Metody i skuteczność wzmacniania chodników przyścianowych w KWK Ziemowit

Transkrypt

1 PRZEGLĄD Nr 5 GÓRNICZY 1 założono MIESIĘCZNIK STOWARZYSZENIA INŻYNIERÓW I TECHNIKÓW GÓRNICTWA Nr 5 (1050) maj 2010 Tom 66(CVI) UKD: (438): : : : Metody i skuteczność wzmacniania chodników przyścianowych w KWK Ziemowit Dr hab. inż. Waldemar Korzeniowski prof. nzw.*) Dr inż. Piotr Niełacny** ) Treść: W artykule przedstawiono stosowane sposoby wzmacniania wyrobisk przyścianowych dla ich utrzymania za frontem eksploatacji. Porównano wyniki pomiarów przemieszczeń górotworu dla dwóch technologii utrzymywania chodników w pokładzie 209 kopalni Ziemowit. Pokazano przykładowe funkcje wykorzystane do aproksymacji wyników pomiarów przeprowadzonych przed frontem eksploatacji wraz z wyliczonymi dla konkretnych warunków współczynnikami. Wykonane w warunkach in situ badania miały pozwolić na wybranie optymalnych technologii wzmocnienia obudowy chodników przyścianowych, które zapewnią ich powtórne wykorzystanie i będą jedną z ważniejszych dróg poprawy efektywności eksploatacji ścianowej. Słowa kluczowe: kopalnie węgla kamiennego, sposoby techniczne wzmacniania obudowy, utrzymanie wyrobisk przyścianowych, wzmacnianie obudowy wyrobisk chodnikowych 1. Wprowadzenie Coraz większa koncentracja wydobycia węgla w polskich kopalniach, oparta na wysoko wydajnych ścianach oraz uzyskiwanych znacznych postępach frontów eksploatacji wymuszają utrzymywanie chodników przyścianowych przy zrobach i ich powtórne wykorzystanie (rys. 1). Wyrobiska te pełnią funkcje wentylacyjne i transportowe. Przez cały okres użytkowania, ich pole przekroju poprzecznego nie może być mniejsze od określonego przepisami. W przodku wyrobiska przeważnie wykonuje się obudowę ostateczną, to jest taką, która powinna pełnić swoją funkcję do końca wykorzystywania wyrobiska. Niejednokrotnie z uwagi na koszty i czasochłonność odstępuje się od takiej zasady, wykonując w przodku zabezpieczenie wyrobiska jedynie w takim zakresie, jaki potrzebny jest do jego utrzymywania bez * ) Akademia Górniczo-Hutnicza, Kraków. ** ) Oddział KWK Ziemowit, Lędziny. Artykuł opiniował prof. dr hab. inż. Władysław Konopko. uwzględnienia wpływów eksploatacji. Dopiero przed frontem fali ciśnień eksploatacyjnych wprowadza się dalsze konieczne wzmocnienia obudowy dla zapewnienia stateczności wyrobiska. Dobierając rodzaj obudowy wyrobisk przyścianowych należy mieć również na względzie zapewnienie bezpiecznych warunków utrzymywania skrzyżowań z przestrzenią roboczą przemieszczającej się ściany. Rozwiązanie sposobu zabezpieczenia odcinka chodnika krzyżującego się z tą przestrzenią powinno być łatwe, mało pracochłonne i równocześnie bezpieczne. Największy przyrost przemieszczeń skał występuje w pierwszych miesiącach po wykonaniu wyrobiska, dlatego korzystnie jest stosować obudowy podatne charakteryzujące się możliwością ograniczenia odkształceń skał bez utraty podporności. Takie działanie obudowy jest możliwe po zadaniu jej podporności wstępnej P o oraz żądanej maksymalnej podatności X m. Zachodzi więc zatem następująca zależność P o = λ 1 X m

2 2 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2010 Rys. 1. Schemat prowadzenia ścian w jednostronnym otoczeniu zrobów i utrzymywaniem chodnika za frontem ściany gdzie: λ współczynnik sztywności obudowy. Po uzyskaniu żądanej podporności i podatności obudowa pracuje dalej jako konstrukcja sztywna, w trudnych geologiczno-górniczych warunkach wartości tych parametrów są w granicach [4]: P o = 0,4 0,6 MPa, X m = 0,2 0,3 m. Brak jednolitych zasad doboru systemów wzmocnienia górotworu i obudowy chodników przyścianowych, przeznaczonych do utrzymywania w jednostronnym otoczeniu zrobów, zainspirował autorów do podjęcia badań w tym zakresie, a w szczególności badania skuteczności sposobów utrzymywania wyrobisk za frontem eksploatacji. Na podstawie obserwacji kopalnianych, studium literatury i analizy wyników pomiarów przeprowadzonych w warunkach in situ w wyrobiskach przygotowawczych pokładu 209 na obszarze górniczym kopalni Ziemowit w Lędzinach scharakteryzowano przemieszczenia górotworu w chodnikach utrzymywanych wzdłuż zrobów. 2. Projektowanie i dobór obudowy chodnikowej Projektowanie obudowy podatnej było i nadal jest przedmiotem wielu prac badawczych i inżynierskich. Wydaje się, że obowiązujące wytyczne i zasady [5, 8, 28, 29, 30, 32], a także katalogi obudów i ich akcesoriów wydawane przez producentów, pozwalają na stosunkowo łatwe zaprojektowanie i dobór obudowy. Mnogość metod projektowania zawsze jednak stwarza wątpliwości, czy wybiera się tę najwłaściwszą metodę, a uzyskane wyniki będą optymalne. Stosując różne metody obliczeniowe można uzyskać wyniki niejednokrotnie różniące się w znacznym stopniu. Obecne zasady projektowania obudów chodnikowych umożliwiają uwzględnienie w obliczeniach zarówno stabilizacji poziomej odrzwi obudowy, jak i rodzaju wykładki za obudową [11, 32, 36]. Wzmocnienie górotworu wokół wyrobiska pozwala zmniejszyć nacisk na obudowę i zwiększyć jej podziałkę. Na przykład w kopalni Bogdanka, gdzie rozrzedzono obudowę odrzwiową do rozstawu 1,2 m i 1,5 m z jednoczesnym kotwieniem wyrobiska, nie stwierdzono przyrostu tempa ani wielkości przemieszczeń obudowy, nawet po upływie kilku miesięcy [22]. Dla małej i średniej głębokości prowadzonych robót podstawowym parametrem współpracy obudowy z górotworem jest obciążenie górotworu i odpowiadająca mu podatność obudowy. W praktyce przy projektowaniu konstrukcji i technologii wykonania obudowy parametry te określane są na podstawie obliczeń teoretycznych, obserwacji i doświadczeń dołowych [12, 13]. Dla dużych głębokości według autora należy rozpatrywać obciążenie obudowy i spodziewane przemieszczenia górotworu oraz odpowiadającą im podporność i podatność obudowy. Na podstawie wielu przeprowadzonych obserwacji i badań można stwierdzić, że dla dużej głębokości, w warunkach określonych jako bardzo niekorzystne (R c = MPa) wartości występujących przemieszczeń górotworu oraz obciążeń są kilkanaście razy większe od wartości występujących na średniej i małej głębokości [14]. 3. Deformacje wyrobisk przyścianowych W chodnikach przyścianowych, znajdujących się w strefie bezpośredniego oddziaływania ciśnień eksploatacyjnych, obserwowane są bardzo intensywne przemieszczenia górotworu. Chodniki położone przed frontem eksploatacji podlegają w większym stopniu skutkom działania zwiększonych naprężeń, natomiast chodniki za frontem eksploatacji skutkom znacznych przemieszczeń górotworu [15, 16]. Intensywne zaciskanie ma miejsce szczególnie w wyrobiskach utrzymywanych w sąsiedztwie zrobów [2, 17, 31]. Ciśnienia eksploatacyjne wpływają wyraźnie na obciążenia obudowy chodników przyścianowych [6]. Obciążenie obudowy tych wyrobisk jest znacznie większe niż obudowy wyrobisk korytarzowych, pozostających poza wypływami eksploatacji. Dlatego też

3 Nr 5 PRZEGLĄD GÓRNICZY 3 spodziewane przemieszczenia górotworu, których efektem jest obniżanie stropu oraz wypiętrzanie skał spągowych, powinny być uwzględniane w procesie projektowania i doboru obudowy dla chodników przyścianowych [10]. Zaprojektowana obudowa wyrobisk przyścianowych powinna zapewniać zachowanie ich funkcjonalności w całym przewidzianym okresie ich użytkowania [7]. Zapewnienie stateczności wyrobisk podlegających wpływom eksploatacji można osiągnąć poprzez dobór obudowy o współczynniku bezpieczeństwa uwzględniającym te wpływy, ale również przez zastosowanie odpowiednich wzmocnień obudowy podstawowej i górotworu, jeszcze przed pojawieniem się wpływów. Na etapie projektowania obudowy dla chodników przyścianowych ważnym zagadnieniem jest trafne prognozowanie parametrów zaciskania, które nastąpi w całym okresie utrzymywania. Prognoza konwergencji wyrobiska pozwoli dobrać właściwy rozmiar odrzwi obudowy chodnikowej. Zaciskanie chodników o przekrojach dobranych w sposób oszczędny, zmusza kopalnie do prowadzenia ciągłych pobierek i przebudów. Jest to wówczas jedyny sposób umożliwiający odtworzenie wymaganych wymiarów przekroju chodnika. Przebudowy wyrobisk korytarzowych i pobierki to operacje czasochłonne i kosztowne, a dodatkowo zakłócające użytkowanie wyrobiska. Można stwierdzić, że najbardziej dokładnym i prostym w realizacji sposobem prognozowania zachowania się wyrobisk korytarzowych znajdujących się w jednostronnym otoczeniu zrobów, mogą być prognozy oparte na obserwacjach i pomiarach kopalnianych prowadzonych w konkretnych geologiczno-górniczych warunkach. Od chwili prowadzenia badań przez Jacobiego metody badawcze, aparatura pomiarowa uległy znacznemu rozwojowi [18, 19, 20, 21]. Zmieniły się zasadniczo parametry górnicze robót przygotowawczych i eksploatacyjnych. Znacznie większe są postępy wyrobisk eksploatacyjnych, wyraźnemu skróceniu uległ również czas wybierania pola, wykonuje się chodniki o większych przekrojach, stosowane obudowy mają znacznie lepsze parametry wytrzymałościowe. 4. Wzmacnianie obudowy przed frontem ściany Podczas prowadzonej eksploatacji naruszony zostaje pierwotny stan równowagi w górotworze, skały stropowe nad pustką poeksploatacyjną tracą podporność, a górotwór może przemieszczać się swobodnie w kierunku tej pustki, co wywołuje dodatkowe obciążenia calizny pokładu otaczającego rejon prowadzonych prac. Wywołane w ten sposób zwiększone ciśnienie górotworu przed frontem eksploatacji nazywane jest ciśnieniem eksploatacyjnym. W sąsiedztwie wyrobiska ścianowego wydzielić można następujące charakterystyczne strefy: Strefa zawału, który uległ już kompakcji (uszczelnieniu) lub strefa podsadzki pozbawionej ściśliwości, gdzie warstwy skał nadległych podparte są odpowiednio rumowiskiem zawałowym lub podsadzką. Stan naprężeń w tej strefie jest zbliżony do stanu pierwotnego. Strefa uszczelniającego się zawału lub podsadzki, gdzie warstwy skał nadległych osiadają stopniowo na rumowisku zawałowym lub podsadzce. Szerokość tej strefy licząc od przestrzeni roboczej ściany wynosi około m. Strefa pola roboczego, w której odsłonięty strop zabezpieczony jest obudową, najczęściej podporową podatną. Podporność obudowy jest ograniczona, a jej zadaniem jest przeciwdziałanie rozwarstwieniu się stropu bezpośredniego i zabezpieczenie pola roboczego przed opadaniem skał stropowych. Strefa eksploatacyjna znajdująca się w pokładzie, w bezpośrednim sąsiedztwie czoła ściany, w której ciśnienia pionowe osiągają najwyższe wartości. Szerokość tej strefy wynosi od kilkudziesięciu metrów (stropy mało sztywne, np. łupki) do stu kilkudziesięciu metrów (stropy sztywne, np. piaskowce). Strefa pokładu, w której nie występuje jeszcze oddziaływanie eksploatacji, znajdująca się przed strefą eksploatacyjną. W tej strefie występuje pierwotny stan naprężeń lub stan do niego zbliżony. W miarę postępu frontu ściany, chodniki wygradzające pole znajdują się kolejno w zasięgu i pod wpływem tych stref, w których wartość i rozkład naprężeń są diametralnie różne [34]. W zasięgu strefy eksploatacyjnej obudowa chodnika poddana jest coraz większemu obciążeniu. Przyrost obciążenia można oszacować metodami analitycznymi, numerycznymi lub poprzez bezpośredni pomiar [20, 34]. Właściwie zaprojektowana i wykonana ostateczna obudowa chodników przyścianowych powinna zapewnić ich stateczność w strefie ciśnień eksploatacyjnych [34]. W praktyce często zdarza się, że obudowę chodników w przodku wykonuje się bez uwzględnienia dodatkowego obciążenia z tytułu ciśnień eksploatacyjnych. Wzmocnienia obudowy wykonuje się z pewnym opóźnieniem w stosunku do obudowy podstawowej, najczęściej bezpośrednio przed zbliżającym się frontem robót eksploatacyjnych. Czas oddziaływania ciśnień eksploatacyjnych na chodniki przyścianowe jest krótki (około 1 miesiąca) [34]. Także z uwagi na duże postępy drążenia, wykonuje się w wyrobiskach przygotowawczych obudowę podstawową nie uwzględniając ciśnień eksploatacyjnych. Wzmocnienie obudowy chodników przyścianowych wykonywanych w taki sposób, realizuje się dopiero bezpośrednio przed strefą oddziaływania ciśnień eksploatacyjnych. Takie postępowanie nie jest racjonalne dla zapewnienia stateczności w całym okresie użytkowania wyrobiska, ale pozwala na zwiększenie postępu drążenia chodników. Czynnością najbardziej pracochłonną jest wykonywanie obudowy, co znacznie ogranicza możliwości szybkiego drążenia wyrobisk kombajnami chodnikowymi. Obudowę poza przodkiem chodnikowym można uzupełnić przez: zabudowę spągnic w przypadku wypiętrzania spągu, zabudowę kotew w spągu i ociosach wyrobiska w warunkach wszechstronnych ciśnień górotworu, przykotwianie stropnic odrzwi obudowy podporowej, wykonywanie wysokiego kotwienia stropu kotwiami wklejanymi linowymi lub strunowymi. Skutki ciśnień eksploatacyjnych w chodnikach przyścianowych objawiają się przyrostem prędkości pionowego i poziomego zaciskania wyrobisk, deformacją obudowy, wzmożonym wypiętrzeniem spągu. Zależnie od głębokości i geologiczno-górniczych warunków, wyraźne przejawy ciśnienia górotworu obserwuje się około 50 m przed frontem i nasilają się one w kierunku do czoła ściany [23, 26]. W trudnych geologicznych warunkach, w miejscach oddziaływania zaszłości wytworzonych w pokładach wyżej leżących, oraz w miejscach, w których występuje zwiększona aktywność sejsmiczna mogą pojawiać się bardzo niekorzystne skutki wzmożonego ciśnienia górotworu [23]. Obudowa wyrobisk przyścianowych jest intensywnie zaciskana, łuki obudowy ulegają deformacjom, a nawet pojawiają się pęknięcia profili łuków. Wyniki badań in situ, uwzględniające wpływy zaszłości eksploatacyjnych oraz aktywność sejsmiczną górotworu na utrzymanie wyrobisk przyścianowych, pozwoliły na zaproponowanie metody określania stref szczególnego zagrożenia deformacjami obudowy wyrobisk przygotowawczych pozwalających na wykonanie wzmocnienia wyrobiska z odpowiednim wyprzedzeniem czasowym.

