INŻYNIERÓW I TECHNIK SZY T S

Transkrypt

1 ISSN X INŻYNIERÓW STOWARZYSZENIE I TECHNIKÓW GÓRNICTWA

2

3 PRZEGLĄD Nr 10 GÓRNICZY 1 założono r. MIESIĘCZNIK STOWARZYSZENIA INŻYNIERÓW I TECHNIKÓW GÓRNICTWA Nr 10 (1126) październik 2016 Tom 72 (LXXII) UKD : /.84: 693 Oddziaływanie wstrząsów górniczych na gazociągi Impact of mining tremors on gas pipelines dr inż. Piotr Kalisz* ) dr hab. inż. Krystyna Stec, prof. GIG* ) Treść: Na terenie Górnośląskiego Zagłębia Węglowego znaczna część sieci gazowej jest poddawana oddziaływaniu wstrząsów górotworu, związanych z eksploatacją górniczą. Sieć ta jest zbudowana z rurociągów polietylenowych i stalowych. W artykule przedstawiono analizę oddziaływania fal sejsmicznych na elementy sieci gazowej dla oceny ich odporności dynamicznej. Przedstawiono również przykład oceny oddziaływania silnego wstrząsu górotworu, wywołanego podziemną eksploatacją górniczą, na gazociąg stalowy. Abstract: In the Upper Silesian Coal Basin a significant part of the gas network is subjected to the impact of mining rock mass tremors. This network is made of polyethylene and steel pipelines. The article presents the impact analysis of seismic waves on the gas network elements to their dynamic resistance evaluation. An example of impact assessment of strong mining tremor on the steel gas pipeline was also presented. Słowa kluczowe: wstrząsy górnicze, gazociągi, ocena oddziaływania Key words: mining tremors, gas pipelines, impact assessment 1. Wprowadzenie Występujące w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym (GZW) wstrząsy górotworu są zjawiskami dynamicznymi, będącymi następstwem podziemnej eksploatacji górniczej, powstającymi w wyniku gwałtownego przemieszczania, bądź pękania lub załamywania się warstw skalnych. Poziom intensywności i energii górniczych zjawisk sejsmicznych w GZW jest bardzo zróżnicowany, od słabych niewyczuwalnych przez ludzi, do bardzo silnych, które mogą powodować określone szkody w istniejącej infrastrukturze powierzchniowej. Wieloletnie pomiary i badania wskazują na bimodalność wstrząsów górotworu, tzn. na występowanie wstrząsów o charakterze czysto eksploatacyjnym oraz wstrząsów o charakterze tektonicznym, nazywanych powszechnie regionalnymi. Wstrząsy regionalne są związane z istnieniem podwyższonych naprężeń w skorupie ziemskiej, np. naprężeń tektonicznych w rejonie większych uskoków i sumowaniem się z nimi naprężeń związanych z eksploatacją górniczą * ) Główny Instytut Górnictwa w Katowicach w skali większego rejonu (np. obszaru górniczego kilku kopalń). Wstrząsy regionalne są to wstrząsy o wysokich energiach rzędu J i występują w obszarze GZW rzadko (jeden do kilku na rok), natomiast wstrząsy eksploatacyjne są zjawiskami o niższych energiach rzędu J, których częstotliwość występowania osiąga wartość nawet kilka tysięcy rocznie. Wstrząsy eksploatacyjne generowane są głównie przez naprężenia eksploatacyjne i są lokalizowane w stosunkowo bliskim otoczeniu wyrobisk górniczych. Do prognozy i oceny skutków oddziaływania wstrząsów górotworu związanych z podziemną eksploatacją górniczą na obiekty powierzchni i ludzi służą Górnicze Skale Intensywności Drgań (Mutke i in. 2012). Skale te mogą być wykorzystywane również do oceny odporności istniejących obiektów kubaturowych oraz sieci uzbrojenia podziemnego na drgania podłoża o parametrach zdefiniowanych według poszczególnych stopni intensywności. Zagadnienie oddziaływania drgań podłoża na gazociągi stalowe było przedmiotem badań (Dulińska 2010, Mutke, Tarnowski 2005), w których analizowano wpływ drgań o para-

4 2 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 metrach występujących w GZW oraz Legnicko-Głogowskim Zagłębiu Miedziowym (LGOM) na konstrukcję prostego odcinka przewodu. Analiza oddziaływania drgań podłoża na gazociągi oraz ocena ich odporności dynamicznej ma duże znaczenie praktyczne, szczególnie w przypadku starszych gazociągów stalowych na terenach zabudowanych (Jachim, Kalisz 2010). Dlatego problem ten ma istotne znaczenie z uwagi na bezpieczeństwo mieszkańców oraz innych użytkowników powierzchni. 2. Ogólna charakterystyka sieci gazowej w górnośląskim zagłębiu węglowym Sieć gazowa na terenie GZW jest złożona z rozbudowanego systemu rurociągów stalowych i polietylenowych, pracujących pod różnym ciśnieniem roboczym (Rozporządzenie 2013). W Polsce, pod względem maksymalnego ciśnienia roboczego, gazociągi dzielą się na: gazociągi niskiego ciśnienia - do 10 kpa włącznie, gazociągi średniego ciśnienia - powyżej 10 kpa do 0,5 MPa włącznie, gazociągi podwyższonego średniego ciśnienia - powyżej 0,5 MPa do 1,6 MPa włącznie, gazociągi wysokiego ciśnienia - powyżej 1,6 MPa. Sieć gazowa w zasięgu oddziaływania wstrząsów górotworu na terenie GZW jest zbudowana z dwóch rodzajów rur: wykonanych ze stali, łączonych przez spawanie, wykonanych z polietylenu, łączonych przez zgrzewanie. Na terenach górniczych gazociągi stalowe o średnicach 80 mm i większych zabezpieczano kompensatorami przed ciągłymi