Wydobycie węgla i destrukcja górotworu w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym

Transkrypt

1 PRZEGLĄD Nr 11 GÓRNICZY 1 założono MIESIĘCZNIK STOWARZYSZENIA INŻYNIERÓW I TECHNIKÓW GÓRNICTWA Nr 11 (1056) listopad 2010 Tom 66(CVI) UKD: (438.23)(091): /.832: /.274(091): Wydobycie węgla i destrukcja górotworu w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym Prof. dr hab. inż. Władysław Konopko*) Treść: Pustka wytworzona w górotworze w rezultacie wybrania złoża likwidowana jest poprzez zawał skał stropowych lub podsadzenie i osiadanie skał nadległych, sprasowujących rumowisko zawałowe lub wprowadzoną do zrobów podsadzkę. Osiadające nad zrobami skały ulegają destrukcji (spękaniu, rozluzowaniu) o nasileniu stopniowo zmniejszającym się wraz ze zwiększeniem odległości od stropu pokładu ku powierzchni terenu. Niezależnie od sposobu likwidacji zrobów, osiadanie powierzchni terenu przy dostatecznie dużej głębokości eksploatacji jest mniejsze od grubości wybranego złoża. W górotworze pozostaje rozproszona pustka poeksploatacyjna, w przeważającej swej wartości zlokalizowana w zrobach w pobliżu spągu wybranego złoża. W artykule podjęto próbę oszacowania wartości i lokalizacji rozproszonej pustki poeksploatacyjnej w GZW wytworzonej w rezultacie eksploatacji pokładów węgla kamiennego dokonanej w latach Słowa kluczowe: pustki poeksploatacyjne, górnictwo węgla kamiennego, eksploatacja podziemna, Górnośląskie Zagłębie Węglowe 1. Wprowadzenie Wydobycie węgla kamiennego na ziemiach polskich sięga XVII wieku. Do najstarszych kopalń należy kopalnia Murcki, która,,była eksploatowana od około 1740 r. lub nawet wcześniej (być może od lat pięćdziesiątych XVII w. W roku 1769 wprowadzono w niej regularną eksploatację podziemną [5]. Po odzyskaniu niepodległości, już w 1918 roku została w Polsce uruchomiona produkcja węgla kamiennego. Do 1922 roku pozostawała na nieznacznym poziomie. W dalszych latach w zależności od koniunktury gospodarczej wydobycie węgla kamiennego w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym wahało się granicach od 28,0 mln t w 1923 roku do 46,2 mln t w 1929 roku. Ogółem w latach wydobyto około 620 mln t węgla kamiennego [22]. Burzliwy rozwój górnictwa węgla kamiennego trwał od odzyskania niepodległości w 1945 roku do 1979 roku, w którym uzyskano 201 mln t rocznego wydobycia. Po kilku latach ( ) stabilizacji wielkości produkcji na poziomie około mln t nastąpił systematyczny jej spadek do poziomu około 77,5 mln t w 2009 roku. Całkowita wielkość wydobycia węgla handlowego w latach wyniosła około 8187 mln, t, z czego w GZW wydobyto około 7951 mln t [16, 22, statystyka WUG, zbiory własne]. * ) Główny Instytut Górnictwa, Katowice. Artykuł opiniował prof. dr hab. inż. Andrzej Lisowski. W rejonach wychodni wydobycie węgla tzw.,,bieda-szybami znacznie wyprzedzało jego przemysłowe wydobycie. Stosowane było również w okresie międzywojennym, a nawet sporadycznie dotrwało do naszych czasów. W rejonach bytomskim i tarnogórskim od średniowiecza eksploatowano złoża rud cynkowo-ołowiowych. Kopalnie węgla kamiennego rejonu bytomskiego eksploatowały pokłady poniżej zrobów kopalń rud. W tych warunkach stanu naruszenia górotworu, inwentaryzacja pustek poeksploatacyjnych praktycznie nie jest możliwa do jednoznacznego określenia, a tym samym i zagrożeń wynikających z tzw. zaszłości eksploatacyjnych. Stan naruszenia struktury górotworu eksploatacją górniczą zależy od wielu czynników, spośród których do najistotniejszych zaliczyć należy: grubość wybranego pokładu (złoża); obniżenie bezpośredniego stropu pokładu, a również powierzchni terenu, pozostaje w odpowiedniej proporcji do grubości wybranego złoża w obszarze poddanym wpływom tejże eksploatacji, sumaryczna grubość wybranych pokładów (złoża) na określonej powierzchni terenu (górotworu); znane jest zjawisko tzw. reaktywacji zrobów, gdzie osiadanie górotworu przy wybieraniu kolejnego pokładu jest relatywnie większe w odniesieniu do jego grubości niż przy wybieraniu pierwszego pokładu, wzajemna odległość w pionie wybieranych pokładów; przy małej ich odległości zroby różnych pokładów mogą łączyć się,

2 2 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2010 sposób kierowania stropem; przy wybieraniu pokładu z zawałem stropu osiadanie górotworu nad zrobami jest większe niż przy eksploatacji z podsadzką (suchą lub hydrauliczną), w przypadku bardzo mocnych skał otaczających złoże eksploatowane sposobem komorowym wyrobiska korytarzowe mogą utrzymywać się nawet przez stulecia w niezmienionym kształcie lub tylko nieznacznie zmienionym; deformacje górotworu w takich przypadkach są pomijalnie małe, co jednak nie wyklucza przy płytkiej eksploatacji powstawania katastrofalnych w skutkach zapadlisk, sposób eksploatacji ciągłe sposoby eksploatacji, zwłaszcza ścianowe, pozwalają na czyste wybranie pokładu na znacznych powierzchniach, co prowadzi do ciągłego względnie równomiernego osiadania górotworu nad zrobami; pozostawione w zrobach resztki pokładów lub zakłócają równomierność osiadania górotworu, rodzaj skał stropowych skały gęsto uławicone, łatwo przechodzące w stan zawału, a zwłaszcza skały o cechach plastycznych, w zrobach ulegają sprasowaniu, zaciśnięciu pustek, powstaje rodzaj wtórnej calizny, zwanej potocznie rekonsolidacją gruzowiska zawałowego; skały o wysokiej wytrzymałości, odporne na działanie wody, nie ulegają rekonsolidacji nawet po upływie wielu lat. W artykule, w odniesieniu do górotworu karbońskiego w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym, dokonano analizy wydobycia węgla kamiennego i spowodowanej nim destrukcji górotworu w rejonach eksploatacji przy uwzględnieniu wielkości wydobycia, stosowanych systemów eksploatacji pokładów węgla kamiennego i sposobów kierowania stropem. 2. Rozwój systemów i sposobów wybierania pokładów węgla kamiennego W literaturze przedmiotu można spotkać przeciwstawne znaczenia przypisywane pojęciom,,sposób i,,system. Nie wnikając w uzasadnienie powyższego, opierając się na teorii systemów dla potrzeb niniejszego artykułu, w odniesieniu do eksploatacji pokładów węgla pod pojęciem systemów eksploatacji będziemy rozumieli system zabierkowy, polegający na wyeksploatowaniu pokładu na całym (planowanym) wybiegu wyrobiska eksploatacyjnego i następnie na zlikwidowaniu tegoż wyrobiska poprzez zawał skał stropowych lub przez jego pełne lub częściowe podsadzenie. System ubierkowy polega na utrzymywaniu przy przodku wyrobiska eksploatacyjnego niezbędnej ze względów technicznych rozpiętości wyrobiska, a w miarę postępu przodka jego zwiększającą się zbędną rozpiętość likwidowaniu przez zawalenie skał stropowych, ugięcie stropu lub całkowite względnie częściowe podsadzenie, z krokiem wynikającym ze względów technicznych lub warunków stropowych. Każdy z tych systemów eksploatacji może być realizowany na wiele sposobów wynikających z warunków technicznych, jak na przykład środków urabiania, urządzeń odstawy, rodzajów obudowy lub też czynników geologicznych, jak na przykład grubość pokładu, jego nachylenie, regularność zalegania, właściwości skał otaczających pokład, zagrożenia naturalne itp. Istotnym czynnikiem wpływającym, a nierzadko decydującym o rozwoju górnictwa, są warunki jego bazy naturalnej, a więc wielkość zasobów, ich udostępnienie i przygotowanie do wydobycia, stan zagrożeń naturalnych, kryteria ochrony powierzchni, zgoda lokalnej społeczności na uciążliwości powodowane eksploatacją i wreszcie bariery eksploatacji powodowane intensyfikacją zagrożeń naturalnych i moce produkcyjne kopalń węgla kamiennego. Ogólnie w okresie powojennym można wyróżnić następujące etapy rozwoju wydobycia węgla kamiennego w Polsce [22, 23 statystyka WUG, badania własne] (rys. 1): powojenna odbudowa zdolności produkcyjnych kopalń oraz kompletowanie załóg górniczych, intensywny rozwój wydobycia (ze średnim przyrostem wydobycia około 4,3 mln t w roku w rezultacie rozbudowy mocy produkcyjnych kopalń istniejących i budowy kopalń nowych (kopalnie ROW), rozwój szkolnictwa górniczego, rozwój środków technicznych wydobycia, stabilizacja (z wyjątkiem 1981 roku) wydobycia na wysokim poziomie (189,3 193,1 mln t w roku), zapewniającym zapotrzebowanie krajowe i eksport, od roku 1989 systematyczny spadek wielkości wydobycia do 77,5 mln t w 2009 roku, likwidacja kopalń ze względu na sczerpanie zasobów, a nawet likwidacja kopalń ze znacznymi zasobami, uznanych za,,trwale nierentowne, ograniczenie inwestowania, likwidacja szkolnictwa górniczego. Niezależnie od wymienionych etapów w każdym z nich da się wyróżnić pewne elementy pozytywne z punktu widzenia technicznego, technologicznego lub ekonomicznego. Na początku ubiegłego wieku prawie całość wydobycia uzyskiwano z systemów zabierkowych w sposobach filaro- Rys. 1. Wydobycie węgla kamiennego w Polsce w latach

3 Nr 11 PRZEGLĄD GÓRNICZY 3 wych lub komorowych. Oczywiście sposoby eksploatacji filarowe i komorowe przy niezmienionej istocie systemu różniły się szeregiem szczegółowych rozwiązań technicznych i technologicznych. Dla przygotowania pokładu do eksploatacji wymagały one wykonania dużej liczby wyrobisk chodnikowych, nawet w przypadku eksploatacji długimi komorami o wybiegu w korzystnych warunkach stropowych do 100 m. Podnosiło to koszty wydobycia. Stąd sposoby te stosowano przy wybieraniu pokładów średniej grubości i grubych. W pojedynczych przypadkach wysokość wyrobisk filarowych osiągała nawet 5 m. Stropy wyrobisk zabezpieczane były obudową drewnianą. W korzystnych warunkach stropowych i w pokładach średniej grubości można było wybierać złoże bez większych strat eksploatacyjnych, zabezpieczając organami wyrobiska eksploatacyjne od strony zrobów. W mniej korzystnych warunkach stropowych wyrobiska eksploatacyjne od zrobów oddzielano pasem pokładu, tzw.,,nogą, częściowo wybieraną przed likwidacją wyrobiska filarowego. Straty eksploatacyjne substancji węglowej były jednak znaczne. Rozgniatane,,nogi stanowiły istotne zagrożenia pożarami endogenicznymi, co poza niebezpieczeństwem dla załogi w rezultacie opadów brył węgla z takich,,nóg, groziło również zatruciem tlenkami węgla, a nierzadko zapożarowanie zrobów zmuszało do wyłączania z ruchu całych pól eksploatacyjnych. Przy wybieraniu złoża systemem zabierkowym z podsadzką hydrauliczną,,,nogi z reguły stanowiły boczne tamy podsadzkowe, szczególnie korzystne przy eksploatacji pokładów grubych, silnie nachylonych i stromo zalegających. W tym przypadku zagrożenie pożarami było mniejsze niż przy systemach zawałowych. Straty eksploatacyjne substancji węglowej były znaczne, jakkolwiek mniejsze niż przy sposobach zawałowych. Wraz ze zwiększeniem głębokości eksploatacji i wynikającym stąd zwiększonym zaciskaniem wyrobisk, naprężenia koncentrowane w,,nogach i przodkach wybierkowych powodowały wzrost zagrożenia zawałami niezależnie od sposobu kierowania stropem, a także dynamicznymi przejawami ciśnienia górotworu, ogólnie nazywanymi tąpaniami. W wyniku rozgniatania,,nóg stale zwiększało się też zagrożenie pożarami. Pomimo więc relatywnie wysokiej wydajności pracy w systemach zabierkowych [23], wynikającej między innymi ze względnie korzystnych warunków stropowych i doskonalenia odstawy w rezultacie wdrażania rynien potrząsalnych stan zagrożeń oraz konieczność wybierania na czynnych poziomach eksploatacyjnych również pokładów cienkich zmuszały do poszukiwania innych systemów eksploatacji. Już w początkowych latach XX wieku rozpoczęto wdrażanie sposobu długo frontowego, zwanego ścianowym. Długości przodków ścianowych mieszczą się w przedziale m, przy aktualnie przeciętnej długości m. Zgodnie z [23] w 1925 roku w GZW ze sposobów ścianowych uzyskano 10 % wydobycia, a w drugiej połowie lat 40. ubiegłego wieku uzyskano już 50 % wydobycia (rys. 2). Aktualnie ze ścian i chodników przyścianowych uzyskuje się około 99 % wydobycia przy około 1 % z innych sposobów (chodnikowego w kopalni Siltech, chodnikowo-podbierkowego w kopalni Kazimierz-Juliusz i innych). Eksploatacja sposobem ścianowym prowadzona jest na całą grubość pokładu przy jego grubości do 4,0 m, a nawet do 4,5 m. Pokłady bardzo grube wybierane są warstwami z zawałem stropu przy kolejności wybierania warstw z góry ku dołowi, z podsadzką hydrauliczną w kolejności wybierania warstw z dołu ku górze, lub sposobem kombinowanym w rezultacie wybierania warstwy odprężającej (lub warstw) najpierw pod stropem pokładu z zawałem, a następnie warstw z podsadzką hydrauliczną, rozpoczynając od warstwy przyspągowej. Relatywnie trudne technicznie jest wybranie ostatniej warstwy między podsadzką w jej spodku i gruzowiskiem zawałowym w pułapie. Pewną odmianą sposobu ścianowego, stosowanego przy wybieraniu z podsadzką hydrauliczną pokładów silnie nachylonych, jest tak zwany,,system ubierkowo-zabierkowy [24, 25] w odmianie jankowickiej oraz w odmianie knurowskiej. Sposób ten od klasycznego sposobu ścianowego różni się głębokością zabioru. O ile w sposobach ścianowych przy urabianiu techniką strzelniczą głębokość zabioru mieściła się w przedziale 1,0 1,5 m, przy urabianiu strugami 0,05 0,10 m, przy urabianiu kombajnami wrębnikowymi 1,4 1,6 m, kombajnami bębnowymi 0,6 0,8 m, to w przypadku,,systemu ubierkowo-zabierkowego urabianie prowadzone jest techniką strzelniczą w pasie o szerokości odpowiadającej krokowi podsadzki. Przodek przemieszcza się przy tym wzdłuż frontu,,ściany. Urabianie może być prowadzone jednym przodkiem w,,ścianie (odmiana jankowicka) lub w przypadku korzystnych warunków stropowych i nie występowania zagrożenia tąpaniami dwoma lub większą liczbą przodków (odmiana knurowska). Rys. 2. Procentowy udział wydobycia w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym sposobami ścianowymi [23]