4 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY Zabezpieczenie skrzyżowań ścian z wyrobiskami przyścianowymi Rys. 3. Zdemontowane łuki ociosowe na skrzyżowaniu ściana chodnik W sytuacji, kiedy fronty ścian uzyskują duże postępy (przeważnie powyżej 8 m na dobę), największa koncentracja naprężeń występuje zwykle w narożach skrzyżowań ścian i chodników. Jest to powodowane nakładaniem się wpływów eksploatacji i koncentracji naprężeń występujących po wykonaniu chodnika. Na skrzyżowaniach wymienionych wyrobisk występują zwykle największe powierzchnie odsłoniętego stropu. Z uwagi na przekładkę przenośnika zgrzebłowego, w rejonie skrzyżowania muszą być wypinane kolejne łuki ociosowe w 3 4 odrzwiach (rys. 2, 3). Zdekompletowane w taki sposób odrzwia podwieszone są w osi wyrobiska na podciągu wiszącym na kotwach strunowych i opierają się na łuku ociosowym od strony calizny. Ponowna zabudowa łuków ociosowych za przenośnikiem zgrzebłowym wykazuje, że pionowe przemieszczenia łuku stropowego następujące w tym krótkim czasie, kiedy odrzwia są zdekompletowane, dochodzą nawet do cm. Aby ponownie zabudować łuk ociosowy, należy dokonać wkopu na głębokość nie mniejszą niż wartość przemieszczenia pionowego stropnicy. Osiadanie słabo podpartych warstw stropowych w rejonie skrzyżowania może prowadzić również do spękań i dezintegracji wspornika stropowego od strony zawału. Jest to zjawisko niepożądane w przypadku stosowania pasów przychodnikowych czy sztucznych filarów podpierających wspornik. Zniszczenie wspornika uniemożliwi jego efektywne podpieranie z frontem eksploatacji dla ochrony chodnika utrzymywanego przy zrobach. Tradycyjnym sposobem wzmocnienia obudowy chodnika na skrzyżowaniu ze ścianą jest zastosowanie podciągów. Podciągi to proste odcinki szyn lub kształtowników o profilu V, rzadziej TH, długości 3 6 m. Jeśli zezwalają na to warunki ruchowe, podciągi stropowe podpiera się stojakami metalowymi ciernymi lub hydraulicznymi. Podciągi przywracają w części podporność obudowy w tym rejonie, wzmacniają jej konstrukcję i powinny zapewnić bezpieczne użytkowanie wyrobiska w rejonie skrzyżowania. Z technologicznego punktu widzenia znacznie wygodniejsze zabezpieczenie skrzyżowań przestrzeni roboczej ściany z chodnikiem w obudowie podporowej stanowi przykotwianie łuków stropowych i kotwienie międzyodrzwiowe wzmacniające górotwór. Powinno ono być realizowane zależnie od zasięgu fali ciśnień eksploatacyjnych, przeważnie w odległości co najmniej 60 m przed frontem ściany. Wpływ rozwarstwienia stropu wyrobiska podziemnego na dynamiczne obciążenie kotw nie pozostaje bez znaczenia [18, 21, 33]. Istnieje krytyczna odległość powierzchni rozwarstwienia od stropu w strefie skotwionej, która decyduje o przekroczeniu nośności kotwi w przypadku obciążenia dynamicznego [21]. Podwieszenie stropnic wykonuje się zależnie od spodziewanego obciążenia jedną lub dwiema parami kotwi stalowych. Niewielkie upodatnienie takiego podwieszenia można uzyskać poprzez odcinkowe wklejenie kotwi, które ze względu na obciążenia dynamiczne jest korzystniejsze [21] i dopuszcza większe wydłużenie i odkształcenie całej długości żerdzi kotwiowej. Nośność utwierdzonych w stropie pojedynczych kotwi w kopalni węgla kamiennego nie może być mniejsza niż 120 kn. Praktyka wskazuje, że zabezpieczenie takie jest w większości przypadków wystarczające dla zapewnienia stateczności skrzyżowania. W trudniejszych geologiczno- -górniczych warunkach można stosować dodatkowe wzmocnienia obudowy i stropu chodnika długimi kotwiami linowymi i (lub) podciągiem podwieszanym na kotwach. Długość stosowanych w tym celu kotwi linowych lub strunowych wynosi przeważnie od 4,5 do 6 m. Wzmocnienie obudowy podporowej z zastosowaniem kotwi umożliwia wyeliminowanie dodatkowych podpór (podciągi, stojaki). Ma to istotne znaczenie z punktu widzenia ruchowego, gdyż ułatwiona jest przekładka przenośnika ścianowego i swobodne wejście do ściany. Jednym z nowocześniejszych rozwiązań w zabezpieczeniu skrzyżowań są zmechanizowane sekcje obudowy chodnikowej. Stanowią one konstrukcję ramową, składającą się ze stropnicy trójczłonowej o długości około 7 do 8 m, spągownicy o monolitycznej konstrukcji i długości około 3,1 m oraz 6. stojaków hydraulicznych. Uważa się, że ten kierunek zabezpieczenia skrzyżowań daje dobre efekty w poprawie bezpieczeństwa pracy w ścianie, jak również ułatwia przekładkę przenośnika i skraca czas jej wykonywania. 6. Utrzymywanie wyrobisk przyścianowych w jednostronnym otoczeniu zrobów W praktyce górniczej zbyt łatwo podejmuje się decyzje o likwidacji chodników przyścianowych za postępującym frontem ścianowym. Głównym powodem takich decyzji są przeważnie nieudane próby utrzymywania wyrobiska w sąsiedztwie zrobów. Nieudane próby utrzymywania chodników za frontem eksploatacji to przeważnie skutek zastosowania niewłaściwej obudowy i jej wzmocnień, ale także spóźnione działania w tym zakresie. Są również i inne usprawiedliwione przyczyny likwidacji wyrobisk za ścianą, wynikają one głównie z zagrożeń pożarami endogenicznymi i wybuchem metanu. Według autorów, jeśli tylko koszty utrzymania wyrobiska nie przekraczają kosztów wykonania nowego, należy rozważać możliwość jego wzmocnienia dla powtórnego wykorzystania. W praktyce ważnym jest również, aby utrzymywane wyrobiska mogły bez zakłóceń pełnić przypisane im funkcje. Wypróbowanymi i dość powszechnie stosowanymi sposobami ochrony chodników przyścianowych są kaszty (stosy) drewniane oraz pasy przychodnikowe wykonywane z materiałów wiążących. Kaszty buduje się najczęściej ze starych podkładów kolejowych. Kaszty wykonane z okrąglaków wykazują dużą ściśliwość, a ich podporność wzrasta wraz ze wzrostem osiadania stropu. Odporność zwykłego stosu czteropunktowego z okrąglaków drewna sosnowego lub dębowego (wymiar 1,6 1,1 i wysokość h = 1,45 m) wynosi [3]: przy ściśliwości 10 % kn, średnio 140 kn, przy ściśliwości 20 % kn, średnio 220 kn, przy ściśliwości 30 % kn, średnio 270 kn.

5 Nr 5 PRZEGLĄD GÓRNICZY 5 Rys. 2. Schemat zabudowy skrzyżowania ściany z chodnikiem podścianowym (wg dokumentacji kopalni Ziemowit )