deformacjami przypowierzchniowej warstwy górotworu. Kompensatory rozmieszczano co kilkadziesiąt metrów. Gazociągi o mniejszych średnicach i przyłącza do budynków takich zabezpieczeń nie posiadają. Od początku lat 90. XX wieku do budowy gazociągów niskiego i średniego ciśnienia są stosowane rury polietylenowe, wcześniej były stosowane tylko rury stalowe. Gazociągi stalowe występujące na terenach górniczych charakteryzują się dość często złym stanem technicznym i wysoką awaryjnością. Awarie są niekiedy powodowane wstrząsami górniczymi. Nowsze gazociągi niskiego i średniego ciśnienia są zbudowane z rur wykonanych z polietylenu, które można stosować do budowy gazociągów o ciśnieniu nominalnym do 1,0 MPa. Gazociągi polietylenowe dzięki swej elastyczności nie są na terenach górniczych zabezpieczane kompensatorami (Barczyński i in. 2006). Ze względu na obowiązujące Rozporządzenie (2013) gazociągi średniego podwyższonego ciśnienia o ciśnieniu nominalnym 1,0 1,6 MPa i wysokiego ciśnienia są budowane wyłącznie z rur stalowych. 3. Oddziaływanie wstrząsów górotworu na gazociągi Wstrząsy górotworu powodują drgania przypowierzchniowej warstwy gruntu, w której są posadowione gazociągi, stanowiące obiekty liniowe. Fale sejsmiczne rozchodzące się w tej warstwie z różnymi prędkościami (Siata 2004) oddziałują na obiekty liniowe, co przedstawiono na rys. 1. Fale sejsmiczne mogą wywoływać w gazociągach: podłużne odkształcenia oraz podłużne siły rozciągające i ściskające (rys. 2), krzywizny i momenty zginające (rys. 2), odkształcenia postaciowe i siły ścinające (rys. 2), dodatkowe siły i momenty zginające działające na załomy (rys. 3) i trójniki, przemieszczenia. Oceny wpływu drgań sejsmicznych i parasejsmicznych na obiekt liniowy zagłębiony w gruncie dokonuje się na podstawie analizy odkształceń i naprężeń w jego ściankach. Analiza ta jest oparta często na teorii propagacji fali w jednorodnym, izotropowym ośrodku sprężystym. Pomija się interakcję między tym obiektem a ośrodkiem gruntowym, przyjmując założenie, że ulega on takim samym odkształceniom i przemieszczeniom jak grunt, którym jest on otoczony (Chen 1995, Hashash i in. 2001). Takie założenie jest prawdziwe dla podatnych (odkształcalnych) obiektów liniowych, którymi są gazociągi polietylenowe. Założenie to może też być wykorzystywane do wstępnej oceny wpływu drgań ośrodka gruntowego na obiekty liniowe o małej podatności, którymi są gazociągi stalowe. W bardziej zaawansowanych analizach dla obiektów liniowych o małej podatności uwzględnia się interakcję między drgającym podłożem a obiektem (Hashash Rys. 1. Oddziaływanie fal sejsmicznych na obiekt liniowy, na podstawie (Hashash i in. 2001, John, Zahrah 1984) Fig. 1. Impact of seismic waves on a linear object, on the basis of (Hashash i in. 2001, John, Zahrah 1984)

5 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 3 (4) Rys. 2. Skutki oddziaływania drgań gruntu w obiekcie liniowym: siła podłużna N, siły ścinające - pionowa V i pozioma H, momenty zginające pionowy M V i poziomy M H Fig. 2. Effects of ground vibrations in a linear object: longitudinal force N, shear forces - vertical V and horizontal H, bending moments - vertical M V and horizontal M H i in. 2001, O Rurke, Liu 1999). Maksymalne odkształcenia podłużne, wywołane falami sejsmicznymi, są ograniczone do odkształceń powodowanych maksymalną wartością siły stycznej działającej na jego powierzchnię zewnętrzną (Ogawa, Koike 2001). Z uwagi na analizę oddziaływania wstrząsów górotworu na istniejącą na terenach górniczych sieć gazową wyróżnia się: gazociągi o konstrukcji ciągłej - stalowe o złączach spawanych (bez kompensatorów), polietylenowe o złączach zgrzewanych, gazociągi o konstrukcji odcinkowej - stalowe o złączach spawanych, z kompensatorami. Gazociągi o konstrukcji ciągłej Oddziaływanie fal sejsmicznych powoduje odkształcenia i krzywizny obiektu liniowego, jakim jest gazociąg o konstrukcji ciągłej. Zakładając, że ulega on takim samym odkształceniom i przemieszczeniom jak ośrodek gruntowy, wartość odkształceń wywołanych oddziaływaniem fal podłużnych P o dowolnym kierunku propagacji do jego osi można obliczyć ze wzorów (Hashash i in. 2001, John, Zahrah 1984): odkształcenie podłużne odkształcenie postaciowe gdzie: v p amplituda prędkości fali podłużnej, c p prędkość propagacji fali podłużnej, a p amplituda przyspieszenia drgań fali podłużnej, φ (1) (2) kąt między kierunkiem propagacji fali a osią obiektu liniowego, D zewnętrzna średnica obiektu. Wartość odkształceń podłużnych i postaciowych obiektu liniowego, wywołanych falami poprzecznymi S o dowolnym kierunku propagacji do jego osi, można obliczyć ze wzorów (Hashash i in. 2001, John, Zahrah 1984): odkształcenie podłużne odkształcenie postaciowe (3) gdzie: v s amplituda prędkości fali poprzecznej, c s prędkość propagacji fali poprzecznej, a s amplituda przyspieszenia drgań fali poprzecznej. Znając wartości odkształceń ścianek gazociągu, można obliczyć wartości dodatkowych naprężeń. Analiza