowego), liczba spękań 0-1 o rozwarciu do 2 mm, gęstość pozorna spękań 3-12, długość właściwa spękań pionowych 0-30 cm/m, prawie poziome zaleganie warstw (0-6 ) KW K Makoszowy (strop pokładu 407/1) wypływy wody w otworze (5 l/min), górotwór średni do bardzo dobrego (RQD = 58-91% ), strefa osłabienia do 50% długości odcinka pomiarowego, obecne pojedyncze szczeliny o rozwarciu do 2 mm, gęstość pozorna spękań 3-8, długość właściwa spękań pionowych 7,5-20 cm/m, badania in situ w strefie zwiększonego ciśnienia - liczne struktury fałdowe KW K Szczygłowice (strop pokładu 403/1) wykroplenia wody w otworze, górotwór dobry (RQD = = 87%), liczba spękań 4 o rozwarciu do 2 mm, długość właściwa spękań pionowych 15 cm/m ZG Piekary (strop pokładu 510) górotwór słaby (RQD = 37%), strefa spękań i powierzchni osłabienia do 8 6 % długości odcinka pomiarowego, liczba spękań 9 (poziome, pionowe i skośne) o rozwarciu do 8 mm, duży stopień rozdrobnienia rdzenia - brak pomiaru gęstości pozornej spękań i długości właściwej spękań pionowych Tablica 7.2. Właściwości hydrogeologiczne piaskowców z poziomów wodonośnych górnego karbonu w GZW Lokalizacja Opis próbki K W K P iast (OG Bieruń I) strop pokładu 207, głębokość 600 m, piaskowiec kwarcowo-skaleniowy o spoiwie ilastym i dolomityczno- -krzemionkowym, drobnoziarnisty, zwięzły KW K Makoszowy spąg pokładów 402/1 i 417/2, głębokość 600 m, piaskowiec kwarcowy o spoiwie dolomitowo-krzemionkowym, gruboziarnisty, zlepieńcowaty, zwięzły (0 - «s 3 c o Porowatość S.2!.s e c S <u ^ c <0 3 o ^ W cc o.m E Odsączalność określona metodą nasycenia kapilarnego m««a a lś ai ai <ucc i H ń <0 _.(A.. a r ą st o c de Om 'O śonl n r łj\ fi E 3 * p e Q_ Współczynnik filtracji K, m/s 0,1987 0,1451 0,049 0,0561 0, ,3 1, ,0356-0,066 0,0089 0,0090 0,072 6,

107 2,89, KW K Szczygłowice warstwy rudzkie, rejon filara oddzielającego kopalnię Szczygłowice od kopalni Dębieńsko; piaskowce drobnoziarniste, szare, zwięzłe z w yraźną lam inacją podkreśloną smugami substancji węglowej ZG Piekary warstwy rudzkie, piaskowce drobno- i średnioziarniste, o lepiszczu ilastym ZG Piekary warsywy siodłowe, piaskowce średnio- i gruboziarniste, arkozowe, o słabym lepiszczu ilastym ZG Piekary warstwy porębskie, piaskowce drobnoziarniste w znacznym stopniu zdiagenezowane 0,0611-0, , ,013 0, ,007 II do uławicenia 2,517-2,873 1 do uławicenia 0,193-2,198 0,063-0, ,012-0,049 0,0 1-0,023-0,056-0, ,008-0,043 0,011-0, ,069-0, ,015-0,043 0,009-0,047 0,009-0, Wykroplenia lub wycieki wody na ściankach otworów wiertniczych były oceniane badaniami in situ metodą wziernikowania (fot. 7.1). Fot Obraz ścianki otworu wiertniczego w piaskowcach drobno- i średnioziarnistych - strop pokładu 209 Dokumentację badań laboratoryjnych stanowiły krzywe naprężeniowo-odkształceniowe, które otrzymano w wyniku eksperymentów w maszynie wytrzymałościowej. Przykładowe krzywe naprężeniowo-odkształceniowe dla próbek piaskowców w dwóch stanach nasycenia przedstawiono na rysunku 7.6, a szczegółowe wyniki zamieszczono w tablicy

108 A B C Rys Próba jednoosiowego ściskania próbek średnioziarnistego piaskowca karbońskiego: A - z górnośląskiej serii piaskowcowej, B - z serii mułowcowej, C - z krakowskiej serii piaskowcowej; ps - stan powietrzno-suchy, nk - stan nasycenia kapilarnego, E - moduł Younga, M - moduł pokrytyczny Badania próbek piaskowców w różnych stanach nasycenia wykazały nie tylko różnice w wytrzymałości na ściskanie, ale także różnice w wartościach parametrów naprężeniowo-deformacyjnych (tabl. 7.3). Tablica 7.3. Wyniki oznaczeń parametrów wytrzymałościowo-odkształceniowych wybranych próbek średnioziarnistych piaskowców karbońskich z obszaru GZW Stan nasycenia próbki wodą Parametr Ps nk A B C A B C Wytrzymałość na ściskanie MPa 106,8 60,5 8,9 77,7 40,2 5,7 Wytrzymałość resztkowa, MPa 15,7 12,3 1,0 7,5 5,8 0,9 Moduł sprężystości podłużnej MPa Moduł pokrytyczny, MPa Odkształcenie maksymalne, mm 0,44 0,87 1,12 0,47 0,71 1,21 Warunki geomechaniczne w kopalniach wschodniej i południowo-wschodniej części GZW, pomimo mniejszych głębokości eksploatacji górniczej, są mniej korzystne z uwagi na warunki ruchowe. Generalnie, górotwór jest zbudowany ze skał o mniejszej niż w innych rejonach górniczych wytrzymałości na jednoosiowe ściskanie. Występują tu na ogół słabe skały stropowe (piaskowcowe o wytrzymałości nawet poniżej 10 MPa), łatwo przechodzące w zawał, często pęczniejące pod wpływem wody spągowe i stropowe skały iłowcowe. Pokłady węgla mają niejednokrotnie większe wytrzymałości niż skały otaczające, w tym piaskowce (Bukowska, Bukowski 2005). W kopalniach zachodniej i centralnej części GZW zmienia się charakterystyka geomechniczna górotworu. Eksploatacja górnicza jest prowadzona głębiej, wśród skał o mniejszym udziale piaskowców - wodochłonnych w profilu pionowym utworów karbońskich (Bukowska, Bukowski 2007). Odwodniony z wody wolnej górotwór w hydrogeologicznie zakrytej części GZW (subregion II), generalnie charakteryzuje 107

109 się mniejszymi wartościami parametrów hydrogeologicznych skał wodochłonnych, jednocześnie większymi wartościami wytrzymałości w stosunku do skał we wschodniej części zagłębia. Również udział i budowa petrograficzna piaskowców jest odmienna od występujących we wschodniej części GZW Skłonność górotworu do tąpań w warunkach nasycenia skał w odą Proces zatapiania wyrobisk górniczych, który wynika z restrukturyzacji polskiego górnictwa węgla kamiennego, przebiega w sposób zróżnicowany w zależności od właściwości środowiska geologicznego, w którym się odbywa. Jednocześnie ten proces, w wyniku wypełnienia wodą wolnych przestrzeni w zrobach i wyrobiskach górniczych, powoduje wypełnianie się wodą wolnych przestrzeni wokół wyrobisk w zasięgu leja depresji, w tym nasycanie skał wodą oraz wypełnianie nią naturalnych i poeksploatacyjnych szczelin w górotworze. Proces nasycania się górotworu wodą powoduje zmiany we właściwościach wytrzymałościowo-odkształceniowych skał, co z kolei prowadzi do zmniejszenia sprężystości ośrodka skalnego i jego skłonności do tąpań. Do oceny skłonności górotworu do tąpań, z uwagi na właściwości geomechaniczne skał zalegających w otoczeniu analizowanego miejsca w górotworze, służy między innymi wskaźnik skłonności górotworu do tąpań WTG. Jest on ilorazem wartości modułu pokrytycznego węgla do średniej wartości modułu sprężystości pakietu skał otaczających do wysokości 100 m nad stropem i 30 m poniżej spągu (w ponad 90% przypadków interwał ten stanowi źródło tąpnięć) oraz wskaźnik energii kinetycznej górotworu WEk, w którym został uwzględniony energetyczny aspekt zjawiska tąpnięcia (Bukowska 2005d). Wartości parametrów geomechanicznych skał płonnych i węgla, które są wykorzystywane do obliczania wskaźników WTGi WEk, a tym samym do oceny skłonności górotworu do tąpań, mogą ulegać pewnym zmianom pod wpływem działania wody. Może wiązać się z tym zmiana naturalnej skłonności do tąpań układu składającego się z pokładu węgla i skał otaczających. Z uwagi na zagrożenie tąpaniami najbardziej niebezpieczne są kompleksy piaskowcowe o dużej wysokiej wytrzymałości na ściskanie, zalegające w otoczeniu pokładu węgla. Są one zdolne do gromadzenia dużych wartości energii sprężystej i nagłego jej wyzwalania po przekroczeniu wartości wytrzymałości. Jednocześnie są skałami cechującymi się wyraźną zmianą wytrzymałości na ściskanie pod wpływem działania wody, a budowa petrograficzna oraz właściwości hydrogeologiczne skał uznawanych za wodochłonne (piaskowców w wyniku nasycenia wodą), nie muszą wywołać efektu w istotny sposób zmniejszającego wytrzymałość i sprężystość skał. Piaskowce o dużej wytrzymałości charakteryzują się dużą sprężystością, która mimo zmniejszania się w wyniku oddziaływania wody może być nadal istotna z punktu widzenia skłonności do tąpań układu skały otaczaj ące-pokład węgla. Przykładem może być próbka piaskowca ze stropu pokładu 510 z ZG Piekary (tabl. 7.1), 108

110 w przypadku której zmniejszenie wytrzymałości ze 148 do 110 MPa praktycznie nie wpłynęło na zmianę skłonności górotworu do tąpań. Do prognozowania zmian skłonności górotworu karbońskiego do tąpań zastosowano dane dla piaskowców, mułowców, iłowców badanych przez Bukowską (Bukowska, Kidybiński 2002), a dla węgli - uzyskane przez Kabiesza (1989) oraz Kabiesza i Konopkę (1996). Na ich podstawie określono zmiany wytrzymałości na ściskanie w wyniku oddziaływania wody i wykonano obliczenia wytrzymałości dla maksymalnej i minimalnej ich wartości. Do oszacowania wartości wytrzymałości na ściskanie przyjęto spadek wytrzymałości wynoszący: 20-53% dla piaskowców, 1,5-5,5% dla mułowców, 50% dla iłowców, 10-15% dla węgli. Do oceny skłonności górotworu do tąpań zastosowano wskaźnik WTG(Bukowska 2005d), który wyznaczono wykorzystując empiryczne równania zależności modułu Younga i modułu pokrytycznego od wytrzymałości na jednoosiowe ściskanie wyrażone wzorami opracowanymi dla głównych typów skał karbońskich, których postać ogólna E = f(rc) jest wyrażona równaniem E = arcb (7.1) M = drf (7.2) gdzie: Rc - wytrzymałość na jednoosiowe ściskanie, MPa; M - moduł pokrytyczny, MPa; a, b, d, f - parametry funkcji, różne dla różnych typów skał. W wyniku działań restrukturyzacyjnych w sektorze górnictwa węgla kamiennego w kopalniach obserwuje się wzrost liczby dużych zbiorników wodnych o pojemności nawet do kilkunastu milionów metrów sześciennych. Jednocześnie, od czasu likwidacji kolejnych zakładów górniczych i ograniczania od lat 80. XX wieku wydobycia węgla, liczba tąpań zmniejsza się. W ostatnich kilku latach obserwuje się jednak wzrost popytu na węgiel, który jest wynikiem wzrostu zapotrzebowania energetyki konwencjonalnej na ten surowiec. Oprócz eksploatowania coraz głębiej położonych partii górotworu, poszukuje się możliwości wykorzystania zasobów węgla uwięzionych w filarach oraz w partiach przygranicznych z zatopionymi wyrobiskami kopalń zlikwidowanych. W sąsiedztwie kopalń zlikwidowanych istniej ą obszary górotworu, które mogą być jeszcze eksploatowane, a także mogą być wskazane do wykonania robót przeciwdziałaj ących wystąpieniu zagrożenia wodnego w związku z zatapianiem wyrobisk górniczych likwidowanych kopalń. Działania takie polegaj ą głównie na wykonywaniu drogi dla przepływu wody z rejonu zlikwidowanego do czynnego. Drogi te zabezpiecza się zwykle przez wykonywanie partiach przygranicznych, na ogół w obrębie górotworu nienaruszonego, przekopów wodnych i łączących. Powinny one zapewnić trwałą, 109

111 bezpieczną i pewną łączność hydrauliczną rejonu zlikwidowanego z systemem odwadniania czynnych rejonów górniczych (Bukowska, Bukowski 2005). Ma to istotne znaczenie dla ewentualnego utrzymania reżimu hydrogeologicznego w kopalni zlikwidowanej i wysokości piętrzenia wód w zbiornikach sąsiadujących z czynnymi kopalniami. Można przyj ąć założenie, że im bliżej zbiornika wodnego tym większe może być nasycenie skał wodą i tym bardziej mogą zmieniać się warunki geomechaniczne. Zmiany te można traktować jako korzystne z uwagi na skłonność górotworu do tąpań (nawodnienie górotworu) natomiast jako niekorzystne z uwagi na zagrożenia wodne robót prowadzonych w sąsiedztwie ich źródła. Przykładem mogą być rejony przygraniczne, na przykład Zakład Górniczy Bytom III i Powstańców Śląskich (rejon CZOK) oraz kpalnia Pokój, Ruch Wirek i kopalnia Halemba-Wirek Ruch Halemba, w których w celu uproszczenia systemu odwadniania i w celu sprowadzenia części lub całości dopływu naturalnego do docelowego systemu odwadniania, rozważano lub rozważa się drążenie przekopów wodnych. W przypadku kopalni Powstańców Śląskich (obecnie rejon CZOK) biorąc pod uwagę występowanie w bezpośrednim sąsiedztwie partii, w której przewidywano drążenie przekopu kilku zbiorników wodnych w zrobach pokładów grupy 500 Rejonu Powstańców Śląskich, wspartych na filarach granicznych w pokładach zalegających wyżej, można było spodziewać się zawodnienia górotworu w pakiecie skał 100 m nad stropem pokładu 510. Z uwagi na stwierdzone badaniami znacznikowymi kierunki dopływu wód do kopalni ZG Bytom III i planowane wykonanie przekopu w rejonie przygranicznym, można było przyjąć przynajmniej częściowe zawodnienie górotworu. Z uwagi na stwierdzenie zagrożeń tąpaniami III stopnia w partii górotworu oddzielającego obie kopalnie przekopu nie wykonano. W związku z powyższym uważa się, że ocena zagrożenia tąpaniami, w przypadku projektowanych robót górniczych w celu przeciwdziałania zagrożeniu wodnemu, wyłącznie na podstawie zakwalifikowania pokładu do stopnia zagrożenia, bez popartej badaniami geomechanicznymi oceny skłonności górotworu do tąpań, jako wyjściowej do oceny tego zagrożenia (Bukowska 2003a), jest niewystarczająca do oceny sytuacji w partii górotworu oddzielającej kopalnię czynną od zlikwidowanej. Symulację zmian wartości wskaźnika skłonności górotworu do tąpań Wtg pod wpływem wody przeprowadzono dla pokładu 503 w ZG Bytom III, w którym górotwór został oceniony pierwotnie jako skłonny do tąpań (1 < Wtg < 2), który uznano za częściowo zawodniony w związku z sytuacją opisaną wyżej. Wyniki tych symulacji przedstawiono w zestawieniach tabelarycznych (tabl. 7.4 i 7.5). 110

112 Tablica 7.4. Zmiany wartości parametrów geomechanicznych skał w wytypowanych poligonach badawczych Rclab MPa Prognozowane wartości Skały Rcmin Rcmax E min Mmin Mmax MPa MPa MPa MPa MPa Otoczenie pokładu 503 w ZG Bytom III Piaskowce 57,2 26,9 45, Mułowce 57,0 53,9 56, Iłowce 54,9 27, Węgiel ,5 14,0 14, Węgiel ,7 14,2 15, <3 i 9= E M Tablica 7.5. Zmiany wartości wskaźnika skłonności górotworu do tąpań Wtg w zależności od zmian wartości parametrów geomechanicznych skał wskutek podbierania sąsiedniego pokładu Kopalnia Wtg 1) Emax (130 m) MPa Prognozowane wartości Emin (130 m) MPa WTGmax WlGmin ZG Bytom III 100 m powyżej pokładu 501 i 30 m poniżej 1, ,02 0,89 1 wartość wg Bukowskiej (2005d). Komentarz Układ skały otaczającej - pokład 503 nieskłonny do tąpań przy maksymalnym doświadczalnie stwierdzonym spadku wytrzymałości w wyniku nawodnienia Obszary przygraniczne kopalń czynnych i zlikwidowanych, w których są tworzone zbiorniki wodne, są rejonami o dynamicznie zmieniającej się sytuacji i warunkach spowodowanych wtórnym nawodnieniem górotworu, co przede wszystkim odnosi się do zagrożeń wodnych i geomechanicznych. Określanie tych części złoża jako zagrożonych tąpaniami, wyłącznie na podstawie zaklasyfikowania określonego pojedynczego pokładu w kopalni czynnej jako zagrożonego tąpaniami, najczęściej uniemożliwia realizację robót górniczych, podejmowanych w celu przeciwdziałania zagrożeniom wodnym. Na podstawie przeprowadzonej wyżej analizy można stwierdzić, że w ocenie skłonności górotworu do tąpań w przygranicznych obszarach kopalń czynnych i zlikwidowanych (rejon graniczny ZG Bytom III i kopalnia Powstańców Śląskich ) powinny być uwzględnione wszelkie zmiany elementów środowiska geologicznego i ich właściwości, które są spowodowane wzrostem zawodnienia górotworu. Analiza zagrożenia tąpaniami powinna natomiast dotyczyć nie tylko czynników górniczych, jak koncentracja naprężeń na krawędziach eksploatacji itp., lecz również aktualnej sytuacji hydrogeologicznej i jej wpływu na kwalifikację górotworu jako skłonnego lub nieskłonnego do tąpań. Stąd w przypadku sytuacji opisanych powyżej należałoby wykonać zarówno analizę skłonności górotworu do tąpań w sposób standardowy, jak również jej prognozę z uwagi na ewentualną zmianę warunków hydrogeologicznych i zawodnienia górotworu. 111

113 8. W pływ naprężeń tektonicznych na właściwości geom echaniczne skał karbońskich GZW w aspekcie skłonności górotw oru do tąpań Z obserwacji oraz badań prowadzonych w czasie eksploatacji w kopalniach GZW wynika, że w górotworze karbońskim, na stosunkowo niewielkich odległościach, często występuj ą znaczące zmiany warunków geologiczno-górniczych. Zmiany te dotyczą zwłaszcza właściwości geomechanicznych skał, które w dużej mierze decyduj ą o występowaniu zagrożeń naturalnych i utrudniają procesy wydobywcze. Bardzo ważnym czynnikiem, który miał wpływ na kształtowanie się właściwości tych skał, były naprężenia tektoniczne występujące w GZW w okresie orogenezy waryscyjskiej, a być może również alpejskiej. Były one związane z ruchami górotwórczymi w zagłębiu oraz w obszarach je otaczających. Przyczyniły się do powstania struktur tektonicznych w utworach karbonu wypełniających nieckę górnośląską oraz wpłynęły na właściwości budujących ją skał i górotworu W pływ naprężeń tektonicznych na powstawanie struktur tektonicznych GZW Wielu autorów przyjmuje, że zdecydowana większość struktur tektonicznych w zagłębiu górnośląskim powstała w kompresyjnym polu naprężeń lub przy dominującym udziale poziomej składowej naprężeń. Skutkiem tej kompresji, skierowanej od zachodu, było powstanie struktur fałdowych o charakterze nasunięć. Jej rozładowanie nastąpiło na głównych nasunięciach strefy fałdowej, a zanik na nasunięciu orłowskim. Podobnie większość asymetrycznych i łukowatych półzrębów, przecinających subrównoleżnikowo strukturę niecki głównej, powstała w polu oddziaływania waryscyjskiej kompresji tektonicznej nad strefami nieciągłości niższego rzędu, występującymi w podłożu GZW. Szereg z nich wykazuje jednak cechy struktur powstałych w wyniku rozciągania, które wskazywałyby na prawoskrętne ruchy bloków podłoża. Generalnie, ruchy przesuwcze powstają w warunkach kompresji poziomej. Z tymi ruchami należy więc wiązać powstanie równoleżnikowych struktur inwersyjnych, w strefie tektoniki dysjunktywnej. W związku z tym, że struktury te mają wyraźny wpływ na wiele cech struktur fałdowych w zachodniej części GZW o kierunku morawsko-śląskim, należy sądzić, że powstały one równocześnie w wyniku tego samego procesu tektogenetycznego. Różnice w procesach prowadzących do ich powstania wynikaj ą tylko z kierunku kompresji, która na pokrywę osadową w strefie tektoniki fałdowej była skierowana od zachodu i była modyfikowana ruchem bloków podłoża. W strefie tektoniki dysjunktywnej natomiast decydującą rolę w powstawaniu struktur karbońskich miał ruch bloków podłoża odbywający się również w warunkach kompresji, spowodowanej naciskami skierowanymi z południa i południowego wschodu. 112

114 Niektórzy z autorów, na podstawie badań wykonanych w wyrobiskach górniczych, wskazali również na występowanie w czasie tworzenia się struktur tektonicznych zagłębia, ruchów podłoża w kierunku pionowym, o charakterze subsydencyjnym i epejrogenicznym (Goszcz 1980) W łaściwości geom echaniczne skał w rejonach zróżnicowanych pól naprężeń tektonicznych a skłonność górotworu do tąpań Stan naprężeń w sposób istotny wpływa na powstawanie zjawisk geodynamicznych w górotworze, a tym samym powstawanie różnych zagrożeń naturalnych- na przykład zagrożenia tąpaniami. Jest on kształtowany przez naprężenia pierwotne - grawitacyjne wywołane ciężarem skał nadległych i tektoniczne wynikające z procesów tektonicznych zachodzących w skorupie ziemskiej oraz przez naprężenia eksploatacyjne wynikające z wpływów prowadzonej działalności górniczej. Występowanie zagrożeń naturalnych w górnictwie jest ściśle związane z właściwościami skał i górotworu. Wykazanie relacji między właściwościami geomechanicznymi skał górotworu a rozkładem pól naprężeń było celem wielu prac naukowych. Zależności między strukturami tektonicznymi a naprężeniami w skałach, były przedmiotem rozważań i badań między innymi Andersona (1951), Stanforda (1959), Gzowskiego (1975), Kisiela (1973), Goszcza (1980) i innych. Celem ich prac było przeanalizowanie i określenie rozkładów naprężeń w górotworze, powodujących powstanie uskoków, obliczenie rozkładu trajektorii naprężeń głównych w blokach skalnych poddanych bocznym naciskom poziomym oraz wypiętrzeniom. Prace analityczne zostały potwierdzone badaniami modelowymi. Prowadzone były one zarówno na blokach zbudowanych z jednorodnych skał sprężystych, jak i imituj ących serię skał osadowych zalegających na sztywnym podłożu, zbliżonych budową do występujących w GZW. Badania te wykazały, że przy łagodnych ruchach sinusoidalnych górotworu poziome naprężenia rozciągające obejmują szczytowe partie odkształconego bloku, przy czym zasięg pionowy tego rozciągania zależy od wielkości bloku poddanego naprężeniom. W miejscu, w którym pionowe przemieszczenie warstwy jest równe zero, poziome naprężenia rozciągające przechodzą w naprężenia ściskające. Ogół tych naprężeń tworzy tektoniczne pole naprężeń, w którym o ich rozkładzie i wielkości zadecydował kierunek i możliwość nacisków tektonicznych. Pole to opisują trzy naprężenia główne Oi, c 2 i c 3. Jeżeli naprężenia te przekraczają wytrzymałość skał, powstaj ą wówczas warunki, w których mogą rozwijać się powierzchnie niszczenia dające początek przyszłym uskokom. W obrębie GZW powstanie pól naprężeń tektonicznych było związane z pionowymi ruchami bloków głębokiego podłoża modyfikowanymi naciskami poziomymi. Ruchy te spowodowały powstanie pola o symetrii generalnie rombowej, charakteryzującej się pionowym lub prawie pionowym kierunkiem największego naprężenia o 1, będącego zawsze naprężeniem ściskaj ącym. Osie pozostałych dwóch naprężeń O2 i O3, będących składowymi pola naprężeń, mogą przyjmować różne kierunki w zależności 113

115 od kierunku działania sił tektonicznych (Gzowski 1975). W zagłębiu, rombowa symetria tektonicznego pola naprężeń, szczególnie na niedużych głębokościach, jest regułą, a niewielkie od niej odchylenia mają charakter lokalny (Goszcz 1980). W polu takich naprężeń w GZW powstała między innymi gęsta sieć uskoków normalnych, które są w tym obszarze typem dominującym. Główną i jednocześnie bezpośrednią przyczyną powstania uskoku normalnego jest występowanie naprężeń stycznych, większych od wytrzymałości skał na ściskanie. Naprężenia styczne są funkcją różnicy naprężeń głównych a 1- a 3, dlatego uskoki normalne mogą powstawać wyłącznie tam, gdzie w wyniku procesów tektonicznych różnica naprężeń głównych jest wystarczająco duża, tj. w warunkach, gdy: a 1 < 0 i o 3 < 0, a 1 < 0 i o 3 = 0, a 1 < 0 i c 3 > 0, przy założeniu, że a 1 było pionowym naprężeniem ściskającym, a naprężenia o 2 i 0 3 działały w płaszczyźnie poziomej (rys. 8.1) Rys Orientacja pola naprężeń powodująca powstanie uskoku normalnego Płaszczyzna uskoku normalnego jest płaszczyzną niszczenia skał wskutek oddziaływania naprężeń ścinających. Nachylenie powierzchni uskoku natomiast zależy od kąta tarcia wewnętrznego skał 9 oraz wielkości i znaku naprężeń o 1 i 0 3. Przyjmując wartość kąta tarcia wewnętrznego 9 dla skał karbońskich od około 30 do 40 oraz 0 1 < 0 i 0 3 < 0, przeciętne nachylenie uskoku normalnego do płaszczyzny poziomej wynosi według Goszcza (1980) a = 45 + j = Jeżeli jednak naprężenie o 3 będzie mieć wartość dodatnią (naprężenie rozciągające), kąt nachylenia powierzchni uskoku będzie wzrastał i w szczególnych przypadkach wyniesie nawet p/2. Analiza kąta nachylenia uskoku w zależności od pola naprężeń tektonicznych doprowadziła tego Autora do ważnych wniosków tektonofizycznych, mianowicie: na podstawie analizy nachylenia płaszczyzn uskoków można określić znak naprężenia głównego 0 3, 114

116 jeżeli naprężenie C3 jest naprężeniem rozciągającym, można oszacować stosunek naprężeń głównych Ci : c 3, C3 można wyrazić jako wielokrotność wytrzymałości skał na rozciąganie Rr Zgodnie z powyższym, badanie tektonicznego pola naprężeń polega na określeniu zmian, jakie w tzw. litostatycznym stanie naprężenia spowodowały procesy diastroficzne. Stan litostatyczny cechuje się równością (równowagą) składowych poziomych naprężeń, tzn. C2= C3. Jeżeli w wyniku działania sił tektonicznych zostanie on zastąpiony przez stan trójosiowy C1^ C2^ C3, to jedna ze składowych C1będzie miała wartość największą, druga C2 pośrednią, a trzecia C3 najmniejszą. Ocena wartości poszczególnych składowych naprężeń występujących w przeszłych erach i epokach geologicznych jest niemożliwa. Można natomiast określić, które z wymienionych naprężeń w czasie oddziaływania sił tektonicznych miały wartość największą, a które najmniejszą i na tej podstawie, w przybliżeniu, odtworzyć przebieg trajektorii naprężeń. Te rozważania stanowiły podstawę do analizy tektonicznej pól naprężeń występujących w przeszłości w obrębie GZW. Zostały wykorzystane do tworzenia map tektonofizycznych dla obszaru Górnego Śląska (Kaziuk i inni 1987, 1988, 1990; Kaziuk 2001, 2004). Szczegółowa analiza map tektonicznych pozwala na wydzielenie systemów uskoków powstałych w zbliżonych warunkach naprężeniowych. Podstawę wydzielenia stanowiły: zbliżony azymut uskoków, występowanie ścięć komplementarnych, powstaj ących przy niszczeniu skał przez ścinanie (rys. 8.2, fot. 8.1). Rys Orientacja pola naprężeń powodująca powstanie ścięć komplementarnych 115