6 6 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2010 Wzrost podporności kasztu i zmniejszenie ściśliwości uzyskuje się po wypełnieniu jego wnętrza gruzem skalnym. Wzrost podporności kasztu uzyskać można również poprzez takie ułożenie podkładów, że powstają stosy sześcio- lub dziewięciopunktowe. Według badań przeprowadzonych przez Schisslera podporność kasztu dziewięciopunktowego, przy osiadaniu stropu sięgającego 31 cm, wynosi około 1600 kn [27]. Coraz częściej wykonuje się w kaszty z twardego drewna bukowego (rys. 4), dostarczanego w formie prostokątnych kanciaków. Dokładne przyleganie całej powierzchni boków kanciaków istotnie zwiększa podporność stosów. Rys. 4. Podpieranie stropu kasztami z drewna bukowego W przeszłości, kiedy postęp ścian był niewielki, wykonywano pasy z podsadzki suchej. Polegało to na ręcznym lub mechanicznym ułożeniu, przy chronionym chodniku, pasa o szerokości 6 10 m. Przy ręcznym układaniu pasów skałę pozyskiwano z gruzowiska zawałowego. Przy mechanicznym układaniu pasów materiał podsadzkowy pochodził z wyrobisk drążonych w kamieniu. Mechaniczne układanie pasów odbywało się z wykorzystaniem pneumatycznych maszyn podsadzkowych. Ściśliwość pasów podsadzkowych jest stosunkowo duża, tak więc opisany sposób ochrony wyrobiska prowadził do nadmiernego uginania się wspornika stropowego nad chronionym chodnikiem i znacznych deformacji obudowy. Kolejnym etapem rozwoju sposobów ochrony chodników jest zastosowanie pasów wykonanych z materiałów wiążących. Jednym z pierwszych materiałów wiążących wykorzystywanych do tego celu był anhydryt [1]. Badania in situ dowiodły, że stosowanie ochronnego pasa anhydrytowego ma niewielki wpływ na ograniczenie przemieszczeń poziomych [1]. Aktualnie najczęściej stosowane do tego celu są specjalne szybkowiążące spoiwa górnicze [9]. Pas ochronny dla podpierania wspornika powinien być wykonywany systematycznie, bezpośrednio za ścianowym przenośnikiem zgrzebłowym, a więc w bliskiej odległości od czoła ściany i wówczas również uzyskiwać wymaganą podporność. Szerokość pasa zapewniającego wymaganą smukłość i stabilność zależna jest od grubości wybieranego pokładu i wynosi przeciętnie 0,75 1,0 jego grubości. Wykonywanie pasa wymaga wygradzania przestrzeni przeznaczonej do wypełnienia materiałem wiążącym. Zapewnienie wymaganej nośności pasa zależy nie tylko od własności wytrzymałościowych użytego materiału, ale również od fundamentowania w warstwie miękkiego spągu. Budowa pasa jest przedsięwzięciem stosunkowo pracochłonnym. Trudności przy budowie pasa może sprawiać dostar- czenie w rejon skrzyżowania odpowiedniej ilości suchego spoiwa. Przeważnie jest ono dostarczane w workach, rzadziej w kontenerach. W rejonie skrzyżowania chodnika z polem roboczym ściany, za którym wykonywany jest pas, znajduje się wiele urządzeń wspomagających prowadzenie ściany. Miejsce to wypełnione różnymi urządzeniami nie sprzyja transportowaniu materiału i wykonywaniu dodatkowych czynności związanych z budową pasa. Z podanych powodów korzystniejsze jest budowanie pasa z wykorzystaniem transportu pneumatycznego materiału podsadzkowego. Takie rozwiązanie transportu urządzeniem Polko zastosowano dla spoiwa o nazwie Utex. W polskich kopalniach węgla kamiennego do budowy pasów stosuje się obecnie spoiwo Utex, Tekblend i Teksil. Spoiwo Utex-15 jest mieszaniną cementu portlandzkiego, popiołu lotnego i domieszek modyfikujących jego właściwości. Spoiwo zarabia się wodą (zalecany stosunek wody do spoiwa w/s = 0,35) otrzymując plastyczną zaprawę wiążącą. W temperaturze 20 C zaprawa taka wiąże stosunkowo szybko, początek wiązania następuje po około 6 godz. a koniec wiązania po około 7 godz. Po 28 dniach wytrzymałość na ściskanie próbek spoiwa przechowywanych w warunkach powietrzno-suchych wynosi około 24 MPa. Z uwagi na zapylenie powodowane użyciem spoiwa Utex zastępowane jest ono przez tak zwane spoiwa hydrauliczne Tekblend i Teksil. Wzrost ilości dodawanej wody zarobowej w tych spoiwach skutkuje jednak spadkiem wytrzymałości na ściskanie i obniżeniem nośności pasa [25]. Inną ideą ochrony chodnika utrzymywanego w sąsiedztwie zrobów jest ograniczanie długości wspornika. Najprostszym rozwiązaniem wykorzystywania tego sposobu ochrony jest wywołanie zawału na obudowę chodnika. Obudowa chodnika do takiego zabiegu musi być utrzymana jednak w idealnym stanie, wzmocniona podciągami oraz odpowiednią liczbą rozpór. Rozwiązania tego nie zaleca się stosować w warunkach zagrożenia gazowego. Skracanie wspornika poprzez strzelania wykonywane w skałach stropowych nad wyrobiskiem wymaga stosowania dodatkowych wzmocnień obudowy, polegających na: zabezpieczaniu chodnika pojedynczym lub podwójnym rzędem organów drewnianych, zabezpieczaniu chodnika rzędem odlewanych słupów betonowych lub słupów wykonanych z krążków żelbetowych. Organy drewniane lub krążki betonowe w przestrzeni wyrobiska zwiększają podporność obudowy i w tym sensie pełnią rolę łamaczy stropu. W przypadku pojedynczego rzędu organów drewnianych wymaganą podporność można uzyskać poprzez budowanie drewnianych stojaków na styk. Przy występowaniu skał spągowych o niskich parametrach wytrzymałościowych stojaki powinny być odpowiednio posadowione, należy je stawiać na podkładach drewnianych. Organy lub słupy powinny być zabudowane przed wywołaniem kolejnego kroku zawału. W sytuacji, kiedy decydujemy się na podpieranie wspornika stropowego przy chodniku opisane sposoby podparcia wyprowadza się na zewnątrz wyrobiska. Podparcie realizowane jest na różne sposoby bezpośrednio przy chodniku. Jednym ze sposobów podpierania wspornika mogą być słupy betonowe (rys. 5) wykonywane bezpośrednio za przenośnikiem ścianowym [24, 25]. Dla wysokości słupa odpowiadającej grubości wybieranego pokładu (maksymalnie 4,5 m) i optymalnym rozstawie słupów (zależnym również od podziałki obudowy) określono, że średnica pojedynczej podpory nie powinna być mniejsza niż 0,6 m. Szalunek dla wykonywanego słupa stanowi rękaw z tkaniny podsadzkowej podwieszany czterema zawiesiami do podciągu drewnianego budowanego w chod-

7 Nr 5 PRZEGLĄD GÓRNICZY 7 Rys. 5. Schemat rozmieszczenia urządzeń przy zabudowie podpór za frontem ściany niku od strony zawału. Prawidłowo podwieszony rękaw powinien być usytuowany symetrycznie pod wspomnianym podciągiem. Dla szybkiego przejęcia obciążenia przez wykonywany słup, po podwieszeniu rękawa wykonywany jest pod nim wkop do twardego spągu. Dostosowanie długości rękawa szalunku do grubości wybieranego pokładu dokonywane jest opaską założoną w dolnej części rękawa. Przygotowany w opisany sposób szalunek, konieczny do budowy słupa w postaci worka rękawa, wypełniany jest zaprawą cementową wykonywaną ze spoiwa szybkowiążącego [24]. Słupy powinny być stawiane bezpośrednio za przenośnikiem ścianowym, po wykonaniu czynności przekładki. Szybkowiążący beton i wykonywanie słupów w bliskiej odległości czoła ściany pozwala na wystarczający przyrost wytrzymałości, zanim rozpoczyna się konwergencja przestrzeni po wybranym pokładzie. Pozwala to na przejęcie przez słup obciążenia pochodzącego od warstw stropowych w bliskim sąsiedztwie czoła ściany i zapobiega dezintegracji wspornika stropowego. Zapewnienie tak szybkiego podparcia wspornika nie byłoby możliwe przy zastosowaniu systemu ochrony z pasem podsadzkowym [24]. Zakładając minimalną wytrzymałość (35 MPa), jaką beton powinien osiągnąć po 24 godzinach od wykonania, podporność słupa w wyrobisku wynosi nie mniej niż 8000 kn. Na podstawie pomiaru konwergencji chodnika do odległości m od czoła ściany wyliczono, że pewne podparcie wspornika stropowego od strony zawału uzyska się w przypadku, jeżeli słupy o dobranej nośności stawiane będą nie rzadziej niż 2,25 m od siebie. Uwzględniając smukłość słupa policzono również, że jego podporność po czasie uzyskania pełnej wytrzymałości betonu może się zmniejszyć o około 18 % [25]. Słupy podpierające można wykonywać również wykorzystując wykonywane na powierzchni krążki żelbetowe mają one średnicę zewnętrzną 0,5 m i wysokość 0,1 m. W środku krążka pozostawiony jest otwór o średnicy 0,1 m, który służy do umieszczenia w nim stojaka drewnianego, co zapewnia stabilność słupa. Wytrzymałość na ściskanie kolumny zbudowanej z krążków wynosi około 23 MPa [24]. Wytrzymałość stojaków drewnianych używanych zamiennie do podparcia wspornika zależy od rodzaju drewna, średnicy i wysokości stojaków. Stojaki z drewna sosnowego o średnicy 10 cm i wysokości 2,5 m ulegają zniszczeniu przy obciążeniu około 120 kn, a o średnicy 18 cm i długości 2,5 do 3,75 m odpowiednio przy obciążeniu około 430 i 320 kn [35]. Dla przebadanych stojaków sosnowych o długości 3,9 m oraz średnicy 14,4 do 18,9 cm siła niszcząca zawierała się w granicach od 87 kn do 391 kn, średnio 217 kn [37]. Podsumowując przeprowadzoną analizę ważniejszych prac badawczych i doświadczeń w zakresie zapewnienia stateczności wyrobisk przygotowawczych przed i za frontem eksploatacji można stwierdzić, że sposoby utrzymywania wyrobisk w sąsiedztwie zrobów wymagają ciągle jeszcze nowych badań. Wiele ze zdobytych dotychczas doświadczeń jest dzisiaj już tylko częściowo aktualnych. Zwiększeniu uległy przekroje wykonywanych aktualnie wyrobisk, znacznej modyfikacji poddana została obudowa, zwielokrotnieniu uległy postępy frontu eksploatacyjnego, co sprawia, że fala ciśnień eksploatacyjnych gwałtowniej oddziałuje na otaczający wyrobiska górotwór i pozostaje mniej czasu na podpieranie wspornika stropowego. Kopalnie mają do dyspozycji wiele nowych technologii opracowanych w ostatnich latach dla ochrony wyrobisk korytarzowych, także znajdujących się w jednostronnym otoczeniu zrobów. Problem dwukrotnego wykorzystywania chodników zyskał ponownie na znaczeniu z powodu konieczności obniżania kosztów wydobycia i opóźnień w przygotowaniu frontu eksploatacyjnego. Wybieranie na całą grubość pokładu o miąższości powyżej 4 m z zawałem skał stropowych i utrzymywanie chodników za frontem eksploatacji dotychczas poza kopalnią Ziemowit nie było praktykowane. 7. Analiza wartości zmierzonych przemieszczeń na stanowiskach badawczych Efekty wzmocnienia górotworu i obudowy chodników w warunkach pokładu 209 zalegającego pod grubą warstwą piaskowca są trudne do oceny przed frontem ściany, gdyż pełny kontakt obudowy z górotworem następuje dopiero w bezpośrednim sąsiedztwie czoła ściany, to jest na około 40 m przed skrzyżowaniem. W odległości większej niż 60 m przed frontem nie stwierdza się obciążenia i deformacji obudowy podporowej oraz kotwiowej. Jednym z powodów takiego stanu jest brak podporności wstępnej odrzwi obudowy powodowany pustkami za obudową. Najbardziej wrażliwe na zmianę technologii wzmocnienia obudowy, wydają się być pomiary rozwarstwień i szczelinowatości otaczającego górotworu. Odprężenie górotworu pozbawionego podpory następuje najwcześniej i w tej strefie dochodzi do spękań i rozwarstwień. Obniżenie stropu i wypiętrzenie spągu rozpoczyna się na m przed frontem ściany dopiero po wypełnieniu pustki za obudową przez przemieszczający się odprężony górotwór. Od tej chwili obciążenie obudowy stosunkowo szybko przyrasta, na około 20 m przed frontem konwergencja w chodnikach dochodzi do mm, a na skrzyżowaniu ze ścianą osiąga maksymalnie 600 mm. Nie są to wartości które prowadzą do istotnych utrudnień w procesie technologicznym eksploatacji, ale mogą skutecznie utrudniać utrzymywanie wyrobisk za frontem. Pomiar konwergencji pionowej i poziomej w wyrobisku może być skutecznym wskaźnikiem stateczności dopiero po uzyskaniu obciążenia obudowy. Zmniejszanie gabarytów chodników za frontem ściany zależy od zastosowanego sposobu wzmocnienia obudowy, głównie sposobu podparcia wspornika stropowego. Podpieranie