4 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2010 W początkowym okresie rozwoju sposobu ścianowego do odstawy urobku stosowano rynny potrząsalne. Zgodnie z [23] w kopalni, Dębieńsko przy tym sposobie odstawy urobku prowadzono ściany o długości nawet 400 m. Należy to jednak traktować jako ewenement, w praktyce długości ścian z rynnami potrząsalnymi mieściły się pobliżu dolnej granicy sposobów eksploatacji uznawanych za ścianowe. Rozwój sposobu ścianowego pociągnął za sobą rozwój i doskonalenie metod i środków technicznych służących jego realizacji. [1, 3, 6, 13, 17, 18, 19, 22, 24, 25] w zakresie: urabiania calizny węglowej technika strzelnicza, wrębiarki i technika strzelnicza, kombajny głęboko zabiorowe (wycinające), kombajny płytko zabiorowe (bębnowe), strugi, obudowy chodników drewniana, stalowa prosta, stalowa łukowa z profilu U i z profilu V, samodzielna lub pomocnicza obudowa kotwiowa, obudowy wyrobisk eksploatacyjnych drewniana, stalowa cierna ze stojakami późno podporowymi i stropnicami długimi (2,0 2,5 m), ze stojakami wczesno podporowymi i stropnicami członowymi (1,2 1,6 m), ze stojakami hydraulicznymi i stropnicami członowymi, obudowa zmechanizowana podporowa i zmechanizowana osłonowa, odstawy urobku rynny potrząsalne, przenośniki stalowe przekładane w częściach, przenośniki stalowe przesuwane do nowego pola w całości, przenośniki stalowe przesuwane w całości, równocześnie stanowiące trasę do przemieszczania się po nich maszyn urabiających. Każda z wymienionych innowacji technicznych stanowiła pewien etap na drodze rozwoju technologii wydobycia węgla kamiennego. Aktualnie szczytowe wydobycie z pojedynczej ściany w warunkach GZW maksymalnie osiąga t/dobę [17, 18], a w warunkach Lubelskiego Zagłębia Węglowego przekracza nawet t/dobę [3, 6]. Pomimo wad sposobu ścianowego eksploatacji w jego aktualnym stanie, w szczególności wynikających z: bardzo wysokich kosztów wyposażenia technicznego ścian, wysokiego spadku wydobycia w rezultacie postoju ścian powodowanych awarią jednego z urządzeń, bardzo wysokiego poboru energii elektrycznej, bardzo wysokich strat materialnych w przypadku tąpnięcia, a zwłaszcza pożaru i otamowania na długi okres pola eksploatacyjnego, nierzadko wymuszonej tym pożarem niemożliwości lub nieopłacalności odzyskania pola i wyposażenia ściany, konieczności wyznaczania regularnych kształtów pól ścianowych. W warunkach GZW nie widać substytutu sposobu eksploatacji dla sposobu ścianowego. Nie sprawdziła się teza podana w [23], że po uzyskaniu przez określony sposób 90 % udziału w całości produkcji powstanie nowa generacja sposobów wybierania pokładów. Tę wartość udziału w wydobyciu węgla kamiennego w GZW sposób ścianowy osiągnął już na początku lat 70. ubiegłego wieku, a aktualnie praktycznie jest wyłącznym sposobem eksploatacji w GZW. 3. Określenie pustek poeksploatacyjnych 3.1. Istota pustki poeksploatacyjnej i rozproszonej pustki poeksploatacyjnej W rezultacie wybrania pokładu z zawałem stropu wytwarzana jest w górotworze pustka poeksploatacyjna o objętości V z = g S (1) gdzie: g grubość eksploatacyjna wybranego pokładu, S powierzchnia zrobów (powierzchnia wybranego pokładu). W rezultacie przemieszczeń górotworu do przedmiotowej pustki poeksploatacyjnej, w zdecydowanej przewadze w rezultacie osiadania skał stropowych (nadległego górotworu), pustka ta w znacznym stopniu jest likwidowana, zaciskana. Niezależnie od systemu i sposobu eksploatacji pokładów węgla kamiennego wartość osiadania a s pierwszej warstwy stropu pokładu nad zrobami jest nie mniejsza od wartości osiadania w powierzchni terenu [4, 10,11], czyli a s w (2) Przy wybieraniu z zawałem pokładu płytko zalegającego, na głębokości kilkunastu metrów, wartości a s i w są zbliżone. W miarę zwiększania głębokości eksploatacji zwiększa się różnica między nimi i w warunkach geologiczno-górniczych GZW już od głębokości rzędu 300 m osiadanie powierzchni terenu przyjmuje w przybliżeniu wartość stałą [4]. Przy eksploatacji pokładu o grubości eksploatacyjnej g wartość osiadania powierzchni terenu nad zrobami o dostatecznie dużych wymiarach powierzchni wynosi około w 0,7g (3) czyli około 30 % pustki poeksploatacyjnej, wytworzonej w wyniku wybrania pokładu z zawałem stropu, ulega rozproszeniu w nadległym górotworze. Dla potrzeb niniejszej pracy określimy ją mianem rozproszonej pustki poeksploatacyjnej. Oczywiście, rozproszenie to nie jest równomierne w przestrzeni od spągu pokładu do powierzchni terenu. Ta wartość pustki poeksploatacyjnej powstaje również w przypadku eksploatacji z pasami podsadzki wykonywanej ze skały płonnej, pozyskiwanej z rumowiska zawałowego, bez dostarczania jej z zewnątrz, to jest spoza danego wyrobiska eksploatacyjnego. Przy eksploatacji z podsadzką dostarczaną z zewnątrz do zrobów poeksploatacyjnych osiadanie stropu pokładu i powierzchni terenu jest odpowiednio mniejsze, proporcjonalnie do kubatury wprowadzonej podsadzki. Również w tym przypadku wartość osiadania pierwszej warstwy stropu, zalegającej bezpośrednio nad pokładem, jest większa od wartości osiadania powierzchni terenu. Tak rozumiana rozproszona pustka poeksploatacyjna V r występuje w mniej lub więcej sprasowanym rumowisku skalnym w postaci zwiększonego współczynnika porowatości. W zdecydowanej wielkości pozostaje w strefie chaotycznego zawału skał, to jest w strefie zawału pełnego, w mniejszej części w strefie zawału wysokiego i w resztkowej części w początkowej strefie osiadania ciągłego (rys. 3). Ta ostatnia strefa sięga bowiem do powierzchni terenu. Przy eksploatacji pokładu z podsadzką strefę zawału pełnego eliminuje podsadzka sucha, a podsadzka hydrauliczna strefy zawału pełnego i wysokiego. Odpowiednio do powyższych w podsadzce zlokalizowana jest przeważająca część rozproszonej pustki poeksploatacyjnej, a destrukcja skał stropowych i część rozproszonej pustki poeksploatacyjnej w skałach stropowych jest odpowiednio mniejsza Pionowa zmienność wartości osiadania stropu nad zrobami Przy eksploatacji z zawałem stropu wartość rozproszonej pustki poeksploatacyjnej jest zróżnicowana w zależności od odległości od spągu pokładu. W dostatecznie dużej odległości nad zrobami wartość osiadania górotworu zbliżona jest do wartości osiadania powierzchni terenu, to jest osiąga wartość

5 Nr 11 PRZEGLĄD GÓRNICZY 5 Rys. 3. Strefy destrukcji skał stropu nad polem ściany zawałowej wg [21] 0,7g, a stan górotworu zbliżony jest do stanu pierwotnego (rys. 3). Przyjmując zgodnie z wynikami badań [10, 11], że h/g = 0,12 a s -4,656 (4) gdzie h pionowa odległość od spągu pokładu, m można wykazać, że przy a s = 0,3g, graniczna wartość zasięgu rozproszenia pustki poeksploatacyjnej dochodzi do 33-krotnej grubości eksploatacyjnej pokładu wybranego zawałem stropu. Z zależności (4) i rysunku 4 wynika, że zdecydowana część wartości tej pustki poeksploatacyjnej mieści się w stropie w odległości 0 8-krotnej grubości wybranego złoża, przy której to odległości a s 0,4g. Przy eksploatacji z podsadzką lub z systematycznym pozostawianiem resztek w zrobach zasięg destrukcji skał stropowych nad zrobami jest mniejszy proporcjonalnie do kubatury dostarczonej z zewnątrz podsadzki (materiału skalnego) lub pozostawianych calizn węglowych. Brak jest jednoznacznych ustaleń co do wpływu zwięzłości skał na pionowy zasięg destrukcji stropu nad zrobami. Gruzowisko zawałowe stropu złożonego ze skał o dużej zwięzłości, utworzone z reguły z dużych bloków, mniej piętrzy się, mniej rozluzowuje się niż gruzowisko ze skał gęsto uwarstwionych, o małej zwięzłości. Stropy o wysokiej zwięzłości zawisają poza obudowę wyrobiska nawet do kilkunastu metrów [9]. W rezultacie konwergencji w miejscu powstania zawału wyrobisko jest znacznie zaniżone, co,,rekompensuje mniejsze piętrzenie się gruzowiska wstępnie podpierającego strefę zawału wysokiego. Ponadto ze względów technologicznych i bezpieczeństwa prowadzenia robót górniczych robotami strzałowymi wymuszany jest zawał stropu do odpowiedniej wysokości oraz w odpowiednim miejscu i czasie. Powyższe czyni, że w warunkach kopalń GZW wpływ zwięzłości skał na wysokość stref destrukcji skał stropowych można uznać za pomijalnie mały Poziomy zasięg pustki poeksploatacyjnej Relatywna regularność poziomych i pionowych przemieszczeń stopu nad zrobami poeksploatacyjnymi jest właściwa dla górotworu o małej zwięzłości, gęsto uwarstwionego lub wielokrotnie naruszonego eksploatacją górniczą. W przypadku eksploatacji pokładu, w stropie którego występują grube warstwy skał o znacznej wytrzymałości, obserwuje się zawisanie stropu poza obudową wyrobiska ścianowego [9] oraz okresowe załamywanie się stropu zasadniczego, na ogół objawiające się wyemitowaniem przez górotwór znacznej porcji energii sejsmicznej. Pewne informacje w tym zakresie bezpośrednio wynikają z rezultatów badań kroku rozruchu ścian [14]. Pod pojęciem kroku rozruchu ściany rozumie się jej wybieg, po przekroczeniu którego następuje pierwszy wysoki zawał skał stropowych, a w przypadku eksploatacji z podsadzką destrukcja stropu właściwa dla dalszego jej wybiegu. Zakończenie rozruchu ściany przejawia się gwałtownym przyrostem konwergencji wyrobiska, przekraczającym kilkakrotnie (2 4 razy) wartość konwergencji typowej dla danej ściany w określonych warunkach geologiczno-górniczych. Taki przyrost konwergencji przy aktualnie wyłącznie stosowanej obudowie zmechanizowanej jest zarówno trudno mierzalny, jak i mało zauważalny. Stąd w dalszych rozważaniach zostaną uwzględnione wyniki badań wartości kroku rozruchu ściany, prowadzone w Głównym Instytucie Górnictwa na przełomie lat 60. i 70. ubiegłego wieku. Ich syntetyczne ustalenia zawarto w pracy [14]. Wartość kroku rozruchu ściany K r określono zależnością K r = 4,47 L 0,4 (5) Rys. 4. Zależność współczynnika osiadania stropu a s od odległości od pokładu wybieranego z zawałem stropu [10, 11] gdzie: K r krok rozruchu ściany, to jest wybieg ściany (w metrach) do chwili powstania pierwszego wysokiego zawału stropu (w rozumieniu [21]), L liczba wskaźnikowa stateczności stropu [20]. Przy takim rozumieniu krok rozruchu ścian w warunkach kopalń GZW zmienia się w granicach od kilku-kilkunastu metrów przy stropach klasy I, najsłabszych, opadających natychmiast po odsłonięciu lub z pewnym opóźnieniem, do ponad 40 m przy stropach klasy V, bardzo mocnych i trwałych (rys. 5).