117 Fot Spękania komplementarne - Karpaty fliszowe (fot. J. Rubinkiewicz) Przy założeniu, że większość uskoków w GZW to uskoki normalne, to przy nachyleniu płaszczyzny uskokowej większym od 65 przyjmuje się, że powstał on przy udziale poziomego naprężenia rozciągającego. W przypadku, gdy nachylenie jest mniejsze od 65o, powstał on przy udziale naprężenia poziomego ściskającego o 3. W przypadku, gdy naprężenia główne Oi, O i O3 są naprężeniami ściskającymi, w górotworze występuje stan trójosiowego ściskania, prowadzący do kompakcji i konsolidacji skał (Gzowski 1975; Kisiel 1973; Goszcz 1980). Kierując się powyższymi zasadami, na podstawie map tektonicznych, w obrębie wytypowanych poligonów w GZW zostały wyznaczone obszary kompakcji, które są związane z określonymi systemami uskoków, powstałymi w zbliżonych warunkach naprężeniowych: system uskoków I - azymut N-S, system uskoków II - azymut SW-NE, system uskoków III - azymut W-E, system uskoków IV - azymut NW-SE. Z uwagi na brak pewnych podstaw do jednoznacznego określenia genezy poszczególnych systemów uskoków, nie jest możliwe powiązanie ich z określoną fazą górotwórczą. Skomplikowana tektonika obszaru GZW świadczy o bardzo dużych wartościach naprężeń tektonicznych, powodujących powstanie szeregu struktur w postaci antyklin i kopuł, niecek i synklin, a również dużych uskoków. Uformowanie się odpowiedniej 116

118 struktury jest końcowym efektem działania tych naprężeń, które stopniowo narastały i osiągały po pewnym czasie, wartości krytyczne dla danej skały. Poniżej wartości krytycznej naprężenia tektoniczne nie powodowały jeszcze deformacji górotworu, ale utrzymuj ąc się relatywnie długo, tzn. tysiące a nawet miliony lat, spowodowały określone zmiany w strukturze skał, zanim uległy one relaksacji. Czas relaksacji można w przybliżeniu określić na podstawie prawa reologii (Gzowski 1975). Goszcz (1980), przyjmując do obliczeń model cieczy lepkiej Maxwella (relaksacja całkowita) obliczył, że czas relaksacji naprężeń nie może być dłuższy niż 100 tysięcy lat. Zatem, za Goszczem (1980), przy założeniu, że błąd obliczeń może wynosić nawet 100%, nie ma podstaw do przypuszczeń, że w górotworze utrzymuj ą się jeszcze gdziekolwiek naprężenia tektoniczne związane z orogenezą waryscyjską. Można co najwyżej założyć, że w górotworze karbońskim występuj ą obecnie szczątkowe naprężenia po ostatnich alpejskich ruchach górotwórczych lub naprężenia związane z aktualnie zachodzącymi naciskami tektonicznymi (neotektonicznymi) ze strony łuku Karpat. Jednakże zasadne wydaje się przyj ęcie do rozważań modelu o cechach relaksacji niezupełnej, na przykład modelu Poyntinga-Thompsona, który zdaniem wielu badaczy lepiej charakteryzuje właściwości piaskowców, mułowców i węgli niż przyjęty przez Goszcza (1980) model Maxwella. W przypadku przyjęcia takiego założenia nie wyklucza się istnienia w GZW naprężeń tektonicznych związanych z ruchami kaledońskimi. W rejonach, w których wszystkie naprężenia główne były naprężeniami ściskaj ą- cymi, ze względu na ich działanie, skały ulegały wzmożonej kompakcji, z czego może wynikać wzrost wartości przynajmniej niektórych właściwości geomechanicznych. Goszcz i Dworak (1982) określili relacje między dynamicznym modułem sprężystości i dynamicznym współczynnikiem Poissona a naprężeniami tektonicznymi w GZW w nawiązaniu do skłonności do tąpań. Autorzy ci wysunęli przypuszczenie, że (...) pokłady węgla znajdujące się w partiach wszechstronnych ściskań są bardziej skłonne do tąpań niż pokłady znajdujące się w partiach, gdzie jedno z naprężeń było rozciąganiem. Niektórzy badacze uważają jednak, że występujące w skorupie ziemskiej naprężenia tektoniczne nie maj ą istotnego wpływu na występowanie tąpnięć. Dotyczy to również przypadku, gdy wielkość naprężenia poziomego kilkakrotnie przewyższa wartość składowej grawitacyjnej (Kidybiński 2003). Podstawą rozważań nad zmianami właściwości geomechanicznych środowiska skalnego w analizowanym obszarze GZW, w kontekście występowania odmiennych pól naprężeń tektonicznych, były wyniki badań laboratoryjnych próbek skał płonnych i węgli z warstw grup 200, 300, 400 i 500. Analizowanymi parametrami geomechanicznymi była wytrzymałość na jednoosiowe ściskanie, statyczny moduł sprężystości oraz moduł pokrytyczny (Bukowska 2002b, 2005a; Bukowska, Szedel 2003) - parametry wyznaczane z krzywej niszczenia próbek skalnych uzyskiwanej w testach laboratoryjnych prowadzonych w maszynie wytrzymałościowej. Analizie poddano kilka tysięcy danych. Analiza tektonofizyczna obszarów badań została dokonana z wykorzystaniem map tektonicznych. Na podstawie obliczeń zostały określone pola kompakcji, w których naprężenie główne c 3 < 0. Wartości parametrów geomechanicznych skonfrontowano z wartościami z rejonów kompakcji tektonicznej w orogenezie waryscyjskiej 117

119 wyznaczonymi na podstawie analizy tektoniki rejonu badań oraz z wartościami z rejonów, w których jedna ze składowych naprężeń głównych była naprężeniem rozciągają cym. Rejony GZW, które były przedmiotem analiz właściwości geomechanicznych i sytuacji tektonofizycznej, to: południowa część niecki głównej, południowa część niecki głównej, skrzydło zrzucone uskoku książęcego, południowo-zachodnia części niecki głównej, między elewacjami Zabrza i Gliwic. Rejon I (OG KWK Brzeszcze) Rejon górniczy GZW, który był przedmiotem analiz właściwości geomechanicznych i sytuacji tektonofizycznej, jest zlokalizowany w południowym skrzydle niecki głównej. Badany obszar przecinają uskoki o różnych zrzutach i długościach oraz kierunkach przebiegu SW-NE lub SSW-NNE, a także WE (rys. 8.3). Uskoki te charakteryzują się przeważnie zrzutami od 2-3 m do około 90 m i kątami nachylenia płaszczyzn od około 50 do 80. Niektóre z nich tworzą duże strefy. Największą z nich jest strefa uskoku jawiszowickiego o szerokości około 400 m i zrzucie m. Rys Mapa tektoniczna złoża Brzeszcze W wyniku pocięcia górotworu uskokami, na badanym obszarze powstał system zrębów, półzrębów i rowów. Zręby tworzą w morfologii karbonu wyraźnie zaznaczające się elewacje. W omawianych strukturach warstwy wykazują generalnie rozciągłość z W na E i zapadają monoklinalnie z S na N pod kątem zmieniającym się w zakresie Nachylenie warstw maleje w kierunku na N. Szczegółowa analiza tektoniki rejonu wykazała, że w obrębie wybranego poligonu powstała ona w polu poziomych naprężeń ściskających, skierowanych z południa, przy współudziale naprężeń spowodowanych ruchami wynoszącymi południową część zagłębia. 118

120 Na podstawie obliczeń zostały określone pola kompakcji, w których s 3 było mniejsze od zera. Wydzielono je dla dwóch systemów uskoków (system uskoków 2 i 3, rys. 8.4), spośród czterech typowych dla GZW (Kaziuk i in. 1987, 1988, 1990; Kaziuk 2001, 2004). W polach tych wyznaczono przebieg trajektorii naprężeń, w wyniku których powstały te systemy uskoków. Rys Obszary kompakcji tektonicznej wraz z orientacyjnym położeniem miejsc opróbowania złoża na tle tektoniki wybranego rejonu w południowym skrzydle niecki głównej w OG Brzeszcze: 1 - miejsce opróbowania, 2 - uskoki; obszary kompakcji: 3 - dla systemu uskoków II, według Kaziuk (2001, 2004), 4 - dla systemu uskoków III, 5 - trajektorie naprężeń Tablica 8.1. Uśrednione parametry geomechaniczne w analizowanym obszarze zlokalizowanym w południowym skrzydle niecki głównej (Bukowska, Kaziuk 2007) Grupa pokładów * Skała Obszary wszechstronnego ściskania wytrzymałość na ściskanie, MPa statyczny moduł sprężystości/moduł pokrytyczny, GPa Obszary, w których jedno z naprężeń głównych było rozciągającym wytrzymałość na ściskanie, MPa statyczny moduł sprężystości/moduł pokrytyczny, GPa węgiel 31,3 2,465/14,042 15,6 1,524/4,975 piaskowiec brak danych brak danych 51,0 6,443 mułowiec brak danych brak danych 42,2 5,266 iłowiec 30,7 4,015 31,2 3,371 węgiel 25,6 2,145/10,408 21,3 1,890/7,913 piaskowiec 72,3 8,638 brak danych brak danych mułowiec 46,0 6,070 brak danych brak danych iłowiec 37,8 5,123 35,7 4,613 węgiel 19,0 1,747/6,675 19,4 1,772/6,885 piaskowiec 50,7 6,178 45,4 5,612 mułowiec 43,4 5,131 33,7 4,375 węgiel 25,5 2,140/10,347 24,3 2,070/9,630 piaskowiec 63,4 9,137 brak danych brak danych mułowiec 61,1 6,892 brak danych brak danych iłowiec 31,7 4,290 28,9 3,798 Objaśnienia: 300* - kolejny analizowany pokład w grupie pokładów

121 Wartości parametrów geomechanicznych skał płonnych i węgli z rejonu kopalni Brzeszcze przedstawiono w tablicy 8.1. Są to uśrednione wartości wytrzymałości na jednoosiowe ściskanie oraz moduły sprężystości i pokrytyczne, wyznaczane w próbie ściskania z krzywych naprężeniowo-odkształceniowych. Na przykładowych rysunkach 8.5 i 8.6 przedstawiono zmiany wartości wytrzymałości na jednoosiowe ściskanie Rc i statycznego modułu sprężystości E węgli w analizowanym obszarze k o m p a k c ja te k to n ic z n a je d n o z n a p rę ż e ń g łó w n y c h ro z c ią g a ją c e * 400 grupa pokładów 500 Rys Zmiany wartości wytrzymałości na ściskanie węgli w analizowanym obszarze GZW (południowe skrzydło niecki głównej) 3 2,5 1 1 kompakcja tektoniczna 1=1 iedno z napreżeń ałównvch rozciaaaiace <o 2 O 1,5 i4 1 0, * g r u p a p o k ła d ó w Rys Zmiany wartości statycznego modułu sprężystości węgli w analizowanym obszarze GZW (południowe skrzydło niecki głównej) 120

122 Rejon II (OG KWK Ziemowit) Obszar górniczy KWK Ziemowit zajmuje centralne miejsce niecki głównej. Tektonika złoża cechuje się blokową budową i charakteryzują ją trzy grupy uskoków o kierunkach: SW-NE, SE-NW, E-W. Uskoki mają zrzuty od 60 do ponad 300 m. Największe nieciągłości, a mianowicie uskok książęcy i lędziński, zostały odmłodzone w miocenie - wskazują na to dotychczasowe badania (rys. 8.7). Rys Mapa tektoniczna złoża Ziemowit W przypadku KWK Ziemowit, której złoże występuje w obszarze niecki głównej, Dubiel (1999) wykazał, że w rejonie tym istnieje subpołudnikowy nacisk tektoniczny, co dowodzi zapadania osi naprężeń głównych c 2pod największym kątem, a oś Ci ma kierunek zbliżony do N-S, a także duża procentowa liczba wstrząsów o charakterze przesuwczym, większa niż w przypadku siodła głównego. Autor tłumaczy to tym, że w położonej bardziej na południe strefie, współczesne lub resztkowe naprężenia tektoniczne, które wynikają z oddziaływania orogenu karpackiego, powinny być zdecydowanie większe. 121

123 Rys Obszary kompakcji tektonicznej wraz z orientacyjnym położeniem miejsc opróbowania - KWK Ziemowit W tablicy 8.2 przedstawiono wartości parametrów geomechanicznych skał płonnych i węgli pokładów z grupy 200 i 300. Tablica 8.2. Uśrednione parametry geomechaniczne skał - południowa część niecki głównej, skrzydło zrzucone uskoku książęcego Grupa pokładów Skała Obszary wszechstronnego ściskania Obszary, w których jedno z naprężeń głównych było rozciągającym wytrzymałość na statyczny moduł sprężystości wytrzymałość na statyczny moduł sprężystości ściskanie, MPa /moduł pokrytyczny, GPa ściskanie, MPa /moduł pokrytyczny, GPa węgiel 30,8 2,391/14,615 35,8 2,277/18,196 piaskowiec 19,2 2,791/5,367 18,3 2,735/4,820 mułowiec 28,9 1,665/5,803 brak danych brak danych iłowiec 23,5 2,713/9,451 32,7 3,790/8,447 węgiel 25,2 1,949/12, ,2 1,872/7,380 piaskowiec brak danych brak danych 32,7 5,074/brak danych mułowiec brak danych brak danych brak danych brak danych iłowiec 2 2,8 2,539/7,179 19,2 2,175/7,376 Niejednoznaczne wartości parametrów geomechanicznych uzyskano dla węgli i iłowców z warstw łaziskich. Może to wynikać między innymi z niewielkiej liczby danych z obszaru, w którym jedno z naprężeń głównych było naprężeniem rozciągającym. Jednocześnie brak jest danych dla mułowców z tego obszaru. Dla skał grupy 300 również brak pełnych danych dla piaskowców i mułowców. Wobec powyższego nie można w pełni wykazać związku parametrów geomechanicznych z rejonizacją budo- 122

124 wy tektonicznej. W związku z powyższym dla analizowanego obszaru przedstawiono jedynie zmiany wartości wytrzymałości na jednoosiowe ściskanie Rc i statycznego modułu sprężystości E węgli i iłowców grupy 300 (rys. 8.9). 30 ^ 22,8 w arstw y orzeskie ,2 21,2 92 węgiel - iłowiec 20 o 10 Rc (-) 12,124 7, , ^.2,539 +2,175 1,949 1, Rc (+) E (-) E (+) M (-) Rys Zmiany wartości parametrów geomechanicznych skał w obszarach kompakcji tektonicznej (-) i w obszarach, w których jedno z naprężeń głównych było rozciągającym (+) - południowa część niecki głównej, skrzydło zrzucone uskoku książęcego: Rc - wytrzymałość na ściskanie, E - moduł sprężystości, M - moduł pokrytyczny M (+) 10 Rejon III (OG KWK Sośnica-Makoszowy, Ruch Sośnica) Obszar znajduje się na południowo-zachodnim skraju niecki głównej między elewacjami Zabrza i Gliwic. W jego południowej części dominującą rolę odgrywa tektonika fałdowa, natomiast w północnej - tektonika dysjunktywna. Północna część omawianego obszaru ma budowę monoklinalną o kierunku rozciągłości warstw E-W. W południowej części występuj ą struktury fałdowe będące kontynuacj ą siodła Gliwic. Warstwy karbonu w tych strukturach mają rozciągłość południkową z lekkim odchyleniem na NE, zgodną z kierunkiem przebiegu osi antyklin i synklin. Obszar przecinają liczne uskoki zarówno normalne, jak i odwrócone o charakterze nasunięć. Mają one zrzuty od 10 do 150 m (rys. 8.10). Upad warstw jest zmienny i wynosi do 10 w północnej części obszaru, przy wychodniach warstw rudzkich i przy wychodniach warstw siodłowych. W strefie tektoniki fałdowej, tj. w południowej części obszaru, kąty nachylenia zboczy siodeł wynoszą od kilku do 90. Średnie wartości parametrów geomechanicznych skał zestawiono w tablicy 8.3, oddzielnie dla obszaru, gdzie panowało wszechstronne ściskanie i obszarów, w których jedno z naprężeń głównych było naprężeniem rozciągającym. 123

125 Rys Mapa tektoniczna złoża Sośnica Tablica 8.3. Uśrednione parametry geomechaniczne skał - południowa część niecki głównej, skrzydło zrzucone uskoku książęcego Grupa pokładów 400 warstwy załęskie i rudzkie Skała Obszary wszechstronnego ściskania Obszary, w których jedno z naprężeń głównych było rozciągającym wytrzymałość na ściskanie, MPa statyczny moduł sprężystości/moduł pokrytyczny, GPa wytrzymałość na ściskanie, MPa statyczny moduł sprężystości/moduł pokrytyczny, GPa węgiel 16,2 1,650/5,126 15,5 1,596/5,003 piaskowiec 95,9 8,529/ 44,871 97,9 5,763/25,695 mułowiec 61,7 6,857/15,541 61,3 6,359/brak danych iłowiec 45,3 5,418/13,123 41,6 4,812/7,779 Powyższe zestawienie dotyczy skał warstw załęskich (pokłady: 404/5, 405/1, 405/2, 406/2) i rudzkich (pokłady: 407/2, 408/1, 408/2, 408/4, 409/1, 412/1, 413/1, 414/2). Analizą nie objęto pokładów grupy siodłowej i otoczenia, ponieważ nie dysponowano danymi dotyczącymi trzech analizowanych rejonów (rys. 8.11) i w związku z tym nie można przeprowadzić szczegółowej analizy. Na rysunku 8.12 przedstawiono przykładowe zróżnicowanie regionalne wartości parametrów geomechanicznych węgla i iłowców warstw załęskich, a na rysunku iłowców i mułowców warstw rudzkich. 124

126 Rys Obszary kompakcji tektonicznej wraz z orientacyjnym położeniem miejsc opróbowania złoża - KWK Sośnica 25 warstwy załęskie 60 o SE o: 10 O 50,5 20, , 7 14,1 węgiel O iłowiec CL O 30 as 5 0 5,93 [~2,3l7 5,701 O 14,858 TT 6,793 Rc (-) Rc (+) E (-) E (+) M (-) <>9,173 I 2,734 I M (+) Rys Zmiany wartości parametrów geomechanicznych skał warstw załęskich w obszarach kompakcji tektonicznej (-) i w obszarach, w których jedno z naprężeń głównych było rozciągającym (+) - południowa część niecki głównej, skrzydło zrzucone uskoku książęcego: Rc - wytrzymałość na ściskanie, E - moduł sprężystości, M - moduł pokrytyczny Dane zestawione w tablicach 8.1, 8.2 i 8.3, oddzielnie dla głównych typów skał karbonu produktywnego GZW, wykazują, że wartości analizowanych parametrów geomechanicznych są zróżnicowane w pionie i po rozciągłości warstw. Przyjmują generalnie większe wartości w rejonach kompakcji tektonicznej. Zarówno wytrzymałość na ściskanie, jak i moduł sprężystości, w istotny sposób wpływają na zdolność 125

127 skał do gromadzenia energii sprężystej (sprężystość ośrodka). Tym samym wpływają na intensywność wydzielania energii sprężystej w procesie destrukcji górotworu, która prowadzi do występowania niebezpiecznych zjawisk geodynamicznych (w tym tąpnięć), czasem o charakterze katastroficznym. Zatem nie bez znaczenia jest regionalne zróżnicowanie właściwości górotworu w zależności od pól naprężeń wynikających również z tektonicznej historii rejonu obserwacji. Z praktyki górniczej są znane przypadki, kiedy pomimo występowania w profilu pionowym warstw skalnych potencjalnie wstrząsogennych (duża miąższość, duża sprężystość), a także występowania aktywności sejsmicznej związanej z ich destrukcj ą, w okresie kilkudziesięciu lat eksploatacji, tąpnięcie w wyrobiskach górniczych nie wystąpiło A 66,2 43,2 A 61,3 warstwy rudzkie ,7 łowiec mułowiec Q_ C ,472 5,26 6,359 A 4,176 Rc (-) Rc (+) E (-) E (+) M (-) M (+) 11,3! 8, Rys Zmiany wartości parametrów geomechanicznych skał warstw rudzkich w obszarach kompakcji tektonicznej (-) i w obszarach, w których jedno z naprężeń głównych było rozciągającym (+) - południowa część niecki głównej, skrzydło zrzucone uskoku książęcego: Rc - wytrzymałość na ściskanie, E - moduł sprężystości, M - moduł pokrytyczny Z analiz parametrów geomechanicznych węgli i skał płonnych, przedstawionych w publikacji wynika, że wskaźnik definiujący skłonność górotworu do tąpań WTGbędący ilorazem modułu pokrytycznego węgla i sprężystości skał płonnych (Bukowska 2005d, 2006), który umożliwia nowe podejście do oceny skłonności do tąpań górotworu może, w specyficznych warunkach, zmieniać się i na jego podstawie można wskazać rejony kompakcji tektonicznej jako skłonne do tąpań. Stwierdzenie to jednak należy uznać za jeszcze nie w pełni udokumentowane. Przykładem jest poligon badawczy położony w południowym skrzydle niecki głównej, gdzie dla warstw siodłowych oraz rudzkich szacowana wartość wskaźnika WTG zawiera się w przedziale wartości charakterystycznych dla górotworu skłonnego do tąpań. Zbyt mało jest jeszcze danych, aby prawidłowość tę z dużym prawdopodobieństwem można było potwierdzić. W pozostałych dwóch poligonach, z uwagi na stratygrafię górotworu (warstwy łaziskie, orzeskie i załęskie), strefy kompakcji tektonicznej wskazują na brak skłonności do tąpań, co potwierdza praktyka górnicza. 126

128 9. Destrukcja górotworu powodowana robotami górniczym i Wykonanie wyrobiska narusza istniejący stan naprężeń w górotworze. W zależności od rodzaju wyrobiska, pierwotnego i wtórnego stanu naprężeń i właściwości skał otaczających wyrobisko korytarzowe bądź otaczających złoże w przypadku wyrobiska eksploatacyjnego oraz stanu zaawansowania eksploatacji w danej parceli (lub ściślej - wartości powierzchni wybranego złoża) zachodzi przemieszczanie się skał do wyrobiska. Obserwuje się równocześnie: w przypadku wyrobisk korytarzowych: - sprężyste (pseudosprężyste) odkształcenia górotworu, objawiające się zmniejszeniem gabarytów wyrobisk, a w połączeniu z pełzaniem górotworu - rozwojem tego zjawiska w czasie, - kruche odkształcenia górotworu, powodujące rozwój spękań (szczelinowatości) górotworu w czasie; w przypadku wyrobisk eksploatacyjnych: - różnofazowe naruszenie struktury górotworu karbońskiego od pełnej destrukcji do osiadania pseudociągłego, w przestrzeni od stropu złoża aż do powierzchni terenu. W górnictwie węgla kamiennego opracowano odpowiednie metody badania wymienionych zjawisk powodowanych różnego rodzaju robotami górniczymi i przeprowadzono wszechstronne badania stanu naruszenia struktury górotworu i jego zmian w czasie. Metody i wyniki badań stanu naruszenia górotworu przedstawiono syntetycznie poniżej Zaciskanie w yrobisk (konwergencja wyrobisk) Metody pomiarów konwergencji wyrobisk Pod pojęciem tym rozumie się zmniejszanie się w czasie gabarytów wyrobisk, ogólnie zwane konwergencją wyrobisk. W przypadku wyrobisk korytarzowych - wyróżnia się konwergencję pionową (zmniejszenie wysokości wyrobisk) i konwergencję poziomą (zmniejszenie szerokości wyrobisk). W przypadku wyrobisk eksploatacyjnych, w polskim górnictwie węgla kamiennego - wyłącznie ścianowych systemów eksploatacji - konwergencja dotyczy zmiany w czasie wysokości wyrobisk lub ściślej - zmniejszenia w czasie wysokości wyrobisk. Pomiar konwergencji wyrobisk polega na zastabilizowaniu w stropie reperów i odpowiadających im w pionie - reperów w spągu (spodku) wyrobiska, a w przypadku wyrobisk korytarzowych - również odpowiadających sobie reperów w ociosach wyrobiska i wykonywaniu w czasie pomiarów zmian odległości między tymi reperami. Na ogół pomiary są wykonywane przyrządem teleskopowym z dokładnością do ±1-2 mm. W uzasadnionych przypadkach pomiary konwergencji pionowej są wyko 127

129 nywane metodą niwelacyjną, co pozwala na jednoznaczne określenie udziału wypiętrzania spągu i osiadania stropu w konwergencji pionowej wyrobiska. Najczęściej tak stabilizowane repery zabudowuje się w trzech miejscach, odległych od siebie o 3-5 m. Łącznie jest to określane jako jedno stanowisko pomiarowe, a wyniki pomiarów podawane są jako średnia arytmetyczna z odpowiadających sobie punktów pomiarowych. Jako repery są używane krótkie kotwie (ok. 0,5 m) stalowe lub drewniane. Stąd przez konwergencję wyrobisk rozumie się zmianę w czasie odległości między powierzchniami stropu i spągu wyrobiska, a w przypadku wyrobisk korytarzowych - również zmianę odległości między powierzchniami ociosów wyrobiska. Aktualnie wszystkie wyrobiska ścianowe są wyposażone w obudowy zmechanizowane. W wyrobiskach takich stropy są praktycznie całkowicie osłonięte obudową, co uniemożliwia wykonywanie pomiarów konwergencji. Pośrednio można ją szacować na podstawie pomiarów zsuwów stojaków (podpór) obudowy. Jednakże ze względu na znaczne postępy ścian, dochodzące do 5-10 m/dobę i wielokrotne przestawianie obudowy (co 0,6-0,8 m postępu ściany) pomiarów takich nie wykonuje się w ścianach prowadzonych z zawałem stropu. Ze względu na inną technikę obudowy wyrobisk w ścianach prowadzonych z podsadzką hydrauliczną - pomiary takie w dalszym ciągu mogą być realizowane. Typowe stanowiska do pomiaru konwergencji przedstawiono na rysunkach 9.1 i m Rys Sposoby rozmieszczenia stanowisk do pomiaru konwergencji 128

130 Rys Elementy zaciskania obudowy Dawny sposób pomiarów konwergencji wyrobisk ścianowych Wyrobiska korytarzowe poza strefą wpływu eksploatacji (Konopko 1971) Generalnie wyrobiska typu korytarzowego można podzielić na kapitalne, podstawowe i przyścianowe. Wyrobiska kapitalne - szyby, przekopy, przecznice, komory funkcyjne - na ogół są wykonywane w skałach płonnych i utrzymywane przez kilkadziesiąt lat. Stąd w rejonach słabych skał lub w strefach zaburzeń tektonicznych są utrzymywane w obudowie murowej, w szczególności komory funkcyjne, zwłaszcza komory materiałów wybuchowych. Przekopy i przecznice - poza wymienionymi miejscami osłabionego, względnie tektonicznie zaburzonego górotworu - są utrzymywane w obudowie stalowej łukowej (ŁP). Zaciskanie takich wyrobisk jest stosunkowo nieznaczne. W początkowym okresie, bezpośrednio po wykonaniu w danym miejscu wyrobiska, konwergencja wyrobiska wynika z pseudosprężystego odkształcenia górotworu, z upływem czasu stopniowo zanika jej przyrost (rys. 9.3). 129