8 8 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2010 wspornika stropowego od strony zrobów betonowymi słupami pozwoliło w warunkach pokładu 209 na zapewnienie największych przekrojów wyrobisk utrzymywanych w sąsiedztwie zrobów. Konwergencja pozioma w odległości 100 m za frontem eksploatacji przy tym wzmocnieniu wynosiła maksymalnie 440 mm. Konwergencja pionowa podczas stosowania słupów przyrastała od wartości około 400 mm (na skrzyżowaniu z frontem ścianowym) do maksymalnie 800 mm, którą to wartość pomierzono 60 m za frontem. Od tego miejsca konwergencja praktycznie przestała przyrastać, w miarę oddalania się ściany obserwowano tylko niewielki ruch spągu. Chodnik 062 udało się utrzymać na całym wybiegu o długości około 2 km bez specjalnych dodatkowych zabiegów można go było powtórnie wykorzystać jako wyrobisko wentylacyjne. W dwóch chodnikach, przed frontem ścian, zastosowano identyczne sposoby wzmacniania obudowy, natomiast za frontem ścian zróżnicowano je. W jednym chodniku obudowę dodatkowo podparto za pomocą podciągów i kasztów drewnianych. Taki sposób wzmocnienia chodnika za ścianą skutkował zwiększeniem konwergencji pionowej o około 50 % i poziomej o około 70 %. Bezwzględne zmiany wymiarów chodnika w odległości około 100 m za frontem ściany zmniejszyły się zatem odpowiednio: wysokość o około 1,2 m i szerokość o około 750 mm. Po wykonaniu niewielkich zabiegów polegających na lokalnym przywróceniu wymiarów w świetle obudowy wyrobisko nadawało się do powtórnego wykorzystania. Drugi chodnik, w którym za ścianą zastosowano wzmocnienie za pomocą sztucznych filarów betonowych, udało się utrzymać na całym wybiegu o długości około 2 km, bez specjalnych dodatkowych zabiegów, i można go było powtórnie wykorzystać jako wyrobisko wentylacyjne. Aproksymacje średnich wyników prowadzonych pomiarów dołowych pozwoliły określić współczynniki zaproponowanych funkcji charakteryzujących zachowanie się wyrobisk w pokładzie 209. Dysponując odpowiednią liczbą pomiarów dla każdego pokładu, w którym projektuje się utrzymywanie wyrobiska dla ich powtórnego wykorzystania, można znaleźć charakterystyczne współczynniki przyjętych funkcji. Dzięki temu możliwe jest prognozowanie zachowania się wyrobisk za frontem eksploatacji dla wybranego sposobu ich ochrony i w określonych geologiczno-górniczych warunkach danej kopalni. Przykładowe funkcje eksponencjalne wykorzystane do aproksymacji wyników pomiarów przeprowadzonych przed frontem eksploatacji w pokładzie 209 wraz z wyliczonymi dla konkretnych warunków współczynnikami są następujące: Przemieszczenia przed czołem ściany: (-0,04153) Lp K VP = 1007,88 e (-0,04334) Lp K HP = 548,271 e (-0,04374) Lp W P = 594,779 e gdzie: K VP konwergencja pionowa przed czołem ściany, mm, K HP konwergencja pozioma przed czołem ściany, mm, W P wypiętrzenie spągu przed czołem ściany, mm, L P odległość przed czołem ściany, m. Należy zaznaczyć, że podane wzory empiryczne są charakterystyczne dla warunków kopalni Ziemowit przy określonych sposobach wzmacniania wyrobisk opisanych wcześniej. W warunkach innych kopalń wartości parametrów stałych mogą się znacznie różnić, przy zachowaniu podobnego przebiegu przemieszczeń i narastania rozwarstwień. Zmiana sposobu wzmocnienia chodników za frontem eksploatacji w sposób zasadniczy wpływa też na zasięg i intensywność rozwarstwień pakietu skał stropowych. Obudowa łukowa podatna wykonywana w przodku wyrobiska przejmuje obciążenia dopiero w odległości m przed ścianą. Przyczyną takiego stanu rzeczy są trudności w wykonaniu pełnej wykładki stropu tradycyjnymi metodami. O takiej niekorzystnej współpracy obudowy i górotworu świadczą zarówno wyniki pomiarów obciążenia odrzwi, jak i pomiary zsuwów łuków. W warunkach stropowych podobnych do występujących w pokładzie 209, gdzie nad wyrobiskiem zalega gruba warstwa praktycznie monolitycznego piaskowca, zapewnienie natychmiastowego włączenia obudowy do pracy może nie mieć takiego znaczenia, jak w warunkach słabszych stropów łupkowych. Pozostała nad obudową chodnikową pustka prowadzi do niekontrolowanego wzrostu rozwarstwień i odprężenia górotworu otaczającego w tym również wspornika, a to z kolei może uniemożliwić utrzymywanie chodnika za frontem eksploatacji. Problem pustek za obudową można zlikwidować poprzez wprowadzenie tak zwanej wykładki mechanicznej. Metryka wzmocnienia obudowy chodnika z zastosowaniem kotwi powinna uwzględniać zasięg i wielkość poziomych przemieszczeń warstw stropowych chociażby w zakresie doboru długości kotwi, ukierunkowania prętów kotwowych względem obrysu i miejsca ewentualnego ich powiązania z odrzwiami, aby zminimalizować deformowanie łuków występujące w takich sytuacjach. W warunkach pokładu 209 wzmocnienie obudowy chodników dla poprawy bezpieczeństwa na skrzyżowaniu z przestrzenią roboczą ściany i umożliwienia utrzymania wyrobiska za frontem w sąsiedztwie zrobów powinno być wykonywane nie później jak około 70 m przed frontem ściany. Utrzymywanie chodników w jednostronnym otoczeniu zrobów w warunkach analizowanego pokładu z podparciem wspornika stropowego od strony zawału słupami betonowymi zapewnia lepszą stateczność i większe wymiary przekroju powtórnie wykorzystywanego wyrobiska. Wybór mniej efektywnej technologii utrzymywania chodników w pokładzie 209 z zastosowaniem podciągu i kasztów podyktowany został głównie mniejszymi kosztami. Nakłady ponoszone na wzmacnianie obudowy wyrobisk powtórnie wykorzystywanych, powinny zawierać się w określonych granicach. W geologiczno-górniczych warunkach sprzyjających utrzymywaniu chodników przy zrobach, oszczędności z tytułu przygotowania złoża do eksploatacji mogą dochodzić nawet do 30 %. 8. Wnioski Przeprowadzone badania stanu górotworu i obudowy chodników przyścianowych w pokładzie 209 w rejonie obszaru górniczego kopalni Ziemowit miały za zadanie ocenę skuteczności zastosowanej obudowy, dodatkowych wzmocnień obudowy, sposobu i miejsca podparcia wspornika stropowego dla zapewnienia stateczności i wymaganych gabarytów wyrobisk utrzymywanych za ścianą eksploatacyjną w jednostronnym otoczeniu zrobów. Analiza wyników pozwoliła na poczynienie wielu spostrzeżeń i wniosków istotnych z punktu widzenia możliwości kontroli górotworu i obudowy przed i za frontem eksploatacji. Kontrola taka pomogła w podejmowaniu decyzji odnośnie do doboru obudowy podstawowej i dodatkowych wzmocnień, umożliwiających zapewnienie wymaganych gabarytów chodników za frontem eksploatacji. Chodnik 062 udało się utrzymać na całym wybiegu o długości około 2 km bez specjalnych dodatkowych zabiegów i można go było powtórnie wykorzystać jako wyrobisko wentylacyjne.

9 Nr 5 PRZEGLĄD GÓRNICZY 9 W chodniku 065 przed frontem ściany zastosowano taki sam sposób wzmocnienia obudowy i górotworu jak w chodniku 062, a za frontem odmiennie przez podpieranie obudowy z wykorzystaniem podciągu i kasztów drewnianych. Taki sposób wzmocnienia chodnika za ścianą skutkował zwiększeniem konwergencji pionowej o około 50 % i poziomej o około 70 %. Oznacza to w wartościach bezwzględnych zmniejszenie wysokości chodnika 065 (około 100 m za frontem ściany) o około 1200 mm i zmniejszenie szerokości w tym miejscu o około 750 mm. Należy zauważyć, że w sytuacji tego chodnika zarówno konwergencja pionowa jak i pozioma w miarę oddalania się frontu ściany w dalszym ciągu narastały chociaż prędkość tych przyrostów uległa zmniejszeniu. W chodnik 065 po wykonaniu niewielkich zabiegów polegających na lokalnym przywróceniu wymiarów w świetle obudowy nadaje się do powtórnego wykorzystania. Praca wykonana w ramach badań statutowych Literatura 1. Andrusikiewicz W.: Optymalizacja parametrów anhydrytowego pasa ochronnego przy wybieraniu węgla systemem ścianowym. [Praca doktorska]. AGH, Kraków Biliński A.: Przejawy ciśnienia górotworu w polach eksploatacji ścianowej w pokładach węgla. Zeszyty Naukowe Politechniki Śląskiej nr 221, Brinkmann E., Neveling F.: Belastungsversuche mit Holzkästen und Holzpfeilern. Glückauf nr 100, Chudek M.: Obudowa wyrobisk górniczych. Część 1. Obudowa wyrobisk korytarzowychi komorowych. Wydawnictwo Śląsk, Katowice Chudek M.: Zasady doboru i projektowania obudowy wyrobisk korytarzowych i ich połączeńw zakładach górniczych wydobywających węgiel kamienny. Politechnika Śląska, Gliwice Chudek M., Duży S.: Deformacje korytarzowych wyrobisk przygotowawczych drążonych w strefach wpływu czynnego frontu eksploatacyjnego w świetle pomiarów dołowych. Zeszyty Naukowe Politechniki Śląskiej, seria Górnictwo, Gliwice Chudek M., Duży S., Dyduch G., Bączek A.: Problemy nośności stalowej obudowy odrzwiowej wyrobisk korytarzowych użytkowanych w długim okresie. Górnictwo i Geoinżynieria, Chudek M., Duży S., Kleta H.: Praktyczne aspekty projektowania stalowej obudowy łukowej podatnej. Budownictwo Górnicze i Tunelowe nr 4/ Chudek M., Janiczek K., Plewa F.: Materiały w budownictwie geotechnicznym, T. II. Klasyczne materiały wiążące oraz materiały z surowców uciążliwych dla środowiska. Gliwice Chudek M., Pach A., Lukian B., Skudlik G., Garncarz R.: Prognoza zaciskania chodników przyścianowych. Zeszyty Naukowe Politechniki Śląskiej nr 157. Gliwice Drzęźla B., Głąb L., Schinohl J.: Wpływ jakości wykładki na podporność łukowej obudowy odrzwiowej. Wiadomości Górnicze nr 2/ Głuch P.: Analiza możliwości utraty stateczności obudowy podporowej odrzwiowej przy jej obciążeniu w płaszczyźnie odrzwi. Politechnika Śląska, Gliwice 1999 [praca niepublik.]. 13. Głuch P.: Wpływ rozpór na stabilizację przestrzenną stalowej odrzwiowej obudowy podporowej. Budownictwo Górnicze i Tunelowe nr 4/ Jacobi O.: Praxis der Gebirgsbeherrschung. Verlag Glückauf, Essen, Kidybiński A.: Obciążenie obudowy chodnika w strefie wpływu eksploatacji. Prz. Gór. nr 5/ Kidybiński A:. Wskaźnik stateczności stropu wyrobiska korytarzowego przy łącznych obciążeniach statycznym i dynamicznym. Prz. Gór. nr 7-8/ Konopko W., Kostyk T., Żywirski K.: Sposób wykonywania i utrzymywania chodników przyścianowych w warunkach wzmożonych ciśnień górotworu lub zagrożenia tąpaniami. Prz. Gór. nr 2/ Korzeniowski W.: Urządzenie do pomiaru rozwarstwień stropu. Patent nr , Korzeniowski W.: Bolt load and roof Falls according to the New static model. 9 th International Congress on Rock Mechanics, Paris, France, vol. 2, A.A. Balkema/ Rotterdam/ Brookfield, Korzeniowski W.: Ocena stanu podziemnych wyrobisk chodnikowych i komorowych na podstawie empirycznych metod badawczych. Uczelniane Wydawnictwa Naukowo-Badawcze, Kraków 2006, nr 156; Seria: Rozprawy Monografie. 21. Korzeniowski W., Piechota S.: Wpływ rozwarstwienia stropu wyrobiska podziemnego na dynamiczne obciążenie obudowy kotwiowej. Prz. Gór. nr 1/ Korzeniowski W., Piechota S., Stachowicz S.: Obudowa mieszana chodników przyścianowych w Kopalni Węgla Kamiennego Bogdanka. Wiadomości Górnicze nr 4/ Majcherczyk T., Olechowski S.: Strefy zagrożenia deformacjami obudowy chodników przyścianowych. Prz. Gór. nr 6/ Niełacny P.: Dobór technologii utrzymywania wyrobisk przyścianowych w jednostronnym otoczeniu zrobów na podstawie pomiarów przemieszczeń górotworu. [Praca doktorska]. AGH, Kraków Niełacny P., Setlak K., Siodłak Ł.: Способы обеспечения устойчивости подготовительных выработок в шахте «Земовит». Алчевск: Cборник докладов конференции Издательство Донбасского государственного технического университета, 10 марта Доклад международной научно-технической конференции Новые технологии подземного строительства и добычи полезных ископаемых. 26. Nierobisz A.: Wysokie kotwienie dla poprawy utrzymania chodnika przyścianowego. Prz. Gór. nr 7-8/ Nikitin W. D., Kryłow W. F., Seredenko M. I., Biełow W. P.: Razrabotka połogich i nakłonienych płastow. Niedra Moskwa PN-93/G-15000/ PN-G-06009: PN-G-06010: Prusek S., Kostyk T.: Prognoza zaciskania chodników przyścianowych. Bezpieczeństwo Pracyi Ochrona Środowiska w Górnictwie. Miesięcznik WUG nr 1/ Rułka K. i inni: Uproszczone zasady doboru obudowy odrzwiowej wyrobisk korytarzowych w zakładach wydobywających węgiel kamienny. Główny Instytut Górnictwa seria Instrukcje nr 15, Katowice Stillborg B.: Professionals Users Handbook for Rock Bolting. Lulea Tajduś A.: Utrzymanie wyrobisk korytarzowych w świetle wpływu czasu na naprężenia, odkształcenia i strefy zniszczenia w górotworze. Zeszyty Naukowe AGH nr 154, Górnictwo, Tonjes B.: Innovatives High-Performance Longwall Operations at Deutsche Steinkohle AG First Assessments and Consequences. Zweites Internationales Kolloquium Hochleistungs-Strebbetriebe High-Performance Longwall Operations Juni, Band 28, Zimonczyk J., Kiełkowski A., Shöpp W.: Technologia wykonawstwa odrzwi ŁP z podpornością wstępną w oparciu o doświadczenia kopalni Borynia. Prz. Gór. nr 10/ Żerdin F., Dervaric E.: Velenje Coal Mine, SL Longwall Sub-level Caving Extraction technology at Velenje Mine. Zweites Internationales Kolloquium Hochleistungs-Strebbetriebe High-Performance Longwall Operations Band 28, 2000.