oddziaływania fal sejsmicznych na ciągłe obiekty liniowe o małej podatności powinna uwzględniać wzajemne oddziaływanie między drgającym podłożem a tym obiektem. Na powierzchni kontaktu gruntu z jego powierzchnią zewnętrzną występują siły styczne, które powodują odkształcenia podłużne. Według Shinzouka i Koike (O Rurke, Liu 1999) wartość ekstremalnych odkształceń podłużnych ε p, wywoływanych w rurociągach może być obliczona ze wzoru (5) gdzie β jest współczynnikiem konwersji, którego wartość dla małych odkształceń gruntu wywoływanych wstrząsami górniczymi można obliczyć ze wzoru gdzie: K u współczynnik podatności gruntu w kierunku podłużnym rurociągu, na jednostkę długości, A pole przekroju poprzecznego rurociągu, E moduł sprężystości materiału rurociągu, λ długość fali, λ= c 5 / f, f dominująca częstotliwość drgań. Dla rurociągu o małej podatności i ciągłej konstrukcji wartość siły podłużnej N wynika z wartości sił stycznych, działających na jego powierzchnię zewnętrzną na ¼ długości fali λ/cosφ wzdłuż jego osi. Wartość ta może być obliczona ze wzoru (7) gdzie: t t u (6) siła styczna działająca na jednostkę długości rurociągu, t t u graniczna siła styczna działająca na jednostkę długości rurociągu. Wartość ekstremalnych momentów zginających M działających na rurociąg, wywołanych krzywiznami podłoża, można obliczyć ze wzoru (Kwiatek 2007) M=KEI (8) gdzie: K krzywizna podłoża wywołana falami sejsmicznymi, I moment bezwładności przekroju poprzecznego rurociągu. Znając wartość maksymalnej siły osiowej i momentów zginających, działających na gazociąg, można obliczyć dodatkowe wartości naprężeń podłużnych w jego ściankach. Gazociągi o konstrukcji odcinkowej W przypadku gazociągów stalowych o konstrukcji odcinkowej (segmentowej), wyposażonych w kompensatory, oddziaływanie drgań podłoża powoduje: przemieszczenia podłużne segmentów, siły podłużne i odkształcenia segmentów, odchylenia kątowe i wygięcia segmentów, wywołane krzywizną podłoża. Rozciąganie lub ściskanie przypowierzchniowej warstwy gruntu na kierunku podłużnym powoduje względne przemieszczenie Δu segmentów rurociągu (O Rurke, Liu 1999), które można obliczyć ze wzoru

6 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 Δu = ε ekstr L (9) gdzie: ε ekstr ekstremalne odkształcenie gruntu wywołane falami sejsmicznymi, L długość odcinka rurociągu między kompensatorami. Przemieszczenie Δu nie może być większe od aktualnej zdolności dylatacyjnej kompensatora. Krzywizny podłoża mogą wywołać odchylenia segmentów rurociągu o kąt Δθ, którego maksymalna wartość może być obliczona ze wzoru Δθ = K ekstr L (10) gdzie Kekstr jest ekstremalną krzywizną podłoża, wywołaną falami sejsmicznymi o amplitudzie przyspieszenia drgań a i prędkości propagacji c, K ekstr = a/c 2. Wartości kąta Δθ wywołane wstrząsami górniczymi są w przypadku gazociągów pomijalne, tym bardziej, że odcinki między kompensatorami ulegają wygięciu wskutek krzywizny podłoża. Wygięcie to powoduje na ogół niewielkie dodatkowe odkształcenia ich ścianek, co uwzględnione jest we wzorach (1) i (3). Podłużne siły osiowe powodują odkształcenia segmentów gazociągu między kompensatorami. Siły te osiągną wartości nie większe niż suma sił stycznych z połowy ich długości segmentów (Mokrosz 1985), co nastąpi gdy ½L ¼λ/cosφ. Załomy Oddziaływanie drgań ośrodka gruntowego na załomy powoduje przemieszczenia oraz dodatkowe siły i momenty zginające, działające na jego elementy konstrukcyjne (rys. 3). Shinzouka i Koike (O Rurke, Liu 1999) zaproponowali do obliczania wartości maksymalnej siły S i momentu zginającego M działających na załom oraz ugięcia Δ 1 elementu 2 załomu (rys. 3) wzory: (11) (12) (13) gdzie: K g współczynnik poprzecznej podatności (sztywności) gruntu (Mokrosz 1985, Zhang i in. 1991). Uzyskane na podstawie obliczeń wartości ekstremalnych sił i momentów zginających służą do obliczeń wytrzymałościowych. Porównanie maksymalnych naprężeń z wytrzymałością materiału oraz maksymalnych odkształceń i przemieszczeń z wartościami dopuszczalnymi pozwala na ocenę oddziaływania wstrząsu oraz ocenę odporności dynamicznej gazociągu. 4. Charakterystyka parametrów drgań powierzchni od wstrząsów górniczych w GZW W GZW można wyróżnić wstrząsy tak zwane eksploatacyjne i regionalne. Wstrząsy eksploatacyjne z reguły charakteryzują się relatywnie wysokimi przyspieszeniami drgań w strefie epicentralnej i krótkimi czasami trwania, a ich intensywność jest znacząco odczuwalna tylko w strefie epicentralnej. Z kolei wstrząsy regionalne charakteryzują się większą długością fali sejsmicznej (niższymi częstotliwościami drgań fazy dominującej), dłuższymi czasami trwania, wyższymi energiami sejsmicznymi i rozległym obszarem z wysokimi stopniami intensywności drgań. Stopień intensywności wstrząsów regionalnych (czyli odczucia drgań i ich skutki w obiektach budowlanych) jest zwykle większy niż dla wstrząsów eksploatacyjnych. Prace prowadzone w Głównym Instytucie Górnictwa w Katowicach (Dubiński i in. 2008, Mutke, Tatara 2009) pozwoliły na sformułowanie tezy, że dobrą korelację oceny skutków drgań uzyskuje się przy wykorzystaniu parametru amplitudy prędkości drgań oraz czasu ich trwania. Parametr ten (PGV Hmax ) jest proporcjonalny do odkształceń i naprężeń występujących podczas wstrząsu w poszczególnych elementach obiektu. Czas trwania ma z kolei znaczący wpływ na wystąpienie drgań rezonansowych. Uwzględniając przytoczone założenia, określono odpowiednie parametry charakteryzujące drgania, które odniesio- Rys. 3. Oddziaływanie fali sejsmicznej na załom, na podstawie (O Rurke, Liu 1999) Fig. 3. Impact of seismic wave on a bend, on the basis of (O Rurke, Liu 1999)