131 t f Rys Zmiana konwergencji wyrobiska korytarzowego w funkcji czasu W przypadkach mało wytrzymałych skał występujących w spągu (spodku) takich wyrobisk, a zwłaszcza skał pęczniejących, okresowo lub w miarę potrzeb jest prowadzona pobierka (przybierka) spągu w celu zachowania żądanej (potrzebnej) wysokości tych wyrobisk, rzadziej jest prowadzona ich przebudowa. Tę ostatnią operację wykonuje się w przypadku wszechstronnego zaciskania wyrobisk. Wyrobiska podstawowe i przyścianowe są wykonywane w pokładzie. Chodniki podstawowe, o żywotności kilkunastu lat, są chronione filarami oporowymi. Przy prawidłowym ustaleniu szerokości filarów oporowych przebieg ich konwergencji w czasie jakościowo jest zbliżony do przedstawionego na rysunku 9.3. W przypadku chroniących je zbyt wąskich filarów oporowych - przebieg konwergencji chodników podstawowych jest pośredni - między przedstawionym na rysunku 9.3 a zaciskaniem wyrobisk eksploatacyjnych (przyścianowych). Wyrobiska przyścianowe są wykonywane w pokładzie. Ich żywotność jest zróżnicowana - od poniżej roku do co najwyżej kilku lat. Na wartość konwergencji i intensywność jej zmian w tych wyrobiskach wpływa przede wszystkim odległość od frontu ściany i grubość wybieranego pokładu (grubość warstwy) oraz głębokość eksploatacji. Pewne ograniczenie intensywności zaciskania chodników przyścianowych można uzyskać w rezultacie odpowiedniego wzmocnienia obudowy, zastosowania stosów (kasztów), względnie pasów podsadzkowych. Przy małych i średnich głębokościach eksploatacji (H < 700 m) i grubości pokładów rzędu 2,0-2,5 m często udaje się utrzymać chodniki w jednostronnym otoczeniu zrobów i wykorzystać je dla następnej ściany. Przy głębokościach większych od 700 m i grubości pokładów rzędu 3,0 m i większej - zachodzi konieczność wykonywania chodników niezależnych dla każdej ściany. Typowy przebieg zaciskania chodnika przyścianowego według Pruska (2004) przedstawiono na rysunku

132 ł ,22* _ i ' frrji I Eb5 4 a»25 i* 1 i rai. 24 os adani3 stropu... r, ; 1000?50n 2003 fn ml \ \\\ \ \ i! zanie spągi komyergencja wyrobis <a Rys Przebieg zaciskania chodnika przyścianowego przed i za frontem eksploatacji W przypadku niwelowania reperów zabudowanych w stropie i spągu wyrobiska - można ustalić wartość osiadania stropu i wartość wypiętrzania spągu. Ich suma jest miarą konwergencji wyrobiska. Udział w konwergencji wyrobiska osiadania stropu i wypiętrzania spągu (Prusek 2004) przedstawiono na rysunku 9.4. Często wartość wypiętrzania spągu jest większa od wartości osiadania stropu. Wyrobiska eksploatacyjne. Pokłady węgla kamiennego są eksploatowane systemem ścianowym z zawałem stropu (około 90% wydobycia) lub z podsadzką hydrauliczną (ok. 3% wydobycia); pozostałe 7% stanowi wydobycie z chodników prowadzonych w pokładach węgla. Rozpiętość stropu w wyrobiskach eksploatacyjnych zmienia się w przedziale 3,5-6,0 m w ścianach prowadzonych z zawałem stropu i 8-12 m w ścianach z podsadzką hydrauliczną. Jak już zaznaczono, obecnie wszystkie ściany są wyposażone w obudowy zmechanizowane. W ścianach zawałowych stanowią one wyłączną obudowę, w ścianach podsadzkowych obudowa zmechanizowana zabezpiecza wyłącznie strop w pobliżu czoła przodku, a w polu przeznaczonym do podsadzania strop jest zabezpieczany obudową drewnianą. Obudowa ścian zawałowych praktycznie przykrywa całą powierzchnię stropu, co uniemożliwia prowadzenie pomiarów konwergencji wyrobisk. Stąd podane poniżej wyniki badania konwergencji wyrobisk eksploatacyjnych dotyczą ścian prowadzonych w obudowach indywidualnych. Jest to istotne również w przypadku zmian stanu górotworu w polach eksploatacyjnych nad lub pod zrobami uprzednio wybranych pokładów. 131

133 Zgodnie z wynikami badań Bilińskiego (1965), konwergencja wyrobisk eksplatacyjnych jest powodowana impulsami urabiania calizny węglowej i impulsami usuwania (tzw. rabowania) obudowy indywidualnej lub przemieszczania obudowy zmechanizowanej. W związku z powyższym konwergencja w funkcji czasu ma przebieg nieliniowy (rys. 9.5), natomiast w funkcji odległości od czoła ściany, na uprzednio podanej kilku-, rzadko kilkunastometrowej długości, ma charakter liniowy, a jej wartość zmienia się w szerokich granicach w zależności od głębokości eksploatacji, prędkości postępu frontu ściany, wysokości wyrobiska (grubości eksploatowanego pokładu bądź grubości wybieranej warstwy), sposobu kierowania stropem oraz jakości (klasy) stropu (rys. 9.6). Stąd przy ocenie konwergencji wyrobisk eksploatacyjnych korzystne jest określenie jej wartości wskaźnikiem konwergencji wyrażanym w milimetrach na metr rozpiętości wyrobiska. Wartość ta może być również miernikiem destrukcji struktury stropu (górotworu) t/h 132

134 Wskaźniki konwergencji Z w badanych ścianach prowadzonych z podsadzką hydrauliczną mieściły się w przedziale 5 mm/m < Z < 35 mm/m (rys. 9.6), przy czym najczęściej obserwowano wskaźniki konwergencji z przedziału 10 mm/m < Z < 15 mm/m. Jest to podstawowy przedział stwierdzany w przypadku ścian o mocnych stropach i prawidłowo obudowanych. W przedziale 5 mm/m < Z < 25 mm/m mieściło się ponad 90% wszystkich zbadanych przypadków konwergencji wyrobisk. Prowadzone, równocześnie z pomiarami, obserwacje stanu stropu pozwoliły na ustalenie jakościowej zależności między wartością wskaźnika konwergencji a stanem stropu wyrobiska ścianowego. Najczęściej stwierdzano, że przy wskaźniku konwergencji (Konopko, Kostyk, Skórka 1976): Z < 15 mm/m istnieje dobry stan stropu wyrobiska. Płaszczyzna stropu jest równa, nie obserwuje się opadania warstw skalnych do wyrobiska. Czoło ściany również nie wykazuje tendencji do opadania, nie zwiększa się więc szerokość ścieżki, to jest odległość między pierwszym szeregiem stropnic a czołem ściany. 15 mm/m < Z < 25 mm/m istnieje przeciętny stan stropu wyrobiska. Lokalnie występują stosunkowo nieznaczne opady stropu. Podobnie z czoła ścian lokalnie odpadają pojedyncze bloki węgla. Przy wysokości wyrobisk g > 3 m jest niezbędne zabezpieczenie czoła ściany. 25 mm/m < Z < 35 mm/m występują trudności utrzymania stropu. Następują liczne opady skał ze stropu, a także liczne opady węgla z czoła ściany. Powoduje to powiększanie się szerokości ścieżki i najczęściej zapoczątkowanie w tym miejscu opadu stropu. Niezbędne jest zagęszczenie opinki stropu oraz zabezpieczenie czoła ścian, zwłaszcza przy wysokości wyrobisk większej od 2 m. Z > 35 mm/m istnieje niebezpieczny stan stropu wyrobiska. Następują opady skał ze stropu oraz opady węgla z czoła ściany w stopniu grożącym obwałem lub zawałem wyrobiska. Konwergencja wyrobisk w ścianach zawałowych jest kilkakrotnie większa. Za Konopko (1977) można podać następujące zależności: Z < 50 mm/m - istnieją dobre warunki utrzymania wyrobisk, 50 < Z < 80 mm/m - istnieją przeciętne warunki utrzymania wyrobisk, 80 < Z < 120 mm/m - utrzymanie wyrobisk napotyka trudności, Z > 120 mm/m - istnieje niebezpieczeństwo zawału wyrobisk. Szczególny przypadek zaciskania wyrobisk zachodzi w rezultacie tąpnięcia (Konopko, Cybulski 2002). Niezależnie od typu wyrobiska i jego lokalizacji w czasie tąpnięcia jest ono gwałtownie zaciskane, nawet do całkowitego zamknięcia przekroju poprzecznego, nierzadko na długości kilkunastu do kilkudziesięciu metrów. 133

135 9.2. Osiadanie stropu nad polami eksploatacji ścianowej Metody pomiarów Praktycznie wyłącznym systemem eksploatacji pokładów węgla w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym jest system ścianowy. Długość ścian zasadniczo mieści się w przedziale m. Przy zaawansowanej eksploatacji w określonej parceli, linię calizna-zroby można uważać za półpłaszczyznę, gdzie nad zrobami może wykształcić się pełna niecka osiadania stropu. Za Bilińskim (1968) przyjmuje się, że wypiętrzanie spągu w wyrobiskach ścianowych jest pomijalnie małe w porównaniu z osiadaniem stropu. Stąd konwergencję wyrobisk ścianowych utożsamia się z osiadaniem stropu, w szczególności odnosi się to do osiadania stropu nad polami eksploatacji ścianowej. Zgodnie z wynikami badań i obserwacji dołowych osiadanie stropu wyprzedza front ściany, zachodzi nad caliznę zaciskanego pokładu. Pomiary osiadania stropu nad polami eksploatacji ścianowej prowadzono w zakresie (Konopko 1998a; Konopko 2002): zaciskania pokładu przed frontem ściany, utożsamianego z osiadaniem stropu nad pokładem przed frontem ściany, konwergencji wyrobisk ścianowych, osiadania stropu nad zrobami podsadzkowymi w ścianach wybieranych z podsadzką hydrauliczną. W celu pomiaru zaciskania pokładu, na każdym z poligonów budowano po kilka stanowisk pomiarowych w chodnikach przyścianowych w odległości nie mniejszej od 50 m przed frontem ściany (rys. 9.7). W ociosie chodnika w pionie nad sobą wiercono 2-4 otwory (skrajne otwory w najmniejszej technicznie możliwej do wykonania odległości od stropu i spągu wyrobiska) o głębokości 1,2-1,8 m, w dnie których stabilizowano prętowe repery wgłębne, umieszczone w rurze wykluczaj ącej ich przypadkowe ugięcie na skutek deformowania się ścianek otworu. Wklejana w pobliżu dna otworu końcówka rury była na około % obwodu przecięta, przez co jej drugi koniec, wystający z otworu, mógł swobodnie (w pewnym oczywiście zakresie) zginać się, nie powoduj ąc przemieszczenia wklejonej końcówki kotwi (prętowego reperu wgłębnego). 134

136 a) b) c) Wklejona część rury Rys Schemat pomiaru zaciskania pokładu: a - stanowisko pomiarowe, b - rozmieszczenie reperów, c - reper wgłębny prętowy (Konopko 1998) Pomiary wzajemnej odległości reperów, zmieniającej się w miarę przybliżania się frontu ściany do stanowiska pomiarowego, pozwoliły na jednoznaczne określenie wartości zaciskania pokładu, a tym samym i wartości osiadania stropu nad calizną pokładu. Pomiar konwergencji wyrobiska (utożsamianej z osiadaniem stropu nad wyrobiskiem) wykonywano natomiast w ten sposób, że w technicznie możliwej najmniejszej odległości od czoła ściany stabilizowano w stropie i odpowiadające im w spągu repery tak, aby przy kolejnym podsadzaniu znalazły się one w linii tamy podsadzkowej. Budowano co najmniej trzy takie stanowiska w każdej z badanych ścian w odległości odpowiednio 20, 40 i 60 m od jednego z chodników przyścianowych. Ugięcie stropu nad polem ścianowym jest sumą zaciskania pokładu przed frontem ściany, konwergencji wyrobiska i wreszcie osiadania stropu nad zrobami. To ostatnie jest najistotniejsze, jego wartość przekracza kilkakrotnie, a nawet wielokrotnie sumę wartości dwóch pierwszych zjawisk, to jest zaciskania pokładu i konwergencji wyrobiska. Pomiary takie są możliwe do wykonania wyłącznie w ścianach z podsadzką hydrauliczną. Stąd też szczególnego znaczenia nabiera poznanie wartości osiadania stropu nad podsadzką (zaciskania zrobów podsadzkowych). Nie mogą być miarodajne wyniki pomiarów zaciskania chodników przyścianowych czy też chodników wygrodzeniowych, bowiem następuje w nich wypiętrzanie spągu i rozwarstwianie stropu. Pomiar musi być wykonywany wewnątrz pola podsadzanego, a więc w miejscu niedostępnym. Spośród możliwych sposobów transmisji danych pomiarowych najbardziej niezawodny - w specyficznych warunkach dołowych - jest system hydrauliczny. Przyjmując to założenie - ideę sposobu pomiaru osiadania stropu nad zrobami podsadzkowymi przedstawiono na rysunku

137 Rys Sposób pomiaru osiadania stropu nad zrobami podsadzkowymi (Konopko 1998) W wyrobisku ścianowym w pokładzie prawie poziomym lub słabo nachylonym między stropem a spągiem - prostopadle do nich - zabudowywano czujniki teleskopowe, będące rodzajem siłowników hydraulicznych. Tłok siłownika był trwale umocowany (przykotwiony) do stropu, a cylinder - do spągu wyrobiska. Zawór siłownika zapewniał pewną podporność (siłę), na przykład kn, po przekroczeniu której ciecz spod tłoka była wyciskana do nieściśliwego przewodu (grubościennej rurki stalowej o małej średnicy wewnętrznej lub podobnego węża pancernego). Przewodem tym ciecz była przekazywana do stanowiska pomiarowego w chodniku. Rozmieszczenie szeregu takich czujników wzdłuż frontu ściany i kontynuowanie pomiarów aż do całkowitego zaniku przyrostu przemieszczeń stropu (zaciskania zrobów) przy dużym oddaleniu się frontu ściany, pozwala na określenie wartości osiadania stropu, a więc spełnia wymogi uzyskania pełnych danych do przestrzennego opisu osiadania stropu nad polem eksploatacji ścianowej. Jako czujniki pomiarowe wykorzystano odpowiednio adaptowane stojaki typu SHC-40. Stojaki typu SHC-40 w miejsce zaworu do rabowania miały wbudowane zawory ustawione tak, że zrzut emulsji następował przy ciśnieniu około 0,4 MPa. Z kostki zaworowej emulsja przez pancerny przewód ciśnieniowy była przelewana do identycznego stojaka typu SHC-40 umieszczonego w chodniku przyścianowym. 136

138 W takim przypadku przyrost wysuwu stojaka w chodniku był identyczny z przyrostem zsuwu stojaka zabudowanego w ścianie, a następnie zatopionego w podsadzce. Na każdym z poligonów budowano dwa lub trzy stojaki w odległości od chodnika m Uogólnione wyniki pomiarów Przeprowadzone badania i ich uogólnienie (rys. 9.9) pozwoliły na sformułowanie następujących uogólnionych stwierdzeń i wniosków: Osiadanie stropu nad polami eksploatacji ścianowej rozpoczyna się w odległości m przed frontem ściany. Wartość osiadania stropu nad pokładem stanowi 1-4% grubości eksploatacyjnej pokładu (grubości warstwy) w przypadku pokładu niepodebranego i zwiększa się, nawet dwukrotnie, przy wybieraniu pokładu podebranego i zależy od warunków jego podebrania (grubości i odległości pokładu podbierającego). Zaciskanie pokładu przy eksploatacji z podsadzką hydrauliczną przeważnie mieści się w granicach 1-2%, a przy eksploatacji z zawałem stropu 3-4% grubości eksploatacyjnej pokładu (warstwy). Zaciskanie pokładu w poszczególnych jego warstwach petrograficznych jest zróżnicowane; warstwy o mniejszej wytrzymałości są intensywniej zaciskane od warstw o większej zwięzłości. Konwergencja wyrobisk ścianowych prowadzonych z zawałem stropu - dla porównywalnych warunków - jest kilkakrotnie większa od wartości konwergencji wyrobisk w ścianach z podsadzką hydrauliczną. Punkt przegięcia krzywej osiadania stropu występuje w zrobach w odległości co najmniej kilkunastu metrów za linią frontu ściany; w tym miejscu wartość osiadania stropu osiąga 50% Wdmax, to jest osiadania powierzchni stropu i jest to wartość większa od wartości osiadania powierzchni terenu Wmax nad danym polem ścianowym, przy pełnym wykształceniu niecki osiadania terenu. Stabilizacja osiadania stropu zachodzi w odległości m za frontem ściany. Krzywa osiadania stropu nie jest symetryczna względem punktu przegięcia; największa krzywizna obserwowana jest w pobliżu frontu ściany; krzywizna nad zrobami jest znacznie mniejsza. Krzywa osiadania stropu nad polem eksploatacji zawałowej, odniesiona do kontaktu strefy osiadania ciągłego ze strefą zawału wysokiego, jakościowo jest porównywalna z przedstawioną na rysunku 9.9. Występują ilościowe różnice wynikające ze sposobu kierowania stropem. Jej przebieg, według Bilińskiego (1968), przedstawiono na rysunku

139 Rys Krzywa osiadania stropu nad polem eksploatacji pokładu węgla z podsadzką hydrauliczną (Konopko 1998, 2002) Rys Prawdopodobny przebieg ruchów górotworu i ciśnienia pionowego w polu pary ścian prowadzonych równocześnie z podsadzką hydrauliczną, wzdłuż przekroju A-A (Biliński 1968) 138

140 9.3. Destrukcja struktury podbieranego górotworu Metody pomiarów Metoda pomiarów bezpośrednich jest wykorzystywana do badania obwałów i zawałów stropu, opadów ociosów, a także była szeroko stosowana w pomiarach wysokości strefy zawału w ścianach prowadzonych z zawałem stropu. Jej istota polega na wykorzystaniu wszelkiego rodzaju przymiarów, w szczególności teleskopowych, pozwalających na ich wprowadzanie z wyrobisk dostępnych do wyrw, opadów stropu lub ociosu. Dokładność pomiaru zależy od możliwości sięgnięcia przymiarem do wizualnie określanej powierzchni nieopadniętego stropu (ociosu). Ogólnie dokładność pomiaru bezpośredniego można szacować na ± 5 cm. W praktyce pomiary bezpośrednie są prowadzone do odległości (wysokości opadów stropu) rzędu 4-6 m. Metoda introskopowa jest wykorzystywana do badania struktury i stanu spękań górotworu w otworach wiertniczych. Jej istota polega na wizualnej penetracji ścianek otworów wiertniczych za pomocą miniaturowej kamery (rozdz. 6, fot. 6.2). W praktyce jest możliwa introskopowa penetracja otworów wiertniczych o głębokości co najmniej 100 m. Metoda aerometryczna pozwala na jakościową ocenę szczelinowatości (spękań, rozwarstwień) górotworu. Jej istota polega na uszczelnieniu otworu wiertniczego w dwóch miejscach, oddalonych od siebie o pewną wartość l i wtłaczaniu, pod odpowiednim ciśnieniem, powietrza do tak wyizolowanego fragmentu otworu. Intensywność zmniejszania się ciśnienia w czasie stanowi miarę destrukcji struktury górotworu na jego badanym odcinku. Schemat urządzenia do pomiaru destrukcji struktury górotworu przedstawiono na rysunku Rys Schemat ideowy urządzenia aerometrycznego: 1- główny zbiornik ciśnieniowy, 2 - zbiornik dla układu uszczelnienia, 3 - sonda, 4 - zawór rozrządowy (Stopyra 1974) Powtarzając tak realizowane pomiary na poszczególnych odcinkach otworu, można określić stan spękań (szczelinowatości) górotworu w jego odległości do 30 m od wyrobiska górniczego (Stopyra 1974; Konopko 1998). Metoda reperów wgłębnych jest stosowana do pomiaru warstwowego przemieszczania się skał w stropie lub spodku wyrobiska. Jej istota polega na zastabilizowaniu w otworze głowic kotewek, do których są umocowane cięgna (linki stalowe) 139

141 wyprowadzone z otworu do wyrobiska (rys. 9.12). Przy zadaniu jednakowego naciągu cięgien, na przykład 5 kg, są dokonywane domiary do punktu zastabilizowanego przy wlocie otworu, na przykład do kołnierza rury obsadowej. Wykonywane w określonych przedziałach czasu pomiary długości cięgien wystających z otworu (poza rurę obsadową) pozwalaj ą na jednoznaczne określenie wartości przemieszczenia się badanych warstw skalnych względem punktu odniesienia (kołnierza rury obsadowej). W przypadku równoczesnego niwelowania tegoż punktu odniesienia można precyzyjnie określić bezwzględne wartości przemieszczenia się badanych warstw skalnych. Dokładność pomiarów standardowych, wykonywanych metodą reperów wgłębnych, określa się na ± 5 mm, a przy prowadzeniu pomiarów precyzyjnych, z wykorzystaniem rozwarstwieniomierzy (rys. 9.13) - z dokładnością ± 0,1 mm. Rys Metoda pomiaru przemieszczenia podbieranego górotworu: 1- rozwarstwieniomierz, 2 - poziom odniesienia, 3 - głowica kotwi (Konopko, Kostyk, Skórka 1976; Konopko 1998) 140

142 Rys Zasada pomiaru przemieszczenia skał wewnątrz górotworu (Konopko 1971) Destrukcja górotworu spowodowana eksploatacją złoża na małej głębokości (tzw. płytką eksploatacją) W Górnośląskim Zagłębiu Węglowym pokłady zalegające na małej głębokości, w szczególności płytko zalegające, eksploatowano od kilkuset lat. Pozostałe pustki po wybranym złożu stanowią istotne zagrożenie nieciągłymi deformacjami w postaci lejów, zapadlisk, względnie progów (rys. 9.14). Rys Formy deformacji nieciągłych: a - lej, b - zapadlisko, c - próg (Goszcz i in.1991) 141

143 Deformacje nieciągłe powierzchni terenu należą do zjawisk o szybkim przebiegu, najczęściej niesygnalizowanym, bez żadnych charakterystycznych oznak (Goszcz i in. 1991). Badający deformacje nieciągłe powierzchni stwierdzili, że zjawisk takich w obszarze GZW zanotowano ponad 1000 (Goszcz i in. 1991). W ostatnim okresie, w rejonach wybrania kilku pokładów, dało się zaobserwować nieciągłe liniowe deformacje powierzchni, nawet przy wybieraniu pokładów na głębokości rzędu 700 m w przypadku eksploatacji w pobliżu uskoku lub pozostawienia w pionie nad sobą kilku krawędzi eksploatacji (Strzałkowski, Piwowarczyk 2006). Oczywiście powstające przy tym progi są znacznie, a nawet kilkakrotnie mniejsze, jak przy wybieraniu pokładu podobnej grubości na małej głębokości. Przy czym, pod pojęciem małej głębokości rozumie się głębokość eksploatacji H < 100 m. Według (Goszcz i in. 1991) na badanych 417 nieciągłych deformacji powierzchni około 84% wszystkich przypadków wystąpiło do głębokości eksploatacji 60 m, przy czym liczba deformacji wyraźnie maleje, gdy eksploatację prowadzi się na większych głębokościach. Nie notowano deformacji powierzchni (zapadlisk) w przypadku eksploatacji prow^adzonej głębiej niż 100 m. Natomiast według innych Autorów (Kotyrba 2005) i światowych doświadczeń, możliwe jest występowanie deformacji nieciągłych, w tym zapadlisk w wyniku eksploatacji prowadzonej głębiej niż 100 m. Jako przyczyny powstawania deformacji nieciągłych nad pustkami po płytkiej eksploatacji wymienia się (Zakolski 1974; Goszcz i in. 1991; Goszcz 1996): zmianę warunków hydrologicznych, a zwłaszcza zwiększoną infiltrację wód z powierzchni, zmiany położenia zwierciadła wody w zatopionych płytkich wyrobiskach górniczych (Bukowski, Bukowska 2005), późniejszą eksploatację pokładów niżej leżących, a w rezultacie tego, reaktywację zrobów, zmniejszenie wytrzymałości skał w wyniku procesów reologicznych i wietrzenia, obciążenia górotworu drganiami powodowanymi ruchem drogowym, względnie działaniami budowlanymi. W przypadku eksploatacji złoża soli może zachodzić poszerzanie komór w rezultacie jego ługowania. Kortas (2003a, b) stwierdził, że w wyniku tego procesu do wód powierzchniowych wydostało się około 0,5 mln Mg soli (NaCl). Równocześnie wykazał, że zasięg wpływów konwergencji kawern był w przybliżeniu równy głębokości eksploatacji, ale przy ugięciach z ciągłymi deformacjami kategorii V zasięg wpływów zmniejszał się do połowy głębokości, a przy zapadliskach był jeszcze mniejszy. Inaczej mówiąc, im bardziej destrukcyjny wpływ płytkiej eksploatacji na powierzchnię, tym powierzchniowo mniejszy jest jej zasięg. Czas powstawania nieciągłych deformacji zależy od rodzaju wyrobisk, sposobów ich ochrony i rodzaju skał otaczających. Spośród udokumentowanych w pracy (Goszcz i in. 1991) 417 nieciągłych deformacji - aż 146 (35%) wystąpiło w okresie do 20 lat od wykonania wyrobisk (rys. 9.15). Pozostałe nieciągłe deformacje zachodziły w różnym przedziale czasu, nawet przekraczającym 100 lat. 142

144 < t Rys Powstawanie nieciągłych deformacji w GZW w funkcji czasu (Goszcz i in. 1991) Jak już zaznaczono, destrukcja górotworu pod wpływem płytkiej eksploatacji pokładów wybieranych systemami zabierkowymi, na ogół nie z podsadzką, obejmuje obszar zrobów powiększony liniowo o głębokość tej eksploatacji, a w przypadku powstawania deformacji nieciągłych - o obszar zrobów powiększony liniowo o połowę głębokości prowadzonej eksploatacji. W przypadku wyrobisk korytarzowych destrukcja jest ograniczona do postaci zapadlisk lub liniowo do postaci deformacji zapadliskowej o szerokości nie większej od 2-4 szerokości chodnika Destrukcja górotworu spowodowana eksploatacją prowadzoną na dużej głębokości Destrukcja górotworu wokół wyrobisk korytarzowych na ogół nie osiąga większych rozmiarów. Na skutek przemieszczania się skał do utrzymywanych wyrobisk, wartość tych przemieszczeń jest ograniczana oddziaływaniem obudowy. Zasięg spękań skał wokół takich wyrobisk na ogół nie przekracza kilku metrów, stopniowo powiększa się w czasie trwania (utrzymywania) wyrobiska (rys. 9.16, 9.17), aby ustabilizować się na ogół po 2-3 latach. 143

145 Rys Gęstość rozkładu otworów równoznacznych szczelinowatości (Stopyra 1974) m 7-6 co o b) C).2 Tg 4 -O tn _0 _0 3 T3 O a) UL 3 uszcie#ts sorxiy k, %» uszcssalha sondy 0,5 1,0 1,5 k, %,> uszc20ika sondy pólka węglowa 0,5 1,0 1,5 2,0 K,%* Rys Wyniki pomiarów szczelinowatości pułapów wyrobisk: a - wyrobisko świeżo wykonane, b - wyrobisko istniejące 15 lat, c - wyrobisko świeżo wykonane, w pułapie gruzowisko zawałowe 144