6 6 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2010 Rys. 5. Zależność wartości kroku rozruchu ściany od liczby wskaźnikowej stropu [14] Zależność ta nie uwzględnia : stanu zaawansowania eksploatacji w danej partii pokładu (sumy powierzchni zrobów ścian w danym pokładzie i/lub w pokładach blisko zalegających), zmiennej warstwowej budowy warstw stropowych, w szczególności występowania grubych, wysoko wytrzymałych nośnych warstw uznawanych za warstwy wstrząsogenne, lokalizacji warstw wstrząsogennych względem stropu pokładu. Lokalizacja warstwy nośnej (wstrząsogennej) w stropie pokładu nie jest obojętna dla wartości kroku rozruchu ścian. Jej destrukcja (pęknięcie) następuje w warunkach, kiedy wartość krzywizn wynikających z ugięcia tej warstwy lub wartość wytworzonych w niej naprężeń przekroczą wartości graniczne dla danej, monolitycznej, warstwy. Te z kolei zależą od lokalizacji przedmiotowej warstwy względem pokładu (to jest jej pionowej odległości od pokładu), grubości eksploatacyjnej pokładu (wysokości ściany) i sposobu kierowania stropem. Syntetycznie poziomy zasięg naruszenia górotworu na określonym horyzoncie można określić wartością tg β, opisującą zasięg wpływów głównych. Górotwór podbierany eksploatacją pokładu osiada poza zroby, nad caliznę pokładu. Wartość tg β zmienia się w zależności od zwięzłości podbieranego górotworu, jak na rysunku 6. Dla górotworu nienaruszonego (na co wskazują pomiary osiadania powierzchni terenu w polu panewnickim kopalni Wujek, gdzie pierwszą eksploatację rozpoczęto na głębokości ponad 900 m) wartość tg β kształtuje się w pobliżu 1,5, a nawet poniżej tej wartości. Ogólnie,,w warunkach Zagłębia Górnośląskiego wartość tangensa kąta zasięgu wpływów głównych waha się w granicach tg β = 1,5 2,5, a w rzadkich przypadkach tg β 3,0 [7]. Wartość tg β zwiększa się wraz z wielokrotnością podebrania górotworu (rys. 6) Wynika stąd, że poziomy zasięg destrukcji górotworu, a więc jego rozluzowania, zwiększa się wraz ze zwięzłością skał go budujących zarówno ze względu na zawisanie stropu w zrobach, jak też i zmienną wartość zasięgu wpływów głównych, określonych dla danego horyzontu wartością tg β Wartość pustki poeksploatacyjnej przy wybieraniu pokładu z zawałem stropu Przy znanej grubości eksploatacyjnej pokładu g i powierzchni zrobów S objętość poeksploatacyjnej pustki określa zależność (1). W ogólnym przypadku, przy dysponowaniu wyłącznie wielkością wydobycia Q w t z danego terenu, rozumianej jako wielkość wydobycia węgla handlowego, niezbędne jest jego odróżnienie od wielkości wydobycia Q u urobku, to jest węgla wraz ze skałą płonną z przerostów w pokładach albo przybierki stropu i/lub spągu pokładu. Przy eksploatacji pokładów średniej grubości i grubych, udział skały płonnej w urobku jest stosunkowo nieznaczny, natomiast przy eksploatacji pokładów cienkich lub z przerostami skały płonnej nierzadko zanieczyszczenia N urobku osiągają nawet % masy węgla handlowego. Objętość pustki poeksploatacyjnej V z m 3 w górotworze, powstałą po wydobyciu z zawałem stropu Q w t węgla handlowego określa zależność V z = Q w / γ w m 3 (6) gdzie: γ w gęstość objętościowa węgla, t/m 3. Wartość zanieczyszczenia N podawana jest w % masy wydobytego węgla handlowego. Stąd masa skały płonnej w węglu surowym wyniesie Q s = N Q w (7) Rys. 6. Zmienność wartości tg β w zależności od jakości podbieranego górotworu [8, 12] Objętość V n zanieczyszczeń (skały płonnej) w urobku wyniesie V n = N Q w /γ s (8) gdzie: γ s objętość objętościowa skały płonnej, t/m 3.

7 Nr 11 PRZEGLĄD GÓRNICZY 7 Stąd łączna objętość urobku surowego (liczona w caliźnie), wydobytego na powierzchnię, a więc objętość wytworzonej pustki poeksploatacyjnej w górotworze wyniesie V zn = V z + V n = Q w (γ s + N γ w ) /γ s γ w (9) stąd V zn = Q w (γ s + N γ w )/γ s γ w (9 ) Odpowiednio wartość rozproszonej pustki poeksploatacyjnej dla wydobycia Q w węgla handlowego określi się zależnością V rz = 0,3 V z = 0,3 Q w /γ w (10) W przypadku różnej wartości masy węgla handlowego i masy urobku objętość poeksploatacyjnej pustki rozproszonej określi się zależnością Przykład V rz = V pz = 0,3 Q w (γ s + N γ w )/γ s γ w (11) Przyjmując, że gęstość objętościowa węgla γ w = 1,3 t/m 3, a gęstość objętościowa skały płonnej γ s = 2,5 t/m 3, z zależności (6) określamy wielkość pustki poeksploatacyjnej; w przypadku, gdy urobek pozbawiony jest skały płonnej, to masa urobku surowego jest porównywalna z masą węgla handlowego, wówczas V z = Q w / γ w = Q w /1,3 = 0,77 Q w V z = 0,77Q w m 3 W przypadku, gdy zanieczyszczenie urobku skałą płonną wyniesie N = 15 %, wówczas z zależności (9 ) otrzymujemy V pz = Q w (γ s + Nγ w )/ γ s γ w = Q w (2,5 + 0,15 1,3)/2,5 1,3 = 0,83 Q w V pz = 0,83 Q w, m 3 Konfrontując otrzymane wartości można stwierdzić, że przy 15 % zanieczyszczeniu skałą płonną urobku wielkość pustki poeksploatacyjnej zwiększa się o około 7,8 % w odniesieniu do określonej z wartości wydobytego węgla handlowego. Wartość poeksploatacyjnej pustki rozproszonej określonej z zależności (10) i (11) wyniesie odpowiednio V rz = 0,23 Q w dla urobku bez zanieczyszczeń skałą płonną i V rz = 0,25 Q w dla urobku z 15 % zanieczyszczeniem skałą płonną Wartość pustki poeksploatacyjnej przy wybieraniu złoża z podsadzką Należy zwrócić uwagę, że wartość pustki poeksploatacyjnej określona zależnościami (6) i (8) dotyczy calizny skalnej, podczas gdy materiał skalny dostarczany do przestrzeni przeznaczonej do podsadzenia jest w stanie rozluzowanym, właściwym dla warunków nasypowych lub transportowanych hydraulicznie. Współczynnik rozluzowania k materiału podsadzkowego, o granulacji do około 100 mm, na podstawie o ustaleń [15,16] można szacować w granicach k = 0,4 0,7. Materiałem takim ze względów technicznych (czysto wykonawczych) nie wypełnia się w 100 % przestrzeni przeznaczonej do podsadzania. Nawet przy szczególnie starannym podsadzeniu wypełnienie to nie przekracza 90 % tej przestrzeni przy podsadzce suchej i 95 % przy podsadzce hydraulicznej. W praktyce współczynnik wypełnienia przestrzeni podsadzanej podsadzką suchą mieści się w przedziale ξ s = 0,7 0,9, średnio ξ s = 0,8, przy podsadzce hydraulicznej w przedziale ξ h = 0,85 0,95, średnio ξ h = 0,90. Ze względu na konwergencję, wysokość wyrobiska w przestrzeni podsadzanej jest mniejsza niż eksploatowana grubość pokładu lub grubość wybieranej warstwy. W wyrobisku ścianowym konwergencja wyrobiska, rozumiana jako zmniejszenie jego wysokości, w przybliżeniu zmienia się liniowo w funkcji odległości od czoła ściany do linii zrobów. Średnią wartość konwergencji w ścianie z podsadzką suchą ze względu na brak udokumentowanych wyników badań można szacować jako pośrednią między stwierdzoną w ścianach z podsadzką hydrauliczną (Z hśr = 25 mm/m rozpiętości wyrobiska) [13] i w ścianach z zawałem stropu (Z zśr = 80 mm/m) [9]. Stąd dla ściany prowadzonej z podsadzką suchą z dużym prawdopodobieństwem (bez większego błędu) można przyjąć Z sśr = 50 mm/m. Podsadzanie dokonywane jest w przeznaczonej do likwidacji części przestrzeni roboczej wyrobiska. Rozpiętość wyrobiska R, to jest odległość od czoła ściany do linii podsadzki w ścianach z podsadzką suchą, nie przekracza R s 6,0 m, a w ścianach z podsadzką hydrauliczną i obudową drewnianą R h 10 m. Przy obudowie zmechanizowanej w korzystnych warunkach stropowych R h 12 m. Krok podsadzania, to jest część likwidowanego wyrobiska przez podsadzenie podsadzką suchą, najczęściej mieści się przedziale 2,0 3,0 m, średnio 2,5 m (rys 6), a w ścianach z podsadzką hydrauliczną w przedziale 2,0 4,5 m, średnio 3,5 m. Zatem średnia wartość konwergencji wyrobiska w miejscu podsadzania w przypadku podsadzki suchej wyniesie Z s = (R R s /2) Z sśr (12) Po podstawieniu danych dla eksploatacji z podsadzką suchą otrzymujemy Z s = (6,0 m 2,5 m/2) 0,05 m/m = 0,2375 m 0,24 m. Z podsadzką suchą eksploatowano wyłącznie pokłady cienkie lub co najwyżej średniej grubości, to jest z przedziału g = 1,0 2,0 m, średnio g = 1,5 m. Stąd współczynnik η zmniejszenia wysokości wyrobiska w miejscu wykonywania podsadzki określa zależność η s = (g Z s )/g (13) Po podstawieniu średnich wartości otrzymujemy Kubatura podsadzki suchej V ps wprowadzonej do wyrobiska, w miejsce wybranego złoża, (jak przy eksploatacji z zawałem stropu), w przeliczeniu na caliznę, wyniesie V ps = V z η sśr ξ s k s (14) Rys. 7. Schemat do obliczania wartości podsadzenia zrobów

8 8 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2010 Biorąc pod uwagę wartości średnie przedmiotowych współczynników V psśr = V z 0,84 0,80 0,6 = 0,40 V p V psśr = 0,4 V z (14 ) Przy eksploatacji z podsadzką suchą pozostaje w górotworze pustka poeksploatacyjna o objętości V s = V z V p (15) Dla średnich wartości współczynników wyniesie V s = 0,6 V z (15 ) Zatem przy eksploatacji z podsadzką suchą na miejsce wybranego złoża licząc objętościowo wprowadza się średnio około 40 % materiału podsadzkowego. Mówiąc inaczej, likwiduje się około 40 % pustki wytworzonej w rezultacie wybrania złoża. Pozostaje więc pustka poeksploatacyjna około 60 % wybranego złoża, to jest pustka jak dla g s = 0,6g z w odniesieniu do pokładu wybranego z zawałem stropu. Przy eksploatacji z podsadzką hydrauliczną maksymalna rozpiętość wyrobisk ścianowych wyposażonych w obudowy zmechanizowane mieści się w granicach R h = 8,0 12,0 m, średnio R h = 10 m. Uprzednio ściany z podsadzką hydrauliczną prowadzono w obudowie drewnianej, a wówczas rozpiętość wyrobisk nie przekraczała R h 10 m, średnio R hśr = 9,0 m. Krok podsadzania nie uległ praktycznie zmianom i niezależnie od sposobu obudowy mieścił się w przedziale R h = 3,0 5,0 m, średnio R khśr = 4,0 m. Wartość konwergencji w takich wyrobiskach mieściła się w granicach 5,0 35,0 mm/m rozpiętości wyrobiska, średnio Z hśr = 25 mm/m. Oczywiście podsadzką hydrauliczną również nie da się całkowicie wypełnić przestrzeni podsadzanej, zawsze pozostaje tzw. zero podsadzkowe, tym większe, im mniejsze jest nachylenie pokładu (podsadzka hydrauliczna, z małymi wyjątkami, była stosowana w ścianach poprzecznych prowadzonych po wzniosie pokładu). Współczynnik wypełnienia podsadzką hydrauliczną przestrzeni podsadzanej, nawet przy uwzględnieniu,,dosadzenia zera podsadzkowego przy kolejnym podsadzaniu, kształtował się na poziomie ξ h = 0,85 0,95, średnio ξ h = 0,90. Współczynnik rozluzowania materiału podsadzkowego, w zależności od jakości tegoż materiału, wynosi k h = 0.6 0,8, średnio k hśr = 0,7 [15]. Z podsadzką hydrauliczną eksploatowano pokłady grube na całą grubość lub warstwami pokłady bardzo grube. Wysokość wyrobisk ścianowych na ogół mieści się w przedziale 2,0 4,5 m, średnio około g śr =3,5 m. Dla ścian z podsadzką hydrauliczną średnia wartość konwergencji w polu podsadzanym, określana podobnie jak dla ścian z podsadzką suchą (z zależności (13)), wyniesie Z h = (9,0 m 4 m/2) 0,025 m/m = 0,175 m 0,18 m Współczynnik zmniejszenia wysokości wyrobiska, wg zależności (14) wyniesie η hśr = (3,5 0,18)/3,5 = 0,95 Stąd kubatura podsadzki hydraulicznej wprowadzonej do zrobów wyniesie V ph = V z η hśr ξ h k h (16) Po podstawieniu wartości średnich otrzymujemy V ph = V z 0,95 0,9 0,7 = 0,6 V z V ph = 0,6 V z (16 ) Zatem przy eksploatacji z podsadzką hydrauliczną w górotworze pozostaje pustka poeksploatacyjna V h = V z V ph (17) Dla średnich wartości współczynników wyniesie ona V h = 0,4 V z (17 ) Zatem przy eksploatacji z podsadzką hydrauliczną pustkę poeksploatacyjną wypełnia się w około 60 %. Pozostaje pustka poeksploatacyjna, stanowiąca około 40 % objętości wybranego złoża. Szerokie badania deformacji powierzchni w GZW nie pozostawiają żadnych wątpliwości, że osiadania powierzchni nad polami eksploatacji zawałowej są mniejsze od grubości wybranego złoża [7]. Przy wybraniu jednego pokładu osiadanie powierzchni przeważnie osiąga wartość w = 70 % grubości g wybranego złoża (pokładu). Przy wybraniu kilku pokładów, na skutek tzw. reaktywacji zrobów, wartość współczynnika osiadania powierzchni zwiększa się, jednak i w tym przypadku najczęściej nie przekracza 80 % sumarycznej grubości wybranego złoża. Przy wybieraniu z podsadzką osiadanie powierzchni jest odpowiednio mniejsze, w zależności od stopnia wypełnienie zrobów podsadzką 4. Szacunkowa objętość pustki poeksploatacyjnej i rozproszonej pustki poeksploatacyjnej w GZW (dla eksploatacji z lat ) W latach polskie kopalnie węgla kamiennego wydobyły łącznie około mln t handlowego węgla kamiennego, z tego w GZW wydobyto około mln t, to jest około 97,1 % całości wydobycia w Polsce, w DZW (produkcja zakończona w 2000 roku) wydobyto około 152 mln t, to jest około 1,9 %, w LZW około 85 mln t, to jest około 1,0 % wydobycia (produkcja rozpoczęta w 1982 roku ) W GZW w latach uzyskano około mln t węgla handlowego z systemów prowadzonych z zawałem stropu (71,4 %), mln t z systemów z podsadzką hydrauliczną (24,9 %) i około 295 mln t z podsadzką suchą (3,7 %). Uwzględniając wartość i proporcje wydobycia węgla handlowego z poszczególnych systemów i sposobów wydobycia w GZW w latach na podstawie zależności; (6) dla eksploatacji z zawałem stropu (17 ) dla eksploatacji z podsadzką hydrauliczną, (15 ) dla eksploatacji z podsadzką suchą, całkowitą objętość pustki poeksploatacyjnej w rezultacie wydobycia węgla handlowego, to jest kubaturę wydobytego węgla, określa zależność V pc = (0, , 249 0,4 + 0,037 0,6) Q w /1,3 (18) V pc = 0,643 Q w (18 ) Pustkę poeksploatacyjną spowodowaną wydobyciem urobku, to jest węgla zanieczyszczonego skałą płonną, określa zależność V pcn = 0,643 (1+N) Q w (19) Oznacza to, że kubatura wydobytego węgla dla podanej jego wartości wynosi ponad 5112 mln m 3, natomiast urobku, to jest węgla wraz ze skałą płonną, czyli pustka poeksplo-