7 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 5 ne do opisów skutków wywołanych wstrząsami stanowiły zależności empiryczno-pomiarowej skali makrosejsmicznej GSI-GZW KW (Dubiński i in. 2008). Skala ta umożliwia ocenę intensywności oddziaływania wstrząsów górniczych na budynki, infrastrukturę techniczną i na ludzi. Analiza rodzaju uszkodzeń i pomierzonych w tych miejscach parametrów drgań dla kopalń Kompanii Węglowej S.A. pozwoliła na zmodyfikowanie dotychczasowych granic stopni intensywności opisanych w skali GSI-GZW KW i aktualnie obowiązuje skala GSI GZWKW (Mutke i in. 2012, Uszko i in. 2013). Skala GSI GZWKW jest skalą otwartą i kończy się na IV stopniu intensywności drgań. Pozwala na przybliżoną ocenę wpływu oddziaływania wstrząsów górniczych na obiekty budowlane, w tym liniowe obiekty infrastruktury podziemnej, oraz ocenę odczuwalności wstrząsów przez ludzi i poziomu uciążliwości użytkowania obiektów budowlanych. Przekroczenie granicy stopnia szkodliwości oznacza, że opisane skutki mogą, ale nie muszą wystąpić. Poniżej przedstawiono opis stopni intensywności drgań w skali GSI GZWKW dla obiektów liniowych. Stopień 0 (słabo zauważalne) Oddziaływanie drgań na liniowe obiekty infrastruktury podziemnej: Drgania nieszkodliwe dla liniowych obiektów podziemnej infrastruktury technicznej. Stopień I (odczuwalne) Oddziaływanie drgań na liniowe obiekty infrastruktury podziemnej: Drgania nieszkodliwe dla liniowych obiektów podziemnej infrastruktury technicznej. Parametry drgań działających na te obiekty po zaistniałych wstrząsach są porównywalne do parametrów drgań wywoływanych ruchem pojazdów mechanicznych w przypadku usytuowania takich obiektów pod jezdniami (drogami). Stopień II (intensyfikacja istniejących uszkodzeń) Oddziaływanie drgań na liniowe obiekty infrastruktury podziemnej: W pojedynczych przypadkach drgania mogą być szkodliwe dla liniowych obiektów podziemnej infrastruktury technicznej, szczególnie w starych instalacjach, w miejscu ich łączenia. Stopień III (uszkodzenia niekonstrukcyjne) Oddziaływanie drgań na liniowe obiekty infrastruktury podziemnej W pojedynczych przypadkach drgania mogą być szkodliwe dla liniowych obiektów podziemnej infrastruktury technicznej, szczególnie w starych instalacjach w miejscu ich łączenia. Stopień IV (uszkodzenia konstrukcyjne) Oddziaływanie drgań na liniowe obiekty infrastruktury podziemnej Drgania mogą być szkodliwe dla liniowych obiektów podziemnej infrastruktury technicznej, szczególnie w starych instalacjach w miejscu ich łączenia. W obszarze GZW dla kopalń węglowych ze względu na oddziaływanie na powierzchnię można wyróżnić następujące rodzaje drgań gruntu od wstrząsów sejsmicznych: krótkie, wysokoczęstotliwościowe drgania o dużych przyspieszeniach i prędkościach, (drgania pochodzące od wstrząsów eksploatacyjnych), dłużej trwające drgania o umiarkowanych przyspieszeniach i prędkościach (ogniska najczęściej oddalone od strefy epicentralnej, mogą to być wysokoenergetyczne wstrząsy eksploatacyjne lub również regionalne), drgania występujące w strefach tektonicznych o długich czasach trwania, umiarkowanych przyspieszeniach i dużych prędkościach (drgania pochodzące od tzw. wstrząsów regionalnych podobnych do słabych i płytkich trzęsień ziemi). Wielkość i charakterystyka drgań od wstrząsów decyduje o ich oddziaływaniu na obiekty budowlane, w tym na obiekty infrastruktury technicznej. Dotychczas po najsilniejszych wstrząsach górotworu nie zaistniały poważne katastrofy budowlane, z reguły występowały uszkodzenia elementów niekonstrukcyjnych w obiektach budowlanych. Taki rodzaj oddziaływania powoduje określone trudności z rozdzieleniem ich od innych wpływów, takich jak drgania parasesjmiczne, oddziaływanie temperatury i wilgoci, naturalne zużycie, a na terenach górniczych występowanie deformacji ciągłych. Na obszarze GZW drgania gruntu pochodzące od wstrząsów górotworu są rejestrowane przez kilkadziesiąt powierzchniowych stanowisk sejsmometrycznych. Tworzone są bazy danych, które zawierają parametry sejsmologiczne wstrząsów (data i czas wystąpienia, energia sejsmiczna, lokalizacja ogniska) oraz parametry zarejestrowanych drgań od wstrząsów na poszczególnych powierzchniowych stanowiskach i obliczone wg założeń skali GSI, takie jak: amplituda prędkości i czas trwania drgań z przebiegów prędkościowych, amplituda przyspieszenia w paśmie do 10 Hz i czas trwania drgań z przebiegów przyspieszeniowych. Rysunek 4 przedstawia wyniki obliczeń parametrów drgań dla 78 wysokoenergetycznych wstrząsów zarejestrowanych przez stanowiska sejsmometryczne rozmieszczone w różnych miejscach GZW. W sumie zostało przeanalizowanych 383 rejestracji drgań. Rys. 4. Zestawienie stopni intensywności drgań według GSI GZWKW 2012-V dla wstrząsów o energii E J z okresu styczeń 2003 sierpień 2014 Fig. 4. Summary of vibration intensity levels according to GSI V for tremors GZWKW with energy E J within the period January August 2014