146 W przypadku wyrobisk wydrążonych w skałach monolitycznych, o dużej wytrzymałości i nierozmakalnych (na ogół dotyczy to piaskowców o lepiszczu zawierającym dużą ilość krzemionki) wyrobiska nawet bez obudowy są utrzymywane w dobrym stanie przez 100 lat i dłużej (w starych kopalniach można spotkać takie wyrobiska). W wyrobiskach wydrążonych w skałach mułowcowych lub iłowcowych nie utrzymywanych lub w obudowie drewnianej, która uległa zniszczeniu - następują opady skał z ociosów i stropu aż do samopodsadzenia się wyrobisk. Przy prowadzeniu robót korytarzowych przez zroby lub sieć uprzednio wykonanych chodników, czasami stwierdza się całkowite zaciśnięcie starych wyrobisk, a górotwór wypełniający je przybiera formę wtórnej calizny. Lokalizację kiedyś istniejących wyrobisk można określić na podstawie napotkanych pozostałości, np. fragmentów rurociągów bądź obudowy. Ogólnie można przyjąć, że destrukcja struktury górotworu wokół wyrobisk korytarzowych nieutrzymywanych nie przekracza w zasadzie dwu-, trzykrotnej wartości ich gabarytów pierwotnych (gabarytów wykonywanych wyrobisk). Destrukcja podbieranego górotworu nad polami ciągłej eksploatacji ścianowej sięga do powierzchni terenu, niezależnie od głębokości prowadzenia robót eksploatacyjnych. Intensywność destrukcji górotworu zmienia się w zależności od: odległości w pionie od wybieranego złoża, sposobu likwidacji przestrzeni wyeksploatowanej (zawał, podsadzka), grubości wybieranego złoża, powierzchni (do powierzchni granicznej) zrobów, głębokości eksploatacji. Już przy wybieraniu tzw. kostek przyszybowych z podsadzką hydrauliczną stwierdzono istotną różnicę w wartości osiadania skał stropowych w różnej odległości od wybieranego pokładu (rys. 9.18). Wartości tych różnic wielokrotnie przekraczają wartości sprężystego odkształcenia skał. Zatem w pewnych granicach odległości zachodzi ich destrukcja, w szczególności w postaci rozwarstwień. 145

147 Rys Przemieszczenie punktów w górotworze pod wpływem wybrania kostki przyszybowej w kopalni Halemba (Borecki i in. 1967) Ogólnie wyróżnia się (Konopko 1971): a. Ciągłe osiadanie stropu. Zjawisko takie zachodzi wówczas, gdy wielkość osiadania poszczególnych warstw skalnych ( 1 - n) jest jednakowa, tzn. gdy Z, = Z 2 = Z 3 =... = Zn (9.1) gdzie Z1, Z2, Z3 - wielkość osiadania warstwy nad wyrobiskiem w danym przedziale czasu. b. Rozwarstwienie stropu w całym przekroju górotworu. Zjawisko to zachodzi wtedy, gdy wielkość osiadania poszczególnych warstw maleje, ale nie zanika, w miarę oddalania się od eksploatowanego pokładu ku powierzchni. Znaczy to, że Z1 > Z2 > Z 3 >... > Zn (9.2) c. Częściowe rozwarstwienie stropu. Zjawisko takie występuje wtedy, gdy strop w pobliżu wyrobiska ulega rozwarstwieniu, w dalszych natomiast warstwach ugina się w sposób ciągły. Wówczas można napisać Z1 < Z2 < Z3 <...< Z+1... =... Zn (9.3) 146

148 d. Rozwarstwienie i zaciskanie powstałych szczelin. Zjawisko takie obserwuje się powszechnie w wyrobiskach ścianowych. Najczęściej strop bezpośredni jest już rozwarstwiony przed podparciem go obudową. W wyniku pracy obudowy w ograniczonej odległości w pionie od wyrobiska zachodzi zwieranie szczelin. W dalszej odległości następuje rozwarstwienie lub też ciągłe ugięcie stropu. Powtórne zwieranie szczelin obserwuje się także w dalszej odległości w poziomie od czoła ściany nad zawałem, gdy ten ulegnie ściśnięciu i może przejąć większe obciążenie ze strony stropu. Zjawisko to można zapisać z < z 2 <... < z > z * > z > z, = z, + 1 =... = z, (9.4) Z powyższego wynika, że jeżeli między dowolnie wybranymi w pionie dwoma punktami materialnymi w stropie wyrobiska w czasie jego osiadania odległość pozostaje stała, to znaczy, że zachodzi ciągłe osiadanie stropu. Jeżeli ta odległość zwiększa się, to zachodzi rozwarstwianie stropu. Jeżeli ta odległość zmniejsza się, obserwuje się zjawisko zwierania uprzednio powstałych szczelin (rozwarstwień). Stąd badanie rozwarstwienia stropu polega na pomiarze zmian odległości punktów materialnych w górotworze w czasie względem jednej płaszczyzny odniesienia, np. względem płaszczyzny odsłoniętego stropu w wyrobisku ścianowym. Suma rozwarstwień osiąga znaczną wartość. Dla przykładu, przy wybieraniu pokładu o grubości g z zawałem stropu pierwsza warstwa stropu opada na spąg pokładu (spodek ściany), zatem przemieszcza się o wartość g. Powierzchnia terenu natomiast obniża się o wartość - przeciętnie - 0,7g (Ochrona ). Zatem, aż 30% grubości wybieranego pokładu rozprasza się w górotworze w postaci rozwarstwień, spękań itp. nieciągłości. Obszerne badania stanu zruszenia stropu przy eksploatacji zawałowej wykazały (Biliński 1954; Lisowski 1958; Ropski, Znański 1965; Staroń 1975), że do wysokości około 2g warstwy stropu przechodzą w zawał chaotyczny, przy około 1,5g górotwór ulega silnym spękaniom, powstają przemieszczenia progowe skał, jednakże przemieszczające się poszczególne warstwy skalne w zasadzie zachowują poziome kontakty. Ogólnie, strop zawałowy można ocenić na około 3,0-3,5g. Warstwy skalne wyżej zalegające uginające się, opierają się na spiętrzonych skałach stropu zawałowego, ulegaj ą poprzecznym i podłużnym spękaniom, zachowują jednakże ciągłość warstwową (rys. 9.19). Destrukcja ich struktury stopniowo zmniejsza się w miarę oddalania się od płaszczyzny stropu eksploatowanego pokładu tak, że przy odległości w pionie rzędu 7g nie obserwuje się istotnego naruszenia struktury podbieranych pokładów; warunki ich późniejszego wybierania nie odbiegają od przeciętnych w GZW (Łojas, Konopko 1981). 147

149 Rys Strefy zawału w rejonie frontu ściany, według Ropskiego i Znańskiego (1965) Przy wybieraniu z podsadzką hydrauliczną nie występują strefy zawału pełnego i wysokiego. Niemniej jednak stwierdza się strefę rozwarstwień (rys. 9.20), która ulega zaciśnięciu w dalszej odległości za frontem ściany, po całkowitym oparciu się stropu na podsadzce i po wykorzystaniu jej ściśliwości w stopniu stosownym do głębokości eksploatacji i wynikającym stąd ciśnieniu w podsadzce. krzywe wyznaczone na podstawie pomiaru rozwarstwień Rys Schemat górotworu wokół ściany z podsadzką hydrauliczną, wyznaczoną na podstawie pomiaru rozwarstwień (Konopko, Kostyk, Skórka 1976) 148

150 Z cytowanych obszernych badań wynika, że stan naruszenia struktury górotworu zależy od grubości wybrania złoża, sposobu kierowania stropem (sposobu zagospodarowania zrobów) i odległości od stropu pokładu. Największe naruszenie obserwuje się przy eksploatacji z zawałem stropu. Podczas eksploatacji z podsadzką jest odpowiednio mniejsze. Zależy od rodzaju podsadzki i stopnia wypełnienia nią zrobów. W skrajnym przypadku, przy założeniu (teoretycznym), że odporność obudowy w wyrobisku ścianowym równa się Hg (co wykluczy konwergencję wyrobiska), a zroby są w 100% wypełniane podsadzką nieściśliwą - nie nastąpi naruszenie struktury górotworu. Są to dwa skrajne (brzegowe) przypadki, między którymi mieszczą się wpływy eksploatacji na górotwór i powierzchnię. Przy małej głębokości eksploatacji m wartość osiadania powierzchni zbliża się do grubości wybieranego złoża (wysokości wyrobisk). Parametr ap dla cienkiego nadkładu opisali zależnością (Halinowski, Rogusz) ( H V0,136 ap = 1,34 Vg J natomiast dla grubego nadkładu podali zależność (9.5) gdzie 0,7 < a < 1,0 ( H - c V,10 ap = 1,11 g (9.6) Przy znacznej głębokości eksploatacji parametr ap waha się zasadniczo między 0,65 < ap < 7,0. Z dostateczną dokładnością można więc przyjąć (Ochrona ) ap = ~ 0,7 (9.7) Różnica wartości osiadania górotworu na horyzoncie pokładu ad i na horyzoncie powierzchni terenu ap jest więc istotna, wynosi bowiem aż 30% grubości pokładu wybieranego z zawałem stropu. Jest trwałym, w rozumieniu okresu działalności górniczej, rozluzowaniem górotworu. Prawdopodobnie większość szczelin w górotworze z upływem czasu jest wypełniana wodą i transportowanym przez nią materiałem ilastym. Jak w pionowym profilu górotworu, dla ustabilizowanej niecki osiadania, zmienia się wartość przemieszczeń stropu i wynikająca stąd wartość rozluzowania górotworu nad polami eksploatacji ścianowej prowadzonej z zawałem stropu, dla górotworu karbońskiego, przedstawiono na rysunku

151 Rys Zależność parametru ad od odległości od spągu pokładu: g - grubość pokładu, h - odległość od stropu pokładu (Konopko 1998) Z rysunku wynika, że istotne naruszenie struktury górotworu przy eksploatacji zawałowej sięga do hn < 14g, powyżej przemieszczenie górotworu jest zbliżone do ciągłego (ad = ~ap = const.). Z przebiegu krzywej można wyróżnić następujące charakterystyczne strefy deformacji (przemieszczeń) górotworu (Konopko 1998a; 2002): dla 0 < h < 4g - strefa intensywnego rozluzowania górotworu, którą można utożsamiać ze strefą zawałową stropu, dla 4g < h < 14g - strefa stopniowo malejącego rozluzowania górotworu, skrępowanego przemieszczania się poszczególnych warstw skalnych, dla 14g < h < H - strefa ciągłego osiadania skał (warunek ten nie obejmuje stref uskokowych), przemieszczenie skał jest skrępowane, rozluzowanie - pomijalnie małe Ekwiwalentna wysokość wyrobisk ścianowych Podczas eksploatacji z podsadzką deformacje (naruszanie, zruszanie) górotworu są mniejsze niż podczas zawału, proporcjonalnie do parametrów ściśliwości podsadzki i stopnia wypełnienia nią zrobów. Jednakże w każdym przypadku przemieszczenia stropu wyrobiska są większe od wartości osiadania powierzchni terenu. Zakładając porównywalny profil górotworu, można sądzić, że naruszenie górotworu w pionie nad 150

152 zrobami podsadzkowymi będzie malało proporcjonalnie do skrępowania (ograniczenia) przemieszczeń stropu w rezultacie zastosowanej podsadzki (rys. 9.22), a więc będzie się mieściło między naruszeniem górotworu eksploatacją z zawałem stropu, a nieeksploatowanym złożem (lub uprzednio podaną eksploatacją nienaruszającą struktury górotworu). Różnica wartości osiadania górotworu będzie malała wraz z ograniczeniem osiadania stropu w rezultacie zastosowanej podsadzki. Rys Schemat do określania destrukcji górotworu w zależności od sposobu kierowania stropem (Konopko 2002) Przyjmując jako kryterium ekwiwalentności stopień naruszenia struktury górotworu - ekwiwalentną grubość eksploatacji można określić zależnością e adz - apz 0,3 a^ ar a a r (9.8) gdzie indeksy z i i określają parametry dla zawałowej i podsadzkowej eksploatacji. Przykład: Dla eksploatacji z zawałem stropu adz = 1,0, apz = 0,7 0,3 0,3 = 1,0 e 1,0 0,7 0,3 (9.9) Dla eksploatacji z podsadzką hydrauliczną - na przykład adi = 0,16, api = 0,10 e 0,3 0,3 = 5,0 (9.10) 0,16 0,10 0,06 151

153 Z podanych przykładów wynika, że ekwiwalentna dla destrukcji górotworu wysokość ścian z podsadzką - dla parametrów przyjętych w przykładzie - jest pięciokrotnie większa niż przy eksploatacji z zawałem stropu. Potwierdzeniem zasadności powyższego może być sześciowarstwowa eksploatacja z podsadzką hydrauliczną w kopalni Kazimierz-Juliusz, czy też czterowarstwowa eksploatacja w kopalni Mortimer-Porąbka. Spękania pułapu węglowego w kolejnych warstwach były coraz bardziej intensywne, niemniej nie wykluczały wybierania warstwy wielokrotnie podebranej. Nie stwierdzono też progowych przemieszczeń górotworu.

154 10. W pływ destrukcji górotworu spowodowanej eksploatacją na właściwości geom echaniczne skał karbońskich w GZW Konsekwencją szeroko rozumianej destrukcji górotworu powodowanej robotami górniczymi jest zmiana jego właściwości, w tym geomechanicznych. Stan zruszenia górotworu zależy przede wszystkim od odległości między pokładem podbieranym a podbierającym. Do pozostałych czynników należy: grubość pokładu podbierającego i zwięzłość skał, które otaczaj ą pokład podbierany. Wykazano, że największy wpływ na pokład podbierany ma pierwsze podbieranie (około 80% wpływów). Zmiany właściwości skał, które zachodzą w wyniku podebrania pokładu, można ustalić metodą porównawczą, polegającą na wykorzystaniu danych z badań rdzeni wiertniczych pobranych z poszczególnych warstw stropowych przed i po przejściu eksploatacji. Badania wytrzymałości skał mogą być uzupełnione badaniami przeprowadzonymi in situ, do których zalicza się między innymi badania penetrometryczne, odbojnościowe, pomiary geodezyjne i sejsmiczne (Łojas i inni 1975a, b; Konopko i inni 1980). Wyniki badań wykonanych niektórymi spośród wymienionych metod przedstawiono w tablicach Tablica Zmiany wytrzymałości na ściskanie skał w wyniku podebrania pokładu. Badania węgla in situ młotkiem odbojnym w pokładzie 358 (kopalnia XXX-Lecia PRL ; wskaźnik podebrania 13,3) Wytrzymałość na ściskanie przed przejściem frontu eksploatacyjnego, MPa Wytrzymałość na ściskanie po przejściu frontu eksploatacyjnego, MPa 15,0-57,5 15,0-35,0 Średnio 37,6 średnio 26,1 Zmiany wartości wytrzymałości na ściskanie zmniejszenie o 30,6% Tablica Zmiany wytrzymałości na ściskanie skał w wyniku podebrania pokładu. Badania laboratoryjne skał w otworach wiertniczych wywierconych z pokładu 358 (kopalnia XXX-Lecia PRL ; wskaźnik podebrania 13,3) Skała W ytrzymałość na ściskanie przed przejściem frontu eksploatacyjnego, MPa W ytrzymałość na ściskanie po przejściu frontu eksploatacyjnego MPa Zmiany wartości wytrzymałości na ściskanie Iłowiec 67,1 46,0 zmniejszenie o 31% Piaskowiec drobnoziarnisty 83,3 64,7 zmniejszenie o 22% Tablica Zmiany wytrzymałości na ściskanie skał w wyniku podebrania pokładu. Zmiany wytrzymałości na ściskanie skał płonnych w zależności od położenia miejsca badań od frontu ściany (kopalnia Borynia, otwór do stropu pokładu 406/3) Położenie miejsca obserwacji względem frontu ściany Wytrzymałość na ściskanie Rc Do odległości 60 m za frontem ściany Rc skał płonnych nieznacznie zmienia się Do odległości ok. 350 m za frontem ściany Rc skał płonnych zmniejsza się o 50% 153

155 Tablica Zmiany wytrzymałości na ściskanie skał w wyniku podebrania pokładu. Badania laboratoryjne skał w otworach wiertniczych w kopalni Borynia, podebranie pokładu 360/1; wskaźnik podebrania 5,8 Skała Wytrzymałość na ściskanie przed przejściem frontu eksploatacyjnego MPa W ytrzymałość na ściskanie po przejściu frontu eksploatacyjnego MPa Zmiany wartości wytrzymałości na ściskanie Iłowiec 38,6-69,1 41,2-51,6 zmniejszenie o 15% Średnia 53,7 45,8 - Tablica Zmiany wytrzymałości na ściskanie skał w wyniku podebrania pokładu. Badania laboratoryjne skał w otworach wiertniczych w chodniku nadścianowym 7 wydrążonym w stropie pokładu 502 i w spągu w kopalni Śląsk ; wskaźnik podbierania 4,5 lub większy Skała Iłowiec zapiaszczony i mułowiec Wytrzymałość na ściskanie przed przejściem frontu eksploatacyjnego, MPa W ytrzymałość na ściskanie po przejściu frontu eksploatacyjnego, MPa Zmiany wartości wytrzymałości na ściskanie 45,0 39,3 zmniejszenie o 12,7% Tablica Zmiany wytrzymałości na ściskanie skał w wyniku podebrania pokładu. Badania penetrometryczne skał w otworach wiertniczych wywierconych w stropie pokładu 502 w kopalni Śląsk Skała Wytrzymałość na ściskanie przed przejściem frontu eksploatacyjnego MPa Wytrzymałość na ściskanie po przejściu frontu eksploatacyjnego MPa Zmiany wartości wytrzymałości na ściskanie Węgiel 19,2 15,8 zmniejszenie o 17,7% Iłowiec 36,6 33,1; 34,8 zmniejszenie o 9,6-4,9% Piaskowiec 82,0 77,5; 78,6 zmniejszenie o 4,1-5,5% Tablica Zmiany wytrzymałości na ściskanie skał w wyniku nadebrania - kopalnia XXX-Lecia PRL ; pokład 358 Skała Zmiany wartości wytrzymałości na ściskanie Węgiel zmniejszenie o 51,7% Mułowiec zmniejszenie o 77,7% Z tablic wynika, że wytrzymałość skał w górotworze nienaruszonym eksploatacją górniczą i w obszarach po przejściu frontu eksploatacyjnego wyraźnie różniła się. Przyczyną zróżnicowania wytrzymałości tego samego rodzaju skały była stosowana różna metodyka badawcza - badania laboratoryjne próbek rdzeniowych i badania in situ. Łojas i Konopko (1981), na podstawie przeprowadzonych badań i weryfikacji już istniejących, wykazali zmniejszenie wytrzymałości na ściskanie po przejściu frontu eksploatacyjnego stwierdzając, że skały słabsze ulegają większym uszkodzeniom niż skały mocne. Skały silnie naruszone robotami górniczymi wykazywały zmniejszenie parametrów wytrzymałościowych w odniesieniu do skał w górotworze nienaruszonym. Stwierdzone ilościowe zmniejszenie wytrzymałości skał podebranych nieco różniło się w zależności od stosowanych metod badawczych. Średnio można przyjąć, że przy wskaźniku podebrania 5 < M < 10 wytrzymałość na ściskanie węgla zmniejsza się o 20-10%, na rozciąganie o 18-10%, odpowiednio iłowca o 15-5% i 12-5%, a piaskowca o 8-4% i 8-5%. Szczelinowatość skał podebranych, przy wskaźniku podebrania 5 < M < 10, zwiększa się o 60-20% dla iłowców i 30-10% dla piaskowców 154

156 (Łojas, Konopko 1981). Skały słabsze ulegają więc większym uszkodzeniom niż skały mocne. Ma to istotne znaczenie dla warunków drążenia i utrzymywania wyrobisk zlokalizowanych bezpośrednio w tej strefie górotworu. Wielkość tych zmian dla wskaźnika podebrania z przedziału wartości 5-10 przedstawiono na rysunku piaskowiec iłowiec węgiel Przedział zmian wytrzymałości na ściskanie, % Rys Zmniejszenie wytrzymałości na ściskanie w wyniku podebrania pokładu Wyniki analiz przyjęto do oceny zmian skłonności górotworu do tąpań pod wpływem dokonanej eksploatacji. Przy wielowarstwowej eksploatacji z zawałem stropu wyrobiska chodnikowe często są zlokalizowane bezpośrednio pod gruzowiskiem zawałowym. Przy dostatecznym sprasowaniu takiego gruzowiska pod wpływem ciśnienia górotworu w przypadku dużych powierzchni zrobów i na ogół upływu kilku lat od dokonanej eksploatacji w danym miejscu - wyrobiska chodnikowe są utrzymywane w dobrym stanie, pomimo zniszczonej struktury skał, właściwej dla gruzowiska zawałowego. Istotne zagrożenie opadem skał występuje w przodku przy drążeniu wyrobisk pod gruzowiskiem zawałowym bądź też w przypadkach uszkodzenia obudowy w rezultacie wybicia odrzwi, na przykład wykolejonym pociągiem. 155

157 11. Ocena skłonności do tąpań górotworu naruszonego eksploatacją górniczą Wyrobiska chodnikowe wykonane w skałach o cechach plastycznych, na przykład iłowcach, są zagrożone opadem skał w przodkach i są intensywnie zaciskane z upływem czasu. Wyrobiska eksploatacyjne w warstwach pod gruzowiskiem zawałowym są zagrożone odpadem skał. Stąd w celu uniknięcia tego zagrożenia często w pułapie tych wyrobisk jest pozostawiana półka węglowa grubości najczęściej 0,5-0,8 m. Bezwzględnie większe zagrożenie tąpaniami występuje w wyrobiskach zlokalizowanych w pokładach węgla o dużej zwięzłości (Rc > 16 MPa) niż zlokalizowanych pod gruzowiskiem zawałowym bądź w pokładach węgla słabo zwięzłego (Rc < 16 MPa), a zwłaszcza węgla mało zwięzłego (Rc < 8 MPa). Duża ściśliwość gruzowiska zawałowego bądź węgla mało zwięzłego i/lub skał podebranych powoduje intensywne tłumienie energii sejsmicznej transmitowanej z hipocentrum wstrząsu zlokalizowanego w warstwach wstrząsogennych do wyrobiska górniczego. Tłumienie to w znacznie mniejszym stopniu występuje w skałach zwięzłych, monolitycznych, niespękanych. Stąd też dla jednakowych skutków tąpnięć hipocentrum wstrząsu może być zlokalizowane w mniejszej odległości dla wyrobisk zlokalizowanych w skałach słabych niż w skałach monolitycznych, gdzie tłumienie wyzwolonej energii wstrząsu jest znacznie mniejsze. Deformacje całego podbieranego górotworu powodują jego osłabienie w skali makro, co nie musi bezpośrednio powodować zmniejszenia parametrów wytrzymałościowych skał określanych na małych próbkach. Powyższe czyni, że znane metody klasyfikacji górotworu nie są w pełni adekwatne w badaniach tąpań. W klasyfikacji górotworu muszą być uwzględniane znaczne jego objętości, praktycznie całokształt stropu górotworu zwięzłego, co uwzględniają wskaźniki skłonności do tąpań WTG(całokształt właściwości geomechanicznych pakietu skał otaczających i węgla) i WEk (energia kinetyczna górotworu, struktura górotworu i stan powierzchni nieciągłości, przy założeniu, że wytrzymałość górotworu zależy od właściwości bloków skalnych i ich możliwości przemieszczania się w różnych warunkach naprężenia i deformacji, a ruch bloków jest skrępowany geometrią oraz chropowatością stykających się powierzchni) (Bukowska 2005d). W klasyfikacji takiej powinny być uwzględniane również inne właściwości górotworu - zaburzenia geologiczne ciągłe i nieciągłe, jak też zmiany spowodowane dokonaną eksploatacją - zrobami, resztkami pokładów, krawędziami, wykonanymi wyrobiskami w pokładzie itp. - działaniami, ogólnie nazywanymi zaszłościami eksploatacyjnymi. W ocenie stanu zagrożenia tąpaniami należy uwzględniać rzeczywiste właściwości górotworu w danym miejscu i czasie. 156

158 11.1. Zmiana oceny skłonności górotworu do tąpań w wytypowanych poligonach badawczych pod wpływem dokonanej eksploatacji górniczej Do prognozowania zmian skłonności górotworu karbońskiego do tąpań zastosowano wyniki badań, które posłużyły do określenia zmian wytrzymałości na ściskanie przedstawione w publikacji Łojasa i Konopki (1981), zgodnie z którymi wykonano obliczenia wytrzymałości dla maksymalnej i minimalnej ich wartości. Do oszacowania wartości wytrzymałości na ściskanie przyjęto zmniejszenie wytrzymałości wynoszące: 10-20% dla węgli, 5-15% dla iłowców, 4-8% dla piaskowców i mułowców. Do oceny skłonności górotworu do tąpań zastosowano wskaźnik WTG(Bukowska 2005d), który wyznaczono, wykorzystując empiryczne równania zależności modułu Younga i modułu pokrytycznego od wytrzymałości na jednoosiowe ściskanie, wyrażone wzorami (7.1 i 7.2) opracowanymi dla głównych typów skał karbońskich. W celu przeprowadzenia symulacji zmian wartości wskaźnika skłonności górotworu do tąpań WTGwytypowano poligony badawcze, dla których udział głównych typów skał karbonu górnego przedstawiono w formie diagramów kołowych (rys i 11.2), i w których górotwór został oceniony jako skłonny do tąpań (1 < WTG< 2). Wyniki tych obliczeń przedstawiono w tablicach 11.1 i Rys Procentowy udział skał w profilu pionowym w otoczeniu pokładu kopalnia Wesoła 157

159 Rys Procentowy udział skał w profilu pionowych w otoczeniu pokładu ZG Bytom III Skała Wytrzymałość Rclab MPa Tablica Zmiany wartości parametrów geomechanicznych skał w wytypowanych poligonach badawczych Prognozowana wartość Rcmin MPa Prognozowana wartość Rcmax MPa Prognozowana wartość Emin MPa Prognozowana wartość Emax MPa Prognozowana wartość Mmin MPa Prognozowana wartość Mmax MPa Otoczenie pokładu 501 w kopalni Wesoła Piaskowce 55,3 50,9 53, Mułowce 66,3 61,0 63, Iłowce 38,0 32,3 36, Węgiel ,4 14,3 18, Węgiel ,0 21,6 24, Otoczenie pokładu 503 w ZG Bytom III Piaskowce 57,2 52,6 54, Mułowce 57,0 52,4 54, Iłowce 54,9 46,7 52, Węgiel ,5 13,2 14, Węgiel ,7 13,4 15, Tablica Zmiany wartości wskaźnika skłonności górotworu do tąpań W tg w zależności od zmian wartości parametrów geomechanicznych skał wskutek podbierania sąsiedniego pokładu Kopalnia Kopalnia Wesoła 100 m powyżej pokładu 501 i 30 m poniżej** ZG Bytom III 100 m powyżej pokładu 501 i 30 m poniżej*) Wtg Prognozowana wartość Emax (130 m) MPa Prognozowana wartość Emin (130 m) MPa Prognozowana wartość Wtg max Prognozowana wartość Wtg min 1, ,47 1,28 1, ,68 0,61 Objaśnienia: * wystąpiło co najmniej jedno tąpnięcie. Komentarz układ skały otaczające - pokład 501 nadal skłonny do tąpań układ skały otaczające - pokład 503 nieskłonny do tąpań 158