9 Nr 11 PRZEGLĄD GÓRNICZY 9 atacyjna przy przyjętym szacunkowo 15% zanieczyszczeniu węgla, wyniosła V pcn = 5879 mln m 3 Zakładając, że część rozproszonej pustki poeksploatacyjnej w podsadzce jest porównywalna z taką pustką w odpowiadającej jej strefie zawałowej stropu całkowitą wartość rozproszonej pustki poeksploatacyjnej określa zależność (11), tak jak dla eksploatacji zawałowej, niezależnie od sposobu kierowania stropem. Zatem całkowita objętość rozproszonej pustki poeksploatacyjnej w związku z wybraniem w latach w GZW 7951 mln t węgla handlowego i przy przyjęciu średnio 15 % jego zanieczyszczenia skałą płonną, wynosi V rpcn = 1978 mln m 3 lub w zaokrągleniu V rpcn 2000 mln m 3 Niezależnie od sposobu likwidacji zrobów rozproszona pustka poeksploatacyjna w górotworze lokalizuje się w zrobach w pobliżu spągu wybranego pokładu. Jej udział w górotworze pierwotnym w skałach stropowych przy eksploatacji podsadzkowej jest odpowiednio mniejszy niż przy eksploatacji zawałowej (rys. 8). Osiadanie stropu nad zrobami pokładu wybranego z podsadzką suchą jest odpowiednio mniejsze. Nie powstaje strefa zawału pełnego. Rolę piętrzącego się gruzowiska zawału pełnego przejmuje podsadzka. Silne spękania stropu, w tym przypadku zawału wysokiego, zachodzą w warstwach skalnych bezpośrednio zalegających nad pokładem. Mówiąc inaczej podsadzka sucha eliminuje strefę zawału chaotycznego na skutek wypełnienia średnio w 40 % pustki po wybranym pokładzie. Destrukcja stropu jest porównywalna z wybraniem pokładu o grubości odpowiadającej 60 % grubości pokładu wybieranego z zawałem stropu. Ponieważ z podsadzką suchą wybierano pokłady cienkie lub co najwyżej średniej grubości nie zachodziły warunki dla powstawania chaotycznego zawału stropu. Przy eksploatacji z podsadzką hydrauliczną wyeliminowana jest destrukcja stropu właściwa dla stropu zawałowego, to jest stref zawału pełnego i wysokiego. Nad zrobami pokładu wybranego z podsadzką hydrauliczną, nawet przy wybieraniu kolejnych warstw pokładu bardzo grubego, destrukcja stropu jest relatywnie mała, umożliwia opanowanie obudową tradycyjną jego opadania do przestrzeni roboczej wyrobiska. Wartość rozproszonej pustki poeksploatacyjnej w stropie odpowiada wybieraniu pokładu grubości 40 % w odniesieniu do eksploatacji zawałowej (rys. 8). 5. Podsumowanie Po wybraniu pokładu (złoża) pozostaje w górotworze relatywnie trwała (w sensie żywotności poziomu eksploatacyjnego, a nawet kopalni) rozproszona pustka poeksploatacyjna, zlokalizowana w zrobach. W przypadku wybrania kilku pokładów blisko zalegających wytworzone przez nie rozproszone pustki poeksploatacyjne mogą łączyć się, istotnie zmieniając właściwości górotworu na znacznej jego miąższości. Szczególnym przypadkiem rozproszonej pustki poeksploatacyjnej jest,,uskok eksploatacyjny, powstający w przypadku sumujących się krawędzi różnych pokładów, przerywający ciągłość osiadania górotworu do powierzchni terenu. Przypadki takie stwierdza się nawet przy eksploatacji prowadzonej na znacznej głębokości. Rozproszona pustka poeksploatacyjna jest miejscem migracji i gromadzenia się gazów kopalnianych i/lub wody, mogących stwarzać określone zagrożenie dla robót górniczych prowadzonych nawet w znacznej od niej odległości. W górotworze w strefie rozproszonej pustki poeksploatacyjnej zmienia się prędkość rozchodzenia się fal sejsmicznych, co ma bezpośredni wpływ na dokładność lokalizacji ognisk wstrząsów, zarówno epi-, jak i hipocentrów. Tak zdezintegrowany górotwór tłumi energię fal sejsmicznych, przez co eksploatacyjne odprężanie pokładów stanowi jedną ze skuteczniejszych metod ograniczania zagrożenia tąpaniami. Zalecać należy, ażeby kalibracja parametrów górotworu dla potrzeb modeli komputerowych wykorzystywanych do oceny stanu górotworu i bezpieczeństwa robót w nim prowadzonych uwzględniała specyfikę zmian jego właściwości w strefie rozproszonej pustki poeksploatacyjnej. Niniejsza publikacja jest rezultatem pracy naukowej sfinansowanej ze środków na naukę w latach jako projekt badawczy NN Rys. 8. Średnie wartości rozproszenie rozluzowania skał stropowych w zależności od sposobu kierowania stropem a) zawał, b) podsadzka sucha, c) podsadzka hydrauliczna

10 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2010 Literatura 1. Biliński A.: Obudowa ścianowa wyrobisk wybierkowych chodników eksploatacyjnych. Zasady jej doboru do warunków pola eksploatacyjnego. Nakład własny. Katowice, Borecki M., Romanowicz E., Szpetkowski S., Tyrała A.: Wyniki badań wpływów eksploatacji w filarze ochronnym dla szybu Szymon kopalni Halemba. Prace GIG. Komunikat 428, Chmielewski J., Kozek B.: Praktyczne doświadczenia z eksploatacji pokładu 385/2 o miąższości poniżej 2,0 m w LW Bogdanka S.A. Materiały Szkoły Eksploatacji Podziemnej Wydawnictwo IGSMiE PAN. Kraków, Halinowski J., Rogusz Z.: Określenie wielkości parametrów deformacji powierzchni w zależności od charakteru górotworu i ich wpływ na kształtowanie się odkształceń terenu [nie publ. bez daty]. 5. Jarosz J.: Słownik historyczny kopalń węgla na ziemiach polskich. Wydanie II poprawione i zaktualizowane. Śląski Instytut Naukowy, Katowice, Kasprzak J., Kozek B.: Ścianowy kompleks mechanizacyjny o wydajności 20 tysięcy ton na dobę w kopalni,,bogdanka. Materiały Szkoły Eksploatacji Podziemnej Wydawnictwo PAN IGSMiE, Kraków, Knothe S.: Prognozowanie wpływów eksploatacji górniczej. Wydawnictwo Śląsk, Kompleksowa metoda oceny skłonności do tąpań górotworu w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym. Praca zbiorowa pod redakcją M. Bukowskiej. Wydawnictwo GIG, Katowice, Konopko W.: O dopuszczalnym zawisaniu stropu w ścianach z obudowami zmechanizowanymi. Prz. Gór. Nr 1, Konopko W.: O przemieszczeniach górotwory nad polami ciągłej eksploatacji. Problemy ochrony terenów górniczych. Prace Naukowe GIG, seria Konferencje, Konopko W.: Osiadanie stropu nad polami eksploatacji z podsadzką hydrauliczną. Geomechaniczne problemy eksploatacji złóż i budownictwa specjalnego. XXI Zimowa Szkoła Mechaniki Górotworu. Zakopane kościelisko, Konopko W., Bukowska M.: Parametr tgb jako miara skłonności górotworu do tąpań. Górnictwo i geoinżynieria. Kwartalnik AGH, zeszyt 1, str Konopko W., Kostyk T., Skórka J.: Projektowanie sposobów obudowy w ścianach z podsadzką hydrauliczną. Prace GIG seria dodatkowa. Katowice, Kryteria doboru schematów obudowy indywidualnej i zmechanizowanej dla wyrobisk ścianowych. Praca zbiorowa pod kierunkiem A. Bilińskiego, wykonana przez zespół w składzie: W. Konopko, T. Kostyk, J. Smołka, R. Śmieja i E. Żurek. GIG, Krysik M.: Wielkość ściśliwości podsadzki hydraulicznej w zależności od rodzaju materiałów i ich procentowego udziału. Materiały Sympozjum nt. Technologia wybierania złóż o dużych miąższościach. Wydawnictwo GIG, Lisowski A.: Podsadzka hydrauliczna w polskim górnictwie. Wydawnictwo Śląsk Sp. z o.o., Katowice, Niełacny P., Stefaniak R., Janik M.: Przezbrajanie wyposażenia wysoko wydajnego kompleksu ścianowego doświadczenia KWK Ziemowit. Prz. Gór. Nr 11-12, Niełacny P., Janik M., Domagała J., Kuska J.: Mechanizacja, automatyzacja i wizualizacja procesów eksploatacyjnych węgla kamiennego w parceli F pokład 209 w KWK Ziemowit (przeszłość, teraźniejszość i przyszłość). Szkoła Eksploatacji Podziemnej IGSMiE PAN, AGH. Kraków Ostrihansky R.: Eksploatacja podziemna złóż węgla kamiennego. Wydawnictwo Śląsk Sp. z o.o., Katowice, Pawłowicz K.: Rozkład powierzchni osłabionej spoistości, metoda oznaczania trwałości próba klasyfikacji stropów pokładów węgla w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym. Prace GIG, Komunikat. 21. Ropski S., Zdański J.: Zachowanie się stropu nad pokładem wybieranym z zawałem. Prz. Gór. Nr 10, Statystyka przemysłu węglowego w Polsce w latach (niezależnie od zmiany tytułu opracowania statystycznego i wydawcy). 23. Szczurowski A.: Dotychczasowy rozwój sposobów wybierania pokładów węgla w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym. Prz. Gór. Nr 6/ Turek M.: Techniczna i organizacyjna restrukturyzacja kopalń węgla kamiennego. Wydawnictwo GIG, Katowice, Znański J.: Zasady podziemnej eksploatacji złóż. Wydawnictwo Śląsk, Katowice, 1974.

11 Nr 11 PRZEGLĄD GÓRNICZY 11 UKD: (438):622.8(083.1) /.273(093.1):346.2:622(083.1) Planowanie bezpiecznej eksploatacji w polskich kopalniach węgla kamiennego Dr inż. Krzysztof Matuszewski *) Treść: Podano podstawowe akty prawne regulujące planowanie bezpiecznej eksploatacji w polskich kopalniach węgla kamiennego. Omówiono czynniki decydujące o kolejności wybierania pokładów oraz sposobie kierowania stropem, porządku i kierunku wybierania w pokładach węgla, a także o doborze wysokości i długości ścian. Omówiono również czynniki decydujące o doborze systemu przewietrzania ścian. Zwrócono także uwagę na wpływ koncentracji produkcji na planowanie bezpiecznej eksploatacji. Na końcu omówiono niektóre aspekty planowania eksploatacji podpoziomowej w warunkach zagrożeń górniczych. Słowa kluczowe: bezpieczna eksploatacja, zagrożenia naturalne, sposób wybierania pokładu 1. Wprowadzenie Kopalnie węgla kamiennego w Polsce prowadzą roboty górnicze w warunkach stale pogarszającego się środowiska pracy. Na aktualny poziom bezpieczeństwa w kopalniach ma wpływ: długi, często ponad 100-letni, okres prowadzenia przez kopalnie, działalności górniczej w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym, co w wielu rejonach doprowadziło do znacznej objętości wyeksploatowanego złoża i naruszenia struktury górotworu, wybieranie złoża wielopokładowego (problemy resztek, filarów, krawędzi zatrzymanej eksploatacji i ich wzajemnego oddziaływania na prowadzone roboty górnicze), duża i stale powiększająca się głębokość prowadzonej eksploatacji (około 7 m/rok), wzrastająca (w niektórych przypadkach) koncentracja produkcji, wieloletnie niedoinwestowanie kopalń, objawiające się brakami w wyposażeniu kopalń w nowoczesne maszyny i urządzenia górnicze oraz zaległości w wykonywaniu nowych poziomów wydobywczych, odchodzenie na emerytury doświadczonych pracowników, niewystarczające odtwarzanie szkolnictwa na poziomie techników i szkół zawodowych, stosowanie, ze względu na ograniczone możliwości inwestycyjne, w coraz większym zakresie podpoziomowego modelu udostępnienia złoża, brak do 2009 roku środków finansowych z budżetu państwa na tak zwane inwestycje początkowe, * ) Wyższy Urząd Górniczy, Katowice. Artykuł opiniował dr inż. Krzysztof Cybulski. trudna sytuacja sektora górnictwa węgla kamiennego związana ze spadkiem cen węgla na rynkach światowych. W publikacji omówione będą następujące zagadnienia: podstawy prawne planowania bezpiecznej eksploatacji, czynniki decydujące o kolejności wybierania pokładów oraz sposobie kierowania stropem, czynniki decydujące o kolejności i kierunku wybierania w pokładach węgla, czynniki decydujące o doborze wysokości i długości ścian w pokładach węgla, czynniki decydujące o doborze systemu przewietrzania ścian, koncentracja produkcji a planowanie bezpiecznej eksploatacji, eksploatacja podpoziomowa i jej wpływ na bezpieczeństwo. 2. Podstawy prawne planowania bezpiecznej eksploatacji Podstawowym aktem prawnym, na podstawie którego prowadzi się wydobywanie kopalin ze złóż, jest ustawa Prawo geologiczne i górnicze [1] i akty prawne wynikające z ww. ustawy [2, 3]. Najistotniejsze uregulowania prawne, dotyczące planowania bezpiecznej eksploatacji, ww. ustawy, znajdują się w Dziale III, Wydobywanie kopalin, Rozdziale 4 Ruch zakładu górniczego, w następujących artykułach: Art. 63 Ruch zakładu górniczego odbywa się na podstawie planu ruchu, zgodnie z zasadami techniki górniczej. Art Na podstawie warunków określonych w koncesji oraz projektu zagospodarowania złoża przedsiębiorca sporządza plan ruchu każdego zakładu górniczego. 2. Plan ruchu zakładu górniczego określa szczegółowe przedsięwzięcia niezbędne w celu zapewnienia:

12 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY ) bezpieczeństwa powszechnego; 2) bezpieczeństwa pożarowego; 3) bezpieczeństwa i higieny pracy pracowników zakładu górniczego; 4) prawidłowej i racjonalnej gospodarki złożem; 5) ochrony środowiska wraz z obiektami budowlanymi; 6) zapobiegania szkodom i ich naprawiania. Art. 73. Przedsiębiorca jest obowiązany w szczególności: 1) rozpoznawać zagrożenia związane z ruchem zakładu górniczego i podejmować środki zmierzające do zapobiegania i usuwania tych zagrożeń, w tym oceniać i dokumentować ryzyko zawodowe występujące w ruchu zakładu górniczego oraz stosować niezbędne środki profilaktyczne zmniejszające to ryzyko; 2) posiadać odpowiednie środki materialne i techniczne oraz właściwie zorganizowane służby ruchu do zapewnienia bezpieczeństwa pracowników i bezpieczeństwa ruchu zakładu górniczego; 3) prowadzić ewidencję osób przebywających w zakładzie górniczym. Art. 73a. 1. Występujące w zakładzie górniczym zagrożenia naturalne: tąpaniami, metanowe, wyrzutami gazów i skał, wybuchem pyłu węglowego, wodne, erupcyjne, siarkowodorowe, radiacyjne naturalnymi substancjami promieniotwórczymi, a także działaniem pyłów szkodliwych dla zdrowia, podlegają zaliczeniu do poszczególnych stopni (kategorii, klas) zagrożeń. 2. Zaliczeń, o których mowa w ust. 1 dokonuje właściwy organ nadzoru górniczego w drodze decyzji, jeżeli przepis szczególny nie stanowi inaczej. 3. Minister właściwy do spraw administracji publicznej określi, w drodze rozporządzenia: 1) kryteria oceny zagrożeń naturalnych, o których mowa w ust. 1, w zależności od rodzaju kopaliny, natężenia występowania zagrożeń, przestrzeni występowania zagrożeń i rodzaju zakładu górniczego, a także szczegółowe zasady zaliczania tych zagrożeń; 2) sposób zaliczania złóż (pokładów), ich części lub wyrobisk do poszczególnych stopni (kategorii, klas) zagrożeń; 3) przypadki, w których zaliczeń może dokonywać kierownik ruchu zakładu górniczego. Art Minister właściwy do spraw gospodarki w porozumieniu z ministrami właściwymi do: spraw pracy i spraw wewnętrznych określi, w drodze rozporządzenia, szczegółowe zasady bezpieczeństwa i higieny pracy, prowadzenia ruchu oraz specjalistycznego zabezpieczenia przeciwpożarowego związanego z ruchem w poszczególnych rodzajach zakładów górniczych, a także szczegółowe zasady oceniania i dokumentowania bezpieczeństwa i ochrony zdrowia pracowników zatrudnionych w ruchu zakładów górniczych. W przepisach tych powinny ponadto zostać uwzględnione przypadki, w których: 1) oddanie do ruchu określonych obiektów, maszyn i urządzeń wymaga zezwolenia organu nadzoru górniczego; 2) przedsiębiorca obowiązany jest dokonać sprawdzenia rozwiązań technicznych w drodze badań przeprowadzanych przez rzeczoznawców. Rozporządzeniami wydanymi na podstawie ww. artykułów prawa geologicznego i górniczego, a dotyczące planowania bezpiecznej eksploatacji są : Rozporządzenie Ministra Spraw Wewnętrznych i Administracji z dnia 14 czerwca 2002 r. w sprawie zagrożeń naturalnych w zakładach górniczych [3], Rozporządzenie Ministra Gospodarki z dnia 28 czerwca 2002 r. w sprawie bezpieczeństwa i higieny pracy, prowadzenia ruchu oraz specjalistycznego zabezpieczenia pożarowego w podziemnych zakładach górniczych [2]. W ww. rozporządzeniu Ministra Spraw Wewnętrznych i Administracji [3] dla planowania bezpiecznej eksploatacji podstawowe znaczenie ma zaliczenie złóż (pokładów), ich części lub wyrobisk do poszczególnych stopni (kategorii, klas) zagrożeń. W ww. rozporządzeniu Ministra Gospodarki [4] dla planowania bezpiecznej eksploatacji podstawowe znaczenie mają uregulowania prawne znajdujące się w następujących paragrafach: Partię złoża lub pokład wyżej leżący wybiera się przed pokładem leżący niżej. 2. Określona w ust. 1 kolejność wybierania może być zmieniona, gdy: 1) zachodzi konieczność odprężenia lub odgazowania pokładu, 2) odległość i własności skał pomiędzy pokładami zabezpieczają pokład wyżej leżący przed skutkami eksploatacji pokładu leżącego niżej, 3) wybieranie pokładu niżej leżącego odbywa się z zastosowaniem podsadzki. 243 Opracowując projekty techniczne eksploatacji, o których mowa w 41 ust. 2, w pokładach zaliczonych do II IV kategorii zagrożenia metanowego, przy równoczesnym występowaniu zagrożeń tąpaniami lub pożarami endogenicznymi w zrobach, określa się środki zapobiegania zagrożeniom, uwzględniając ich wzajemne oddziaływanie W zakładzie górniczym wybierającym złoże (pokład) lub jego części zagrożone tąpaniami projektuje się i prowadzi roboty górnicze w sposób ograniczający powstawanie nadmiernej koncentracji naprężeń w górotworze. 2. Dla złoża (pokładu) lub jego części, zaliczonych na podstawie odrębnych przepisów do odpowiedniego stopnia zagrożenia tąpaniami opracowuje się kompleksowy projekt eksploatacji; projekt opiniuje specjalna komisja, o której mowa w artykule107 ust. 8 ustawy z dnia 4 lutego 1994 r. Prawo geologiczne i górnicze oraz zatwierdza kierownik ruchu zakładu górniczego. 3. Kompleksowy projekt eksploatacji zawiera w szczególności: 1) charakterystykę złoża (pokładu) wraz z niezbędnymi mapami i przekrojami, 2) sposób udostępnienia i przygotowania złoża (pokładu) do wybierania, 3) zakres i kolejność wybierania, na okres od 3 do 6 lat oraz kierunki wybierania na okres następnych 3 do 5 lat, z uwzględnieniem złóż (pokładów) niezagrożonych tąpaniami, jeżeli roboty górnicze w nich prowadzone będą miały wpływ na złoża (pokłady) zagrożone tąpaniami, 4) charakterystykę stosowanych systemów eksploatacji, 5) sposób koordynacji projektowanych robót górniczych z robotami w sąsiednich rejonach i sąsiednich zakładach górniczych, 6) prognozę zagrożenia tąpaniami i wstrząsami, w okresie obowiązywania projektu, 7) wyposażenie i możliwości pomiarowe kopalnianej stacji geofizyki górniczej (w tym projekt dostosowania geometrii sieci sejsmologicznej do planowanych robót górniczych). Jak z powyższego wynika planując bezpieczną eksploatację należy uwzględniać przede wszystkim zagrożenie tąpaniami, metanowe i pożarami endogenicznymi. Nadmienić należy, że projektując bezpieczną eksploatację w pokładach zagrożonych tąpaniami na początku sporządza się kompleksowy projekt eksploatacji, a na jego podstawie plan ruchu.

13 Nr 11 PRZEGLĄD GÓRNICZY Czynniki decydujące o kolejności wybierania pokładów oraz sposobie kierowania stropem Po omówieniu podstaw prawnych planowania bezpiecznej eksploatacji omówione zostaną czynniki decydujące o: kolejności wybierania pokładów, sposobie kierowania stropem. Podstawowe znaczenie przy wyborze kolejności wybierania pokładów ma: miąższość pokładów (optymalna od 2,0 do 2,5m) i posiadane wyposażenie ścian (w szczególności obudowy zmechanizowane), regularność zalegania pokładów węgla i występujące zaburzenia geologiczne, jakość węgla (możliwość jego zbytu za odpowiednią cenę), zagrożenia naturalne. Jak wspomniano w poprzednim rozdziale, kolejność wybierania pokładów określa 88 rozporządzenia Ministra Gospodarki [2], poprzez wybieranie kolejno po sobie niżej zalegających pokładów, dopuszczając jednak wyjątki w przypadku: odprężania lub odgazowania pokładu, podbierania pokładu wyżej zalegającego, wybierania pokładu podbieranego z zastosowaniem podsadzki. Z zagrożeń naturalnych podstawowe znaczenie przy wyborze kolejności wybierania pokładów odgrywają następujące zagrożenia: tąpaniami, metanowe, pożarowe. Planowane do eksploatacji pokłady węgla zaliczane są do różnych stopni zagrożenia tąpaniami i kategorii zagrożenia metanowego. Pokłady te są w różnym stopniu skłonne do samozapalenia. Sposób pobierania próbek węgla, w celu przeprowadzenia badań samozapalności i oznaczenia wskaźnika samozapalności, określają Polskie Normy [2]. Planując kolejność wybierania pokładów należy dokonać gradacji zagrożeń naturalnych, a w szczególności zagrożenia tąpaniami, metanowego i pożarowego. Wybór ten jest szczególnie trudny przy planowaniu eksploatacji w partiach nierozpoznanych, gdzie brak jest badań wytrzymałościowych skał, metanonośności itp. Czasami przydatne w takich sytuacjach są doświadczenia uzyskane przy prowadzeniu robót górniczych w kopalniach sąsiednich. Dokonując gradacji zagrożeń naturalnych należy między innymi przeanalizować [4]: gdzie przebiegają główne zaburzenia geologiczne, które pokłady z wiązki pokładów zostały wcześniej wybrane i kiedy, na jaką miąższość i jakim systemem były wybierane pokłady, jak kształtowała się aktywność sejsmiczna w trakcie wybierania tych pokładów, czy pokłady przewidziane do eksploatacji były wcześniej podbierane, jaka jest metanonośność węgla w pokładach, jaka jest temperatura pierwotna skał, jaka jest skłonność węgla do samozapalenia. Z punktu widzenia zagrożenia tąpaniami, o kolejności wybierania pokładów decydują następujące czynniki: miąższości i parametry wytrzymałościowe poszczególnych pokładów węgla, odległości pomiędzy poszczególnymi pokładami węgla, rodzaj, miąższości i parametry wytrzymałościowe skał stropowych i spągowych, zaburzenia geologiczne, zaszłości eksploatacyjne. Dokonując wyboru pokładu odprężającego najistotniejszym jest wybranie takiego pokładu, którego eksploatacja spowoduje spękania w skałach otaczających (szczególnie stropowych), objawiające się wstrząsami, nie powodując jednocześnie tąpnięć w trakcie jego eksploatacji. Istotne jest przy takim wyborze, aby w stropie bezpośrednim pokładu odprężającego nie zalegała zbyt gruba i zwięzła warstwa piaskowca. Z punktu widzenia zagrożenia tąpaniami wydaje się, że pokład odprężający powinien mieć miąższość od 2,0 do 2,5 m. i być wybierany na całą miąższość. Po wybraniu pokładu odprężającego, przy wybieraniu kolejnych pokładów zagrożonych tąpaniami, zaobserwować można niższą aktywność sejsmiczną górotworu, niż przy wybieraniu pokładu odprężającego, co jednak nie wyklucza możliwości wystąpienia tąpnięcia, szczególnie przy wybieraniu pokładów na większą wysokość niż pokład odprężający. W przypadku, gdy mamy do czynienia jedynie z pokładami grubymi, najlepiej jest odprężyć górotwór przez wybranie warstwy przystropowej pokładu z zawałem stropu. Z punktu widzenia zagrożenia metanowego o kolejności wybierania pokładów decydują następujące czynniki: metanonośności pokładów węgla, odległości pomiędzy pokładami węglowymi, nasycenie metanem warstw węgla i skał otaczających pokłady węglowe, warstwy skalne ograniczające migrację metanu. W przypadku silnego nasycenia górotworu metanem, pokład odprężający, usytuowany między innymi pokładami, jest jednocześnie pokładem odgazowującym. Takim pokładem był pokład 506 w kopalniach Halemba, Pokój, Wawel i Zabrze-Bielszowice. W trakcie wybierania pokładów odgazowujących z sąsiednich pokładów wydziela się największa ilość metanu. W aspekcie zagrożenia metanowego korzystniej jest wybierać pokłady w kolejności z góry na dół. W takich sytuacjach mamy przeważnie do czynienia ze wzrostem wydzielania metanu wraz z głębokością zalegania pokładów. Zaletą kolejności wybierania pokładów z góry na dół przy zagrożeniu metanowym jest to, że wyższy zasięg odgazowania obejmuje przestrzeń nad pokładem niż pod nim. Z punktu widzenia zagrożenia pożarami endogenicznymi o kolejności wybierania pokładów decydują następujące czynniki: skłonności pokładów węgla do samozapalenia, miąższości pokładów węgla, parametry wytrzymałościowe pokładów węgla oraz skał stropowych i spągowych. W przypadku wysokiego zagrożenia pożarowego najkorzystniej jest wybierać pokłady w kolejności z góry na dół. Każde podbieranie pokładów, czy to z podsadzką czy z zawałem stropu, zwiększa możliwość powstania pożaru szczelinowego. Drugim czynnikiem decydującym o bezpiecznej eksploatacji jest sposób kierowania stropem. Przy prowadzeniu eksploatacji systemami ścianowymi mamy do czynienia z następującymi sposobami kierowania stropem: zawałem, podsadzką. Sposób zawałowy kierowania stropem w polskich kopalniach węgla kamiennego jest dominujący ze względu na: prostotę, posiadane obudowy zmechanizowane, niższe koszty niż w przypadku podsadzki, skuteczniejsze odprężenie i odgazowanie pokładów sąsiednich niż w przypadku podsadzki.