8 6 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 Tabela 1. Zakres rejestrowanych parametrów drgań dla wstrząsów z okresu styczeń 2003 sierpień 2014 Table 1. Range of recorded vibration parameters for mining tremors within the period January August 2014 Parametr Dolny zakres Górny zakres pikowe amplitudy prędkości drgań składowych poziomych, PGV HV 0,0001 m/s 0,052 m/s czas trwania drgań na zapisie prędkościowym 0,5 s 13,7 s pikowe amplitudy przyspieszenia drgań składowych poziomych, PGA H10, w paśmie do 0,003 m/s 2 1,522 m/s 2 10 Hz czas trwania drgań na zapisie przyspieszeniowym 0,6 s 14 s energia sejsmiczna analizowanych wstrząsów J J odległość epicentralna od stanowisk 46 m m Ogólnie, zakres zarejestrowanych parametrów drgań od wstrząsów jest przedstawiony w tab Przykład analizy oddziaływania silnego wstrząsu górniczego na gazociąg stalowy Analizę oddziaływania silnego wstrząsu górniczego na rurociągi stalowe przedstawiono na przykładzie gazociągu niskiego ciśnienia DN200, wyposażonego w typowe kompensatory dławikowe. Gazociąg ten, zlokalizowany w południowo-zachodniej części GZW, zbudowano w latach 70. XX wieku z rur stalowych o złączach spawanych o następujących parametrach: średnica zewnętrzna 219,0 mm, grubość ścianki 6,0 mm, materiał stal R35 o wytrzymałości obliczeniowej f d = 210,0 MPa. Rozpatrywany gazociąg jest posadowiony pod chodnikiem z kostek betonowych, składa się z pięciu odcinków między kompensatorami oraz jednego załomu o kącie załamania wynoszącym blisko 90 (rys. 5). Pozostałe załomy posiadają kąty mniejsze od 15. W wykopach kontrolnych stwierdzono dobry stan techniczny rur oraz kompensatorów, a pomierzone odległości między nimi wynoszą od 39,5 m do 46,2 m. Do analizy przyjęto, że maksymalna odległość między kompensatorami nie jest większa niż 50 m. W rejonie rozpatrywanego gazociągu wystąpił wstrząs o energii J, o wysokich parametrach drgań i krótkim czasie trwania (Stec, Barański 2010). Tabela 2 przedstawia zestawienie parametrów drgań gruntu zarejestrowanych na czterech stanowiskach pomiarowych. Na najbliższym stanowisku sejsmometrycznym położonym w odległości epicentralnej 932 m, maksymalna amplituda prędkości drgań wyniosła 0,052 m/s, a czas trwania wstrząsu 1,16 s oraz maksymalna amplituda przyspieszenia drgań wynosiła 1,245 m/s 2 przy czasie trwania 0,67 s. Zgodnie z aktualnie obowiązująca skalą GSI GZWKW V drgania gruntu na tym stanowisku odpowiadały IV stopniowi intensywności. Na pozostałych stanowiskach zarejestrowane drgania gruntu charakteryzowały się mniejszą intensywnością w zakresie II, I oraz 0 stopnia. Rys. 5. Schemat analizowanego odcinka gazociągu DN200 Fig. 5. Draft of the DN200 gas pipeline section Tabela 2. Parametry drgań gruntu od wstrząsu o energii J Table 2. Ground vibration parameters caused by mining tremor with energy J Stanowisko Odległość, m V max, m/s V GSI-GZW, m/s Prędkość Czas trwania, s Stopień I Przyspieszenie A ma x, A GSI-GZW, Czas trwania, s Stopień I m/s 2 m/s 2 A 932 0,052 0,052 1,16 IV 1,500 1,245 0,67 IV B ,021 0,021 2,69 II 0,870 0,615 1,28 II C ,006 0,006 3,58 I 0,230 0,164 3,14 I D ,002 0,003 4,57 0 0,064 0,064 3,75 0

9 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 7 Przy założeniu możliwości oddziaływania parametrów drgań o najwyższych zarejestrowanych wartościach przeprowadzono analizę statyczno-wytrzymałościową i kinematyczną gazociągu w oparciu o obliczenia kontrolne dla wytypowanych elementów odcinka prostego o przyjętej długości 50 m oraz odcinka załamanego w planie o kącie 90 i długości ramion 29 m oraz 16 m. Rzeczywiste parametry drgań podłoża gazociągu były niższe. Do obliczeń przyjęto następujące parametry, charakteryzujące drgania gruntu: częstotliwość f = 5 Hz, prędkość propagacji fali poprzecznej w nadkładzie dla rejonu posadowienia c s = 200 m/s, długość fali λ = 40 m, amplituda prędkości drgań v s = 0,052 m/s, amplituda przyspieszenia drgań a s = 1,245 m/s 2. Parametry charakteryzujące warunki posadowienia gazociągu: zagłębienie osi przewodu w gruncie z = 1,0 m, ciężar objętościowy gruntu γ = 20 kn/m 3, obciążenie użytkowe naziomu pn = 5 kn/m 2, współczynnik tarcia gruntu o rurociąg μ = 0,5, graniczna jednostkowa siła styczna na kierunku podłużnym t u = 6,1 kn/m, współczynnik parcia spoczynkowego K 0 = 0,5, współczynnik poprzecznej podatności gruntu K g = 3800 kn/m, współczynnik podłużnej podatności