10 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2010 UKD: (438): (049.5): 311: : Istotność wybranych parametrów górniczych w ocenie zagrożenia wyrzutowego na podstawie badań statystycznych Mgr inż. Norbert Skoczylas* ) Dr hab. Juliusz Topolnicki* ) Dr inż. Mirosław Wierzbicki* ) Treść: W pracy przedstawiono wyniki badań statystycznych, dotyczących przydatności wybranej grupy parametrów do określenia stanu zagrożenia wyrzutami metanu i skał. Wybraną formą badań była anonimowa ankietyzacja. Przedstawiono wyniki ankietyzacji dotyczące 27 parametrów mogących wpływać na stan zagrożenia zjawiskiem. Pokazano opinie dotyczące ważności poszczególnych parametrów dla oceny stanu zagrożenia w ujęciu zarówno parametrycznym, jak i z podziałem na grupy specjalistów związanych z praktyką górniczą i z nauką. Wyniki ankietyzacji pozwalają na określenie najistotniejszych parametrów oceny stanu zagrożenia wyrzutowego a analiza współczynników zmienności oraz histogramów pozwala na ocenę zgodności ankietowanych co do ważności poszczególnych parametrów oraz ich wartości granicznych. Słowa kluczowe: parametry oceny zagrożeń, wyrzuty metanu i skał, kopalnie podziemne, badania ankietowe 1. Wprowadzenie Prace nad poznaniem zjawiska wyrzutu skał i gazu, jak i nad opracowaniem metod wczesnego wykrywania potencjalnego zagrożenia wyrzutowego, prowadzone są od przeszło 160 lat. Pierwsze opisane zjawisko wyrzutu wystąpiło we Francji w 1843 r. [1]. W tym czasie powstało wiele publikacji, teorii oraz poglądów na przyczyny, zapobieganie oraz przebieg zjawiska [2 7]. Przegląd światowych dokonań w zakresie wyrzutów przedstawia praca [8]. Ukazują się również opracowania dotyczące statystycznego ujęcia wskaźników oceny stanu zagrożenia wyrzutami, jak np. [9] oraz wykorzystujące rozwiązania oparte na komputerowych systemach wspomagania podejmowania decyzji [10]. Na podstawie prac naukowych i doświadczenia górniczego powstały przepisy mające chronić załogi górnicze przed zagrożeniem. Przedstawiciele przemysłu górniczego przez lata zmagania się z zagrożeniem nabyli bezcenne doświadczenie oraz intuicję. Ludzie nauki, analizując wyniki pomiarów kopalnianych oraz modelując zjawisko w laboratoriach, wykształcili własne poglądy na tematy związane ze zwalczaniem zagrożenia *) Instytut Mechaniki Górotworu PAN, Kraków. Artykuł opiniował prof. dr hab inż. Antoni Kidybiński. wyrzutowego. Interesującym wydaje się zebranie wiedzy i doświadczeń ludzi związanych z obiema grupami specjalistów. Pierwszym krokiem w tym kierunku było zebranie opinii dotyczących realnej przydatności parametrów mierzonych lub obserwowanych w górnictwie do oceny stanu zagrożenia wyrzutowego. Jako badawcze narzędzie socjologiczne zastosowano metodę ankietyzacji. 2. Konstrukcja ankiety Konstrukcja ankiety podporządkowana była wytycznym jakie nakłada na ten typ badań społecznych socjologia [11, 12]. Jej forma i treść konsultowana była z socjologami specjalizującymi się w tego typu badaniach. Podstawowym założeniem była anonimowość ankiet. Dzięki temu można oczekiwać, iż odpowiedzi nie są oparte na obowiązujących przepisach, lecz na zdobytej w czasie pracy zawodowej wiedzy i doświadczeniu. Przy formułowaniu kwestionariusza ankiety podana została informacja o instytucji prowadzącej badania (IMG-PAN) oraz określony został obszar będący przedmiotem badań, a mianowicie przydatność wybranej grupy wskaźników do

11 Nr 5 PRZEGLĄD GÓRNICZY 11 oceny stanu zagrożenia wyrzutowego. Wskazany został finalny cel badań wykorzystanie logiki rozmytej do szacowania ryzyka wyrzutowego [10]. Sposób doboru próby badawczej zakładał wytypowanie grupy osób związanych z rozpoznaniem, oceną i zwalczaniem zagrożenia wyrzutowego zarówno z przemysłu jak i nauki. Poniżej zestawiono listę instytucji, z którymi związani są respondenci ankiet: Akademia Górniczo-Hutnicza im. Stanisława Staszica w Krakowie, Główny Instytut Górnictwa, Instytut Mechaniki Górotworu Polskiej Akademii Nauk, Jastrzębska Spółka Węglowa S.A. oraz kopalnie wchodzące w skład Spółki, Kompania Węglowa S.A., Wyższy Urząd Górniczy, Zakład Odmetanowania Kopalń Sp. z o.o., Specjaliści zajmujący się zagrożeniem wyrzutowym w Dolnośląskim Zagłębiu Węglowym. Fragment głównej karty ankiety pokazano na rysunku 1. W pierwszej kolumnie wymienione zostały wielkości obserwowane i mierzone w górnictwie, mogące według autorów mieć znaczenie w szacowaniu ryzyka wyrzutowego. Pozostawiono także puste pola, gdzie respondenci mogli wpisywać parametry, które nie zostały wymienione. Pełna lista zaproponowanych parametrów znajduje się w tablicy 1. Przygotowując listę parametrów, mogących wpływać na stan zagrożenia wyrzutami, opierano się na doświadczeniu własnym autorów z prac laboratoryjnych i kopalnianych, analizie literaturowej przedstawionej m.in. w pracy [13]. Ujęto również objawy wskazujące na zwiększenie zagrożenia wyrzutami zawarte w Rozporządzeniu [14]. Ponadto ankieta zawierała obszar na uwagi i wnioski respondentów dotyczące oceny zagrożenia. Zostaną one wymienione w rozdziale 4. W drugiej kolumnie respondenci poproszeni zostali o podanie wartości poszczególnych parametrów, przy których według ich opinii pojawia się ryzyko wystąpienia wyrzutu. Ta część ankiety z punktu widzenia autorów miała mniejsze znaczenie niż poprzednia, jednakże umożliwiła ona ocenę rozrzutu pomiędzy deklarowanymi niebezpiecznymi wartościami parametrów podawanymi przez ankietowanych. W wielu miejscach ankiety pojawiały się odnośniki do komentarzy stanowiące instrukcję wypełniania kwestionariusza lub wyjaśniające pewne niejednoznaczne terminy. Zestawienie odnośników znajduje się w tablicy 2. Ankieta rozesłana została łącznie do 32 respondentów a wypełnione ankiety. Do autorów zwrócono 23. Na ich podstawie opierają się dalsze rozważania statystyczne. Tablica 1. Lista zaproponowanych w ankiecie parametrów nr Parametr rejestrowany, obserwowany Jednostka 1 Zwięzłość węgla [ ] 2 Wskaźnik intensywności desorpcji metanu kpa 3 Wychód zwiercin z małośrednicowych otworów badawczych dm 3 /mb 4 Metanonośność m 3 /Mg csw 5 Odległość od strefy zaburzeń geologicznych przerywających ciągłość pokładu m 6 Odległość od strefy zaburzeń geologicznych nie przerywającej ciągłości pokładu m 7 Zwiększona ilość gazu w przodku po robotach strzałowych % 8 Zawartość popiołu % 9 Zawartość części lotnych w węglu (V daf ) % 10 Zawartość wilgoci w węglu % Mokre zwierciny, zmiany wilgotności pokładu, pojawienie się wody w otworze 11 tak / nie 12 Zwiększona ilość urobku w przodku po robotach strzałowych tak / nie 13 Wydmuch gazu z otworu tak / nie 14 Wydmuch zwiercin z otworu tak / nie 15 Zmiana zalegania warstw tak / nie 16 Zmiana struktury węgla tak / nie 17 Trzaski w głębi calizny tak / nie 18 Odpryskiwanie węgla z ociosów tak / nie 19 Postęp dobowy przodka m Wyniki pomiarów geofizycznych, w szczególności sejsmi- 20 cznych oraz sejsmoakustycznych - 21 Zmiany ciśnienia barometrycznego hpa/godz. 22 Grubość pokładu m 23 Głębokość zalegania m 24 Nachylenie wyrobiska +/- o 25 Prowadzenie robót górniczych w nierozpoznanej części złoża tak / nie 26 Zmiany temperatury calizny o C 27 Inna propozycja Tablica 2. Zestawienie komentarzy występujących się w ankiecie 1 (dotyczy kolumny: Istotność parametru w skali 0-6) Najistotniejsze w tym etapie badań informacje zawarte są w tej kolumnie. Proszę podać, jakie znaczenie według Pana (jeśli chodzi o ryzyko zaistnienia wyrzutu) mają parametry wymieniane w pierwszej kolumnie używając cyfr od 0 (najmniej istotne parametry) do 6 (parametry najistotniejsze). 2 (dotyczy kolumny: W jakim zakresie parametr wiąże się z ryzykiem wyrzutu? ) W tej kolumnie prosimy o oszacowanie zakresu zmienności danego parametru, w którym może on (według Pana wiedzy i intuicji) mieć związek z ryzykiem wyrzutu (a więc, w jakim przedziale dany parametr jest niebezpieczny). Jeśli nie jest Pan w stanie dokonać takiego oszacowania proszę pozostawić odpowiednie pola niewypełnione. 3 (dotyczy parametrów nr 5 i 6) Jako miarę tego parametru przyjmujemy odległość czoła wyrobiska od wyznaczonej strefy zaburzeń geologicznych. 4 (dotyczy parametrów nr 7) Jako miarę tego parametru przyjmujemy przyrost ilości gazu po robotach strzałowych w stosunku do wartości średniej z wcześniej prowadzonych robót strzałowych z wykorzystaniem tej samej metryki strzelniczej. 5 (dotyczy parametrów nr 21) Jako miarę tego parametru przyjmujemy zmianę ciśnienia atmosferycznego w trakcie jednej godziny. 6 (dotyczy parametrów nr 24) Jako miarę tego parametru przyjmujemy kąt nachylenia wyrobiska podczas jego drążenia. (wartość ujemna kąta drążenie po upadzie, wartość dodatnia kąta drążenie po wzniosie). 7 (dotyczy parametrów nr 27) Prosimy o podanie własnych propozycji nie ujętych powyżej. 3. Wyniki ankietyzacji Rys. 1. Fragment głównej karty ankiety Podstawowym celem badania było pozyskanie opinii wybranej grupy ekspertów/specjalistów na temat istotności poszczególnych parametrów w ocenie stanu zagrożenia wy-