14 14 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2010 Wybieranie ścian za pomocą podsadzki płynnej prowadzone jest aktualnie jedynie w kopalniach Katowickiego Holdingu Węglowego S.A. pod zwartą zabudową Katowic i okolic, oraz okresowo w Kompanii Węglowej S.A. kopalnia Bobrek- -Centrum, ze względu na potrzebę ochrony powierzchni. Należy się spodziewać, że ze względu na planowanie robót eksploatacyjnych na coraz większych głębokościach, poza zwartą zabudową miejską, zakres eksploatacji z podsadzką będzie malał. 4. Czynniki decydujące o porządku i kierunku wybierania w pokładach węgla oraz doborze wysokości i długości ścian Porządek i kierunek eksploatacji w pokładach należy zaprojektować po dokonaniu wyboru kolejności wybierania w pokładach. Porządek wybierania w pokładach węgla zależy od: regularności zalegania pokładów, zagrożenia tąpaniami, usytuowania parceli eksploatacyjnych w stosunku do granic obszaru górniczego i podstawowych wyrobisk udostępniających, usytuowania szybów. Planując eksploatację w pokładach regularnie nachylonych należy preferować porządek wybierania z góry na dół po upadzie od piętra najwyższego do najniższego. Planując eksploatację w pokładach zagrożonych tąpaniami, zalegających w formie niecki, należy preferować porządek wybierania z dołu do góry po wzniosie z dna niecki od piętra najniższego do najwyższego, co wynika z tego, że w dnie niecki występuje kumulacja naprężeń w górotworze i wiążący się z nią zwiększony stan zagrożenia tąpaniami. Porządek wybierania w pokładach węgla zależy również od usytuowania parceli eksploatacyjnych w stosunku do granic obszaru górniczego i podstawowych wyrobisk udostępniających. Parcele eksploatacyjne mogą być usytuowane w części centralnej bądź w częściach przygranicznych obszaru górniczego. Generalnie uważa się, że parcele eksploatacyjne najkorzystniej jest wybierać poczynając od rejonów przygranicznych, dzięki czemu skraca się drogi odstawy urobku. Planując eksploatację należy uwzględnić również usytuowanie szybów. Kierunek wybierania w pokładach zależy od: nachylenia pokładu, zagrożenia tąpaniami, zagrożenia metanowego, zagrożenia pożarowego. Mówiąc o nachyleniu pokładu należy określić, czy pokład ma być wybierany po rozciągłości (systemem podłużnym), czy po upadzie lub po wzniosie (systemem poprzecznym). W polskim górnictwie węglowym preferowany jest ścianowy system podłużny eksploatacji z zawałem stropu. Wybieranie ścian poprzecznych po wzniosie, przy większych upadach (powyżej 15º), jest utrudnione i nie zapewnia wystarczającej koncentracji produkcji. Przechodząc do zagrożenia tąpaniami należy preferować taki kierunek wybierania, aby ograniczyć zasięg występowania stref wzmożonej koncentracji naprężeń. Przy wyborze wybierania pokładu węglowego jedno lub dwuskrzydłowo, bardziej korzystne jest wybieranie jednoskrzydłowe, gdyż umożliwia bardziej czyste wybranie złoża. W pokładach zagrożonych tąpaniami kierunki wybierania w kolejnych pokładach powinny być takie same, gdyż w ten sposób uzyskuje się najlepsze odprężenie kolejnych pokładów przewidzianych do eksploatacji. Mówiąc o zagrożeniu metanowym należy stwierdzić że poprzeczny system wybierania po wzniosie jest mniej korzystny od systemu podłużnego ze względu na większą możliwość wystąpienia wysokich stężeń metanu w zrobach i jego migrację w kierunku skrzyżowania ściany z dowierzchnią wentylacyjną. W takich sytuacjach, przy wysokiej prognozowanej metanowości ściany (powyżej 20 m 3 /min), korzystniej jest prowadzić eksploatację systemem poprzecznym na upad, gdy nie spodziewamy się powstania pożaru endogenicznego w zrobach ściany. Przechodząc do zagrożenia pożarowego to ścianowy system poprzeczny wybierania z zawałem stropu po wzniosie, po wypełnieniu zrobów ścian dużą ilością mieszaniny pyłów dymnicowych i wody, jest korzystniejszy od systemu podłużnego prowadzonego po rozciągłości pokładu. Dobór wysokości ścian zależy od: miąższości pokładu, zaburzeń geologicznych, zagrożenia tąpaniami, zagrożenia klimatycznego. Ściany w pokładach cienkich i o średniej miąższości należy wybierać czysto na jedną warstwę. W pokładach grubych natomiast, eksploatacja musi być prowadzona na warstwy, co w niektórych przypadkach powoduje pozostawianie między wybieranymi warstwami półki węglowej, co niekorzystnie wpływa na zagrożenie pożarowe i gospodarkę złóżem. W pokładach grubych, o wysokiej metanoności, wybieranych na warstwy, pierwszą warstwę przystropową najlepiej wybrać systemem podłużnym z zawałem stropu. Kolejne warstwy najlepiej wybierać, ze względu na zagrożenie pożarowe, ścianami poprzecznymi po wzniosie, co jednak jest niekorzystne ze względu na zagrożenie tąpaniami. Ze względu na uzyskanie najwyższej koncentracji produkcji najlepiej eksploatować ściany o wysokości od 2,0 do 3,0 m. Zaburzenia geologiczne, tak ciągłe, jak i nieciągłe, występujące na wybiegu ścian, powodują zakłócenia w produkcji, konieczność urabiania skały płonnej oraz przesuwania obudowy i przenośnika ścianowego w warunkach odmiennych od planowanych. W związku z powyższym, w takich warunkach obudowa powinna mieć możliwość pracy w szerokim zakresie. W warunkach zagrożenia tąpaniami, przy wybieraniu pierwszego pokładu odprężającego, wysokość ściany powinna wynosić około 2,0 m. Wybieranie kolejnych pokładów lub warstw w pokładach grubych z zawałem stropu powinno nastąpić w stosunkowo krótkim czasie, a wysokość ścian może być większa niż w przypadku pokładu odprężającego, co jednak jest niekorzystne ze względu na zagrożenie zawałowe. W warunkach zagrożenia klimatycznego eksploatacja ścian o małej wysokości jest niekorzystna, ze względu na małą ilość powietrza przepływającą przez ścianę, co powoduje znaczny przyrost temperatury powietrza w ścianie prowadzonej na dużej głębokości i pogorszenie warunków klimatycznych. Długość ściany zależy od: planowanej koncentracji produkcji, zagrożenia tąpaniami, zagrożenia pożarowego, zagrożenia metanowego. Ściany o planowanej wysokiej koncentracji produkcji powinny mieć długość od 250 do 300 m i więcej i być wyposażone w odpowiednie, niezawodne urządzenia urabiające i odstawcze. Przy długich ścianach szczególnego znaczenia nabiera dobór odpowiedniego przenośnika ścianowego posiadającego łańcuch o odpowiedniej średnicy. W warunkach wysokiego zagrożenia tąpaniami wskazane jest ograniczenie do minimum wykonywania robót przygotowawczych, a więc należy projektować ściany długie. W celu

15 Nr 11 PRZEGLĄD GÓRNICZY 15 zmniejszenia zagrożenia tąpaniami w najbardziej zagrożonych pokładach celowym jest planowanie długich ścian z zawałem stropu, a wyrobiska przyścianowe w miarę możliwości lokalizować w strefach odprężonych. W warunkach zagrożenia pożarowego zbyt długa ściana jest niekorzystna, szczególnie w rejonach zaburzeń geologicznych, gdy węgiel przedostaje się do strefy zawałowej ściany. W takich sytuacjach trudno jest uzyskać duży postęp ściany, co ułatwia rozwój samozapalenia węgla w zrobach ściany. W warunkach zagrożenia metanowego wskazane jest unikanie zbyt długich ścian ze względu na wysokie wydzielanie się do nich metanu, spowodowane większym niż przy ścianach krótszych zasięgiem strefy odgazowania. Szczególnie wskazane jest planowanie w partii nierozpoznanej niezbyt długiej pierwszej ściany podłużnej z zawałem stropu przewietrzanej dwustronnie wzdłuż calizny węglowej, aby nie być zmuszonym ograniczać jej postępu. Zroby takiej ściany, dla kolejnych planowanych dłuższych ścian, mogą stanowić zbiornik metanu, z którego będzie można w przyszłości prowadzić odmetanowanie. 5. Czynniki decydujące o doborze systemu przewietrzania ścian W polskich kopalniach węgla kamiennego stosowane są różne sposoby przewietrzania ścian. W 1997 roku przeprowadzono badania ankietowe, którymi objęto 249 ścian (77 % wszystkich czynnych ścian), z których 203 eksploatowane były z zawałem stropu, 46 na podsadzkę [5]. Badania te miały odpowiedzieć na pytanie, jakimi kryteriami kierowało się kierownictwo kopalń przy doborze określonego systemu przewietrzania ściany w warunkach różnego zagrożenia metanowego i pożarowego. Z przeprowadzonych ankiet wynika, że kryteriami branymi pod uwagę przez kierownictwo kopalń przy doborze systemu przewietrzania ściany były: względy ruchowe (planowane wydobycie ze ściany, kierunek odstawy urobku, transport materiałów, zasilanie energią elektryczną, doprowadzenie mediów), sposób rozcięcia złoża, stan zaawansowania robót przygotowawczych, możliwość doprowadzenia do ściany odpowiedniej ilości powietrza, prognoza i wielkość faktycznego zagrożenia metanowego, możliwość zastosowania odmetanowania górotworu, stopień zagrożenia pożarowego, prognoza zagrożenia temperaturowego, przyzwyczajenia i przekonania kadry kierowniczej kopalni. W pracy [5] autorzy zestawili różne sposoby przewietrzania ścian w zależności od zagrożeń naturalnych, takich jak: metanowe, pożarami endogenicznymi, tąpaniami i temperaturowe, wskazując, który system przewietrzania ściany jest preferowany dla poszczególnych rodzajów wyżej wymienionych zagrożeń naturalnych. W pracy [4] przedstawiono następujące zagrożenia decydujące o doborze sposobu przewietrzania ścian: pożarem endogenicznym, metanowe, pyłowe, klimatyczne. Dla zmniejszenia zagrożenia powstania pożaru endogenicznego najkorzystniej jest doprowadzać i odprowadzać powietrze ze ściany wzdłuż calizny węglowej na tzw. U. Najmniej korzystne z punktu zagrożenia pożarowego jest doprowadzanie i odprowadzanie powietrza wzdłuż zrobów. W pośrednich sytuacjach, gdy np. świeże powietrze doprowadza się do ściany wzdłuż calizny węglowej, a zużyte powietrze odprowadza się ze ściany wzdłuż zrobów, ważne jest skuteczne uszczelnianie zrobów i ich przemulanie mieszaniną pyłów dymnicowych i wody. Dla zmniejszenia zagrożenia metanowego najkorzystniej jest doprowadzać i odprowadzać powietrze ze ściany wzdłuż zrobów (rozwiązanie to jest rzadko stosowane), natomiast najmniej korzystne jest doprowadzanie i odprowadzanie powietrza wzdłuż calizny węglowej. Istnieje kilka pośrednich sposobów przewietrzania ścian, niemniej z punktu widzenia zagrożenia metanowego szczególnie istotnym jest, aby zużyte powietrze odprowadzane ze ściany kierowane było za jej front wzdłuż zrobów, dzięki czemu w pokładach silnie metanowych odsuwa się strefę zwiększonych stężeń metanu w zrobach od skrzyżowania ściany z chodnikiem wentylacyjnym. Taka sytuacja ma miejsce przy często stosowanym przewietrzaniu na tzw. Y. W przypadku wysokiej prognozowanej metanowości ścian przewietrzanych na U wzdłuż calizny węglowej wskazane jest usytuowanie odstawy urobku w świeżym prądzie powietrza oraz prowadzenie efektywnego odmetanowania, najlepiej z zastosowaniem chodnika drenażowego usytuowanego nad eksploatowaną ścianą. Dla zmniejszenia zagrożenia pyłowego najkorzystniej jest, gdy kierunek prądu powietrza jest zgodny z kierunkiem odstawy urobku ze ściany. Wynika to z tego, że przesypy na przenośnikach odstawczych są poza ścianą największym źródłem zapylenia, a przy zgodnym kierunku prądu powietrza i odstawy urobku zapylenie jest mniejsze niż w sytuacji odwrotnej. Bardzo istotne jest również, aby prędkość powietrza w wyrobiskach ścianowych nie była zbyt wysoka. Dla zmniejszenia zagrożenia klimatycznego najkorzystniej jest sprowadzać świeże powietrze do ściany z wyższego poziomu na niższy, a odstawę urobku ze ściany sytuować w zużytym prądzie powietrza. Z kolei najmniej korzystne z punktu widzenia zagrożenia klimatycznego jest doprowadzanie świeżego powietrza do ściany z niższego poziomu na wyższy, i sytuowanie odstawy urobku ze ściany w świeżym prądzie powietrza. Niestety ten drugi sposób przewietrzania ścian, niekorzystny tak z punktu zagrożenia klimatycznego, jak i pyłowego, jest najczęściej stosowany w polskich kopalniach węgla kamiennego. Ważnym czynnikiem poprawiającym warunki klimatyczne w rejonach ścian jest przemulanie (wypełnianie) zrobów ścian mieszaniną pyłów dymnicowych i wody, skuteczne uszczelnianie zrobów, odpowiednio dobrane duże gabaryty wyrobisk oraz brak sąsiedztwa zrobów w wyrobiskach przyścianowych. Zagadnieniem podstawowym dla bezpieczeństwa załóg górniczych przy doborze systemu przewietrzania ścian jest właściwe określenie gradacji (stopniowania) zagrożenia metanowego i pożarowego, gdy oba te zagrożenia występują w stopniu najwyższym. Szczególnie duże problemy występują przy sporządzaniu prognoz metanowości w partiach złoża bądź nierozpoznanych, bądź słabo rozpoznanych. Projektując eksploatację i dobierając system przewietrzania ścian pamiętać trzeba o kształtowaniu się obszarów ze zwiększonymi stężeniami metanu w zrobach za frontem ścian o różnych kierunkach wybierania i przewietrzania przedstawionych na rysunku 1 [6]. Pamiętać należy również, że najczęstszymi przyczynami zapłonów metanu w ścianach i ich otoczeniu w polskich kopalniach węgla kamiennego były [7]: iskry mechaniczne (skała-metal, metal-metal, skała- skała), roboty strzałowe (nieodpowiednie materiały wybuchowe, odpalanie wolno przyłożonych ładunków wybuchowych, zapalniki elektryczne o nieodpowiednim stopniu opóźnienia, niewłaściwy osprzęt strzałowy),