160 11.2. Tg p ja k o miara stanu górotworu (Konopko, Bukowska 2007) Właściwości skał badane są in situ lub (przeważnie) laboratoryjnie. W badaniach terenowych określa się wszelkiego rodzaju zaburzenia geologiczne - uskoki, fleksury, zaburzenia ciągłe. Profil górotworu jest ustalany na podstawie rdzeni uzyskanych z otworów wiertniczych powierzchniowych i uściślany na podstawie wierceń dołowych, otworami wiertniczymi o mniejszej długości. Badania mechanicznych właściwości skał mogą być prowadzone in situ penetrometrem otworowym lub w laboratorium na próbkach wycinanych z rdzeni. Rdzenie z otworów wiertniczych służą też do oceny jakości górotworu (RQD) (Kidybiński 1982). Na jakość uzyskanego rdzenia istotny wpływ ma technologia robót wiertniczych i jakość sprzętu wiertniczego. Właściwości mechaniczne skał ustalone laboratoryjnie (a również penetrometrycznie) są właściwe dla danej próbki skalnej (miejsca w pobocznicy otworu wiertniczego). Z reguły próbki skał są pobierane z odcinków rdzeni o niezniszczonej strukturze. Dotychczas jednoznacznie nie rozwiązano problemu skali (rys. 11.3). Rys Wpływ czynnika skali na właściwości fizyko-mechaniczne skał (Cunha 1990) Stąd też zbadane parametry wytrzymałościowo-deformacyjne skał powinny być wymiarowane na podstawie odpowiednich badań poligonowych, aby wyniki obliczeń z ich wykorzystaniem były w zadowalającym przybliżeniu zgodne z wynikami obserwacji dołowych. Można też zastosować metodę odwrotną - sprawdzony parametr, określający odpowiedni stan górotworu, opisać przy wykorzystaniu określonych laboratoryjnie bądź in situ parametrów mechanicznych skał. 159

161 Możliwy do wykorzystania jest także kąt zasięgu wpływów głównych b w teorii Budryka-Knothego określany dla poszczególnych rejonów eksploatacji w powiązaniu ze średnią wytrzymałością skał w górotworze tg P = W (11.1) gdzie Rcśr - średnia wytrzymałość skał górotworu w rozpatrywanym rejonie. Kąt ten pozwala na ocenę skłonności górotworu do tąpań na podstawie profilu górotworu, parametrów wytrzymałościowych budujących go skał i wyników obserwacji sejsmiczności generowanej robotami górniczymi. Obszerne i wnikliwe badania nad zmiennością zasięgu wpływów głównych w górotworze prowadził Kowalski (1985, 2007). Parametr charakteryzujący te wpływy (tg P) wykazuje istotną zmienność w zależności od zwięzłości górotworu i stopnia jego naruszenia robotami eksploatacyjnymi w przypadku wybierania złóż wielopokładowych, jakim jest złoże węgla kamiennego GZW. Syntetycznie wyniki badań Autora zestawiono w tablicy Tablica Zależności wartości tg L(z, h) od stanu górotworu z przedziałami głębokości stosowania i średnich błędów wyznaczania (Kowalski 1985) Grupa danych Wartości stałych i średnie błędy ich określenia ( H Y i z V m ± m j n ± mm t> ' l H, J l H J mo tg Pfe h) Górotwór mało i średnio zwięzły 0,51 ± 0,13 0,66 ± 0,07 i?( H '.ii ro C^L TJ 1 CO ST ^ VI co N ^ VI 274,3 l ) 230 m i 135 r o IA 5 A l Łc z < 7 n J1 1 y m 33 0,17 n T9 / \ 0,52 ± 0,21 ( Górotwór zwięzły 0,17 ± 0,07 0,48 ± 0,04 tg L(z, h) - H ' 1,61 274,3 l J ( H ) dla 27 < z < 245 m i 225 rn < H < 805 m ± 0,20 Górotwór zwięzły naruszony wcześniejszą eksploatacją z regionu niecki bytomskiej ( 0,19 ± 0,05 0,55 ± 0,04 tg L(z, h) - H ' 1,61 274,3 l J 0,19 n ac / \ 0,45 ( H ) dla 65 < z < 245 m i 400 rn < H < 865 m ± 0,12 Uwzględniając średnią głębokość eksploatacji około 700 m (Kicki, Sobczyk 2006; Raport ) - na podstawie wzorów podanych w tablicy 11.3 oraz zakładając jednorodność właściwości górotworu (zwięzłego - zwięzłego podebranego - mało i średnio zwięzłego) można wykazać, że parametr zasięgu wpływów głównych w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym mieści się w granicach 2,60 > tg P > 1,89 (11.2) Kąt zasięgu wpływów głównych zmienia się w przedziale wartości 69 > P > 62 wraz z konsekwencjami zmiany stanu naprężenia i odkształcenia w górotworze. 160

162 W obszarach górniczych kopalń LGOM, gdzie średnia głębokość robót górniczych jest porównywalna z taką w GZW, wartość parametru zasięgu wpływów głównych zmienia się w przedziale (Popiołek, Marcak, Krawczyk 2006) 1,7 > tg p > 1,4 (11.3) Złoże to jest jednopokładowe, a więc podana wartość tg p jest właściwa dla górotworu zwięzłego, przy czym buduj ące je skały charakteryzuj ą się znacznie większą wytrzymałością od skał w GZW. Stąd też tę wartość tg p można uważać za właściwą dla górnej granicy zwięzłości górotworu, a więc za górną wartość brzegową dla warunków GZW. Pozostaje problem określenia dolnej wartości brzegowej zwięzłości skał w GZW. Zgodnie z obserwacjami i wynikami badań - można przyjąć stan naruszenia stropu w GZW przy eksploatacji zawałowej (Ropski, Zdański 1981). Strefę zawału pełnego, zwanego też strefą zawału chaotycznego, tworzy gruzowisko zawałowe, w którym poszczególne bryły skalne nie tylko oderwały się od masywu, ale również uległy, w różnym stopniu obrotowi. W strefie zawału wysokiego następuje silne spękanie poprzeczne poszczególnych warstw skalnych oraz ich podłużne rozwarstwienie, jednakże z zachowaniem geometrycznego układu warstw. Destrukcja skał maleje wraz ze zwiększeniem odległości w pionie (w stropie) od eksploatowanego pokładu. Stąd też dolną granicę zwięzłości górotworu (fragmentu górotworu) można uznać za właściwą dla gruzowiska zawałowego. Wartość tg b dla górotworu utworzonego z gruzowiska zawałowego można określić na podstawie wartości kąta tarcia wewnętrznego. Zgodnie z ustaleniami Kidybińskiego (1982), dla typowych skał karbonu górnośląskiego kąt tarcia wewnętrznego jest następujący (tabl. 11.4). Tablica Kąt tarcia wewnętrznego skał karbońskich GZW (Kidybiński 1982) Rodzaj skały Kąt tarcia wewnętrznego, stopnie Piaskowce gruboziarniste Piaskowce średnioziarniste Łupki piaszczyste, mułowce Łupki ilaste, iłowce Węgle kamienne Średnią wartość kąta tarcia wewnętrznego skał górotworu karbońskiego można przyjąć Y = 28. Stąd kąt p, który można utożsamić z kątem zasięgu wpływów głównych, wyniesie Y p = 90 - = = 76 (11.4) Zatem, dla takiego górotworu tg b = 4,01 z tym, że dla gruzowiska zawałowego utworzonego z piaskowców tg b = 3,44, a dla utworzonego z mułowców i iłowców tg b = 4,51. Oczywiście wartość tg b będzie się stopniowo zmieniała w miarę oddalania się od zrobów pokładu do wartości właściwych dla górotworu silnie naruszonego, mało zwięzłego, a ostatecznie do wartości kąta b właściwego dla rozpatrywanej partii złoża. 161

163 Tej wartości parametru zasięgu wpływów głównych nie wyklucza Knothe (1984) pisząc, że w warunkach GZW wartość zasięgu wpływów głównych waha się na ogół w granicach tg fi = 1,5-2,5, a w rzadkich przypadkach tg fi > 3,0. Zatem, uwzględniając wartości skrajne (graniczne), wartość parametru wpływów głównych zmienia się w przedziale (rys. 11.4) 4,51 > tg p > 1,40 (11.5) Kąt, p Rys Zależność wartości tg p od kąta zasięgu wpływów głównych p Zwięzłość górotworu a zagrożenie tąpaniam i Praktyka górnicza nie pozostawia wątpliwości, że zagrożenie tąpaniami występuje wyłącznie w wyrobiskach zlokalizowanych w górotworze zwięzłym, o dużych wartościach parametrów wytrzymałościowych. Zwięzłe węgle kamienne (^c > 16 MPa) charakteryzują się zdolnością do tąpnięć w pewnych warunkach stanu naprężenia. Nie oznacza to, że węgle o mniejszych parametrach wytrzymałościowych (^c < 16 MPa) są pozbawione tych cech. Jednakże zjawisko tąpania (Szuścik, Zastawny 1980; Zastawny 1993) może w nich wystąpić przy znacznie większym stanie naprężenia. Zagrożenie tąpaniami wyrobisk górniczych w górotworze skłonnym do tąpań może być zróżnicowane również w zależności od naturalnej skłonności do tąpań określonej warstwy skalnej (pokładu), w której lub w pobliżu której, jest zlokalizowane wyrobisko. Skłonność do tąpań skał płonnych pozostaje nadal dyskusyjna. Zjawiska tąpania próbek skalnych dotychczas nie udało się potwierdzić w warunkach laboratoryjnych. Tąpnięcia w kopalniach rud miedzi z dużym prawdopodobieństwem można tłumaczyć jako rezultat pęknięcia grubych wysoko wytrzymałych warstw wstrząsogennych (dolomitów i/lub anhydrytów), zalegających powyżej złoża i ich udaru w wysoko wytrzymałe skały na poziomie wyrobisk górniczych. Wskazuje na to niewystępowanie tąpnięć w przypadku pozbawienia skał cech sprężystych przez doprowadzenie ich (w ociosach wyrobisk bądź też w całych filarach technologicznych) do 162

164 stanu o zniszczonej strukturze (stanu pokrytycznego). Nawet po bardzo silnym wstrząsie najczęściej obserwuje się obsypanie skał z ociosów bez charakterystycznego dla tąpnięć dynamicznego przemieszczenia ( wyrzutu ) skał ze ścianek wyrobisk. Doświadczenia i obserwacje stanu zagrożenia tąpaniami wyrobisk górniczych wykazały, że warstwy wstrząsogenne, zalegające w odległości nawet kilkuset metrów nad eksploatowanym pokładem, w rezultacie ich podbierania ulegają pękaniu i emitują wysokoenergetyczne wstrząsy (rzędu J). W ich rezultacie występują uszkodzenia obiektów powierzchniowych, a czasami również tąpnięcia w wyrobiskach górniczych. Zatem, w celu pełnego rozeznania przyczyn występowania dynamicznych zagrożeń wyrobisk górniczych i obiektów powierzchniowych, konieczne staje się określenie pewnych cech górotworu, jego predyspozycji do dynamicznych przejawów na podstawie właściwości całego profilu górotworu - od horyzontu wyrobisk do powierzchni terenu. W profilu karbonu górnośląskiego występują piaskowce, iłowce i mułowce (oczywiście i pokłady węgla) - skały zwięzłe, których parametry wytrzymałościowo- -deformacyjne różnią się w istotnym zakresie w przypadku poszczególnych rodzajów skał i warstw: libiąskich, łaziskich, orzeskich, rudzkich, siodłowych, porębskich, jaklowieckich i gruszowskich. Wytrzymałość na jednoosiowe ściskanie tych skał, na podstawie bazy danych prowadzonej w GIG, podano w tablicy 4.8 (rozdz. 4). Wartości wytrzymałości skał pozwalają na oszacowanie średniej ważonej Rc poszczególnych rodzajów skał i warstw z zależności rt = S KMi (11.6) z h gdzie: hi - grubość i-tych rodzajów skał zalegających w i-tej warstwie, Rci - średnia wytrzymałość na jednoosiowe ściskanie skał i-tego rodzaju w i-tej warstwie, h - współczynnik zmniejszenia wytrzymałości skał na skutek zaburzeń geologicznych lub zaszłości eksploatacyjnych, o wartościach: - 1,00 - warstwy niepodebrane, - 0,95-0,90 - warstwy jednokrotnie podebrane, - 0,90-0,85 - warstwy dwukrotnie podebrane, - 0,85-0,75 - warstwy trzykrotnie lub więcej razy podebrane. Złożoność budowy górotworu i duża zmienność zwięzłości skał budujących Górnośląskie Zagłębie Węglowe wymaga niezależnej ich analizy na podstawie możliwie dokładnych profili litologicznych górotworu i szerokich badań parametrów wytrzymałościowych budujących je skał. Stąd też profile górotworu warstw karbonu produktywnego ustalono na podstawie profilów szybów, które w możliwie szerokim zakresie przecinały dane warstwy. Warstwy libiąskie udokumentowano na podstawie profilu szybu Janina VI kopalni Janina. W profilu tego szybu warstwy libiąskie są przykryte utworami nadkła 163

165 du grubości 22,0 m (rumoszu skalnego, iłowców i węgla). Miąższość warstw libiąskich udostępnionych szybem Janina VI wynosi około 591 m. Reprezentowane są one głównie przez piaskowce, iłowce i węgle. Pokłady węgla występują w znacznych wzajemnych odległościach, rzędu kilkudziesięciu metrów. W ich stropie i spągu występują iłowce, przeważnie nieznacznej grubości, porównywalnej z grubością pokładów. Całkowicie brak jest mułowców - skał typowych dla innych ogniw stratygraficznych budujących GZW. W profilu szybu Janina poszczególne rodzaje skał warstw libiąskich mają łączną grubość: piaskowce - 548,4 m, iłowce - 23,4 m, węgiel - 19,2 m. Warstwy łaziskie udokumentowano na podstawie profilu szybu 3 kopalni Ziemowit. Szyb ten jest zgłębiony do 709,6 m. Utwory czwartorzędu (piaski, gliny, iły) mają grubość 22,8 m. Zalegają bezpośrednio na warstwach łaziskich o łącznej miąższości 527,2 m. Poniżej występują warstwy orzeskie o grubości 151,3 m. Pokłady węgla występują w znacznych wzajemnych odległościach, nierzadko przekraczaj ą- cych 100 m. W profilu szybu występują następuj ące utwory w warstwach łaziskich: piaskowce - 465,4 m, iłowce - 46,9 m, węgiel - 14,9 m. Warstwy orzeskie udokumentowano na podstawie profilu szybu Piotr kopalni Wesoła, zgłębiony do 900 m. Utwory czwartorzędu i miocenu o łącznej miąższości 58,6 m (piaski, gliny, iły) zalegają zgodnie na utworach warstw orzeskich grubości 560,7 m, poniżej których występują utwory warstw rudzkich. Budują je wszystkie podstawowe skały karbonu produktywnego - piaskowce, mułowce, iłowce i węgle. Cechą charakterystyczną tych warstw jest przewaga skał ilastych oraz występowanie licznych cienkich warstewek węgla przedzielających skały płonne. Pokłady węgla o znaczeniu przemysłowym (cienkie i średniej grubości) występują we wzajemnych odległościach od kilkunastu do kilkudziesięciu metrów. W profilu szybu Piotr w warstwach orzeskich występują: piaskowce - 154,9 m, mułowce - 228,7 m, iłowce - 163,2 m, węgle m. Warstwy rudzkie i siodłowe udokumentowano w oparciu o profil górotworu w szybie Budryk kopalni Bobrek-Centrum Ruch Centrum. Warstwy rudzkie w profilu tego szybu występują od głębokości 191,6 do 755,1 m. W górnej części profilu utworów warstw rudzkich przeważają iłowce, w dolnej - piaskowce. Występuje w nich szereg pokładów średniej grubości i grubych, a także cienkie wkładki węglowe, zwłaszcza pośród skał ilastych. 164

166 Warstwy siodłowe w profilu górotworu szybu Budryk zalegają bezpośrednio pod warstwami rudzkimi, od głębokości 755,1 do 901,8 m. Tworzą je skały o znacznej zwięzłości, z przewagą mułowców i piaskowców. Pokłady węgla warstw siodłowych są znacznej grubości, w tym pokład 510 osiąga grubość około 10 m. W profilu szybu Budryk występują kolejno: Piętra pokrywowe - czwartorzęd - 21,4 m, - wapień muszlowy - 13,7 m, - dolomity kruszconośne - 46,1 m, - wapień muszlowy (warstwy gogolińskie) - 52,0 m, - górny pstry piaskowiec (ret) - 58,4 m. Warstwy rudzkie - piaskowce - 151,4 m, - mułowce - 41,7 m, - iłowce - 316,0 m, - węgle - 54,2 m. Warstwy siodłowe - piaskowce - 51,1 m, - mułowce - 10,6 m, - iłowce - 56,9 m, - węgle - 28,2 m. Warstwy porębskie udokumentowano na podstawie profilu górotworu odsłoniętego szybem Leon IV kopalni Rydułtowy-Anna, Ruch Rydułtowy. Zalegają one pod nadkładem grubości 21,3 m. Łączna grubość warstw porębskich w profilu tego szybu wynosi 1033,1 m. Występuje w nich wiele pokładów cienkich, a co najwyżej średniej grubości, a także liczne cienkie warstewki węgla niemaj ące znaczenia przemysłowego. W profilu warstw porębskich występuj ą: - piaskowce - 378,9 m, - mułowce - 190,7 m, - iłowce - 439,3 m, - węgle - 24,2 m. Warstwy jaklowieckie i gruszowskie udokumentowano na podstawie profilu szybu Chrobry II kopalni Rydułtowy-Anna, Ruch Anna. Łączna grubość warstw jaklowieckich wynosi 512,1 m. Zalegają one od rzędnej -65,7 m do rzędnej -577,8 m. Występuj ą w nich cienkie i średniej grubości pokłady węgla oraz przerosty węglowe. Te ostatnie nie mają znaczenia przemysłowego. Poniżej warstw jaklowieckich, od rzędnej -576,6 m do rzędnej -800,2 m, występują warstwy gruszowskie, udokumentowane aż do rząpia szybu. Występują w nich cienkie i średniej grubości pokłady węgla, jak również przerosty węglowe. W profilu szybu Chrobry II występuj ą: 165

167 W arstwy j aklowieckie - piaskowce -189,1 m, - mułowce - 264,5 m, - iłowce - 41,4 m, - węgle - 17,1 m. Warstwy gruszowskie - piaskowce - 60,5 m, - mułowce - 85,4 m, - iłowce - 68,5 m, - węgle - 6,8 m. Uwzględniając litologię warstw skalnych i średnie parametry wytrzymałościowe poszczególnych rodzajów petrograficznych tworzących je skał - średnie wartości Rc ważone ich łączną grubością, podano w tablicy Tablica Średnie wartości wytrzymałości na ściskanie Rc skał warstw budujących GZW R c, MPa libiąskich łaziskich orzeskich rudzkich siodłowych porębskich jaklowieckich gruszowskich 8,75 21,86 51,13 49,16 50,37 55,41 69,19 64,69 Liczba tąpnięć w latach Przy eksploatacji pokładów w warstwach libiąskich (kopalnie Siersza i Janina ) nie notowano zagrożenia sejsmicznego i tąpaniami. Mała lub średnia głębokość eksploatacji oraz słabe skały nie powodowały kumulowania dużych wartości energii sprężystej. Podbierany górotwór nie generował wstrząsów bądź też wyłącznie wstrząsy śladowe lub niskoenergetyczne, nieprowokujące zjawisk dynamicznych w wyrobiskach górniczych. Relatywnie małe parametry wytrzymałościowe skał płonnych warstw łaziskich generują nie tylko wstrząsy wysokoenergetyczne (kopalnia Piast : -Em«= 6107 J), ale nawet jedno zdarzenie w wyrobiskach pokładu 209 uznano za tąpnięcie. Uwarunkowane to było sąsiedztwem uskoku o dużym zrzucie i nadmiernym rozcięciem pokładu, do którego zbliżył się front ścianowy. Zatem zdarzenie to, uznane za tąpnięcie, było poniekąd wymuszone uwarunkowaniami geologiczno górniczymi, a nie skłonnością górotworu do tąpań. Z dużym prawdopodobieństwem można założyć, że przyczynę wysokoenergetycznych wstrząsów generowanych eksploatacją pokładów w warstwach łaziskich stanowią bardzo grube warstwy piaskowca (pomimo jego małej wartości Rc), kilkudziesięciometrowa odległość między poszczególnymi pokładami, a nawet sporadycznie przekraczająca 100 m oraz duża grubość pokładu 209, osiągająca, a nawet przekraczająca 4,0 m. Podbieranie ścianą tej wysokości, warstwy piaskowca grubości kilkudziesięciu metrów, zwłaszcza w zasięgu oddziaływania resztki w wyższym pokładzie, powoduje generowanie wstrząsów wysokoenergetycznych, niekoniecznie prowadzących do przejawów dynamicznych w wyrobiskach. Biorąc pod uwagę kopalnię Ziemowit, generowane wstrząsy wysokoenergetyczne mogą wynikać również 166

168 z obecności wielu warstw wodonośnych, w których następuje jednoczesny, intensywny drenaż, spowodowany dużą koncentracją robót górniczych, prowadzonych w kilku pokładach jednocześnie (Bukowska 2005d). Dotychczasowa eksploatacja pokładów w warstwach orzeskich, mimo ich relatywnie dużej średniej wytrzymałości na jednoosiowe ściskanie, nie generowała wysokoenergetycznych wstrząsów, nie notowano też tąpnięć. Wynika to z przewagi gęsto uławiconych skał ilastych budujących te warstwy, dużej liczby pokładów węgla i przerostów węglowych, cienkich i średniej grubości pokładów eksploatowanych w porządku z góry ku dołowi. W takich warunkach górotwór podbierany wielokrotnie eksploatacją pokładów wzajemnie odległych do kilkunastu metrów, ulegał stopniowo degradacji i był w ten sposób pozbawiany cech sprężystych. Niespełnianie tych warunków może jednak powodować generowanie wysokoenergetycznych wstrząsów. Wskazuje na to wstrząs o energii J w kopalni Knurów, spowodowany eksploatacją pokładu 361 na głębokości 760 m. Podobne uwagi dotyczą warstw górnorudzkich, wykształconych z przewagą skał ilastych, pośród których występują cienkie i średniej grubości pokłady węgla i przerosty węglowe. Warstwy dolnorudzkie, wykształcone w serii piaskowcowej z kilkoma pokładami średniej grubości i grubymi, stwarzają zagrożenie zarówno sejsmiczne, jak i tąpaniami. Zagrożenie to przenosi się też na warstwy siodłowe, zawierające pokłady średniej grubości i grube, w tym pokład 510 osiągający grubość 20 m we wschodniej części GZW. Eksploatacja pokładów w warstwach siodłowych generuje najwięcej wysokoenergetycznych wstrząsów górotworu. Również tu wystąpiło najwięcej tąpnięć. W latach w wyrobiskach w pokładach siodłowych wystąpiło łącznie 457 tąpnięć na 486 wszystkich tąpnięć w kopalniach węgla kamiennego, w tym tylko w pokładzie 510 wystąpiło aż 188 (Raport ) (tabl. 11.5). Tąpnięcia w warstwach porębskich i jaklowieckich są rzadsze, również relatywnie małe jest wydobycie z pokładów tych warstw. Pokłady węgla występujące w nich są cienkie lub co najwyżej średniej grubości. Jednakże biorąc pod uwagę dużą wytrzymałość skał budujących warstwy porębskie i jaklowieckie, jak też dużą głębokość tych warstw karbonu górnośląskiego - zagrożenie tąpaniami prowadzonych w nich robót jest stosunkowo duże. W kopalniach LGOM, których wytrzymałość górotworu przyj ęto za górny przedział wytrzymałościowy dla GZW, wyróżnia się, licząc od najmłodszych: utwory czwartorzędu - reprezentowane przez piaski, żwiry i gliny, utwory miocenu - iły, piaski, żwiry, gliny i węgle brunatne, utwory pstrego piaskowca - piaskowce drobnoziarniste, utwory cechsztynu, wykształcone w serii iłołupków, iłowców, soli kamiennej i gipsów oraz serii anhydrytów i dolomitów, czasami z wkładkami łupków, utwory czerwonego spągowca. Jednopokładowe złoże rud miedzi występuje na pograniczu serii węglanowej i czerwonego spągowca. 167

169 Średnią wytrzymałość na jednoosiowe ściskanie skał zalegających w stropie złoża rud miedzi przyj ęto jako średnią wartości podanego przedziału zmienności tego parametru (Butra 2001) - tablica Powyższe uzasadniają również parametry wytrzymałościowe skał, dokumentowane w Kompleksowych projektach eksploatacji..., opracowanych w kopalniach eksploatujących to złoże. Tablica Wytrzymałość Rc na jednoosiowe ściskanie skał LGOM (Butra 2001) Rodzaj skały Przedział zm ienności Rc, MPa Średnia Rc, MPa Pstry piaskowiec Iłołupki Anhydryt Sól kamienna Dolomit Część stropowa piaskowców czerwonego spągowca Część spągowa piaskowców czerwonego spągowca Dla wyżej określonych średnich wartości Rc i budowy górotworu jak w G-6 pola XI/9 O/ZG Lubin, gdzie miąższość: utworów czwartorzędu wynosi 55,2 m, utworów miocenu - 355,0 m, pstrego piaskowca - 210,0 m, anhydrytów - 166,3 m, dolomitów i wapieni - 64,8 m, średnia wytrzymałość Rg ważona miąższością poszczególnych warstw wynosi Rcg = 50,36 MPa, a wyłącznie warstw zwięzłych Rz = 94,66 MPa. Analogicznie określone wartości dla innych profili górotworu LGOM zestawiono w tablicy Tablicy Średnie ważone wartości Rc górotworu w LGOM P rofile Rg, MPa Rcz, MPa G -6 pole XI/9 50,36 94,66 Szyb SW ,62 82,29 Szyb P - IV 51,73 94,63 Szyb R - I 48,62 85,07 Szyb R -X I 44,74 73,20 Konfrontując średnią ważoną wytrzymałość skał stanowiących nadkład złoża rudy miedzi w LGOM z wytrzymałością warstw budujących karbon produktywny w GZW należy stwierdzić, że ich proporcje wytrzymałościowe wynoszą 1,86:1,00. Jednokrotnie podbierany znacznie bardziej wytrzymały górotwór w LGOM generuje średnio ponad siedmiokrotnie większą energię sejsmiczną wstrząsów górotworu (rys. 11.5), pomimo, że w obu zagłębiach maksymalna energia wstrząsów jest porównywalna i wynosi (Dziedzic i in ; Kłeczek 2007; Kompleksowe...) E < 1010 J 168

170 Jakkolwiek ze względu na zasadniczo różne geologiczno-górnicze uwarunkowania złóż LGOM i GZW nie można określić zbyt dokładnych zależności ilościowych między wytrzymałością górotworu a energią sejsmiczną generowaną robotami górniczymi prowadzonymi w tych warunkach. Jednakże tendencja zwiększania się aktywności sejsmicznej wraz z wytrzymałością podbieranego górotworu nie budzi wątpliwości (rys. 11.6). Rys Sejsmiczność indukowana eksploatacją w GZW i LGOM R c, MPa Rys Zależność sejsmiczności górotworu od jego wytrzymałości na ściskanie Nie budzi wątpliwości również zależność odwrotna - zmniejszanie się wartości parametru tg P wraz ze zwiększaniem się zwięzłości górotworu. Daje to podstawę do zaproponowania sposobu oceny skłonności górotworu do tąpań na podstawie stwierdzonej w danych warunkach wartości tg P (tabl. 11.8). 169