12 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2010 rzutowego. Ankietowani przy każdym z wymienionych parametrów wskazywali w skali od 0 do 6, jakie w ich mniemaniu znaczenie (jeśli chodzi o ryzyko zaistnienia wyrzutu) mają wymienione parametry. Uśrednione zestawienia odpowiedzi znajdują się na wykresie (rys. 2). Numeracja parametrów jest zgodna z zestawieniem w tablicy 1. Pięć z grupy 26 parametrów uzyskało średni wynik x powyżej 5,0. Są to: zwięzłość węgla (istotność: 5,11), wskaźnik intensywności desorpcji metanu (istotność: 5,20), odległość od strefy zaburzeń geologicznych przerywających ciągłość pokładu (istotność: 5,32), wydmuch gazu z otworu (istotność: 5,21), wydmuch zwiercin z otworu (istotność: 5,21). Parametry te zostały uznane przez respondentów za najbardziej istotne w rozpoznaniu zagrożenia wyrzutami metanu i skał. Bardzo ciekawą wydaje się analiza współczynnika zmienności V dla poszczególnych parametrów, gdzie s odchylenie standardowe. Stanowi on wyznacznik zgodności respondentów w ocenie przydatności danego parametru do szacowania zagrożenia wyrzutowego. Zestawienie współczynników zmienności dla wymienionych parametrów znajduje się na wykresie (rys. 3). Podobnie jak poprzednio, numery parametrów są zgodne z wymienionymi w tablicy 1. Współczynniki zmienności 6 parametrów z grupy 26 mieszczą się poniżej 20 %, są to kolejno: zwięzłość węgla (16 %), wskaźnik intensywności desorpcji metanu (16 %), Rys. 2. Uśrednione zestawienie odpowiedzi respondentów dotyczące istotności wybranych parametrów w kontekście niebezpieczeństwa wyrzutowego Rys. 3. Współczynniki zmienności odpowiedzi respondentów dotyczących istotności wybranych parametrów w kontekście niebezpieczeństwa wyrzutowego

13 Nr 5 PRZEGLĄD GÓRNICZY 13 odległość od strefy zaburzeń geologicznych przerywających ciągłość pokładu (15 %), zwiększona ilość urobku w przodku po robotach strzałowych (17 %), wydmuch gazu z otworu (17 %), wydmuch zwiercin z otworu (17 %). Warto podkreślić, iż w grupie parametrów o najniższym wskaźniku zmienności, a więc tych, co do ocen których ankietowani wykazali się najwyższą zgodnością znajdują się wszystkie z wymienionych parametrów o najwyższych średnich wynikach. W grupie tej pojawia się ponadto zwiększona ilość urobku po robotach strzałowych. Interesujące są wyniki analizy średniej wartości istotności wskaźników w ocenie stanu zagrożenia wyrzutowego przy podziale na grupy zawodowe związane z przemysłem oraz nauką. Na wykresie (rys. 4) słupkami żółtymi zaznaczono uśrednione wyniki podawane przez respondentów zatrudnionych w przemyśle (13 spośród 23), natomiast kolorem niebieskim wyniki podane przez pracowników nauki (10 spośród 23). Dodatkowo sporządzono wykres ilustrujący względne różnice pomiędzy średnimi wartościami istotności parametrów dla przemysłu i nauki (rys. 5). Jego analiza pozwala stwierdzić, iż najmniejsza zgodność grup zawodowych dotyczy parametrów: zawartość części lotnych, zmiany ciśnienia barometrycznego, zawartość popiołu oraz zmiany temperatury calizny. Dla pozostałych parametrów zgodność grup zawodowych mieści się w przedziale ±23 %. Stosunkowo wysoka zgodność w opiniach wynika ze współpracy przemysłu z nauką w kwestiach rozpoznania i zwalczania zagrożenia wyrzutowego. Jako badanie dodatkowe respondenci zostali poproszeni o podanie, wartości granicznych, wymienionej grupy parame- Rys. 4. Uśrednione zestawienie odpowiedzi respondentów dotyczące istotności wybranych parametrów w kontekście niebezpieczeństwa wyrzutowego z podziałem na pracowników przemysłu i nauki Rys. 5. Względne różnice pomiędzy średnimi wartościami istotności parametrów dla przemysłu i nauki

14 14 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2010 trów, przy których można uznać iż istnieje niebezpieczeństwo wyrzutu. Uśrednione wartości graniczne zestawione zostały w tablicy 3. W ostatniej kolumnie podano wartości odchylenia standardowego σ dla poszczególnych wartości granicznych podawanych przez respondentów. Zarówno średnia graniczna wartość zwięzłości (0,34) oraz wskaźnika intensywności desorpcji (1,47 kpa) są nieco wyższe od wartości pojawiającej się w Rozporządzeniu ministerialnym dla pokładów skłonnych do występowania wyrzutów metanu i skał [14]. Odchylenie standardowe dla zwięzłości wynosi σ f =0,12, natomiast dla wskaźnika intensywności desorpcji jest ono na poziomie σ dp =0,41 kpa. Histogram (rys. 6) dla zwięzłości pokazuje, że największa grupa ankietowanych wskazała graniczną wartość tego parametru mieszczącą się w przedziale 0,25 0,35. Analogiczna analiza histogramu (rys. 7) dla wskaźnika intensywności desorpcji wskazuje, iż większość respondentów traktuje wartości z przedziału 1,2 1,4 kpa jako początek obszaru niebezpiecznego. Wyniki Rys. 6. Histogram oceny niebezpiecznej wartości zwięzłości węgla podawanej przez respondentów Rys. 7. Histogram oceny niebezpiecznej wartości wskaźnika intensywności desorpcji węgla podawanej przez respondentów te pozwalają twierdzić, iż występuje duża zgodność pomiędzy ministerialnymi wartościami progowymi zwięzłości oraz wskaźnika intensywności desorpcji z rozporządzenia [14], a opiniami ekspertów/specjalistów. W przypadku metanonośności kształt histogramu (rys. 8) oraz współczynnik zmienności wskazuje na mniejszą zgodność opinii ekspertów. Najliczniejsza grupa respondentów wskazała jednak wartości z przedziału 4 5 m 3 CH 4 /Mg csw. Średnia podawana wartość graniczna tego parametru wynosi 6,8 m 3 CH 4 / Mg csw przy odchyleniu standardowym na poziomie 2,1m 3 CH 4 /Mg csw. Badana grupa specjalistów tym samym sygnalizuje potrzebę obniżeniia granicznej wartości metanonośności w przepisach dotyczących zaliczania pokładów do skłonnych do występowania wyrzutów metanu i skał. Obecnie dużą wagę dla oceny stanu zagrożenia wyrzutowego przykłada się do właściwego rozpoznania ewentualnych zaburzeń geologicznych. Przeprowadzone badania wskazują, iż respondenci oceniają niebezpieczną odległość czoła wyro- Tablica 3. Uśrednione wartości graniczne podawane przez respondentów Parametr rejestrowany, obserwowany Jednostka Wartość graniczna σ Zwięzłość węgla [ ] 0,34 0,12 Wskaźnik intensywności desorpcji metanu kpa 1,47 0,41 Wychód zwiercin z małośrednicowych otworów badawczych dm 3 /mb 5,2 1,8 Metanonośność m 3 /Mg csw 6,8 2,1 Odległość od strefy zaburzeń geologicznych przerywających ciągłość pokładu (patrz tablica 2, pkt. 3) m 8,7 5,9 Odległość od strefy zaburzeń geologicznych nie przerywającej ciągłości pokładu (patrz tablica 2, pkt. 3) m 7,5 5,6 Zwiększona ilość gazu w przodku po robotach strzałowych (patrz tablica 2, pkt.4) % Zawartość popiołu % 2,0 0,0 Zawartość części lotnych w węglu (V daf ) min. % 16,1 5,7 Zawartość części lotnych w węglu (V daf ) max. % 28,0 3,6 Zawartość wilgoci w węglu % 1,8 0,3 Postęp dobowy przodka M 10,0 3,4 Zmiany ciśnienia barometrycznego (patrz tablica 2, pkt. 5) hpa/godz. 30,0 20 Grubość pokładu m 2,3 0,9 Głębokość zalegania m Nachylenie wyrobiska (patrz tablica 2, pkt. 6) +/- o 12,0 6,8 Zmiany temperatury calizny ºC 3,0 1,0

15 Nr 5 PRZEGLĄD GÓRNICZY 15 biska od wyznaczonej strefy zaburzeń geologicznych (rys. 9) na około 8 metrów, jednakże w tym przypadku rozbieżności w opiniach są znaczne. 4. Uwagi i wnioski Ostatnia strona ankiety zawierała obszar przeznaczony na uwagi i wnioski respondentów dotyczące zwalczania wyrzutów. Pełne zestawienie wniosków, które zostały nadesłane wraz z ankietami przedstawione zostało poniżej. Autorzy pozostawiają wnioski bez komentarzy. Rys. 8. Histogram oceny niebezpiecznej wartości metanonośności podawanej przez respondentów Ważny pomiar ciśnienia wewnątrz otworu opracowanie skutecznej sondy pomiarowej. Zaprezentowana ocena wskaźników zwięzłości oparta jest zarówno na wykonanych pomiarach w rejonach gdzie doszło do wyrzutu, jak i na intuicji. Wykonane badania zwięzłości w odległości 75 25m od miejsca gdzie zaszedł wyrzut dają wartość na poziomie 0.4. Należy jednak przypuszczać, iż w bezpośrednio miejscu wyrzutu struktura węgla jest pozbawiona całkowicie cech zwięzłości. Liczba wyrzutów związana jest z rodzajem wyrobisk górniczych, które swym kształtem mogą utrudniać naturalne odkształcanie się pokładu węgla w przodku i rozładowanie przyprzodkowych naprężeń. Na zaistnienie wyrzutu ma także wpływ technologia urabiania, wstrząsy wywołane robotami strzałowymi, w szczególności strzelaniem wstrząsowym prowokującym, wstrząsy wywołane kombajnem głębokozabiorowym. Liczba ujmowanego metanu z otworów w rejonie przodka. Pomiar zwięzłości węgla metodą tłuczenia (metoda Protodiakonowa) nie oddaje rzeczywistej zwięzłości węgla w obrębie ośrodka wyrzutowego. Pobrane z czoła przodka kawałki węgla są odgazowane i uzyskują na skutek kontrakcji normalną strukturę szkieletu węglowego, a więc mają znacznie większą zwięzłość. Pomiar zwięzłości ocenia jedynie zwięzłość półki bezpieczeństwa w czole przodka, a nie zwięzłość ośrodka wyrzutowego. Wyniki badań metanonośności kopalnia otrzymuje raz w miesiącu, dlatego wartość ta jest mało przydatna w sensie bieżącej prognozy zagrożenia. Wzrost wskaźników zagrożenia wyrzutowego (wskaźników wyrzutowych) obserwowano przy zbliżaniu do krawędzi eksploatacji (filarów ochronnych) w pokładach wyżej zalegających, zwłaszcza na dużych głębokościach (około 1000 m) oraz przy zbliżaniu się do wcześniej nie rozpoznanych, niezidentyfikowanych zaburzeń, stąd bardzo duże znaczenie mają otwory badawcze o dużej długości (>30 m). Duże znaczenie ma badanie występującego w tym przypadku naturalnego nadciśnienia gazu w otworze. Istotnym parametrem oceny zagrożenia wyrzutowego jest ciśnienie gazu w otworze badawczym. Ważne jest, jak zmienia się ten parametr w głębi calizny, w jakiej odległości od konturu wyrobiska znajduje się strefa maksymalnego ciśnienia gazu, czy strefę tę można utożsamiać ze strefą maksymalnych naprężeń. Istotnym parametrem jest także ocena wytrzymałości ośrodka skalnego w głębi calizny. Wskaźnik zwięzłości określany jest dla węgla będącego w przodku wyrobiska, czyli odprężonego, częściowo odgazowanego. Ważna jest ocena właściwości geomechanicznych w określonych odległościach od wyrobiska (najwygodniej w otworach badawczych). 5. Podsumowanie Rys. 9. Histogram oceny niebezpiecznej odległości od strefy zaburzeń geologicznych przerywających ciągłość pokładu podawanej przez respondentów W pracy przedstawiono wyniki ankietyzacji zagrożenia wyrzutami metanu i skał, 23 respondentów, związanych zarówno z przemysłem górniczym jak i nauką, uznanych (subiektywnie przez Autorów ankiety) za ekspertów w badanej dziedzinie. Opinie pokazują, że najistotniejszymi parametrami w ocenie zagrożenia wyrzutowego są: odległość od strefy zaburzeń geologicznych przerywających ciągłość pokładu, wydmuchy gazu bądź/i zwiercin z otworu, wskaźnik intensywności desorpcji oraz zwięzłość węgla. W ocenie tych parametrów jako ważne panuje duża zgodność. Występuje również zbieżność opinii pomiędzy przedstawicielami przemysłu i nauki, co zdaje się dobrze świadczyć o współpracy naukowo-technicznej w tym zakresie. Ankietowani podkreślają wpływ zaburzeń geologicznych na stan zagrożenia wyrzutami. Wyniki zdają się potwierdzać trafność przyjętych w przepisach wartości granicznych wskaźników intensywności desorpcji oraz zwięzłości węgla. Występuje liczna grupa respondentów wskazująca na potrzebę obniżenia progowej