16 16 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2010 Rys. 1. Typowe kształtowanie się obszarów ze zwiększonymi stężeniami metanu w zrobach za frontem ścian o różnych kierunkach wybierania i przewietrzania otwarty ogień (ognisko pożaru endogenicznego w zrobach ściany, środki zapalcze), urządzenia elektryczne i elektryczność statyczna (iskrzenie w nieiskrobezpiecznych urządzeniach w wyniku nieprawidłowego działania zabezpieczeń urządzeń elektrycznych, łuk elektryczny, nieprawidłowa praca uziemień odprowadzających ładunki elektrostatyczne). Jeśli chodzi o zagrożenie pożarowe, to przy planowaniu eksploatacji i doborze systemu przewietrzania ścian w pokładach cienkich i o średniej miąższości, wybieranych na jedną warstwę, należy szczególną uwagę zwracać na występujące zaburzenia geologiczne na wybiegu ściany i możliwość przedostawania się rozkruszonego węgla do przestrzeni wybranej. Jeśli chodzi o pokłady grube, wybierane na warstwy, to zazwyczaj przy wybieraniu pierwszej warstwy podstropowej z zawałem stropu, przy wysokim spodziewanym wydzielaniu metanu, dobierając system przewietrzania zazwyczaj należy przyjąć, że dominującym zagrożeniem jest zagrożenie metanowe, a nie pożarowe i ściany należy przewietrzać na Y. W przypadku natomiast doboru systemu przewietrzania dla ścian projektowanych w kolejnych warstwach, dominującym zagrożeniem będzie niewątpliwie zagrożenie pożarowe, a nie metanowe i ściany takie należy przewietrzać na U. 6. Koncentracja produkcji, a planowanie bezpiecznej eksploatacji Przez koncentrację produkcji w górnictwie węgla kamiennego rozumie się ilość wydobytego węgla w jednostce czasu przypadającą na element kopalni (np. ścianę) uczestniczący w procesie produkcyjnym. Planując bezpieczną eksploatację w kopalniach węgla kamiennego, oprócz warunków geologiczno-górniczych i tak zwanych względów ruchowych, należy uwzględnić zagrożenia górnicze, takie jak: metanowe, wyrzutami gazów i skał, pyłowe, pożarowe, tąpaniami, wodne, klimatyczne, radiacyjne oraz często występujące jednocześnie w różnym stopniu tzw. zagrożenia skojarzone lub współwystępujące. Koncentracja produkcji wpływa pozytywnie na następujące zagrożenia naturalne [8]: wodne, radiacyjne, pożarowe dla ścian wybieranych z zawałem stropu. Jeśli chodzi o zagrożenie wodne, przez które rozumie się możliwość wdarcia lub niekontrolowanego dopływu wody albo wody z luźnym materiałem do wyrobisk górniczych, stwarzającego niebezpieczeństwo dla ruchu zakładu górniczego lub jego pracowników, to wyróżnić można dwa podstawowe źródła tego zagrożenia [9]: zbiorniki i cieki powierzchniowe, zatopione zroby kopalniane, uskoki i szczeliny wodonośne, warstwy wodonośne, nie zlikwidowane otwory wiertnicze. Koncentracja wydobycia powoduje zmniejszenie zagrożenia wodnego w kopalniach węgla kamiennego, a równocześnie umożliwia bardziej skuteczne przeciwdziałanie temu zagrożeniu [9]. Nadmienić należy, że zagrożenie wodne w ostatnich latach zmalało dzięki prowadzeniu robót górniczych na coraz większych głębokościach i właściwej profilaktyce. Jeśli chodzi o zagrożenie radiacyjne, to podstawowymi czynnikami zagrożenia są: krótkożyciowe produkty rozpadu radonu, promieniowanie wody, zawierające izotopy radu, osady wytrącające się z radonośnych wód. Największy wpływ na stężenia radonu i pochodnych ma system przewietrzania i sposób wybierania [9]. Wynika stąd, że głównym źródłem radonu i produktów jego rozpadu jest obszar zrobów pozawałowych, które powinny być szczelnie izolowane. Nadmienić należy, że koncentracja wydobycia powoduje ograniczenie liczby zatrudnionych, co powoduje, że wpływa na zmniejszenie zagrożenia radiacyjnego. Jeśli chodzi o zagrożenie pożarowe dla ścian wybieranych z zawałem stropu, to postęp ściany powinien być na tyle

17 Nr 11 PRZEGLĄD GÓRNICZY 17 duży, aby węgiel pozostawiany w zrobach znajdował się w strefie niepełnego zawału za frontem ściany przez czas nie dłuższy niż okres inkubacji pożaru. Pamiętać należy również o skutecznym przemulaniu zrobów mieszaniną pyłów dymnicowych i wody itp. oraz o szczelnym izolowaniu zrobów dla ograniczenia przez nie migracji powietrza, szczególnie przy przewietrzaniu na tzw. Y. Przy spełnieniu tych warunków koncentracja produkcji wpływa pozytywnie na zagrożenie pożarowe. Koncentracja produkcji wpływa natomiast negatywnie na następujące zagrożenia naturalne: metanowe, wyrzutów gazów i skał, pyłowe, tąpaniami (sejsmiczne), klimatyczne, pożarowe przy wybieraniu grubych pokładów z podsadzką hydrauliczną na warstwy z dołu do góry, skojarzone. Jeśli chodzi o zagrożenie metanowe to wzrost koncentracji produkcji powoduje wzrost metanowości bezwzględnej. Obserwowany w ostatnich latach wzrost długości ścian powoduje zwiększenie pionowego zasięgu odprężeń skał stropowych i spągowych i w konsekwencji wzmożone wydzielanie metanu. Również wzrost postępu ścian powoduje wzrost wydzielania metanu, tak z pokładów wybieranych jak i pokładów sąsiednich. Przy wysokich metanowościach bardzo istotnym jest właściwe zaprojektowanie odmetanowania, zapewniającego jego wysoką efektywność, np. z wykorzystaniem chodnika drenażowego usytuowanego nad wybieraną ścianą. Przechodząc do zagrożenia wyrzutami gazów i skał, to wzrost prędkości drążenia wyrobisk korytarzowych powoduje w pokładach zagrożonych wyrzutem wzrost tego zagrożenia. Spowodowane jest to niemożnością wykonania z wystarczającym wyprzedzeniem robót wiertniczych dla rozpoznania zagrożenia i odmetanowania złoża. W przypadku prowadzenia robót eksploatacyjnych wzrost koncentracji produkcji nie ma znaczenia, gdyż w rozpoznanym robotami przygotowawczymi złożu wyrzuty gazów i skał nie występują. Jeśli chodzi o zagrożenie pyłowe, to generalnie koncentracja produkcji powoduje wzrost zagrożenia pyłowego. W takich sytuacjach w ścianach wytwarzana jest większa ilość pyłu i jest on przenoszony na dalsze odległości w wyrobiskach górniczych niż przy mniejszej koncentracji produkcji. Jednocześnie koncentracja produkcji powoduje, że mniej pracowników znajduje się w strefie zagrożenia. Nadmienić należy, że w ścianach o wysokiej koncentracji produkcji instaluje się kombajny nowej generacji, wytwarzające w trakcie urabiania mniej pyłu niż kombajny starszej generacji, dzięki czemu w niektórych sytuacjach zagrożenie pyłowe może obniżyć się. Przy zagrożeniu tąpaniami (sejsmicznym), generalnie wzrost koncentracji produkcji powoduje wzrost zagrożenia. Szczególnie niekorzystnie na wzrost zagrożenia tąpaniami wpływa duży postęp ścian oraz ich wysokość przy wybieraniu pokładu odprężającego. Wydłużenie długości ścian w warunkach zagrożenia tąpaniami generalnie jest korzystne z powodu ograniczenia robót przygotowawczych. Istotną rolę w warunkach zagrożenia tąpaniami odgrywa: usytuowanie wyrobisk przyścianowych w strefach odprężonych, odległość grubej warstwy wstrząsogennej od wybieranego pokładu. Jeśli chodzi o zagrożenie klimatyczne, to koncentracja produkcji powoduje wzrost mocy maszyn i urządzeń zaistalowanych w ścianach i w wyrobiskach odstawczych urobku zazwyczaj doprowadzających do ścian świeże powietrze. Pracujące w takich warunkach urządzenia urabiające wytwarzają duże ilości ciepła, pogarszając warunki klimatyczne w ścianach (temperatura powietrza, wilgotność względna). Kierowanie w takich warunkach większej ilości świeżego powietrza nie może poprawić wystarczająco warunków klimatycznych. Przechodząc do zagrożenia pożarowego przy wybieraniu grubych pokładów z podsadzką hydrauliczną na warstwy z dołu do góry, to koncentracja produkcji utrudnia dokładne wypełnienie przestrzeni wybranej materiałem podsadzkowym, co powoduje siatkę szczelin w caliźnie węglowej w stropie pokładu. W takich sytuacjach może powstać szczelinowy pożar endogeniczny trudny zarówno do wczesnego wykrycia, jak i do ugaszenia. Jeśli chodzi o zagrożenia skojarzone, przez które rozumie się zagrożenia naturalne, które współistniejąc, wzajemnie wpływają na inicjację, intensywność oraz przejawy swojego występowania, to koncentracja produkcji powoduje ich wzrost. Wynika to z tego, że odmienna jest profilaktyka stosowana przy różnych zagrożeniach. Przykładowo w warunkach wzrostu zagrożenia metanowego należy zwiększyć ilość powietrza kierowaną do ścian, co koliduje z profilaktyką pożarową. W warunkach wysokiego zagrożenia tąpaniami natomiast prowadzone strzelania wstrząsowe powodują wzrost zagrożenia pożarowego. Jak wynika z powyższego, wpływ koncentracji produkcji na bezpieczną eksploatację w przypadku większości zagrożeń naturalnych jest negatywny i w robotach górniczych prowadzonych w rejonach najbardziej zagrożonych należy ograniczyć wydobycie bądź postęp drążonych wyrobisk korytarzowych. Określenie wielkości koncentracji produkcji w każdym przypadku wymaga głębokiej analizy, a w rejonach najbardziej zagrożonych powinno być opiniowane przez poszerzone zespoły do spraw zagrożeń naturalnych z udziałem specjalistów spoza kopalni. 7. Planowanie eksploatacji podpoziomowej w warunkach zagrożeń górniczych Polskie kopalnie węgla kamiennego od początku lat 90. XX wieku generowały straty i znacząco obniżyły nakłady na tzw. budownictwo górnicze. Skutkiem takiej sytuacji było wstrzymanie bądź opóźnienie wielu inwestycji, w tym budowy nowych poziomów. Ze względu na schodzenie z eksploatacją na coraz większe głębokości, coraz więcej wydobycia z roku na rok uzyskuje się z tzw. podpoziomów. Przykładowo w 2009 roku uzyskano w ten sposób 54 % wydobycia. Tematyka planowania eksploatacji podpoziomowej w warunkach zagrożeń naturalnych przedstawiona została w pracy [10]. W pracy tej przedstawiono różne sposoby przewietrzania ścian poprzecznych i podłużnych na podpoziomach w warunkach zagrożenia metanowego, pożarowego, pyłowego i klimatycznego. Przez podpoziom rozumie się pole eksploatacyjne poniżej poziomu wydobywczego. Obowiązujące przepisy górnicze w 212 [2] stanowią: 1. Powietrze doprowadza się możliwie najkrótszą drogą do każdego poziomu wydobywczego, skąd prądami wznoszącymi odprowadza się w kierunku szybu wydechowego. 2. Sprowadzanie powietrza wyrobiskiem na upad dopuszcza się wyłącznie w przypadkach, gdy: a) średni upad wyrobiska lub bocznicy wentylacyjnej nie przekracza 5º, b) średni upad wyrobiska lub bocznicy wynosi od 5º do 10º, a prędkość przepływu powietrza jest większa niż 0,5 m/s, c) powietrze jest odprowadzane z pól zagrożonych wyrzutami dwutlenku węgla lub siarkowodoru.