171 Tablica Ocena skłonności górotworu do tąpań Wartość parametru tg P Stan górotworu Ocena skłonności górotworu do tąpań tg p > 2,75 skały luźne, gruzowisko zawałowe, górotwór gęsto uwarstwiony z licznymi przerostami węgla, silnie zdezintegrowany nieskłonny do tąpań 2,75 > tg p > 2,0 górotwór zwięzły naruszony ciągłą eksploatacją górniczą słabo skłonny do tąpań tg p < 2,0 górotwór zwięzły nienaruszony, górotwór o wysokiej zwięzłości skłonny do tąpań Porównanie budowy i właściwości skał i górotworu oraz zjawisk dynamicznych generowanych robotami górniczymi, prowadzonymi w różnych kopalniach i rejonach eksploatacji, pozwoliło na stwierdzenie, że wstrząsy górotworu występują podczas eksploatacji złóż, w stropie których zalegają grube monolityczne warstwy o dużej wytrzymałości, w warunkach dużego stanu naprężenia, spowodowanego głębokością prowadzonych robót górniczych, względnie w zasięgu oddziaływania zaburzeń geologicznych, resztek i/lub krawędzi. Właściwości wytrzymałościowo-deformacyjne górotworu zmieniają się w rezultacie jego podebrania, zwłaszcza podebrania wielokrotnego. W skali makro można je ocenić na podstawie wartości parametru tg b (wg teorii Budryka-Knothego), zmierzonego nad polami zrobów czysto wybranego pokładu w polu niezaburzonym tektonicznie. W rejonach uskoków względnie krawędzi, zwłaszcza pokrywających się krawędzi kilku pokładów, wartość parametru tg b może być istotnie różna w odniesieniu do określonego w polu bez tych zaburzeń, a nawet mogą występować liniowo nieciągłe deformacje powierzchni (Strzałkowski, Piwowarczyk, Łapajski 2007) System parametrycznej oceny w arunków geologiczno- -geom echanicznych górotworu naruszonego eksploatacją Przedstawione rozważania, wynikające z wieloletnich badań nad zjawiskami wstrząsów górotworu indukowanych działalnością górniczą i tąpań wykazują, że głównymi czynnikami naturalnymi, od których zależy zagrożenie tąpaniami, są: głębokość eksploatacji i miąższość eksploatowanego pokładu, litologia i tektonika górotworu, jego właściwości geomechaniczne i zawodnienie. Jednym ze sposobów oceny możliwości wystąpienia tąpnięcia jest sposób polegający na analizie porównawczej podobnych rejonów. M. Bukowska, uwzględniając zespół naturalnych czynników wpływających na skłonność górotworu do tąpań, wskaźniki skłonności górotworu do tąpań (WTGi Wj) oraz na podstawie znanych w geologii systemów eksperckich (Aller i in. 1984; Kajewski 2000) opracowała, dla warunków GZW, geologiczno-geomechaniczny system oceny skłonności górotworu do tąpań GEO (Bukowska 2005d). W systemie GEO zostały uwzględnione naturalne czynniki wpływające na skłonność górotworu do tąpań: 1) miąższość pokładu (< 1,0 m - brak tąpnięć; > 1,0 m - zróżnicowana liczba tąpnięć), 2) głębokość zalegania pokładu/głębokość eksploatacji (< 300 m - brak tąpnięć; > 300 m - zróżnicowana liczba tąpnięć), 170

172 3) budowa górotworu wyrażona liczbą górotworu (Konopko1994) (Lg < 50 - nie zachodzą tąpnięcia; Lg > 50 - górotwór zagrożony tąpnięciem), 4) odległość warstwy potencjalnie wstrząsogennej od pokładu (> 100 m - mały wpływ; < 100 m - znaczący wpływ), 5) właściwości mechaniczne pakietu skał w interwale do 100 m nad stropem pokładu i 30 m poniżej spągu (WTG< 1; WTG> 2 - górotwór nieskłonny do tąpań; 1 < WTG < 2 - górotwór skłonny do tąpań), 6) właściwości energetyczne pakietu skał w interwale do 100 m ponad stropem pokładu i 30 m poniżej jego spągu (WEk < 1; WEk > 20 - górotwór nieskłonny do tąpań; 1 < WEk < 20 - górotwór skłonny do tąpań). Podstawą systemu oceny było założenie, że budowa geologiczna, w tym litologia wraz ze skłonnością górotworu do tąpań, to czynniki naturalne warunkujące wystąpienie tąpnięcia (Bukowska 2005d). Dotyczy to zarówno grubości pokładów węglowych (nie notowano dotychczas tąpnięć w wyrobiskach zlokalizowanych w pokładach 0 grubości poniżej 1,0 m), jak również występowania w ich otoczeniu grubych ławic piaskowcowo-mułowcowych. Skały te maj ą zdolność do gromadzenia dużych ilości energii sprężystej oraz gwałtownego jej rozpraszania w procesie niszczenia skały, której część jest zamieniana na energię kinetyczną i przekazywana do pokładu. Istotny jest udział warstw skalnych o dużej wytrzymałości i sztywności w profilu pionowym. Konopko (1994b) zdefiniował go tzw. liczbą górotworu, której graniczna wartość 50% wskazuje na skłonność środowiska skalnego do tąpań lub jej brak. Ponadto za istotne w ocenie skłonności górotworu do tąpań uznano głębokość zalegania pokładu i odległość warstwy potencjalnie wstrząsogennej od jego stropu. Ilościowo skłonność górotworu do tąpań opisuj ą wskaźniki WTG i WEk, których ocena wymaga badań węgla 1 skał otaczających pokład. Pozostałe czynniki można identyfikować na podstawie analizy map górniczych i profili litologicznych otworów wiertniczych. Kolejnym etapem prac zmierzającym do udoskonalenia systemu GEO było uwzględnienie eksploatacji górniczej - wprowadzenie do jego struktury informacji dotyczącej sejsmiczności górotworu wyrażonej obecnością wstrząsów indukowanych robotami górniczymi o E > 1104 J i wynikającej z niej oceny skłonności górotworu do tąpań. Zatem we wskaźnikowym systemie geologiczno-geomechanicznej oceny skłonności górotworu do tąpań zostało uwzględnionych siedem czynników. Każdemu czynnikowi wpływu przyporządkowano odpowiednią ważność R, wyrażoną punktacj ą od 1 do 3. Po wnikliwej analizie publikacji innych autorów, dotyczących skali zagrożenia lub wpływu poszczególnych czynników na zagrożenie tąpaniami w różnym zakresie wartości danego czynnika, jak również na podstawie własnych doświadczeń oraz wyników własnych badań i obserwacji, w przypadku każdego z czynników wyodrębniono dla GZW kilka klas (zakresów wartości). W zależności od przyjętej klasy wpływu i roli poszczególnych czynników w ocenie skłonności do tąpań, lecz z uwzględnieniem poglądów różnych autorów opisujących ich istotne dla zjawiska tąpań zakresy zmienności, każdej z klas przyporządkowano określoną wagę W, wyrażoną wartością z przedziału od 0 do 12 pkt. 171

173 Przyjęto, że w przypadku systemu GEO wartość wagi ustalona dla określonej klasy czynnika odzwierciedla jego charakter i zmienność wpływu na skłonność górotworu do tąpań. Daje to możliwość sumarycznej oceny punktowej, w której łączna liczba punktów, uzyskana dla każdego z czynników z osobna, jest wartością wskaźnikową tego czynnika (GEOJ) - tablica Tablica Czynniki oceny skłonności górotworu do tąpań zmodyfikowanego geologiczno-geomechanicznego systemu GEO Czynnik naturalny Ranga (R) Klasa brak wstrzasów < 1-10J i o j pkt. Wag a (W) ozn. Zakres GEO pkt. Energia wstrząsów górotworu Ra = 2 GEOa 0-10 Wa ,9.106J > 9,9.106J m Głębokość Rg = m GEOg 1-7 Wg m 3-21 > 700 m Odległość pokładu od wstrząsogenu Ro = 1 brak wstrząsogenu GEOo < 50 m 0-12 Wo m < 40 Liczba górotworu Rl = 3 lub (budowa górotworu) Rl = 2* Wl > 80 < 0,99 0,99-1,00 Wskaźnik skłonności do tąpań R t = 3 1,00-1,99 (tąpliwości) górotworu Wtg 1,99-2, Wt > 2,00 < 1,0 1,00-2,00 Wskaźnik energii kinetycznej R e = ,00 górotworu W a , We > 20,00 Miąższość pokładu Rm = 2 < 1,0 GEOm 1,0-4,5 0-6 Wm 0-12 > 4,5 SUMA Uwaga: RL = 2* - ranga czynnika zmniejszona dla krakowskiej serii piaskowcowej z uwagi na odmienne proporcje wytrzymałościowe między skałami płonnymi a węglami w stosunku do proporcji w pozostałych ogniwach litostratygraficznych górnego karbonu. Suma punktów uzyskanych w wyniku wskaźnikowej oceny wszystkich czynników (suma GEO) stanowi wartość wskaźnika systemu oceny GEO. Na podstawie ustalonych wartości granicznych dla poszczególnych czynników, ekstremalne wartości wskaźnika mogą wynosić GEOmin = 3 pkt. i GEOmax = 134 pkt. Wartość wskaźnika GEO jest sumą wartości uzyskanych dla poszczególnych wskaźników 8 ^ 0 0 S 7 CD 0 7 CD 0 172

174 gdzie: Rn - ranga czynnika n, Wn - waga czynnika n, według klasy. G E O = I R n W n (11.7) Na podstawie analizy sytuacji geologiczno-geomechanicznej na analizowanych poligonach w obszarze GZW przyjęto, że punktacja powyżej 50% wartości wskaźnika GEO określa górotwór jako skłonny do tąpań, dla którego wyróżniono górotwór słabo skłonny oraz silnie skłonny do tąpań (tabl ). Tablica Ocena skłonności górotworu do tąpań w systemie GEO N aturalna skło n n o ść góro tw oru do tąpań z uw agi na zespół czynników geologiczno-geom echanicznych i sejsm iczność w yw ołaną eksploatacją W skaźnik GEO Górotwór nieskłonny do tąpań < 68 Górotwór słabo skłonny do tąpań Górotwór silnie skłonny do tąpań > 90 Wartość wskaźnika GEO z uwzględnieniem sejsmiczności górotworu (GEOA) dla obszaru GZW przedstawiono w tablicy Tablica Ocena skłonności do tąpań górotworu w GZW, według wskaźnika GEO Jednostka strukturalna w GZW Przynależność organizacyjna - numer pokładu Głębokość zalegania pokładu Maksymalna energia wstrząsów w danym pokładzie, J W skaźnik GEO Skłonność górotworu do tąpań według systemu GEO Formalne zaliczenie do stopnia zagrożenia tąpaniami E część niecki głównej Inne brak wstrząsów 33 nieskłonny niezaliczony Niecka główna, w zrzuconym skrzydle uskoku książęcego KW - 205/ nieskłonny niezaliczony Niecka główna, w zrzuconym skrzydle uskoku książęcego KW nieskłonny niezaliczony/ I Niecka główna, w zrzuconym skrzydle uskoku książęcego KW nieskłonny I Niecka wilkoszyńska i szczakowska Inne < nieskłonny niezaliczony Niecka główna, w zrzuconym skrzydle uskoku dotychczas brak KW książęcego wstrząsów 36 nieskłonny niezaliczony Niecka główna, w zrzuconym skrzydle uskoku książęcego KW nieskłonny niezaliczony Niecka gówna (jej część zalegająca w zapadlisku przedkarpackim) S skłon siodła głównego, a za uskokiem kłodnickim niecka główna KW KHW Niecka główna i struktury fałdowe **KW - 402/ E skrzydło niecki głównej przechodzące w nasunięcie orłowskie JSW - 403/1 840 W skrzydło niecki głównej KW - 403/1 650 S skrzydło niecki głównej, w zachodniej części tzw. antykliny Brzeszcze-Ryczów -Brzeźnica **KW Niecka chwałowicka KW - 404/9 670 dotychczas brak wstrząsów dotychczas brak wstrząsów brak wstrząsów dotychczas brak wstrząsów dotychczas brak wstrząsów brak wstrząsów dotychczas brak wstrząsów 56 nieskłonny niezaliczony 68 słabo skłonny niezaliczony 34 nieskłonny niezaliczony 29 nieskłonny niezaliczony 32 nieskłonny niezaliczony 79 słabo skłonny niezaliczony 32 nieskłonny niezaliczony Niecka główna i struktury fałdowe KW - 405/ nieskłonny I, II 173

175 Część N złoża - siodło główne (kopuła Zabrza), w części południowej niecka główna, w części zachodniej - struktury fałdowe Niecka chwałowicka KW Niecka chwałowicka KW - 411/1 570 Część N złoża - siodło główne (kopuła Zabrza), w części południowej - niecka główna, w części zachodniej - struktury fałdowe S skłon siodła głównego, część złoża na S od uskoku kłodnickiego w niecce głównej SE skrzydło niecki bytomskiej i częściowo na N skłonie siodła głównego KW - 405/ silnie skłonny I, II, III **KW - 412/ dotychczas brak wstrząsów dotychczas brak wstrząsów brak wstrząsów 32 nieskłonny niezaliczony 44 nieskłonny niezaliczony 103 silnie skłonny niezaliczony KHW silnie skłonny III KW dotychczas brak wstrząsów 47 nieskłonny niezaliczony N część niecki głównej KHW silnie skłonny III N skrzydło niecki głównej *KHW silnie skłonny III N część niecki głównej *KHW silnie skłonny III N część złoża - siodło główne (kopuła Zabrza), w południowej - niecka główna *KW silnie skłonny III N część złoża siodło główne (kopuła Zabrza), w południowej - niecka główna *KW silnie skłonny III S skłon siodła głównego, część na S od uskoku kłodnickiego w niecce głównej *KHW silnie skłonny III Część N złoża w niecce bytomskiej, część S w siodle głównym na północnym skłonie kopuły KW silnie skłonny III Zabrza S skłon siodła głównego *KW silnie skłonny III W SW części niecki bytomskiej oraz w NW części kopuły Zabrza i niecce Concordii (struktury siodła głównego) Inne silnie skłonny I N część złoża w niecce bytomskiej, część S w siodle głównym na północnym skłonie kopuły *KW silnie skłonny III Zabrza N skrzydło niecki głównej *KHW silnie skłonny III Niecka kazimierzowska (część niecki bytomskiej) i kopuła Maczek (część siodła głównego) *KHW silnie skłonny III N skrzydło niecki głównej KHW silnie skłonny III N skrzydło niecki bytomskiej *KW silnie skłonny III S skrzydło niecki głównej - w zachodniej części tzw. antykliny Brzeszcze - Ryczów - Brzeźnica KW silnie skłonny I N część niecki głównej *Inne silnie skłonny III W S części złoża - niecka główna, w części N - siodło główne - kopuła Zabrza KW - 510/ silnie skłonny III S skłon siodła głównego, a część złoża na S od brak **KHW uskoku kłodnickiego w niecce głównej wstrząsów 78 słabo skłonny niezaliczony SW skrzydło niecki jejkowickiej *KW - 630/ słabo skłonny III Niecka jejkowicka KW - 713/ słabo skłonny III SW skrzydło niecki jejkowickiej KW - 718/ silnie skłonny I Niecka bytomska i zrąb Piekar-T rzebinii Inne brak wstrząsów 50 nieskłonny niezaliczony Uwagi: * - w przeszłości, w pokładzie na obszarze kopalni zaistniało przynajmniej jedno tąpnięcie, ** - pokład nie był dotąd eksploatowany, KW - kopalnie należące do Kompanii Węglowej S.A.; KHW - kopalnie należące do Katowickiego Holdingu Węglowego S.A.; JSW - kopalnie należące do Jastrzębskiej Spółki Węglowej S.A.; Inne - kopalnie i zakłady górnicze w obrębie innych struktur organizacyjnych. Zasadniczo dla wszystkich przebadanych poligonów badawczych po przeprowadzeniu analizy wyników badań skłonności górotworu do tąpań z zastosowaniem wskaźnika GEO, stwierdzono dużą zgodność oceny w stosunku do formalnego zaliczenia poszczególnych, analizowanych części pokładów do określonych stopni zagrożenia tąpaniami (tabl ). 174

176 Spośród zbadanych i przeanalizowanych poligonów w kopalniach GZW w dwóch z nich, tj. w pokładach 207 i 209 (krakowska seria piaskowcowa), według systemu GEO górotwór zakwalifikowano jako nieskłonny do tąpań, pomimo, że oba pokłady są zaliczone do I stopnia zagrożenia tąpaniami (tabl ). Wykonana analiza wykazała, że zaliczenie to ma najprawdopodobniej charakter prewencyjny z uwagi na występowanie wstrząsów górotworu o energii rzędu 107 J. W poligonie badawczym w pokładzie 401, pomimo, że górotwór określono jako skłonny do tąpań, z uwagi na płytkie zaleganie pokładu (poniżej 300 m) i relatywnie małe ciśnienie górotworu, wystąpienie zjawiska tąpnięcia jest mało prawdopodobne. Pokładów takich nie zalicza się do stopni zagrożenia tąpaniami.

177 Podsum ow anie Z pojęciem górotwór wiążą się jego naturalne cechy: głębokość zalegania pokładu i wynikające stąd ciśnienie górotworu, litologia: - właściwości skał, - defekty strukturalne (powierzchnie osłabionej spoistości, powierzchnie nieciągłości - spękania, szczeliny); makrotektonika złoża nieciągła i ciągła, i wynikające stąd naprężenia tektoniczne - rezidualne i neotektoniczne, zawodnienie, które podlegają zmianom wynikającym z prowadzonej eksploatacji górniczej. Niektóre spośród nich stały się przedmiotem szczegółowych badań autorów w aspekcie skłonności górotworu do tąpań. Opracowanie metody oceny skłonności do tąpań górotworu poddanego eksploatacji górniczej wymagało uporządkowania wiedzy na temat mechanizmów tąpnięć, sprecyzowania definicji tąpnięcia, jego sensu fizycznego oraz zagrożenia tąpaniami. Powyższa tematyka i stosowana terminologia znajduje odzwierciedlenie w zapisach Prawa geologicznego i górniczego, a regulacje prawne dotyczące skłonności skał i górotworu do tąpań i zagrożenia tąpaniami stanowią podstawę działań w zakresie prewencji tąpaniowej w zakładach górniczych, a tym samym w zakresie poprawy bezpieczeństwa pracy. Ewolucja regulacji prawnych w zakresie zagrożenia tąpaniami w polskim górnictwie węgla kamiennego jest wynikiem rozwoju myśli naukowej i technicznej, w związku z: stałym pogarszaniem się warunków eksploatacji (stałym wzrostem głębokości eksploatacji, wybieraniem resztkowych partii złóż, eksploatacją podpoziomową), rozwojem metod badawczych i unowocześnianiem bazy aparaturowej, zmianą podejścia do oceny skłonności do tąpań i oceny zagrożenia tąpaniami, wdrażaniem przez kierownictwo kopalń najnowszych osiągnięć nauki i techniki, działalnością nadzoru górniczego w zakresie wprowadzania osiągnięć nauki do przepisów wykonawczych Prawa geologicznego i górniczego. Podstawę proponowanych zmian w stosunku do obowiązujących zapisów prawnych stanowią następujące przesłanki: zagrożone tąpaniami są wyrobiska górnicze, skłonne do tąpań (w różnym stopniu) jest środowisko skalne (układ: skały płonne - pokład), które mogą spowodować tąpnięcie, lecz nie są zagrożone tąpaniami. Rzeczywiste zagrożenie tąpaniami w GZW (obecnie niewielka liczba tąpnięć w roku) wynika z wielu czynników, spośród których najważniejsze dotyczą znaczącego zmniejszenia wydobycia w ostatnich latach, często rezygnacji z eksploatacji partii o największym zagrożeniu tąpaniami, coraz lepszej prewencji tąpaniowej, stałego 176

178 doskonalenia metod oceny skłonności górotworu do tąpań i metod oceny zagrożenia tąpaniami. Opracowanie metody oceny skłonności do tąpań górotworu poddanego eksploatacji górniczej wymaga wszechstronnej znajomości GZW zarówno w zakresie jego budowy geologicznej, jak i geotektonicznego podłoża i pięter pokrywowych karbonu produktywnego. Ogólna charakterystyka właściwości geomechanicznych dla całego obszaru GZW została opracowana w formie zestawienia tabelarycznego, które zawiera wytrzymałość na ściskanie podstawowych grup skał buduj ących górny karbon GZW w obrębie warstw libiąskich, łaziskich, orzeskich, rudzkich, siodłowych, porębskich, jaklowieckich i gruszowskich. Na podstawie tych danych opracowano krzywe obrazujące zmienność średniej wytrzymałości na ściskanie poszczególnych rodzajów skał płonnych. Szczegółowa charakterystyka wytypowanych do badań poligonów badawczych została przedstawiona w formie tabelarycznych zestawień wraz z charakterystyką górotworu w interwale wysokościowym 100 m nad stropem pokładu i 30 m poniżej jego spągu. Taki przedział wysokościowy został przyjęty jako modelowy dla warunków GZW. Musi więc być uwzględniony w ocenie skłonności górotworu do tąpań, ponieważ w tym przedziale obecnie 90% przypadków tąpnięć znajduje swoje źródło. Poligony badawcze zostały zlokalizowane we wszystkich obecnie eksploatowanych grupach pokładów w GZW, począwszy od warstw libiąskich zaliczanych do krakowskiej serii piaskowcowej po warstwy jaklowieckie należące do górnych warstw brzeżnych. Analizie poddano również nieeksploatowane już warstwy gruszowskie. Szczegółowa charakterystyka parametrów geomechanicznych, które uznano za niezbędne do oceny skłonności górotworu karbońskiego do tąpań stanowi ważną część publikacji i jest podstawą charakterystyki węgli i skał otaczaj ących pokłady w wytypowanych poligonach badawczych w zakresie litotypów węgla, głębokości i grubości pokładu, wytrzymałości na ściskanie, modułu Younga i modułu pokrytycznego węgli i wytrzymałości pakietów skał otaczających wraz z określeniem ich zdolności do gromadzenia energii sprężystej. Dane te zestawiono tabelarycznie i stanowiły one podstawę do dalszych obliczeń i szacunkowych ocen skłonności górotworu do tąpań oraz ich zmian pod wpływem różnych czynników. Metody oceny skłonności skał do tąpań opracowane w ostatnich kilkudziesięciu latach stanowią bogatą lekturę. Wśród nich są metody analityczne i laboratoryjne opracowane na podstawie badań niszczących w maszynie wytrzymałościowej, początkowo wyznaczane na podstawie przedzniszczeniowej charakterystyki naprężeniowo- -odkształceniowej uzyskiwanej w próbie ściskania próbki skalnej. Obecnie ważną rolę w tej ocenie odgrywają wskaźnikowe metody opracowane na podstawie pełnej krzywej niszczenia próbki skalnej oraz metody oceny skłonności do tąpań górotworu jako układu składającego się z wielu warstw. Metody te uwzględniają nie tylko właściwości geomechaniczne środowiska skalnego, ale również energetyczny aspekt zjawiska tąpnięcia oraz strukturę górotworu, w tym stan powierzchni nieciągłości jako jeden z elementów, zaliczanych do defektów strukturalnych górotworu. Do metod tych zaliczono wskaźnik skłonności do tąpań górotworu Wtg oraz wskaźnik energii kinetycznej górotworu WEi do oszacowania wartości którego jest konieczna ocena stanu 177

179 górotworu. Uzupełnienie wskaźników stanowią klasyfikacje skłonności górotworu do tąpań opracowane na ich podstawie. Badania in situ struktury i litologii górotworu są niezbędne do oceny wpływu grupy czynników zaliczanych do defektów struktury górotworu na występowanie często znacznych różnic między wytrzymałością oznaczaną na próbkach skalnych i w warunkach ich naturalnego zalegania. Poligony badawcze, w których przeprowadzono badania, obejmowały stropy pokładów warstw załęskich, rudzkich i siodłowych. Wyniki badań i obserwacji górotworu przedstawiono w tablicach zawierających podstawowe parametry opisuj ące stan ścianek otworów wiertniczych i rdzenia wiertniczego pod kątem szczelinowatości i występowania płaszczyzn osłabienia. Dotyczyło to parametrów takich, jak: liczba szczelin w odcinkach pomiarowych i obecność płaszczyzn osłabienia, liczba spękań stwierdzonych urządzeniem do wizualnej penetracji otworu wiertniczego, wskaźnik jakości masywu RQD, pozorna gęstość spękań i ich długość właściwa oraz obserwacja stanu zawodnienia skał w rejonie badań. Przyjmuj ąc odpowiednie założenia oszacowano wielkość wpływu spękań i powierzchni osłabienia na wartość wytrzymałości na ściskanie piaskowców i iłowców. Jednocześnie należy zaznaczyć, że na bieżącym etapie badań nie było możliwe dokładne określenie wpływu poszczególnych czynników z grupy defektów strukturalnych powodujących osłabienie wytrzymałości skał w górotworze, jak również oszacowanie tego wpływu dla mułowców i węgli - z uwagi na brak możliwości pozyskania odpowiednich poligonów badawczych. Zawodnienie górnego karbonu w GZW wynika z budowy geologicznej serii węglonośnych oraz z intensywności zasilania. Stwierdza się jednak zróżnicowanie regionalne w zagłębiu, w zależności od sposobu izolacji serii węglonośnych od powierzchni (rejon hydrogeologicznie zakryty i odkryty). W obszarach tych są różne wartości parametrów mechanicznych skał - w obszarach obficie zasilanych z powierzchni parametry wytrzymałościowo-odkształceniowe górotworu są zbliżone do badanych w warunkach częściowego nasycenia porów wodą, w warunkach górotworu zakrytego - do warunków stanu powietrzno-suchego. Zmiany właściwości geomechanicznych skał są również charakterystyczne dla obszarów graniczących z obszarami kopalń zlikwidowanych i zatopionych - możliwość częściowego nasycenia górotworu w wyniku filtracji wód do systemu odwodnienia kopalni czynnej. Zatem ważnym elementem badania są właściwości mechaniczne skał w różnych stanach nasycenia wodą i w różnych warunkach hydrogeologicznych. Zastosowany w badaniach stan nasycenia kapilarnego, który najlepiej oddaje stosunki wilgotnościowe naturalnie zalegających skał, po pozbawieniu ich wody wolnej w wyniku prowadzonej eksploatacji, skonfrontowano z wynikami badań w stanie powietrzno-suchym, znajdując zależność między parametrami mechanicznymi głównych typów skał górnego karbonu GZW. Badania przeprowadzone w wytypowanych poligonach badawczych w obrębie warstw piaskowców umożliwiły nie tylko określenie ogólnej charakterystyki górotworu pod względem zawodnienia, ale także ocenę wpływu wilgotności na parametry wytrzymałościowo-deformacyjne. Ilościowa ocena wpływu wilgotności na ja kość środowiska geologicznego była podstawą do oceny zmian skłonności górotworu do tąpań. To szczególnie istotne zagadnienie dotyczy rejonów czynnych i zlikwido 178