gruntu K u = 2440 kn/m Prosty odcinek gazociągu o długości 50 m maksymalne odkształcenie ośrodka gruntowego ε ekstr = 0,130 mm/m, wzór (3), maksymalna wartość odkształceń gazociągu ε ekstr = 0,014 mm/m, wzór (5), maksymalny moment zginający wywołany maksymalną krzywizną K ekstr podłoża M max = 0,15 knm, wzór (9), dodatkowe ekstremalne naprężenia podłużne σ lextr = 3,6 MPa, przy założeniu, że na powierzchni gazociągu wystąpiła graniczna siła styczna t u maksymalna siła podłużna N max = 64,5 kn, wzór (7), dodatkowe ekstremalne naprężenia podłużne σ lextr = 17,5 MPa. Odcinek gazociągu załamany w planie maksymalna siła S max = 3,1 kn (wg rys. 3), wzór (11), maksymalny moment zginający M max = 1,5 knm, wzór (12), dodatkowe ekstremalne naprężenia zredukowane σ red = 8,1 MPa, maksymalne ugięcie elementu 2 (wg rys. 3) Δ1=0,7 mm, wzór (13). Analiza kinematyczna ekstremalne względne przemieszczenia podłużne końców rur, jakie mogły wystąpić w kompensatorach dla długości odcinków gazociągu l 1 = l 2 50,0 m Δu ekstr = ±6,5 mm, wzór (9), ekstremalne odchylenia kątowe odcinków gazociągu l 1 = l 2 50,0 m jakie mogły wystąpić w kompensatorach, na podstawie wzoru (10) Δθ ekstr = ±0 05. Gdyby przyjąć, że w podłożu gazociągu wystąpiły zarejestrowane na stanowisku A wartości parametrów drgań, mogłyby wystąpić względne przemieszczenia segmentów gazociągu o ekstremalnych wartościach ±6,5 mm oraz pomijalne wartości odchyleń kątowych Δθ ekstr. Wartości tych przemieszczeń są znacznie mniejsze od wartości wywoływanych ciągłymi deformacjami podłoża. Jednak już niewielkie przemieszczenia odcinków rurociągu mogą powodować utratę szczelności kompensatorów (Jachim, Kalisz 2010, Zięba, Kalisz 2014), co niekiedy ma miejsce po silnych wstrząsach górotworu. 6. Podsumowanie Drgania przypowierzchniowej warstwy gruntu, wywołane wstrząsami powodowanymi podziemną eksploatacją górniczą, oddziałują na istniejącą sieć gazową, złożoną z rurociągów stalowych i polietylenowych. Oddziaływanie to powoduje przemieszczenia, odkształcenia i dodatkowe naprężenia w elementach tej sieci. Zakres zarejestrowanych w okresie styczeń 2003 sierpień 2014 parametrów drgań w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym był następujący: pikowe amplitudy prędkości drgań PGV Hmax - od 0,0001 do 0,052 m/s, czas trwania drgań na zapisie prędkościowym - od 0,5 do 13,7 s, pikowe amplitudy przyspieszenia drgań PGA H10 w paśmie do 10 Hz - od 0,003 do 1522 mm/s 2, czas trwania drgań na zapisie przyspieszeniowym - od 0,6 do 14,0 s. Skala GSI GZWKW pozwala na ocenę wpływu drgań na liniowe obiekty infrastruktury podziemnej zlokalizowane na terenie Górnośląskiego Zagłębia Węglowego, jakimi są gazociągi. Skala ta może być również wykorzystywana do oceny odporności istniejących gazociągów na drgania podłoża o intensywnościach zdefiniowanych poszczególnymi jej stopniami. Przedstawiona analiza oddziaływania silnego wstrząsu górotworu na gazociąg stalowy charakteryzujący się dobrym stanem technicznym wykazała, że wartości przemieszczeń, odkształceń i naprężeń, działających na elementy tego gazociągu są stosunkowo niskie. Wartości te są znacznie niższe od wywoływanych górniczymi deformacjami podłoża o charakterze ciągłym. W przypadku występowania silnych wstrząsów górotworu o intensywności stopnia III i IV jest wskazana szczegółowa analiza ich oddziaływania na sieć gazową, w szczególności na starsze gazociągi stalowe. Analiza statyczno-wytrzymałościowa i kinematyczna, pozwalająca na ocenę oddziaływania wstrząsu oraz ocenę odporności dynamicznej gazociągów, powinna uwzględniać ich aktualny stan techniczny. Publikację wykonano na podstawie pracy prowadzonej w ramach działalności statutowej Głównego Instytutu Górnictwa o numerze Literatura BARCZYŃSKI A. i in Sieci gazowe polietylenowe. Projektowanie, budowa, użytkowanie. SITPNiG Ośrodek Szkolenia i Rzeczoznawstwa w Poznaniu Grupa Terenowa Rzeczoznawców. Poznań. CHEN Y Simplified and Refined Earthquake Analyses for Buried Pipes. Mathematical and Computer Modelling 1995, Vol. 21, No. 11, pp DUBIŃSKI J., MUTKE G., STEC K., LURKA A., BARAŃSKI A Zasady stosowania Górniczej skali intensywności drgań GSI-GZWKW do oceny skutków oddziaływania wstrząsów indukowanych eksploatacją złóż węgla kamiennego w zakładach górniczych Kompanii Węglowej S.A. na obiekty budowlane i na ludzi. Kompania Węglowa S.A. Katowice, lipiec 2008 r. DULIŃSKA J Oddziaływanie drgań powierzchniowych wywołanych wstrząsami górniczymi w rejonie GZW i LGOM na konstrukcję gazociągu. Wstrząsy górnicze charakterystyka parametrów drgań oraz kryteria oceny wpływu na obiekty budowlane. Główny Instytut Górnictwa. Górnictwo i Środowisko. nr 4/4, s HASHASH Y.M.A., HOOK J.J., SCHMIDT B., YAO J.I Seismic design and analysis of underground structures. Tunneling and Underground Technology nr 16, s