16 16 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2010 wartości metanonośności przy czym parametr ten uważany jest jako stosunkowo ważny w ocenie zagrożenia wyrzutami metanu i skał. PODDZIĘKOWANIE Autorzy dziękują wszystkim, którzy poświęcili swój czas na rozmowę, przemyślenia, uwagi oraz wypełnienie ankiety. Bez ich udziału nie powstałaby niniejsza praca. Praca została sfinansowana w ramach projektu rozwojowego NR , p.t.: Narzędzia wspomagania służb wentylacyjnych kopalń w zwalczaniu zagrożenia metanowego i wyrzutowego, oparte na wiedzy i doświadczeniu eksperckim. Literatura 1. Yunxing Cao, Dingdong He, David C. Glick: Coal and gas outbursts in footwalls of reverse faults, International Journal of Coal Geology 48 (2001) Litwiniszyn J.: Gas emission from a crushed rock medium during its sudden outbursts. Archives of Min. Sciences: 32, pp Romeo M. Flores: Coalbed methane: From hazard to resource. International Journal of Coal Geology 35, B. Basil Beamish, Peter J. Crosdale: Instantaneous outbursts in underground coal mines: An overview and association with coal type, International Journal of Coal Geology, Volume 35, Issues 1-4, February 1998, pages Yunxing Cao, Dingdong He, David C. Glick: Coal and gas outbursts in footwalls of reverse faults, International Journal of Coal Geology 48, Gil H., Swidziński A.: Wyrzuty gazów i skał, Politechnika Śląska. Skrypty Uczelniane, Nr 1366, Wyd. II Gliwice, Kidybiński A., Krause E.: Current Developments in Coal and Gas Outbursts Research Aimed at Assessment and Limitation of the Hazard in Mines, 21st WMC & Expo 2008, pp Lama R.D., Bodziony J.: Outbursts of Gas, Coal and Rock in Underground Coal Mines. R.D. Lama & Associates, Wollongong, NSW, Australia, 499, Gawor M., Wierzbicki M.: Komputerowe wspomaganie pracy służb przeciwwyrzutowych w kopalniach na podstawie programu do analizy i oceny stanu zagrożenia wyrzutami metanu i skał, Miesięcznik Wyższego Urzędu Górniczego, Nr 12/ Skoczylas N., Wierzbicki M.: Potencjalne możliwości zastosowania logiki rozmytej w ocenie zagrożenia wyrzutowego w kopalniach, Prz. Gór., 12/2006, Gruszczyński L. A.: Elementy metod i technik badań socjologicznych, Śląskie Wydawnictwa Naukowe, Tychy Gruszczyński L. A.: Kwestionariusze w socjologii, Wyd. UŚ, Katowice Wierzbicki M.: Zmiany stanu naprężenia i wytężenia materiału w trakcie prowokowania i inicjacji laboratoryjnego wyrzutu skalno-gazowego, IMG PAN, Rozprawy, monografie, Nr. 4, Rozporządzenie Ministra Spraw Wewnętrznych i Administracji z dnia 14 czerwca 2002 r. w sprawie zagrożeń naturalnych w zakładach górniczych (Dz. U. Nr 94, poz. 841, z 2003 r. Nr 181, poz oraz z 2004 r. Nr 219, poz. 2227)

17 Nr 5 PRZEGLĄD GÓRNICZY 17 UKD: : /048.63: /048.63: /048.63: Symulacja komputerowa zaburzeń przepływu w rejonie ściany wywołanych wyrzutem metanu i skał lub uszkodzeniem urządzeń wentylacyjnych Dr hab. inż. Jerzy Krawczyk*) Treść: W opracowaniu porównano przewidywane zakłócenia wentylacji spowodowane nagłym wrzutem metanu ze skutkami innych zaburzeń przepływu, takich jak zamykanie i otwieranie tamy wentylacyjnej oraz zatrzymanie wentylatora lutniowego. Do symulacji użyto modelu jednowymiarowego przepływu płynu ściśliwego. Rozpatrywano fragment rzeczywistej kopalnianej sieci wentylacyjnej i uproszczoną reprezentację wyrzutu, jako nagły wypływ samego metanu z pominięciem skutków ruchu mas skalnych transportowanych przez rzeczywisty wyrzut. Opis dotyczył wyrobiska rejonu ściany oraz ślepe wyrobisko z wentylacją pomocniczą. Przeprowadzono serie symulacji dla wybranych prędkości zmian powodujących zaburzenia. Wyniki przedstawiono w formie wykresów ewolucji ciśnień udziałów masowych metanu i wydatków przepływu. Dokonano oceny wrażliwości zaburzeń na szybkość zamykania lub otwierania tamy względnie czas narastania dopływu gazów wyrzutowych. Wyniki symulacji wykazały iż mając do dyspozycji jedynie pomiary pojedynczym czujnikiem ciśnienia i prędkości trudno jest odróżnić wyrzut gazów i skał od występujących znacznie częściej zaburzeń, spowodowanych zamykaniem i otwieraniem tamy wentylacyjnej lub zatrzymaniem wentylatora lutniowego. Szansa wykrycia wyrzutu rośnie w przypadku zastosowania systemu pomiarowego, który analizowałoby równolegle sygnały z kilku czujników rozmieszczonych w rejonie zagrożenia. Słowa kluczowe: zaburzenia przepływu w wyrobiskach górniczych, symulacja komputerowa przepływu, zakłócenia wentylacji w kopalni, wyrzuty metanu i skał, urządzenia wentylacyjne w kopalni 1. Wprowadzenie *) Instytut Mechaniki Górotworu PAN, Kraków. Artykuł opiniował prof. dr hab. inż. Józef Sułkowski. Wyrzuty gazów i skał nadal stanowią poważne zagrożenie, narastające w miarę udostępniania coraz głębiej położonych pokładów o rosnącej metanonośności [12]. Pierwsze takie zdarzenie, na kopalni Pniówek nie spowodowało ofiar w ludziach, podczas drugiego, na kopalni Zofiówka zginęły trzy osoby. W obu przypadkach system monitoringu w porę wyłączył zasilanie na drodze ewakuacji gazów wyrzutowych, dzięki czemu uniknięto wybuchu metanu. Systemy te zadziałały wskutek wzrostu stężenia metanu. Przyczynę zadziałania zabezpieczeń ustalono później. Zdarzenia te unaoczniły potrzebę wyposażenia kopalń w czujniki wykrywające wyrzut. Wczesne dostrzeżenie tego zjawiska umożliwiłoby ewakuację załogi ze stref zagrożonych i inne działania zmierzające do ograniczenia szkód. Badania laboratoryjne i nieliczne zapisy uzyskane in situ wskazują na to, iż wyrzutowi towarzyszy fala ciśnienia i prędkości, która może poprzedzać wzrost stężenia gazu. Jednak podobne fale mogą być wywołane innymi przyczynami, na przykład gwałtownym zamknięciem tamy. Znikoma liczba danych doświadczalnych nie pozwala na ustalenie wzorca zaburzeń przepływu, charakterystycznego dla wyrzutu. Pewien obraz zjawiska można uzyskać metodami symulacji komputerowej. Przegląd dostępnego oprogramowania prowadzi do wniosku, że najpełniejszy opis zapewniają modele oparte na metodzie objętości skończonej. Pozwalają one na symulację trójwymiarowych niestacjonarnych przepływów z uwzględnieniem transportu mas powyrzutowych. Tak złożone modele wymagają dużych nakładów obliczeniowych. Przy obecnej wydajności maszyn liczących możliwe jest przeprowadzenie takich symulacji dla bliskiego otoczenia miejsca wyrzutu. Nawet jeśli ograniczymy się do rozpatrywania wyrzutu samych gazów, bez uwzględnienia procesu destrukcji górotworu i transportu mas skalnych, to trójwymiarowe obliczenia można prowadzić dla obszaru jednego lub co najwyżej kilku wyrobisk. Zgrubnego oszacowania przebiegu wyrzutu można również dokonać w oparciu o przybliżenie jednowymiarowego przepływu. Wtedy w stosunkowo krótkim czasie można prowadzić wielowariantowe symulacje dla obszarów o rozległości porównywalnej z cała siecią wentylacyjną. W opracowaniu do analizy użyto modelu jednowymiarowego przepływu płynu ściśliwego, opisanego szerzej w pracy Autora [8]. Model ten pozwala na symulację stanów nieustalonych wywołanych zarówno dopływem gazów, takich jak metan, jak i gwałtownych zmian oporów, takich jak zawał chodnika czy też zamknięcie lub otwarcie tamy regulacyjnej [3, 6, 7, 11]. Dane z eksperymentów [ 6, 11] oraz literatura [2] wskazują na przydatność modelu do oszacowania amplitudy i kształtu fal ciśnienia wywołanych przez takie dynamiczne zjawiska. Jednowymiarowe przybliżenie nie pozwala na przewidywanie zaburzeń lokalnych prędkości przepływu [8], jednak daje informację o zaburzeniach średniej prędkości w danym przekroju wyrobiska. Zarówno dla pomiarów laboratoryjnych,

18 18 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2010 jak i in situ stwierdzono niewielką rozbieżność między danymi z eksperymentów i symulacji. Różnice te są dostatecznie małe, by usprawiedliwić zastosowanie jednowymiarowego modelu, zwłaszcza, że celem jest zgrubne oszacowanie natury możliwych sygnałów dla czujników a nie precyzyjne odtworzenie lub prognoza konkretnego zdarzenia. Przeprowadzono porównanie zaburzeń wywołanych wyrzutem modelowanym jako nagły dopływ samego gazu i zakłóceniami przepływu wskutek otwarcia lub zamknięcia tamy regulacyjnej. Uwzględniono też skutki ewentualnego wyłączenia wentylacji pomocniczej wyrobiska, w którym nastąpił wyrzut. Transport gazów po wyrzucie opisano za pomocą quasistatycznego modelu, użytego w programach pakietu Ventgraph [5]. Opis quasi-statyczny nie modeluje jednak propagacji fal ciśnienia i prędkości. Obliczenia przy pomocy pełnego jednowymiarowego modelu trwają dłużej niż symulacje Ventgrapha. Z tego względu nie rozpatrywano modelu całej sieci wentylacyjnej kopalni. Badano chodnik z wentylacją odrębną, w przodku którego znajdowało się miejsce wyrzutu oraz kilka wyrobisk przyległych, między innymi chodniki ścianowe. Sieć ta miała sumaryczną długość przeszło czterech kilometrów. 2. Jednowymiarowy model przepływu powietrza w kopalnianej w sieci wentylacyjnej W badaniach stosowano jednowymiarowy model nieustalonego przepływu powietrza kopalnianego [8], przeznaczony do symulacji stanów przejściowych w wielooczkowych sieciach wentylacyjnych. Powietrze kopalniane traktowane jest jako suchy gaz doskonały. Przepływ w bocznicach sieci opisują układy równań zachowania masy, pędu i energii. Analogiczne bilanse w węzłach są źródłem warunków brzegowych dla bocznic. Opis ten uwzględnia: bezwładność i ściśliwość mas powietrza poruszających się w sieci, straty ciśnienia wskutek tarcia, lokalne opory, m.in. tamy wentylacyjne włącznie z efektami ich otwierania i zamykania, wymianę ciepła z górotworem, oddziaływanie pola sił grawitacyjnych i wentylację naturalną, lokalne dopływy gazów, takich jak metan, ze źródeł o ustalonym wydatku, o zaprogramowanej wydajności, przeznaczone do symulacji wyrzutu gazów, propagację metanu w sieci wentylacyjnej. Rozwiązania układu równań obrazują, zgodnie z przybliżeniem jednowymiarowego przepływu rozkłady wartości średnich dla przekroju poprzecznego bocznicy: gęstości, temperatur, ciśnień i prędkości oraz stężeń metanu. Typowym zastosowaniem modelu są obliczenia stanów przejściowych, dla których rozkłady wymienionych paramerów były zmienne w czasie. Stan przejściowy można otrzymać na kilka sposobów: rozpoczynając obliczenia od przepływu odległego od stanu równowagi układu, lub przez zmianę warunków brzegowych (np. zmienny w czasie dopływ gazów wskutek wyrzutu), lub przez zmianę parametrów modelu (np. oporu tamy podczas regulacji sieci) Opóźnienie w dojściu do stanu równowagi lub reakcji na zmiany parametrów modelu oraz pojawianie się dodatkowych efektów jak oscylacje rozwiązań wynika z uwzględnienia w modelu przepływu ściśliwości i bezwładność ruchu powietrza [7]. Na podstawie opisu matematycznego i modelu numerycznego opracowano program komputerowy, który pozwala na prowadzenie obliczeń dla sieci o rozległości i komplikacji porównywalnej z rzeczywistymi sieciami wentylacyjnymi. 3. Opis rozpatrywanej sieci wentylacyjnej Sieć tworzyły wyrobiska w pokładzie 409/4 począwszy od węzła 330 przecinki D-2 do węzła 339 w pochylni D-2. Schemat przestrzenny sieci przedstawiono na rysunku 1. Wyrobiska sieci wyróżniono pogrubionymi liniami. Główny przepływ zasilał ścianę D-4. Przepływ w odcinku przecinki D-2 między węzłami 334 i 338 był tamowany. Dodatkowo wentylacja odrębna zasilała chodnik transportowy D-6. Wentylator lutniowy pobierał powietrze w węźle 3340 zasilając przodek 3341, będący miejscem ewentualnego wyrzutu gazów, którego skutki opisano w rozdziale 4. Powietrze Rys. 1. Schemat przestrzenny wyrobisk w rejonie ściany Grubymi liniami wyróżniono modelowaną sieć