180 wanych kopalń, w których prowadzono eksploatacj ę w górotworze skłonnym do tąpań, a tym samym w warunkach zagrożenia tąpaniami. W wyniku tworzenia się w ich obrębie zbiorników wodnych za prawdopodobne należy uznać wtórne nawodnienie górotworu, co może skutkować zmianą skłonności górotworu do tąpań w przygranicznym obszarze kopalni czynnej i z góry nie wyklucza możliwości dalszej eksploatacji w tym rejonie. Ze względu na historię geologiczną, GZW charakteryzuje się skomplikowaną budową tektoniczną. Jest ona efektem nakładania się różnowiekowych procesów zachodzących w orogenezie waryscyjskiej, a również alpejskiej. Budowa ta powstała w tym samym procesie tektogenetycznym, w wyniku oddziaływania naprężeń poziomych skierowanych z zachodu oraz południa i południowego wschodu, modyfikowanych naprężeniami spowodowanymi ruchem bloków głębokiego podłoża. Efektem oddziaływania tych naprężeń było powstanie głównych struktur zagłębia i ukształtowanie się właściwości skał budujących górotwór. Przynajmniej niektóre spośród właściwości geomechanicznych skał są zróżnicowane, między innymi ze względu na obecność obszarów, w których wszystkie naprężenia główne były ściskające (kompakcja) oraz obszarów, w których przynajmniej jedno było naprężeniem rozciągającym. W tym celu, w wytypowanych poligonach badawczych w obszarze GZW, na podstawie map tektonofizycznych, które zawierają trajektorie naprężeń i obliczeń, określono zasięgi oddziaływania pól naprężeń tektonicznych opracowanych na podstawie azymutu głównych kierunków uskoków w GZW, które powstawały w zbliżonych warunkach naprężeniowych. Obszary badań były zlokalizowane w południowej i południowo-zachodniej części niecki głównej. Wartość parametrów geomechanicznych z rejonów kompakcji tektonicznej skonfrontowano z parametrami z obszarów, w których jedna ze składowych naprężeń głównych była naprężeniem rozciągającym. Analizy wykazały, że w specyficznych okolicznościach i warunkach wyższe wartości parametrów geomechanicznych dotyczyły rejonów kompakcji tektonicznej, przy założeniu, że opróbowanie złoża było dostatecznie duże, aby być reprezentatywne i miarodajne. Rozważania nad prawidłowościami zmian właściwości geomechanicznych skał górnego karbonu GZW, w zależności od rozkładu pól naprężeń tektonicznych, należy traktować jako ważny element w rozwiązywaniu problemów związanych ze zjawiskami geodynamicznymi zachodzącymi w górotworze w aspekcie występowania zagrożeń naturalnych generowanych w wyniku działalności górniczej, w tym zagrożenia tąpaniami. Powyższe uwagi dotyczą również, wynikającej z właściwości geomechanicznych, oceny skłonności górotworu do tąpań. Dalsze szczegółowe analizy sytuacji tektonicznej w obszarze GZW, prowadzące do wydzielenia rejonów kompakcji tektonicznej, i szczegółowe badania skał, również w obszarach, w których jedna ze składowych naprężeń głównych była naprężeniem rozciągającym, być może, wobec sprzeczności opinii wygłaszanych przez naukowców zajmujących się problematyką tąpań, dadzą odpowiedź na pytanie, jaki jest wpływ naprężeń tektonicznych na występowanie tąpnięć w GZW. Właściwości górotworu ze względu na jego anizotropowość i niejednorodność są funkcją kierunku i położenia. Niektóre spośród nich zmieniają się w wyniku wzrostu istniejących nieciągłości lub powstawania nowych. Temu ostatniemu sprzyja destruk 179

181 cja górotworu spowodowana eksploatacją górniczą. Stan zruszenia górotworu zależy od wielu czynników, spośród których najważniejsze, to: odległość między pokładem podbieranym i podbierającym, grubość pokładu podbierającego oraz wytrzymałość i zwięzłość skał. Stąd ważne miejsce zajęło syntetyczne opracowanie informacji na temat metod oceny stopnia naruszenia górotworu robotami górniczymi. Dotyczy to szeroko rozumianej konwergencji wyrobisk zarówno przyścianowych, jak i eksploatacyjnych, osiadania stropu nad polami eksploatacji ścianowej, destrukcji struktury podbieranego górotworu płytką eksploatacją oraz prowadzoną na dużej głębokości. Dokonana i prowadzona eksploatacja złóż podziemnych wpływa w różnym stopniu na właściwości skał budujących górotwór. Wynika to z badań empirycznych skał pobranych z rdzeni z otworów wiertniczych wykonanych w rejonach przed przej ściem i po przejściu eksploatacji. Ich uzupełnieniem mogą być badania prowadzone in situ, w tym odbojnościowe, geodezyjne, geofizyczne. Ich wyniki i uogólnienia w postaci ilościowego zmniejszenia wytrzymałości głównych typów skał górnego karbonu oraz opracowana empiryczna zależność parametrów odkształceniowych skał w funkcji wytrzymałości na ściskanie mogą stanowić podstawę do oszacowania zmian skłonności górotworu do tąpań. Symulacja zmian oceny tej skłonności, przeprowadzona w wytypowanych poligonach badawczych w GZW, wykazała, że w wyniku podebrania pokładu, może dojść do zmiany klasy przynależności górotworu (układ skały otaczające-pokład) ze skłonnego do tąpań na nieskłonny do tąpań. Każdy spośród wyżej wymienionych i opisanych czynników w istotny sposób wpływa na zmianę jakości górotworu, a tym samym na jego skłonność do tąpań. W ocenie skłonności górotworu do tąpań należy uwzględniać znaczne jego objętości. Wymagania te spełniają wskaźniki Wtg (całokształt właściwości geomechanicznych pakietu skał otaczających i węgla) i WEk (energia kinetyczna górotworu, struktura górotworu i stan powierzchni nieciągłości przy założeniu, że wytrzymałość górotworu zależy od właściwości bloków skalnych i ich możliwości przemieszczania się w różnych warunkach naprężenia i deformacji, a ruch bloków jest skrępowany geometrią oraz chropowatością stykających się powierzchni). Uzupełnienie elementów struktury górotworu stanowią deformacje (ciągłe i nieciągłe). Kolejnym elementem, który powinien być brany pod uwagę w ocenie skłonności górotworu do tąpań są zmiany spowodowane eksploatacją - zrobami, resztkami pokładów, krawędziami, wykonanymi wyrobiskami w pokładzie itp. - działaniami ogólnie nazywanymi zaszłościami eksploatacyjnymi. Główne czynniki naturalne i górnicze, sprzyjające występowaniu tąpnięć są uwzględnione w sposób pośredni w opracowanej metodzie kompleksowej oceny skłonności górotworu do tąpań, w której miarą stanu górotworu jest kąt zasięgu wpływów głównych według teorii Budryka-Knothego, który wykazuje znaczną zmienność w zależności od zwięzłości górotworu i stopnia jego naruszenia robotami górniczymi, w powiązaniu ze średnią wytrzymałością skał w danym rejonie. Średnią wytrzymałość określa się dla poszczególnych rodzajów skał i warstw stratygraficznych, przyjmując współczynniki zmniejszenia wytrzymałości na skutek wpływu zaburzeń geologicznych i zaszłości eksploatacyjnych (warstwy niepodebrane, podebrane jednokrotnie lub wielokrotnie). Klasyfikacja skłonności górotworu do tąpań na pod 180

182 stawie zmian kąta zasięgu wpływów głównych, została opracowana przy założeniu górnych brzegowych warunków wytrzymałościowych dla GZW na podstawie górotworu miedziowego, a dolnych warunków brzegowych - jak dla gruzowiska zawałowego w GZW. Wykazano, że właściwości mechaniczne górotworu zmieniają się w rezultacie je go podebrania, zwłaszcza podebrania wielokrotnego. W skali makro można je ocenić na podstawie wartości parametru tgb (według teorii Budryka-Knothego), zmierzonego nad polami zrobów czysto wybranego pokładu w polu niezaburzonym tektonicznie. W rejonach uskoków, względnie krawędzi, zwłaszcza pokrywających się krawędzi kilku pokładów - wartość parametru tgb może zdecydowanie różnić się w porównaniu z wartością określoną w polu bez tych zaburzeń. Literatura wskazuje również na możliwość występowania nieciągłych deformacji powierzchni. W opracowanej kompleksowej metodzie oceny skłonności górotworu do tąpań jest zawarta propozycja oceny pokładu podebranego na podstawie tgb (według teorii Budryka-Knothego). W innych warunkach, na przykład w warunkach nadebrania, zwłaszcza w dużej odległości, bardziej miarodajne rezultaty mogą dać wskaźniki WTG i WEk (Bukowska 2005d) lub Lg (Konopko 1996b). Należy podkreślić, że interwałowi wysokościowemu 100 m nad stropem pokładu, który jest podstawą prognozowania skłonności do tąpań górotworu karbońskiego, na podstawie wartości wyżej wymienionych wskaźników, przypisuje się źródło tąpnięć w ponad 90% przypadków w GZW. Zatem stosowanie wskaźników WTGi WEkjest zasadne również w przypadku górotworu naruszonego eksploatacją górniczą. Pozostałe kilka procent stanowią tąpnięcia, które swoje źródło mają poza tym interwałem wysokościowym. Rozwinięty i uzupełniony o sejsmiczność górotworu, wynikaj ącą z eksploatacji górniczej, system GEO jako element składowy opracowanej kompleksowej metody z powodzeniem może być stosowany do oceny skłonności do tąpań górotworu naruszonego robotami górniczymi. System ten jako jedyny może być stosowany jako metoda predykcji skłonności górotworu do tąpań w obszarach złóż nieeksploatowanych a rozważanych jako perspektywiczne i przewidywane do przyszłej eksploatacji. Analiza skłonności górotworu do tąpań, zwłaszcza z użyciem wskaźnika WTG, WEk i GEO powinna być zastosowana we wstępnej ocenie partii rozpoznanych złóź w obrębie każdej partii traktowanej jako odrębny blok tektoniczny. W przypadku małej zmienności złoża (niewielka zmienność głębokości, miąższość pokładu, względnie stały udział poszczególnych rodzajów skał w otoczeniu pokładu, niewielka zmienność właściwości geomechanicznych i energetycznych skał), wynik analizy wykonanej systemem geologiczno-geomechnicznej oceny GEO można odnieść do większego obszaru, na przykad do partii złoża na poziomie analizowanego pokładu. Jednakże w przypadku znaczącej zmienności choćby jednego z parametrów systemu, dla rejonów bieżąco prowadzonej i projektowanej eksploatacji jest zasadne wykonanie odrębnych analiz skłonności górotworu do tąpań dla poszczególnych jego partii. System geologiczno-geomechaniczej oceny skłonności górotworu do tąpań GEO łączy wiele elementów składających się na budowę i właściwości górotworu karbońskiego GZW, a jednocześnie jest propozycją trybu postępowania, której spodziewanym efektem jest poprawa bezpieczeństwa górniczego. 181

183 Literatura 1. Anderson E.M. (1951): The dynamic of faulting. Oliver a Boyd. 2. Aubertin M., Gill D.E., Simon R. (1994): On the use of the brittlenes index modified (BIM) to estime the post-peak behaviour of rocks. W: Rock Mechanics, Nelson & Laubach (eds). Rotterdam, Balkema, s Augustyniak I., Solik-Heliasz E. (2004): Bank danych o dopływie wody do kopalń i jej mineralizacji. Dokumentacja GIG nr Katowice, GIG (niepublikowana). 4. Barański A., Drzewiecki J., Kabiesz J., Kornowski J., Krzyżowski A., Mutke G. (2007): Zasady stosowania metody kompleksowej i metod szczegółowych oceny stanu zagrożenia tąpaniami w kopalniach węgla kamiennego. Seria Instrukcje nr 20. Katowice, GIG. 5. Bicz J. (1962): Opriedielienje udaroopastnosti ugolnych płastow. Trudy WNIMI XLIX. 6. Bieniawski Z.T. (1967): Mechanism of brittle fracture of rock. Parts I, II. Int. J. of Rock Mech. and Mining Sci. Vol. 4, s Biliński A. (1954): Wysokość strefy zawału przy eksploatacji z zawałem stropu. Biuletyn Głównego Instytutu Górnictwa nr 4, dodatek do Przeglądu Górniczego nr Biliński A. (1965): Zależność wielkości zaciskania wyrobiska w ścianach zawałowych od warunków techniczno-górniczych. Prace GIG, Komunikat Nr Biliński A. (1968): Przejawy ciśnienia górotworu w polach eksploatacji ścianowej w pokładach węgla. Zeszyty Naukowe Politechniki Śląskiej nr Biliński A. (1985): Tąpania w świetle mechaniki górotworu odprężonego. Kwartalnik AGH, Górnictwo R. 9, z. 2, s Bogacz W., Krokowski J. (1981): Rotation of the basement of the Upper Silesian Coal Basin. Ann. Soc. Geol. Pol. 51, s Borecki M., Romanowicz E., Szpetkowski S., Tyrała A. (1967): Wyniki badań wpływów eksploatacji w filarze ochronnym dla szybu Szymon kopalni Halemba. Prace GIG, Komunikat nr Borecki M., Chudek M. (1972): Mechanika górotworu. Katowice, Wydaw. Śląsk. 14. Brook N. (1995): Geomechanical parameters of rocks and rock masses. W: Geomechanical criteria for underground coal mines design. D. Krzysztoń (ed.). International Bureau of Strata Mechanics. Katowice, GIG, s Budryk W. (1955): Skutki trzęsień w kopalniach górnośląskich. Arch. Górn. Hutn. nr 3, s Bukowska M., Smołka J., Szedel D. (1992): Technika i metodyka badania modułów odkształcenia i sprężystości skał. Prace Naukowe Instytutu Geotechniki i Hydrotechniki Politechniki Wrocławskiej nr 63, Seria Konf. nr 32, s Bukowska M., Smołka J. (1994): Intensywność rozpraszania energii węgli i skał płonnych wybranych pokładów GZW wg badań laboratoryjnych. Mat. V Konf.: Problemy geologii i ekologii w górnictwie podziemnym. Katowice, GIG, s Bukowska M. (2000): The influence of strain rate on indices of rock bump susceptibility. Archives of Mining Sciences Vol. 45, No. 1, s Bukowska M. i inni (2001): Geomechaniczne uwarunkowania ryzyka wystąpienia tąpnięcia. Dokumentacja GIG nr Katowice, GIG (niepublikowana). 20. Bukowska M. (2002a): Geomechanical properties of rocks from the rockburst hazard point view. Archives of Mining Sciences Vol. 47, No. 2, s Bukowska M. (2002b): Właściwości naprężeniowe i energetyczne skał karbonu produktywnego GZW w warunkach zmiennych prędkości odkształcenia i ciśnień okólnych. Materiały Szkoły Eksploatacji Podziemnej. Sympozja i Konferencje nr 55 pt. Problematyka inżynierska z zakresu ochrony terenów górniczych. Kraków, IGSMiE PAN, s

184 22. Bukowska M., Kidybiński A. (2002): Wpływ czynników naturalnych masywu skalnego na jego wytrzymałość określoną metodami penetrometryczną i laboratoryjną. Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko nr Bukowska M. (2003a): Wskaźnik skłonności do tąpań układu skały otaczające - pokład węgla. Przegląd Górniczy nr 1, s , errata - Przegląd Górniczy nr 3, s Bukowska M. (2003b): Sposób oceny skłonności do tąpań górotworu. X Międzyn. Konf. Nauk.-Tech. Tąpania 2003 nt. Problemy koncentracji eksploatacji w warunkach zagrożenia tąpaniami i metanem. Katowice, GIG, s Bukowska M. (2003c): Post-critical properties of Carboniferous rocks in the Upper Silesian Coal Basin under varying strain rate and confining pressure conditions. Archives of Mining Sciences Vol. 48, No. 4, s Bukowska M., Szedel D. (2003): Komputerowy system ewidencji właściwości fizycznych skał Górnośląskiego Zagłębia Węglowego. Przegląd Górniczy nr 4, s Bukowska M. (2004a): Wskaźnik WNTnaturalnego zagrożenia tąpaniami. Przegląd Górniczy, nr 3, s , errata - Przegląd Górniczy nr Bukowska M. (2004b): Petrografia wybranych próbek piaskowców z górotworu karbońskiego GZW w aspekcie wytrzymałości na ściskanie. XI Międzyn. Konf. Nauk-Tech. Tąpania 2004 nt. Nowe rozwiązania w zakresie profilaktyki tąpaniowej i metanowej. Katowice, GIG, s Bukowska M. (2004c): Nowe rozwiązania w zakresie oceny skłonności skał i górotworu do tąpań i zagrożenia tąpaniami z uwagi na czynniki naturalne. XI Międzyn. Konf. Nauk- Tech. Tąpania 2004 nt. Nowe rozwiązania w zakresie profilaktyki tąpaniowej i metanowej. Katowice, GIG, s Bukowska M. (2005a): Prognozowanie zagrożenia tąpaniami w świetle badań właściwości geomechanicznych skał i geologiczno-górniczych uwarunkowań górotworu karbońskiego GZW. Materiały Szkoły Eksploatacji Podziemnej. Sympozja i Konferencje nr 62. Kraków, IGSMiE PAN, s Bukowska M. (2005b): Wskaźnikowe metody oceny skłonności do tąpań skał i górotworu. Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko nr 2, s Bukowska M. (2005c): Mechanical properties of Carboniferous rocks in the Upper Silesian Coal Basin under uniaxial and triaxial compression tests. Journal of Mining Science Vol. 41, No. 2, s Bukowska M. (2005d): Prognozowanie skłonności do tąpań górotworu metodą wskaźnikowej oceny geologiczno-geomechanicznej w warunkach Górnośląskiego Zagłębia Węglowego. Prace Naukowe GIG nr Bukowska M., Bukowski P. (2005): Uwagi dotyczące wpływu zawodnienia na ocenę skłonności górotworu do tąpań dla obszarów granicznych kopalń czynnych i zlikwidowanych w GZW. Prace Naukowe Instytutu Geotechniki i Hydrotechniki Politechniki Wrocławskiej nr 75, Seria Konf. nr 41, s Bukowska M. (2006): The Probability of Rockburst Occurrence in the Upper Silesian Coal Basin Area Dependent on Natural Mining Conditions. Journal of Mining Science Vol. 42, No. 6, s Bukowska M., Sanetra U., Piernikarczyk A. (2006): Bank o właściwościach fizykomechanicznych węgla i skał GZW. Dokumentacja GIG nr Katowice, GIG (niepublikowana). 37. Bukowska M. (2007a): Charakterystyka skłonności do tąpań górotworu karbońskiego w obszarze Górnośląskiego Zagłębia Węglowego. Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko, Wydanie specjalne nr I, s

185 38. Bukowska M. (2007b): Łupki czy iłowce w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym. Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko. Wydanie specjalne nr III, s Bukowska M., Konopko W. (2007a): Zmiany przepisów prawnych dotyczących skłonności do tąpań i zagrożenia tąpaniami w górnictwie węgla kamiennego w Polsce. Przegląd Górniczy nr 6, s Bukowska M., Konopko W. (2007b): Ewolucja regulacji prawnej oceny zagrożenia tąpaniami. Materiały Szkoły Eksploatacji Podziemnej Sympozja i Konferencje nr 69. Kraków, IGSMiE PAN, s Bukowska M., Kaziuk H. (2007): Zmiana właściwości geomechanicznych skał karbońskich GZW w świetle pól naprężeń tektonicznych. Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko. Wydanie specjalne nr III, s Bukowska M., Wróbel A. (2007): Ocena metodą GEO skłonności do tąpań górotworu w PKW S.A. ZG Sobieski. Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko. Wydanie specjalne nr IV, s Bukowska M., Bukowski P. (2007): Uwagi dotyczące składu petrograficznego piaskowców GZW w aspekcie wstrząsogenności górotworu. Prace Naukowe Instytutu Geotechniki i Hydrotechniki Politechniki Wrocławskiej nr 76, Seria Konf. nr 42, s Bukowski P. (1999): Chłonność wodna górotworu i jej wpływ na przebieg zatapiania likwidowanych kopalń. Katowice, GIG (Praca doktorska). 45. Bukowski P. (2002): The water storage capacity of a Carboniferous rock mass and its impact on the flooding process of mine workings in the Upper Silesian Coal Basin. Archives of Mining Sciences Vol. 47, No. 3, s Bukowski P. (2007): Sposób badania odsączalności skał zwięzłych i luźnych. Patent urzędu patentowego Rzeczypospolitej Polskiej nr PL B1. Udzielenie patentu z dnia , ogłoszono w WUP 09/07. Warszawa, Wydaw. Urzędu Patentowego RP s Bukowski P. (2007a): Zagrożenia wodne w kopalniach węgla kamiennego w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym w dobie restrukturyzacji górnictwa. Górnictwo i Geoinżynieria. Kwartalnik AGH R. 31, z. 3/1, s Bukowski P, Bukowska M. (2005): Zmiany niektórych własności środowiska geologicznego w strefie wahań zwierciadła wód w zbiornikach tworzonych w kopalniach węgla kamiennego w GZW. W: Współczesne problemy hydrogeologii. Praca zbiorowa pod red. A. Sadurskiego i A. Krawca, t. XII. Toruń, Wydaw. Uniw. M. Kopernika, s Bukowski P., Grzybek I., Haładus A., i in. (2006): Opracowanie metodyki prognozowania i monitorowania procesu zatapiania likwidowanych kopalń węgla kamiennego w aspekcie zapewnienia bezpieczeństwa kopalń czynnych i terenów pogórniczych. Dokumentacja GIG projektu badawczego własnego KBN nr 5T12B03724, realizowanego w latach Katowice, GIG. 50. Butra J. (2001): Metoda doboru systemu eksploatacji złóż rud miedzi w polach o jednorodnej charakterystyce geologicznej. Studia, Rozprawy Monografie nr 89. Kraków, IGSMiE PAN. 51. 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, IGSMiE PAN. 52. Cunha A.P. ed. (1990): Scale Effects in Rock Masses. Mat. ISRM Commission on Scale Effects in Rock Mechanics. Rotterdam Balkema. 53. Deere D.U., Hendron A.J., Patton F.D., Cording E.J. (1967): Design of surface and near surface construction in rock. Proc. 8th US Symp. on Rock Mech., New York, s Djordievic N. (1999): Estimation of size-dependent strength of rock with their of Weibull statistics. Trans. Inst. Mining. Metall. Sec. A, Vol. 108, No. 1-4, s

186 55. Drescher A., Lietz J. (1981): Dynamiczny przeskok modelujący tąpanie filara skalnego. Archiwum Górnictwa T. 26, z. 2, s Drzewiecki K. (1967): Wyładowanie energii sprężystej przy rozpadzie materiału kruchego. Prace Komisji Nauk Technicznych PAN, Górnictwo 4, s Drzewiecki K. (1989): Udział pracy zniszczenia w tąpliwym rozkładzie węgla kennelskiego. Zeszyty Naukowe AGH nr 1253, Seria Górnictwo z. 143, s Drzewiecki J. (1995): Mechanizm powstawania rozwarstwień mocnych skał stropowych w świetle pomiarów in situ. Prace Naukowe GIG nr Drzewiecki J. (2004): Wpływ postępu frontu ściany na dynamikę niszczenia górotworu karbońskiego. Prace Naukowe GIG nr Dubiel R. (1999): Analiza zmienności lokalnych pól naprężeń na podstawie badań sejsmologicznych w wybranych rejonach siodła głównego i niecki głównej Górnośląskiego Zagłębia Węglowego. Sosnowiec, Wydział Nauk o Ziemi UŚl. (Praca doktorska). 61. Dubiński J. (1994): Związki przyczynowe wstrząsów i tąpań. Przegląd Górniczy nr 2, s Dubiński J., Drzewiecki J. (1994): Mechanizm niszczenia skał stropowych w świetle obserwacji geomechanicznych i sejsmologicznych. Symp. Nauk.-Tech. Tąpania 94 nt. Rozwiązania inżynierskie w problematyce tąpań. Katowice, GIG, s Dubiński J., Konopko W. (1995): Kierunki zwiększania efektywności profilaktyki tąpaniowej. Przegląd Górniczy nr 4, s Dubiński J., Mutke G., Stec K. (1999): Rozwiązania w sejsmologii górniczej poprawiające efektywność oceny stanu zagrożenia sejsmicznego. Kwartalnik AGH, Geologia T. 25, z. 1, s Dubiński J., Konopko W. (2000): Tąpania - ocena, prognoza, zwalczanie. Katowice, GIG. 66. Dz. U.1953 nr 29 poz.113: Dekret z dnia 6 maja 1953 r. Prawo górnicze. 67. Dziedzic D. i in. ( ): Informacja na temat stanu zagrożenia tąpaniami i zawałami oraz skuteczności metod ograniczania tych zagrożeń w kopalniach LGOM. Praca ciągła CBPM CUPRUM. Roczniki (niepublikowana). 68. Filcek H. (1980): Geomechaniczne kryteria zagrożenia tąpaniami. Kwartalnik AGH, Seria Górnictwo z Filcek H., Kłeczek Z., Zorychta A. (1984): Poglądy i rozwiązania dotyczące tąpań w kopalniach węgla kamiennego. Zeszyty Naukowe AGH z Filcek H., Walaszczyk J., Tajduś A. (1994): Metody komputerowe w geomechanice górniczej. Katowice, Śląskie Wydaw. Tech. 71. Goszcz A. (1980): Wpływ napięć tektonicznych na niektóre właściwości skał i warunki górnicze w północno-wschodniej części Górnośląskiego Zagłębia Węglowego. Zesz. Nauk. AGH, Geologia z. 27, s Goszcz A., Dworak J. (1982): Określenie skłonności węgla do tąpań na podstawie analizy tektonofizycznej oraz pomiarów parametrów sprężystych pokładu metodą sejsmiczną w wyrobiskach górniczych. Archiwum Górnictwa z Goszcz A. i in. (1986): Analiza wpływu wody na niektóre parametry fizyko-mechaniczne skał karbońskich w procesie ich nawadniania i osuszania. Dokumentacja GIG Katowice, GIG (niepublikowana). 74. Goszcz A. (1991): Mechanizm tąpań stropowych i możliwości oceny stanu zagrożenia metodami geofizyki. III Konf. Nauk.-Tech. nt. Zastosowanie metod geofizycznych w górnictwie kopalin stałych, T. I. Kraków, AGH. 75. Goszcz A., Surowiec Z., Kotyrba A., Foryś T. (1991): Analiza metod i możliwości oceny oraz sposoby zwalczania zagrożenia powierzchni ze strony płytko zalegających pustek. Prace GIG Nr

187 76. Goszcz A. (1996): Powstawanie zapadlisk i innych deformacji nieciągłych powierzchni na obszarach płytkiej eksploatacji. Szkoła Eksploatacji Podziemnej 96. Sympozja i Konferencje nr 20. Kraków, CPPGSMiE PAN. 77. Goszcz A. (1999): Elementy mechaniki skał oraz tąpania w polskich kopalniach węgla kamiennego. Biblioteka Szkoły Eksploatacji Podziemnej. Seria z Lampką Górniczą nr 2. Kraków, IGSMiE PAN. 78. Gustek M., Kociela W. (1986): Charakterystyka zagrożenia tąpaniami w kopalniach Górnośląskiego Zagłębia Węglowego. Kwartalnik AGH, Seria Górnictwo z Gustkiewicz J. i in. (1987): Wpływ wody na mechaniczne właściwości skał tąpiących. Sprawozdanie etapowe. Kraków, Instytut Mechaniki Górotworu PAN. 80. Gustkiewicz J. i in. (1999): Właściwości fizyczne wybranych skał karbońskich Górnośląskiego Zagłębia Węglowego. Skały warstw siodłowych. Kraków, IGSMiE PAN. 81. Halinowski J., Rogusz Z.: Określenie wielkości parametrów deformacji powierzchni w zależności od charakteru górotworu i ich wpływ na kształtowanie się odkształceń terenu (niepublikowana, bez daty). 82. Gzowskij M.W. (1975): Osnowy tektonofiziki. Izd. Nauka. 83. Heasley K.A. (1991): An examination of energy calculations applied to coal bump prediction. Rock Mechanics as a Multidisciplinary Science. Rotterdam, Balkema, s Herbich E. (1981): Analiza tektoniczna sieci uskokowej Górnośląskiego Zagłębia Węglowego. Ann. Soc. Geol. Pol., 51, s Hładysz Z. (1979): Reologiczne kryterium skłonności węgla do tąpań w świetle badań laboratoryjnych. Prace GIG, Komunikat nr Hoek E., Brown E.T. (1988): The Hoek-Brown failure criterion. Proc.15th Canadian rock mechanics symposium. Toronto, Toronto University Press. 87. Hoek E. (1994): Strength of rock and rock masses. ISRM News J. Vol. 2, No. 2, s Jegorow P.W. (1974): O gornych udarach na szachtach Kuzbasa. Ugol nr Kabiesz J. (1989): Zmiana właściwości wytrzymałościowych skał karbońskich pod wpływem ich nawilgocenia. Bezpieczeństwo Pracy w Górnictwie nr Kabiesz J., Konopko W. (1996): Instrukcja stosowania metody zapobiegania tąpaniom przez nawadnianie pokładów węgla. Seria Instrukcje nr 2. Katowice, GIG. 91. Kabiesz J. (2003): Sposoby oceny ryzyka zagrożenia tąpaniami w kopalniach węgla kamiennego. Wiadomości Górnicze nr 11, s Kaszuba F. i in. (1977): Wpływ budowy geologicznej, facjalnolitologicznej na lokalizację tąpań z uwzględnieniem zaburzeń tektonicznych. Dokumentacja GIG nr Katowice, GIG (niepublikowana). 93. Kaziuk H., Bromek T., Wawerska B., Chudzicka B., Gruszka J. (1987): Wytyczne oceny warunków geologiczno-górniczych w rejonach projektowania eksploatacji. Etap 1: Mapa tektonofizyczna. Katowice, GIG (niepublikowana). 94. Kaziuk H., Bromek T., Wawerska B., Chudzicka B., Gruszka J. (1988): Reinterpretacja mapy tektonofizycznej GZW. Katowice, GIG (niepublikowana). 95. Kaziuk H., Bromek T., Chudzicka B. (1990): Mapa tektonofizyczna: Ocena warunków geologiczno-górniczych w rejonach projektowania eksploatacji (wersja wstępna). Katowice, GIG (niepublikowana). 96. Kaziuk H. (2001): Aktualizacja istniejących map tektonicznych GZW w oparciu o nowe dane z rozpoznania geologicznego w aspekcie rozwoju sejsmiczności regionalnej zagłębia. Katowice, GIG (niepublikowana). 97. Kaziuk H. (2004): Mapa tektonofizyczna GZW. Praca niepublikowana, archiwum GIG. 186