10 8 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 JACHIM K., KALISZ P Awarie sieci gazowych na terenach górniczych. Główny Instytut Górnictwa. Górnictwo i Środowisko. nr 4/1, s JOHN C.M.ST., ZAHRAH T.F Seismic design considerations for underground structures. Advances in Tunneling Technology and Subsurface Use 3/1984, s KWIATEK J Obiekty budowlane na terenach górniczych. Główny Instytut Górnictwa. Katowice. MOKROSZ R Wprowadzenie do mechaniki budowli liniowych zagłębionych w gruncie na terenach górniczych. Polska Akademia Nauk Oddział w Katowicach, Komisja Ochrony Terenów Górniczych MUTKE G. i in Weryfikacja Górniczej Skali Intensywności Drgań GSI-GZWKW, stosowanej w kopalniach Kompanii Węglowej S.A. od sierpnia 2008 roku, w aspekcie oceny skutków oddziaływania wstrząsów górniczych na obiekty budowlane i na ludzi. Dokumentacja pracy badawczej Głównego Instytutu Górnictwa Nr Katowice. Praca niepublikowana. MUTKE G., TATARA T. (red.) Górnicze Skale Intensywności Drgań GSI i doświadczenie z ich stosowania, Praca Naukowa GIG nr 2/2, s MUTKE G., TARNOWSKI J Wpływ drgań podłoża na gazociągi. Rurociągi nr 4/41, s OGAWA Y., KOIKE T Structural design of buried pipelines for severe earthquakes. Soil Dynamics and Earthquakes Engeenering No 21, s O RURKE M.J., LIU X Response of buried pipelines subject to earthquake effects. Monograph Series. Multidisciplinary Center for Earthquake Engineering Research. A National Center of Excellence in Advanced Technology Applications. The Research Foundation of the State University of New York and the Multidisciplinary Center for Earthquake Engineering Research. Rozporządzenie Ministra Gospodarki z dnia 26 kwietnia 2013 r. w sprawie warunków technicznych, jakim powinny odpowiadać sieci gazowe. Dz. U poz SIATA R Badanie przypowierzchniowych warstw podłoża metodą sejsmiczną. Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko nr 4, s STEC K., BARAŃSKI A Charakterystyka i ocena skutków drgań wstrząsów w kopalniach Kompani Węglowej S.A. o pikowym przyspieszeniu drgań gruntu powyżej 0,5 m/s 2. Główny Instytut Górnictwa. Górnictwo i Środowisko, nr 4/4, s USZKO M., BARAŃSKI A., KOWAL T., MUTKE G Zagrożenia naturalne w kopalniach Kompanii Węglowej SA. Część II. Oddziaływanie wstrząsów górniczych na powierzchnię. Wiadomości Górnicze nr 12, s ZHANG X., LEON R.L.W., ISHIBASHI I Lateral Stiffness and Damping Coefficient of Soils for Seismic Analysis of Buried Pipelines Proceedings: Second International Conference on Recent Advances in Geotechnical Earthquake Engineering and Soil Dynamics, March 11-15,, St. Louis, Missouri. Paper No ZIĘBA M., KALISZ P Impact of mining exploitation on pipelines. Acta Montanistica Slovaca. Ročník 19, číslo 3, s Artykuł wpłynął do Redakcji - październik, 2015 Artykuł zaakceptowano do druku Zwiększajmy prenumeratę najstarszego czołowego miesięcznika Stowarzyszenia Inżynierów i Techników Górnictwa! Liczba zamawianych egzemplarzy określa zaangażowanie jednostki gospodarczej w procesie podnoszenia kwalifikacji swoich kadr! Zapraszamy do publikacji artykułów w wersji angielskojęzycznej

11 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 9 UKD : : /-8 Charakterystyka podwozia spycharek gąsienicowych stosowanych w górnictwie odkrywkowym Characteristics of the dozer chassis and track-type undercarriage used in surface mining dr inż. Przemysław Bodziony* ) prof. dr hab inż. Zbigniew Kasztelewicz* ) mgr inż. Michał Patyk* ) Treść: Podwozie gąsienicowe wpływa na, w przybliżeniu, równomierne rozłożenie masy maszyny na dużej powierzchni (zmniejszenie nacisku na grunt), umożliwiając poruszanie się spycharki niemal w każdych warunkach terenowych. Dobór odpowiedniego rodzaju podwozia jest bardzo istotny ze względu na osiągnięcie planowanej wydajności i odpowiednio długiego okresu eksploatacji podwozia. W artykule opisano charakterystykę podwozia spycharek gąsienicowych stosowanych w górnictwie odkrywkowym. Abstract: Tracks help distribute the dozer s weight over a large area (decreasing ground pressure), thus preventing it from sinking in sandy or muddy ground. Track plates provide the working platform for the machine. Track shoes penetrate the ground giving the machine traction to move. Proper shoe selection is very important for better machine performance and longer undercarriage life. The paper describes the characteristics of the chassis of track-type dozers used in surface mining. Słowa kluczowe: podwozie gąsienicowe, górnictwo odkrywkowe, płyty gąsienicowe, nacisk na grunt Key words: surface mining, chassis, track plates, ground pressure 1. Wprowadzenie Podwozia gąsienicowe stanowią podstawowe rozwiązanie układu jezdnego spycharek przeznaczonych do eksploatacji w górnictwie odkrywkowym. Pomimo tego, iż do efektywnego napędzania pojazdów gąsienicowych potrzeba większych mocy (w tym na pokonanie oporów ruchu układu jezdnego), aniżeli w przypadku podwozi kołowych, to niezbywalną zaletą takiego układu są właściwości jezdne, pozwalające na poruszanie się w niemal każdym terenie. Spycharki gąsienicowe mogą poruszać się po nawierzchniach niestabilnych, zawodnionych i nieutwardzonych, takich jak błoto, sypki piasek, nie wspominając o podłożach gliniastych o znacznym zawilgoceniu, a nawet zalegających poniżej lustra wody. Przystosowane są także do poruszania się po twardych i wysoce abrazywnych skałach wylewnych, gdzie podwozie kołowe narażone jest na uszkodzenie. Tak szeroka rozpiętość stosowania możliwa jest dzięki, w przybliżeniu, równomiernemu rozłożeniu masy pojazdu poprzez wózki gąsienicowe na znacznie większej powierzchni aniżeli koła oponowe i zapewnieniu odpowiedniego sprzężenia ciernego gąsienicy z podłożem. 