18 18 PRZEGLĄD GÓRNICZY W przypadkach uzasadnionych warunkami górniczo- -geologicznymi kierownik ruchu zakładu górniczego może odstąpić od wymagań określonych w ustępie 2, ustalając warunki zapewniające bezpieczeństwo ruchu. Przy eksploatacji podpoziomowej powietrze sprowadza się na upad, co powoduje, że eksploatacja taka ma swoje zalety i wady. Do podstawowych zalet eksploatacji podpoziomowej należy zaliczyć: stosunkowo szybkie uruchomienie eksploatacji części złoża zalegającego głębiej niż czynny poziom, brak potrzeby przeznaczenia znacznych nakładów inwestycyjnych na budowę nowych poziomów w kopalniach, które posiadają inne pilne potrzeby inwestycyjne, poprawę warunków klimatycznych, ze względu na sprowadzanie świeżego powietrza z poziomu wyższego ( chłodniejszego ) do eksploatowanej ściany. Do podstawowych wad eksploatacji podpoziomowej należy zaliczyć: możliwość odwrócenia świeżego powietrza sprowadzanego na upad w przypadku powstania gwałtownie rozwijającego się pożaru egzogenicznego i bezpiecznego wycofania zagrożonej załogi, konieczność wycofywania się załogi do góry z podpoziomu, czasami głębokiego, w przypadku zapalenia się lub wybuchu metanu, możliwość odcięcia załogi w przypadku niespodziewanego wdarcia wody do wyrobisk górniczych. Odnośnie do innych zagrożeń górniczych, takich jak pożar endogeniczny, metanowe, pyłowe czy tąpaniami, to generalnie eksploatacja podpoziomowa ani nie zwiększa ani nie zmniejsza tych zagrożeń. Istotnym czynnikiem wpływającym na bezpieczeństwo sieci wentylacyjnej jest właściwy monitoring rozpływu powietrza i stężeń gazów, który pozwala kontrolować w szczególności stan zagrożenia metanowego, który jest szczególnie groźny w przypadku np. otwarcia tam spięciowych. Jest to szczególnie istotne na tak zwanych głębokich podpoziomach, gdzie prowadzenie robót górniczych jest najbardziej niebezpieczne. Istotnym problemem jest również w niektórych kopalniach czas wycofania załogi z podpoziomu na wypadek pożaru, ze względu na długość dróg ucieczkowych. Reasumując, przy aktualnym stanie sieci wentylacyjnych w polskich kopalniach węgla kamiennego możliwe jest dobre zaprojektowanie bezpiecznej eksploatacji podpoziomowej przy: zapewnieniu ciągłego monitoringu wentylacyjnego (szczególnie kierunku i prędkości przepływu powietrza, otwarcia tam wentylacyjnych, stężeń metanu i tlenku węgla), wyposażenia załóg w niezbyt ciężki i duży sprzęt izolujący układ oddechowy o zalecanym czasie działania 60 minut. Ponadto kopalnie posiadające duże zasoby operatywne węgla, poniżej najniższego poziomu wydobywczego, powinny podjąć budowę nowego głębszego poziomu wraz z pogłębieniem szybu, natomiast kopalnie posiadające niezbyt duże zasoby operatywne węgla, poniżej najniższego poziomu wydobywczego, powinny zaprojektować bezpieczną eksploatację opartą na podpoziomie. 8. Stwierdzenia i wnioski 1. W artykule podano podstawowe akty prawne zawierające regulację planowania bezpiecznej eksploatacji w polskich kopalniach węgla kamiennego. 2. Planując eksploatację w kopalniach węgla kamiennego, w warunkach wspólwystępowania zagrożeń naturalnych, dla każdej ściany należy przeprowadzić gradację (stopniowanie) tych zagrożeń. 3. Z zagrożeń naturalnych zasadniczy wpływ przy określaniu kolejności wybierania pokładów węgla, w warunkach Górnośląskiego Zagłębia Węglowego, ma zagrożenie tąpaniami, metanowe i pożarowe. 4. Należy się spodziewać, że w najbliższych latach liczba ścian wybieranych z podsadzką hydrauliczną w dalszym ciągu będzie maleć kosztem ścian zawałowych. 5. Planując porządek wybierania w pokładach należy uwzględniać: regularność zalegania pokładów, zagrożenie tąpaniami, usytuowanie parceli eksploatacyjnych w stosunku do granic obszaru górniczego i podstawowych wyrobisk udostępniających, usytuowanie szybów. 6. Planując kierunek wybierania w pokładach należy uwzględnić ich nachylenie oraz zagrożenie tąpaniami, metanowe i pożarowe. 7. Dobierając wysokość ściany należy uwzględnić miąższość pokładu, występujące zaburzenia geologiczne, zagrożenie tąpaniami i klimatyczne. 8. Dobierana długość ściany zależy od planowanej koncentracji produkcji oraz zagrożenia tąpaniami, metanowego i pożarowego. 9. Czynnikami decydującymi o doborze sposobu przewietrzania ścian są zagrożenie pożarem endogenicznym, metanowe, pyłowe i klimatyczne. 10. Zagadnieniem podstawowym dla bezpieczeństwa załóg górniczych, przy doborze systemu przewietrzania ścian, jest właściwe określenie gradacji zagrożenia metanowego i pożarowego, gdy oba te zagrożenia występują w stopniu najwyższym. 11. Koncentracja produkcji wpływa pozytywnie na zagrożenie wodne, radiacyjne i pożarowe dla ścian wybieranych z zawałem stropu. 12. Koncentracja produkcji wpływa negatywnie na zagrożenie metanowe, wyrzutami gazów i skał, pyłowe, tąpaniami (sejsmiczne), klimatyczne, pożarowe przy wybieraniu grubych pokładów z podsadzką hydrauliczną na warstwy z dołu do góry oraz na zagrożenia skojarzone. 13. Eksploatacja podpoziomowa ma swoje zalety i wady, lecz pomimo tego jest możliwe dobre zaprojektowanie bezpiecznej eksploatacji podpoziomowej. Literatura 1. Prawo geologiczne i górnicze. Ustawa z dnia 4 lutego 1994 r. ( Dz.U. RP nr 228 z r. z późn. zm.). 2. Rozporządzenie Ministra Gospodarki z dnia 28 czerwca 2002 r. (Dz.U. Nr 139, poz.1169 z późn. zm.) w sprawie bezpieczeństwa i higieny pracy, prowadzenia ruchu oraz specjalistycznego zabezpieczenia przeciwpożarowego w podziemnych zakładach górniczych. 3. Rozporządzenie Ministra Spraw Wewnętrznych i Administracji z dnia 14 czerwca 2002 r. ( Dz.U. Nr 94, poz. 840 i 841 z późn. zm.) w sprawie zagrożeń naturalnych w zakładach górniczych. 4. Matuszewski K.: Wybrane zagadnienia planowania bezpiecznej eksploatacji w kopalniach węgla kamiennego. Bezpieczeństwo Pracy i Ochrona Środowiska w Górnictwie, nr 10/ Szlązak J., Szlązak N.: Dobór systemu przewietrzania ściany w aspekcie występujących zagrożeń naturalnych. Bezpieczeństwo Pracy i Ochrona Środowiska w Górnictwie, nr 9/2001.

19 Nr 11 PRZEGLĄD GÓRNICZY Matuszewski J.: Kryteria zagrożenia wybuchami metanu i pyłu węglowego w następstwie gwałtownych przemieszczeń górotworu. Praca GIG, seria dodatkowa, Katowice Matuszewski K.: Zagrożenie wybuchami metanu w ścianach i ich otoczeniu w polskich kopalniach węgla kamiennego. Bezpieczeństwo Pracy i Ochrona Środowiska w Górnictwie nr 7/ Matuszewski K.: Możliwości wzrostu koncentracji wydobycia i wydłużenia czasu pracy polskich kopalń węgla kamiennego ze szczególnym uwzględnieniem zagrożeń naturalnych. PAN, AGH, Szkoła Eksploatacji Podziemnej, Szczyrk lutego 2003 r. 9. Dubiński J.i inni.: Koncentracja wydobycia, a zagrożenia górnicze. GIG, Katowice 1999 r. 10. Matuszewski K.: Problematyka podpoziomów, uwagi do planowania eksploatacji podpoziomowej ze szczególnym uwzględnieniem zagrożeń górniczych. XII Międzynarodowa Konferencja Naukowo-Techniczna, Górnicze zagrożenia naturalne 2005, Eksploatacja podpoziomowa Zagrożenia górnicze. Warunki prenumeraty i reklam Przeglądu Górniczego w roku 2011 Zamówienia na prenumeratę czasopisma wydawanego przez SITG można składać w dowolnym terminie. Mogą one obejmować dowolny okres, tzn. dotyczyć dowolnej liczby kolejnych zeszytów czasopisma. Zamawiający może otrzymać zaprenumerowany przez siebie tytuł począwszy od następnego miesiąca po dokonaniu wpłaty. Warunkiem przyjęcia do realizacji zamówienia jest otrzymanie z banku potwierdzenia dokonania wpłaty przez prenumeratora. Wpłat na prenumeratę można dokonywać na ogólnie dostępnych blankietach w Urzędach Pocztowych (przekazy pieniężne) lub Bankach (polecenie przelewu) przekazując środki na adres: Stowarzyszenie Inżynierów i Techników Górnictwa Zarząd Główny Katowice, ul. Powstańców 25 ING Bank: Śląski o/katowice konto: Na blankiecie wpłaty należy czytelnie podać nazwę zamawianego czasopisma, liczbę zamawianych egzemplarzy, okres prenumeraty oraz własny adres. Istnieje możliwość zaprenumerowania do 5 egz. czasopisma po cenie ulgowej przez indywidualnych członków stowarzyszeń naukowo-technicznych zrzeszonych w FSNT oraz przez uczniów szkół zawodowych i studentów szkół wyższych. Blankiet wpłaty na prenumeratę ulgową musi być opatrzony na wszystkich odcinkach pieczęcią koła SNT lub szkoły. Egzemplarze pojedyncze oraz archiwalne (sprzedaż przelewem lub za zaliczeniem pocztowym) można zamawiać pisemnie, kierując zamówienia na ww. adres. Warunki prenumeraty w 2010 r. Cena egz. łączonego* zł Cena egz. pojedynczego zł Cena egz. ulgowa** Cena 1 egzemplarza Prenumerata półroczna Prenumerata roczna 50, zł 150, zł 300, zł 25, zł 75, zł 150, zł * Jeden egzemplarz łączony zawiera dwa kolejne numery (przykł /2009) ** Prenumerata indywidualna dla członków SITG i FSNT. Dla odbiorców zagranicznych cena jest dwukrotnie wyższa. Redakcja przyjmuje zamówienia reklam i ogłoszeń. Cena jednej strony A-4 w manierze czarno-białej wynosi 1000,- zł. Koszt reklamy lub ogłoszenia w manierze barwnej jest wyższy i uzależniony od liczby kolorów, indywidualnie każdorazowo kalkulowany. Do podanej ceny dolicza się 22 % podatku VAT. Za treść reklam i ogłoszeń redakcja nie odpowiada.

20 20 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2010 UKD: (438): (438): (438):621.31(438) Zużycie węgla do produkcji energii elektrycznej w Polsce w latach Dr inż. Tadeusz Olkuski *) Treść: W artykule przedstawiono, jak kształtowała się produkcja energii elektrycznej w latach oraz produkcja i zużycie węgla do wytworzenia tejże energii. Pokazano wielkość produkcji w poszczególnych latach w gigawatogodzinach dla energii elektrycznej oraz w tysiącach ton dla węgla. Analizie poddano produkcję energii elektrycznej zarówno z węgla kamiennego, jak i z węgla brunatnego. Zwrócono uwagę na systematyczne zmniejszanie się wielkości produkcji energii elektrycznej w ostatnich czterech latach i, co za tym idzie, zmniejszanie wydobycia oraz zużycia węgla, zwłaszcza kamiennego. Słowa kluczowe: węgiel kamienny, węgiel brunatny, produkcja energii elektrycznej 1. Wprowadzenie Energia elektryczna jest strategicznym produktem w każdym państwie niezależnie od systemu politycznego panującego w danym kraju, koniunktury gospodarczej, stosunków społecznych, czy też jakichkolwiek innych czynników. Po prostu, energia elektryczna jest jak gdyby krwioobiegiem gospodarki i na obecnym poziomie rozwoju nie można się bez niej obejść. W związku z tym, istotne jest ile dany kraj jest w stanie tej energii wytworzyć, w jaki sposób, jakim kosztem i czy ta ilość energii wystarczy na zaspokojenie bieżących potrzeb. Ważne jest również, z jakich źródeł energia będzie pochodzić i na jak długo te źródła wystarczą. Planując politykę energetyczną dotyczącą wytwarzania energii elektrycznej, należy patrzeć nawet kilkadziesiąt lat w przyszłość, gdyż proces budowy nowych jednostek wytwórczych trwa zwykle kilkanaście lat, licząc czas od podjęcia decyzji poprzez projektowanie, budowę aż do rozpoczęcia pełnej produkcji. Dokument rządowy Polityka energetyczna Polski do 2030 roku, który ukazał się 10 listopada 2009 roku, zakłada budowę pierwszej w Polsce elektrowni jądrowej po 2020 roku. Mamy więc do czynienia z perspektywą co najmniej dwunastoletnią. Patrząc jednak na inne sztandarowe inwestycje kolejnych polskich rządów, mające zapewnić bezpieczeństwo energetyczne naszego kraju, jak choćby budowa terminalu LNG, należy wątpić, czy inwestycja ta rozpocznie się zgodnie z planem. Na szczęście, w Polsce energia elektryczna pochodzi głównie z węgla, a węgiel posiadamy i to nawet znaczne ilości. Udokumentowane zasoby węgla kamiennego wynoszą 41 mld t, w tym złoża zagospodarowane 15,3 mld t. W obszarze czynnych kopalń zasoby wynoszą 25,6 mld t, natomiast zasoby przemysłowe stanowią 5 mld t [6]. Posiadamy również elektrownie konwencjonalne opalane węglem. W wielu przypadkach są to * ) Akademia Górniczo-Hutnicza, Kraków. Artykuł opiniował prof. dr hab. inż. Wiesław Blaschke elektrownie stare, mocno wyeksploatowane, niemniej jednak produkują tak potrzebną dla gospodarki energię. 2. Produkcja energii elektrycznej ogółem Produkcja energii elektrycznej w Polsce w latach zmieniała się w poszczególnych latach dość znacznie, od 145 TWh w 2005 roku, poprzez ponad 150 TWh w następnym roku, aby malejąc w kolejnych latach, w roku 2009 osiągnąć wartość niespełna 140 TWh (rys. 1). Na spadek produkcji energii elektrycznej z pewnością wpłynął światowy kryzys, który w erze globalizacji przenosi się bardzo szybko z jednego kraju do drugiego i powoduje osłabienie rozwoju gospodarczego nawet wtedy, gdy nie ma to racjonalnego uzasadnienia. Spowolnienie rozwoju gospodarczego skutkuje zmniejszeniem zapotrzebowania na energię. Spadek produkcji wynika również z faktu racjonalizacji wykorzystania energii poprzez poprawę efektywności i eliminowanie zwykłego, tak niegdyś powszechnego, marnotrawstwa. Oszczędność energii przekłada się wprost na ograniczenie kosztów produkcji zakładów przemysłowych, zakładów usługowych, a także mniejsze koszty funkcjonowania gospodarstw domowych. Jeśli chodzi o rozkład produkcji energii elektrycznej w poszczególnych miesiącach, to najwyższa produkcja miała miejsce w latach 2006, 2007 i 2008 i wynosiła od 11 do 11,5 TWh (rys. 2). Warto wspomnieć, że rok 2006 charakteryzuje się najwyższą produkcją energii elektrycznej, nie tylko w analizowanym okresie, lecz w całym ostatnim dziesięcioleciu. Nie sięgając zbyt daleko wstecz, a ograniczając się jedynie do XXI wieku, można zauważyć, że produkcja energii elektrycznej wzrastała systematycznie od 2000 roku, aż do roku 2006, przeżywając jedynie niewielkie załamanie w 2002 roku. W ostatnich latach zaznaczył się wyraźny trend spadkowy i chociaż produkcja energii elektrycznej w pierwszej połowie 2010 roku wyraźnie wzrosła w stosunku do analogicznego