188 98. Kicki J., Sobczyk E. J. (2006): Restrukturyzacja górnictwa w Polsce a struktura i wystarczalność zasobów węgla kamiennego. Studia, Rozprawy, Monografie nr 134. Kraków Wydaw. IGSMiE PAN. 99. Kidybiński A. (1982): Podstawy geotechniki kopalnianej. Katowice, Wydaw. Śląsk Kidybiński A., Smołka J. (1988): Wpływ wytrzymałości i dynamiki rozpadu skał na skłonność górotworu do tąpań. Zeszyty Naukowe Politechniki Śląskiej nr 960, Seria Górnictwo z. 172 s Kidybiński A. (1994): Geomechaniczna klasyfikacja tąpań w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym - środki zabezpieczenia wyrobisk korytarzowych. Przegląd Górniczy nr 2, s Kidybiński A. (2003): Zagrożenie tąpaniami w górnictwie światowym - rozpoznanie i zapobieganie. Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko nr 1, s Kisiel L. (1973): Reologia skał. Podstawy naukowe. Wrocław, Wydaw. Ossolineum Kłeczek Z. (2007): Sterowanie wstrząsami górotworu w LGOM. Zagrożenia Naturalne w Górnictwie - Warsztaty Kraków, Wydaw. IGSMiE PAN Knochenhauer B. (1912): Erderschutenrungen und Bergschaden. Zeitschrift der Oberschleisiscchen Berg und Huttenmanischen, Verein 51, s Knothe S. (1984): Prognozowanie wpływów eksploatacji górniczej. Katowice, Wydaw. Śląsk Kompleksowe projekty eksploatacji złóż w warunkach zagrożenia tąpaniami O/ZG Lubin, O/ZG Polkowice - Sieroszowice i O/ZG Rudna (prace niepublikowane) Konopko W. (1971): Wpływ podporności obudowy na strop bezpośredni w ścianach zawałowych. Prace GIG, Komunikat nr Konopko W., Kostyk T. (1974): Wpływ zawilgocenia na wytrzymałość skał karbońskich. Biuletyn GIG nr 3, s Konopko W., Kostyk T., Skórka J. (1976): Projektowanie sposobów budowy w ścianach z podsadzką hydrauliczną. Prace GIG, Seria dodatkowa. Katowice, GIG Konopko W. (1977): O dopuszczalnym zawisaniu stropu w ścianach z obudowami zmechanizowanymi. Przegląd Górniczy nr Konopko W. i in. (1980): Ustalenie wpływu podbierania i nadbierania na warunki utrzymania wyrobisk korytarzowych i eksploatacyjnych - Wyniki badań podbierania pokładu 502 pokładem 504 w KWK Śląsk. Katowice, GIG (niepublikowana) Konopko W. (1984): Stan i przyczyny zagrożenia tąpaniami w kopalniach węgla kamiennego Górnośląskiego Zagłębia Węglowego. Bezpieczeństwo Pracy w Górnictwie nr 3, s Konopko W. (1991): Klasyfikacja tąpań. Przegląd Górniczy nr 7, s Konopko W. (1994a): Uwagi o projektowaniu eksploatacji pokładów tąpiących. Przegląd Górniczy nr 2, Konopko W. (1994b): Doświadczalne podstawy kwalifikowania wyrobisk górniczych w kopalniach węgla kamiennego do stopni zagrożenia tąpaniami. Prace GIG nr Konopko W. (1994c): Elementarna energia tąpnięcia. Prace Nauk. Inst. Geotechniki i Hydrotechniki Pol. Wrocławskiej nr 65, Seria Konf. 33, s Konopko W. (1998a): Osiadanie stropu nad polami eksploatacji z podsadzką hydrauliczną. Geomechaniczne problemy eksploatacji złóż i budownictwa specjalnego. XXI Zimowa Szkoła Mechaniki Górotworu, Zakopane - Kościelisko, marca. Kraków, AGH Konopko W. (1998b): O projektowaniu obudowy chodników drążonych pod gruzowiskiem zawałowym. Bezpieczeństwo Pracy i Ochrona Środowiska w Górnictwie nr

189 120. Konopko W. (1999): Możliwość prognozowania stanu zagrożenia tąpaniami. W: Górnictwo Gliwice, Politechnika Śląska, s Konopko W. (2002): O przemieszczeniach górotworu nad polami ciągłej eksploatacji. Problemy ochrony terenów górniczych. Prace Naukowe GIG, Seria Konferencje nr Konopko W., Cybulski K. (2002): Tąpnięcie czynnikiem mogącym zainicjować wybuch pyłu węglowego. Przegląd Górniczy nr 7/ Konopko W. (2005): Wyrobiska nie pokłady - zagrożone tąpaniami. Podstawy nowelizacji przepisów. Bezpieczeństwo Pracy i Ochrona Środowiska w Górnictwie nr Konopko W., Patyńska R. (2008): Warunki występowania tąpnięć w kopalniach węgla kamiennego. Przegląd Górniczy nr Konopko W., Bukowska M. (2008): Parametr tg b jako miara skłonności górotworu do tąpań. Kwartalnik AGH. Górnictwo i Geoinżynieria R. 32, z. 1 s Kortas G. (2003a): Zagrożenie zawałowe i mechanizm powstawania zapadlisk w otworowej kopalni soli. Przegląd Górniczy nr Kortas G. (2003b): Zagrożenie powierzchni terenu wywołane konwergencyjnym zaciskaniem kawern nieczynnej otworowej kopalni soli w Łętkowicach. Przegląd Górniczy nr Kotas A. (1982): Zarys budowy geologicznej Górnośląskiego Zagłębia Węglowego. Przewodnik LIV Zjazdu PTG. Warszawa, Wydaw. Geologiczne, s Kotas A. (1985): Uwagi o ewolucji strukturalnej Górnośląskiego Zagłębia Węglowego. Mat. Konf. nt. Tektonika Górnośląskiego Zagłębia Węglowego. Sosnowiec, PIG, s Kotas A. (1995): Górnośląskie Zagłębie Węglowe. W: The Carboniferous system in Poland. Zdanowski A., Żakowa H. (red.). Prace PIG CXLVIII. Warszawa, PIG, s Kotyrba A. (2005): Zagrożenie i ryzyko zapadliskowe terenów GZW. Wiadomości Górnicze nr 7-8 s Kowalski A. (1985): Zmienność parametru zasięgu wpływów głównych w górotworze. Ochrona Terenów Górniczych nr 72/ Kowalski A. (2007): Nieustalone górnicze deformacje powierzchni w aspekcie dokładności prognoz. Prace Naukowe GIG nr Krejci B., Pouza V., Svoboda K., Tazler R., Ziman J. (1963): Tektonika produktivniho karbonu Ostrawsko-Karvinskeho rewiru. Sborn. geol. ved. R. G. 2, s Krzysztoń D. (1989): Badanie energii odkształcenia podłużnego suchych i mokrych próbek piaskowca. Zeszyty Naukowe AGH, Seria Górnictwo z Lisowski A. (1958): Kierunek eksploatacji ścian zawałowych. Prace GIG, Komunikat nr Liszkowski J., Stochlak J. (1976): Szczelinowatość masywów skalnych. Warszawa, Wydaw. Geologiczne Łojas J. i in. (1975a): Badania dla ustalenia wpływu wybierania blisko zalegających pokładów w KWK XXX lecia PRL. Dokumentacja GIG (niepublikowana) Łojas J. i in. (1975b): Badania dla ustalenia wpływu wybierania blisko zalegających pokładów w KWK Manifest Lipcowy. Dokumentacja GIG (niepublikowana) Łojas J., Konopko W. (1981): Kryteria nieniszczącego podbierania pokładów węgla. Przegląd Górniczy nr 7/ Marcak H., Zuberek W. (1994): Geofizyka górnicza. Katowice, Śląskie Wydaw. Techniczne Merwe J.N. (2003): A laboratory investigation into the effect of specimen size on the strength of coal samples from different areas. J. S. Afr. Inst. Mining Metal. Vol. 103, No. 5, s

190 143. Minh V.C. (1989): Energy Analysis of Deformation and Failure of Rocks. Warszawa, UW, Wydział Geologii Motyczka A. (1979): Sprawnościowy wskaźnik skłonności do tąpań pokładów grupy siodłowej. Przegląd Górniczy nr Müller L. (1974): Comportement des masses rocheuses - determination et application a la pratique de construction. Proc. 3rd Congr. ISRM, Vol. 1. Denver Nowakowski M., Walaszczyk J. (2000): Zastosowanie pełnych, eksperymentalnych charakterystyk naprężeniowo-odkształceniowych skały do modelowania filarowo-komorowego systemu eksploatacji górniczej. Mat. Konf. XXIII ZSMG. Kraków, s Ochrona powierzchni przed szkodami górniczymi (1980): Katowice, Wydaw. Śląsk Patyńska R. i in. ( ): Bank danych o tąpaniach. Prace GIG (niepublikowane) Pells P.J.N. (1993): Uniaxial Strength Testing. Comprehensive Rock Engineering, Vol. 3 - Rock Testing and Site Characterization. Oxford, Pergamon Press, s Pietukhov I.M. (1976): Teorija zaszczytnych płastow. Moskwa, Niedra Pietuchov I.M., Linkov A.M. (1979): The theory of post-failure deformations and the problem of stability in rock mechanics. Int. J. Rock Mech. Min. Sci. & Geomech. Abstr. Vol. 16, s Piernikarczyk J. (1928): Pierwsza polska ustawa górnicza czyli Ordunek Gorny. Historyczny dokument Górnego Śląska z roku Tarnowskie Góry Pilecki Z. (1999): Metoda oceny zachowania się masywu skalnego wokół wyrobiska na podstawie badań in situ. Studia i Rozprawy 59. Kraków, IGSMiE PAN Pilecki Z. (2002): Wyznaczanie parametrów górotworu na podstawie klasyfikacji geotechnicznych. Kraków, Wydaw. Drukrol Pinińska J. (2001a): Systemy geologiczno-inżynierskiej oceny skał i masywów skalnych. Przegląd Geologiczny T. 49, nr 9, s Pinińska J. (2001b): Ku wskaźnikowym ocenom geotechnicznej przydatności masywów skalnych. Prace Naukowe Instytutu Geotechniki i Hydrotechniki Politechniki Wrocławskiej nr 73, Seria Konf. nr 40, s Popiołek E., Marcak H., Krawczyk A. (2006): Możliwość wykorzystania satelitarnej interferometrii radarowej InSAR w monitorowaniu zagrożeń górniczych. Warsztaty Górnicze 2006 z cyklu Zagrożenia Naturalne w Górnictwie. Kraków IGSMiE PAN, s Pożaryski W., Dembowski Z., red. (1983): Geological map of Poland and adjoining countries without Cenozioc, Mesozoic and Permian formations (1: ). Warszawa, PIG Priest S., Hudson J. (1976): Discontinuity spacing in rock. Int. J. Rock Mech. Min. Sci. and Geomech. Abstr. Vol. 13, s Prusek S. (2004): Obliczenie zaciskania oraz obciążenia obudowy chodników zlokalizowanych w polu eksploatacji zawałowej. Przegląd Górniczy nr 7/ Ragus E., Zygadłowicz T. (1994): Rys historyczny występowania tąpań. Przegląd Górniczy nr 2, s Raport roczny o stanie podstawowych zagrożeń naturalnych i technicznych w górnictwie węgla kamiennego. Praca zbiorowa pod kierunkiem W. Konopko. Roczniki Katowice, GIG Ropski S., Znański J. (1965): Zachowanie się stropu nad pokładem wybieranym ścianą z zawałem. Przegląd Górniczy nr Ropski S., Zdański J. (1981): Zachowanie się stropu nad pokładem wybieranym ścianą z zawałem. Przegląd Górniczy nr Rozporządzenie Ministra Spraw Wewnętrznych i Administracji z dnia 14 czerwca 2002 r. (Dz. U. Nr 94 poz. 841) w sprawie zagrożeń naturalnych w zakładach górniczych. 189

191 166. Sałustowicz A. (1955): Mechanika górotworu. Katowice, Wydaw. Górniczo-Hutnicze Sałustowicz A. (1960): Wpływ prędkości eksploatacji na wielkość odkształceń i naprężeń w pokładzie. Archiwum Górnictwa T. 5, z Sen Z. (1996): Theoretical RQD-Porosity-Conductivity-Aperture charts. Int. J. Rock Mech. Min. Sci. and Geomech. Abstr. Vol. 33, s Smołka J. i in. (1978): Metoda określania skłonności do tąpań zwięzłych piaskowców i łupków piaszczystych (mułowców) otaczających pokłady węglowe ( ). Dokumentacja GIG. Katowice, GIG (niepublikowana) Smołka J. (1994): Naprężeniowo-deformacyjna charakterystyka niszczenia węgli i skał w próbie jednoosiowego ściskania. Symp. Nauk.-Tech. Tąpania 94. Katowice, GIG, s Stanford A. (1959): Analitical and experimental study of simple geological structures. Bull. of the Geol. Soc. of Amer. Vol Staroń T. (1975): Studium nad zagadnieniem podbierania pokładów z zawałem stropu w świetle badań podziemnych i rozważań teoretycznych. Prace GIG, Komunikat nr Stec K. i in. ( ): Bank wstrząsów górotworu i tąpań w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym. Prace GIG. Katowice, GIG (niepublikowane) Stec K. (1994): Wpływ parametrów mechanicznych ognisk wstrząsów górniczych na ocenę zagrożenia sejsmicznego w kopalni węgla kamiennego. Katowice, GIG Stec K. (2002): Aktywność sejsmiczna Górnośląskiego Zagłębia Węglowego. Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko nr 3, s Stopyra M. (1974): Pomiar spękań ociosów dla oceny ich stateczności. Przegląd Górniczy nr Stopyra M., Stasica J., Rak Z. (1998): Introskopowa metoda badania struktury górotworu w otoczeniu wyrobisk górniczych. Bezpieczeństwo Pracy i Ochrona Środowiska w Górnictwie nr 10 s Strzałkowski P., Piwowarczyk J., Łapajski K. (2007): Występowanie deformacji nieciągłych liniowych w świetle analiz warunków geologiczno-górniczych. Przegląd Górniczy nr Szecówka Z., Domżał J., Ożana P. (1973): Energetyczny wskaźnik skłonności naturalnej węgla do tąpań. Prace GIG, Komunikat nr Szuścik W., Zastawny E. (1980): Zjawisko tąpania materiału węglowego. Przegląd Górniczy nr Szuścik W., Zastawny E., Bobkowski G. (1984): Powtarzalność występowania zjawiska tąpania materiału węglowego. Przegląd Górniczy nr Tajduś A., Flisiak D., Klisowski R. (2003): Propozycja wskaźnika dla oceny skłonności do tąpań układu warstwy stropowe - pokład. W: Geotechnika w budownictwie i górnictwie. Wrocław, Oficyna Wydawnicza Politechniki Wrocławskiej, s The complete suggested methods for rock characterization, testing and monitoring: (2007). Commision on testing methods ISRM Teisseyre R. (1972): Badania sejsmologiczne w rejonach eksploatacji górniczej. Mat. Symp. Problemy geodynamiki i tąpań. Kraków PAN, s Teper L., Idziak A., Sagan G., Zuberek W. (1992): Celowość badań nad wpływem tektoniki na występowanie wstrząsów górniczych w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym. IV Konf. nt. Postęp naukowy i techniczny w geologii górniczej węgla kamiennego. Katowice, SITG, GIG, Komisja Nauk Geologicznych PAN, s Unrug R., Dembowski Z. (1971): Rozwój diastroficzno-sedymentacyjny Basenu Morawsko-Śląskiego. Ann. Soc. Geol. Pol. 41, s Wadas M. (2005): Metoda badania w zasięgu strefy zniszczenia wokół powierzchni makropęknięć ośrodków skalnych. Praca doktorska GIG (niepublikowana). 190

192 188. Walaszczyk J., Drzewiecki J., Mutke G. (2002): Model niszczenia skał stropowych górotworu będącego źródłem intensywnych zjawisk dynamicznych. Biblioteka Szkoły Eksploatacji Podziemnej. Seria z Lampką Górniczą nr 10. Kraków, IGSMiE PAN Wawersik W.R., Fairhurst C. (1970): A study of brittle rock fracture in laboratory compression experiments. Int. J. Rock Mech. Min. Sci. Vol. 7, No. 6, s Weibull W. (1939): A statistical theory of the strength of materials. IVA Handl. No Stockholm Wierzchowska Z. (1961): Przyczyny wstrząsów górotworu na Górnym Śląsku. Prace GIG, Komunikat nr 268. Katowice, GIG Wilk. Z., red. (2003): Hydrogeologia polskich złóż kopalin i problemy wodne górnictwa, cz. 1. Kraków, Wydaw. Naukowo-Dydaktyczne AGH WUG (2007): Zagrożenia tąpaniami w górnictwie polskim. Katowice, WUG Wytyczne bezpiecznego prowadzenia eksploatacji w pokładach zagrożonych tąpaniami. Załącznik do zarządzenia nr 4 Ministra Górnictwa z dnia 12 marca Zakolski R. (1974): Określenie nieciągłości górotworu metodami geofizycznymi na obszarze Górnośląskiego Zagłębia Węglowego. Prace GIG, Komunikat Nr Zarządzenie nr 32 MGiE z dnia 20 kwietnia 1961 r.: Wytyczne bezpiecznego prowadzenia eksploatacji w pokładach tąpiących Zarządzenie Prezesa Wyższego Urzędu Górniczego z dnia 29 stycznia 1970 r. - Ustalenie kryteriów zagrożeń tąpaniami Zarządzenie nr 4 MG z dnia 12 marca 1981 r.: Wytyczne bezpiecznego prowadzenia eksploatacji w pokładach zagrożonych tąpaniami Zarządzenie Prezesa Wyższego Urzędu Górniczego z dnia 3 sierpnia 1994 r.; MP nr 45 poz dotyczy określania kryteriów oceny zagrożeń naturalnych Zastawny E. (1993): Tąpania eksplozyjne do przodka ścianowego w modelach pokładu w świetle badań laboratoryjnych. Zeszyty Naukowe Politechniki Śląskiej, Seria Górnictwo z Znański J. (1953): Pękanie ściskanych w prasie próbek łupku kennelskiego. Zeszyty Naukowe AGH, Seria Górnictwo z. 2, s Zorychta A., Chlebowski D. (1998): Analityczna metoda określania wpływu zaszłości eksploatacyjnych na stan zagrożenia tąpaniami. V Konf. Nauk-Tech. Tąpania 98 nt. Bezpieczne prowadzenie robót górniczych. Katowice, GIG, s Zorychta A. (1999): Modyfikacja geomechanicznych właściwości węgla jako metoda ograniczenia zagrożenia tąpaniami. Bezpieczeństwo Pracy i Ochrona Środowiska w Górnictwie nr Zorychta A. (2001): Wpływ czynników geotechnicznych na zagrożenie tąpaniami w kopalniach LGOM. Cuprum nr 18, s Zorychta A. (2002): Tąpnięcie jako utrata stateczności wyrobiska podziemnego. Międzyn. Symp. Nauk-Tech. Tąpania Katowice, GIG, s Zuberek W. (1993): Geofizyczne modele wstrząsów indukowanych na powierzchni uskoku eksploatacją górniczą. Prace Nauk. Uniwersytetu Śląskiego, Geologia T. 12/13, s

193

194 A b s tra c t A c o m p le x m e th o d o f th e a s s e s s m e n t o f a ro c k m a s s s u s c e p tib ility to b u m p s in th e U p p e r S ile s ia n C o a l B a s in Mining exploitation conducted in the Upper Silesian Coal Basin (USCB) is the main reason of mining tremors and bumps occurrence. Geodynamic phenomena described as bumps have occurred in the USCB since the end of XIX century. The mechanism of bump because of its complexity (chapter 1) so far has not let to develop a fully effective method of its prognosis. However a number and scope of bumps increasing together with a development of mining exploitation force the researchers to conduct works concerning newer and better methods of the assessment of susceptibility to bumps and bump hazard (chapter 3, 5). A development of a complex method of the assessment of rock mass subjected to mining exploitation susceptibility to bumps requires a settlement of knowledge concerning mechanisms of bumps, a precise definition of a bump, its physical sense and bump hazard. The above mentioned subject matter and terminology are reflected in the Geological and Mining Law (chapter 2). An exercise of a complex method of the assessment of rock mass subjected to mining exploitation susceptibility to bumps requires a comprehensive knowledge of the USCB, both in the aspect of its geological structure, geotectonic basis and covering horizons of productive carboniferous (chapter 4). A general characteristic of geomechanical properties for the whole USCB area has been developed as a table for basic groups of rocks building the Upper carboniferous of the USCB within the libiąskie, łaziskie, orzeskie, rudzkie, siodłowe, porębskie, jaklowieckie and gruszowskie layers. On the basis of data contained in tables there were prepared curves reflecting a changeability of an average strength for each kind of barren rock. A detailed characteristic of research fields chosen to conduct the research was presented in the table together with the characteristic of a rock mass in the height interval of 100 m above the bed ceiling and 30 m under its floor. Such a range of height was assumed to be the model one for the conditions of the USCB. The methods of the assessment of a rock mass susceptibility to bumps developed over last few tens of years were described in the chapter 5. Among them there are analytic and laboratory methods elaborated on the basis of the research in the testing machine. Initially they were indicated on the basis of pre-demolishing stress-strain characteristic obtained during stress tests of rock samples. Currently indicatory methods developed on the basis of a full curve of rock sample demolishing and methods of rock mass (understood as a structure of many layers) susceptibility to bumps, that take into consideration not only geomechanical properties of rock environment but also energetic aspect of bump and rock mass structure including the state of non-continuity surface as one of the aspects qualified by the authors to structural defects of a rock mass, are of the great importance. The in situ research of structure and lithology of a rock mass is necessary to assess the influence of group of factors classified as defects of a rock mass structure on occurrence of great differences between strength indicated on the basis of rock samples and on the basis of their natural occurrence (chapter 6). Fields, where the research was conducted, referred to roof of seams of załęskie, rudzkie, and siodłowe layers. The results of research and observations of a rock mass are presented in tables including basic parameters characterizing the state of drill hole walls as well as the state of a drill core from the point of view of their fracture and loosening facets occurrence. The influence of fracture and loosening facets on strength for sandstones and claystones was estimated. It needs emphasis that on this stage of research it is not possible to determine precisely a numerical influence of each factor in the group of structural defects causing diminution of rocks strength in the rock mass. Watering of Upper Carboniferous in the USCB results from geological structure of carboniferous series as well as from the intensity of its supply. The research of mechanical properties 193

195 of rocks in various states of water saturation let to develop the dependence between mechanical parameters for main rock types of Upper Carboniferous in the USCB (chapter 7). A quantitative assessment of an impact of humidity on geological environment was the basis for the assessment of changes of rock mass susceptibility to bumps. This particularly important issue concerns active areas as well as abandoned mines where the exploitation was conducted in a rock mass susceptible to bumps and thus in conditions of bump hazard. Forming of water reservoirs within them results in secondary watering of a rock mass which may cause changes of rock mass susceptibility to bumps in the border area of active mine and it does not exclude the possibility of further exploitation in this area. Because of its geological history USCB is characterized by complicated tectonics which is a result of overlapping of uneven-aged processes that occurred during the Variscan and Alpine orogeny. The structure is a result of an impact of horizontal stress directed from west, south and south-east. The above mentioned stress was modified by stress being the result of blocks moves of deep substructure. Formation of main structures of the basin and forming of properties of rocks building a rock mass were the effects of the above mentioned stress impact. At least some of geomechanical rock properties vary among other things because of the presence of areas where all stresses were mainly compressive and areas where at least one stress was tensile (chapter 8). The value of geomechanical parameters from areas with compressive stresses was compared with areas where one of the components of principal stress was a tensile stress. Analyses have shown that under specific circumstances and conditions the areas with compressive stresses present higher values of geomechanical parameters but on the assumption that sampling of the deposit is sufficient to be representative and reliable. The above observations concern also the assessment of rock mass susceptibility to bumps resulting from the geomechanical properties. Rock mass properties because of its anisotropy and heterogeneity are the function of direction and location. Some of properties change as a result of an increase of existing non-continuities or arising of the new ones which is favored by the destruction of a rock mass as a result of exploitation (chapter 9). Completed and still conducted underground deposits exploitation influences in different degree on properties of rocks building a rock mass what results from empiric research of rock cores of drill holes from given regions before and after the exploitation (chapter 10). Their results and generalizations in form of quantitative decrease of strength for main rock types of Upper Carboniferous as well as empiric dependence of rocks strain parameters as the function of strength were the basis to estimate the changes of a rock mass susceptibility to bumps. Each of the above mentioned factors influences significantly on the change of rocks and rock mass properties and thus on its susceptibility to bumps. The great volume of a rock mass (factors W and W^J as well as changes being the result of an exploitation should be taken into account while assessing a rock mass susceptibility to bumps (chapter 11). A complex method of the assessment of a disturbed rock mass susceptibility to bumps includes the proposal of the assessment on the basis of tg (according to the Budryk-Knothe theory), on the basis of W, W 1G Ek indexes according to M. Bukowska or L according to W. Konopko. The developed GEO system supplemented with a rock mass seismity resulting from exploitation may be used with success to assess a susceptibility to bumps of a rock mass disturbed with mining works (chapter 11). The system of geological and geomechanical assessment of rock mass susceptibility to bumps GEO is a synthesis connecting various elements pulling together on structure and properties of a carboniferous rock mass in the USCB into the new quality, and simultaneously is a proposal of course of action which is expected to improve safety in mines. 194

196 ...inicjatywie wydania opracowania monograficznego pt.: Kompleksowa metoda oceny skłonności do tąpań górotw oru w G órnośląskim Zagłębiu W ęglow ym trzeba przyklasnąć, gdyż jest to przedsięwzięcie nie tylko merytorycznie uzasadnione, lecz także ze wszech miar pożądane.(...)... bardzo wysoko oceniam naukową stronę pracy, jednocześnie zwracając uwagę na współwystępowanie elementów poznawczych i aplikacyjnych. prof. dr hab. inż. Andrzej ZORYCHTA...publikacja stanowi cenny wkład w tematykę tąpań i oceny skłonności górotworu do tąpań. Publikacja, oprócz kompendium wiedzy z zakresu geomechaniki, tąpań w kopalniach węgla kamiennego i metod oceny skłonności do tąpań, zawiera własny dorobek teoretyczny autorów. Pracę można adresować do studentów wydziałów górniczych, kadry inżynieryjnej kopalń oraz pracowników naukowych. dr hab. inż. Jan BUTRA, prof. Politechniki Wrocławskiej ISBN