19 Nr 5 PRZEGLĄD GÓRNICZY 19 tłoczone przez lutniociąg do chodnika transportowego D-6 powracało do prądu obiegowego w węźle 335. W węźle 339 znajdował się wentylator o spiętrzeniu zapewniającym zadany wydatek przepływu. Długości bocznic, ich przekroje oraz opory także koty niwelacyjne były zgodne z danymi z opracowanego w programie Ventgraph modelu całej sieci. Również ciśnienia w węzłach brzegowych 330 i 339 dobrano tak, aby uzyskać dobre dopasowanie do danych z Ventgrapha. Zmiany oporu tam przecince D-2 były źródłem alternatywnych zaburzeń przepływu, opisanych w rozdziale 5. Początkowo przyjęto rzeczywiste długości bocznic i Jednak w przypadku modelowania skutków krótkiego spięcia wentylacji rejonu, opisanych rozdziale 5 brzeg obszaru znajdował się bardzo blisko tam w węźle 33, będących źródłem zaburzeń. W dalszych obliczeniach wydłużono obie bocznice do długości prawie jednego kilometra. Dzięki temu model stanowił lepszą reprezentację fragmentu rozległej sieci. 4. Symulacja wyrzutu gazu w chodniku transportowym Ograniczenia modelu spowodowały uproszczoną reprezentację wyrzutu, jako nagły wypływ samego metanu z pominięciem skutków ruchu mas skalnych transportowanych przez rzeczywisty wyrzut. Wyrzut metanu jest modelowany jako źródło o zadanym, zmiennym w czasie masowym natężeniu dopływu G = G(t) kg/s. Przyjęto często stosowane podejście, w którym wyrzut charakteryzują trzy fazy narastania, ustalona i zaniku. Odpowiednio w pierwszej fazie następuje liniowy wzrost: G = G MAX (t t WYRZUTU )/dt NARASTANIA (1) w czasie t [t WYRZUTU, t WYRZUTU + dt NARASTANIA ] w fazie ustalonej wydatek masowy jest stały G = G MAX (2) przez dt UST podczas zanikania wyrzutu obowiązuje zależność wykładnicza G = G MAX Exp[(t t ZANIKU )/ dt NARASTANIA ] (3) dla t > (t WYRZUTU + dt NARASTANIA + dt UST ). Przeprowadzono serię symulacji wyrzutu dla czasów narastania od 0,005 do 10 s. Po 100-sekundowej fazie ustalonej dopływ metanu zanikał ze stałą czasową 60 s. We wszystkich przypadkach maksymalny dopływ gazu wynosił 10 kg/s. Możliwe jest także przyjęcie innej zależności funkcyjnej, na przykład opartej na rejestracji rzeczywistego zjawiska [5]. Wyniki przedstawiono w formie wykresów zmian w czasie ciśnienia, wydatku przepływu i udziału masowego metanu. Oznaczania na wykresach sa następujące: Q wydatek objętościowy, p ciśnienie, CH 4 udział masowy metanu. Indeksy 1 i 2 oznaczają odpowiednio wlot i wylot bocznicy, kolejne określają numer bocznicy. Przykładowo Q2_b2 oznacza wydatek na wylocie bocznicy nr 2. Dla sieci opisanej w rozdziale 3 przeprowadzono obliczenia dla czasów narastania 10, 2 i 0,005 s. Symulacje rozpoczynano od obliczenia początkowego stanu równowagi, który nie był znany a priori. W chwili t =1000 s rozpoczynał się wyrzut, o natężeniu narastającym liniowo przez zadany czas. Po 100-sekundowej fazie ustalonej dopływ metanu zanikał ze stałą czasową 60 s. Przeprowadzono serię symulacji wyrzutu dla coraz krótszych czasów narastania począwszy od 10 do 0,005 s. W węzłach 330 i 339 zadano stałe ciśnienie. Dopływ metanu powodował wzbudzenie oscylacji ciśnienia i prędkości. Następowało ono nawet przy dziesięciosekundowym czasie narastania (rys. 2). Sieć złożoną z wielu bocznic o rozmaitej długości charakteryzuje pewna liczba własnych częstotliwości oscylacji. Na rysunkach 3, 4 przedstawiono przebiegi czasowe zmian ciśnienia w wybranych węzłach i wydatku w bocznicach. Pierwsze dotyczą przepływu w chodniku transportowym bocznicy, w której nastąpił wyrzut. W przebiegach zaburzeń ciśnienia i wydatku widać składowe o częstotliwościach 1/3, 1/4 1/6 1/26 Hz. Największą amplitudę mają oscylacje o najniższej częstotliwości. Dla wszystkich rozpatrywanych przypadków ma ona zbliżoną wartość około 300 Pa. Im gwałtowniejsze jest narastanie dopływu w fazie początkowej tym więcej składowych o wyższych częstotliwościach. Składowe o wyższych częstotliwościach zanikają szybciej. Dla całego zakresu analizowanych prędkości narastania wyrzutu można stwierdzić, że po trzech minutach oscylacje przestają być dostrzegalne, (rys. 5). Kolejne wykresy (rys. 6, 7) pokazują propagację fal ciśnienia i prędkości (wydatku) wzdłuż dwóch dróg wentylacyjnych od węzła wlotowego do miejsca wyrzutu oraz od miejsca wyrzutu do węzła wylotowego Impulsy ciśnienia i wydatku powstające w miejscu wyrzutu propagują do kolejnych bocznic sieci i ulegają odbiciu w węzłach brzegowych. Gwałtowna zmiana przepływu powoduje wzbudzenie drgań o kilku częstotliwościach, które nakładają się na pierwotny impuls. Dalszy przebieg zmian ciśnień i wydatków komplikuje się również wskutek interferencji fal płynących różnymi drogami wentylacyjnymi. Zaburzenia te zanikają wskutek tłumienia związanego ze stratami oporów przepływu. W modelu użyto schematów różnicowych charakteryzujących się pewną dyfuzją numeryczną, która również przyczynia się do rozmycia sygnałów. Podobnie jak dla prostszego modelu, dopływ gazów wyrzutowych z chodnika powoduje wzrost wydatku przepływu na drodze do wylotu z rejonu i spadek natężenia przepływu na drodze od wlotu do skrzyżowania z chodnikiem. Dopływ gazów wyrzutowych spowodował przyrost wydatku w chodniku o około 15 m 3 /s. Prąd obiegowy na dopływie do węzła 335 (bocznica 7) zmalał o 7 m 3 /s. Jest to zgodne z wynikami Rys. 2. Porównanie oscylacji ciśnienia na końcach chodnika 20 w pierwszej minucie wyrzutu dla trzech czasów narastania dopływu metanu

20 20 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2010 Rys. 3. Zanikanie oscylacji ciśnienia na końcach chodnika 20 w pierwszych trzech minutach wyrzutu dla dwusekundowego narastania dopływu metanu Rys. 4. Oscylacje wydatku na drodze od wlotu do miejsca wyrzutu dla czasu narastania 2 s Rys. 5. Oscylacje ciśnienia na drodze od wlotu do miejsca wyrzutu dla czasu narastania 2 s Rys. 6. Oscylacje wydatku na drodze od miejsca wyrzutu do wylotu dla czasu narastania 2 s prostego modelu statycznego, opisującego skutki tzw. wypływu bocznego [1, 10]. O podobną wartość wzrósł wydatek prądu obiegowego w bocznicy 472 i wydatek na wylocie z rejonu. Tempo tego wzrostu zależy od bezwładności powietrza w poszczególnych wyrobiskach. We względnie krótkim chodniku (bocznica nr 20) przyrost prędkości jest niemal natychmiastowy, natomiast zmiany prędkości na drogach wentylacyjnych od wlotu i do wylotu trwają dłużej, co można odczytać z trendu wzrostowego nałożonego na oscylacje wydatku, widocznego na rysunkach 4 i 6. Podobny wpływ prądu bocznego rozpatrywano w pracy [3]. Rysunki 8 do 10 przedstawiają transport metanu od miejsca wyrzutu. Dopływ gazów wyrzutowych powoduje wzrost prędkości w chodniku z 0,8 do przeszło 2 m/s. Prąd powietrza w lutniociągu jest zbyt silny, by dopuścić do wtłoczenia metanu do lutniociągu. Cały strumień gazu płynie chodnikiem. Po około 60 s metan dociera do końca chodnika i zaczyna mieszać się z prądem obiegowym. Dopływ czystego powietrza z bocznicy 7 powoduje że w węźle 335 stężenie maleje mniej więcej o połowę. Proces ten ilustruje ewolucja rozkładu stężeń w chodniku i bocznicy 472, przedstawiona na rysunku 8. Widać na nim rozmycie impulsu stężenia, będące efektem dyfuzji numerycznej, spowodowanej zastosowaną metodą numeryczną. Rozcieńczona mieszanina jest unoszona chodnikiem podścianowym w kierunku wylotu rejonu. W setnej sekundzie kończy się faza ustalona wyrzutu i dopływ gazu stopniowo maleje, co powoduje spadek stężenia, najpierw w chodniku a następnie w kolejnych miejscach na drodze odpływu metanu. Obserwując przebieg usuwania metanu z rejonu warto obserwować jednocześnie zmiany stężenia i wydatku, tak jak to przedstawiono na kolejnych dwóch rysunkach. Rysunek 9 odnosi się do pierwszych czterech minut wyrzutu. W fazie zanikania wyrzutu maleje dopływ mieszaniny z chodnika 20. W fazie zanikania wydatki w chodniku i prądzie obiegowym powracają do pierwotnej wartości. Spadek w dopływie czystego powietrza stanowił połowę przyrostu wydatku w chodniku. Odpowiednio w fazie zaniku dopływ czystego powietrza wzrasta wolniej wskutek większej bezwładności prądu obiegowego, dlatego stężenia w węźle 335 rosną przy spadającym dopływie gazów wyrzutowych z chodnika. Po około pół minuty stężenie metanu w prądzie obiegowym zaczyna maleć. Dalszemu spadkowi sprzyja dopływ mieszaniny o malejącym stężeniu, wyemitowanej w fazie zaniku wyrzutu. Rysunek 10 przedstawia transport metanu na dalszej drodze do wylotu. Między siódmą a czterdziestą minutą wyrzutu następuje najpierw wzrost a potem powolny spadek wydatku w prądzie obiegowym, mimo iż sam wyrzut praktycznie już się zakończył. Zmiany te wynikają z naturalnej wentylacji wskutek obecności lżejszego od powietrza metanu w nachylonych wyrobiskach rejonu ściany. Pierwsza faza spadku wydatku zaczyna się dla około 700 s wyrzutu, gdy metan dociera do skrzyżowania chodnika nadścianowego z przecinką, którą dopływa czyste powietrze redukując jego stężenie. Druga faza spadku zaczyna się, gdy metan dociera do węzła wylotowego modelu. 5. Zaburzenia ciśnienia i prędkości wywołane innymi przyczynami Rys. 7. Oscylacje ciśnienia na drodze od miejsca wyrzutu do wylotu dla czasu narastania 2 s Ciśnienie i prędkości w wyrobiskach rejonu mogą się zmieniać z przyczyn innych niż wyrzut gazów. Prawdopodobnymi zdarzeniami mogą być wyłączenie wentylatora lutniowego lub otwarcie obu tam wentylacyjnych w przecince D-2, które rozdzielają dopływ i odpływ z rejonu. Zamknięcie tam w celu