2. Podwozie gąsienicowe Na rysunku 1. przedstawiono typowy płaski (owalny) układ jezdny spycharek gąsienicowych przeznaczonych do pracy w robotach ziemnych i górnictwie odkrywkowym, który stosowany jest dla wszystkich rodzajów podłoża. Składa się on z taśmy gąsienicy, kół napędzających, kół napinających, elementów prowadzących gąsienice i w niektórych rozwiązaniach systemu zawieszenia ram trakcyjnych. Gąsienice napędzane są poprzez koło napędowe gwiaździste (łańcuchowe) o podziałce zębów dostosowanej do podziałki i średnicy tulei ogniw lub występów zaczepowych płyt taśmy gąsienicowej. Koło prowadzące (napinające) o przesuwnej sprężyście osi umożliwia regulację naciągu płyt taśmy gąsienicowej; obecnie najczęściej stosowany jest system hydraulicznego napinania pasa gąsienicy. Zespół dolnych rolek (jezdnych) stanowi układ przenoszenia obciążeń na podłoże oraz zapewnia odpowiednie przemieszczanie się taśmy gąsienicy wzdłuż ramy trakcyjnej, natomiast rolki górne (podtrzymujące) ograniczają zwis górnego pasa płyt taśmy gąsienicowej (Bęben 2008). * ) AGH w Krakowie

12 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY płyta taśmy gąsienicy; 2 rolka podtrzymująca taśmę gąsienicy; 3 wahliwa belka stabilizatora; 4 sworzeń mocowania stabilizatora; 5 koło napinające; 6 prowadnica taśmy gąsienicy; 7 rolki jezdne; 8 rama trakcyjna skrzynkowa; 9 tylna osłona przeciwskalna koła napędowego; 10 pokrywa czopu wału poprzecznego; 11 przekładnia boczna z kołem napędowym Rys. 1. Widok podwozia gąsienicowego spycharki stosowanej w górnictwie (Salenta i in. 2012) Fig. 1. Side view of crawler tractor chassis (Salenta i in. 2012) 1 rolki jezdne z pojedynczym kołnierzem; 2 pokrywy kontrolne; 3 rama trakcyjna o konstrukcji skrzynkowej; 4 rolki górne podtrzymujące; 5 koło prowadzące i napinające taśmę gąsienicy; 6 rolki jezdne z podwójnym kołnierzem Rys. 2. Widok ram trakcyjnych podwozia gąsienicowego spycharki (Salenta i in. 2012) Fig. 2. Individual elements of a tracked undercarriage of dozer track (Salenta i in. 2012) Ramy trakcyjne wykonane są ze stali o podwyższonej wytrzymałości i połączone są z ramą główną za pomocą wałów poprzecznych umieszczonych w tylnej części ramy głównej. Podwozia spycharek gąsienicowych można podzielić ze względu na rodzaj wózków jezdnych, zastosowany rodzaj zawieszenia ram trakcyjnych oraz konstrukcję taśmy i płyt gąsienicowych. Spycharki w zależności od przeznaczenia i generowanego obciążenia na podłoże, mogą mieć różne układy gąsienicowych zespołów jazdy i to zarówno, ze względu na sposób przekazywania momentu obrotowego, jak również rozwiązania konstrukcyjne elementów zawieszenia. Istotne cechy wyróżniające poszczególne układy to: rodzaj podparcia maszyny na wózkach gąsienic, umiejscowienie koła napędowego oraz rodzaj płyt taśmy gąsienicowej.

13 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 11 1 rolka podporowa; 2 boczna osłona gąsienicy; 3 koło napędowe; 4 ogniwo łańcuchowe spinające gąsienicę; 5 ogniwo łańcuchowe; 6 płyta gąsienicowa; 7 koło napinające; 8 rama trakcyjna; 9 rolka jezdna nośna Rys. 3. Elementy sztywnego płaskiego podwozia spycharki gąsienicowej ze sprężyście napinanym kołem napinającym (Poncyliusz 2004) Fig. 3. Elements of oval (C) type of dozer undercarriage (Poncyliusz 2004) W przypadku spycharek gąsienicowych obecnie eksploatowanych w górnictwie odkrywkowym rozróżnia się dwa podstawowe układy gąsienic: omawiany wyżej płaski i trójkątny (Bęben 2008). Jak już wspomniano, w niektórych konstrukcjach spycharek gąsienicowych stosuje się układ gąsienicowy trójkątny, zwany także delta (firma Caterpillar, a od niedawna, także Liebherr), w którym koło napędowe znacznie podniesiono nad oś koła prowadzącego. Polepsza to warunki współpracy koła napędowego z pasem gąsienicy, przez wyeliminowanie w dużym stopniu ścierającego oddziaływania ośrodka, w którym porusza się wózek. Elementy układu przeniesienia napędu w tym przypadku, stanowią zwartą konstrukcję z łatwym dostępem dla serwisu naprawczego. Mniejszy kąt opasania koła taśmą gąsienicową wymaga jednak stosowania materiałów o podwyższonych własnościach, szczególnie w układzie koło napędowe tuleje członów taśmy gąsienicowej. Ponadto, układ ten wymaga stosowania dłuższego pasa gąsienicy, aniżeli płaski oraz posiada większą liczbę elementów składowych, co znacznie podnosi koszty produkcji. Taki rodzaj podwozia gąsienicowego przeznaczony jest do poruszania się po nawierzchniach niestabilnych i nieutwardzonych, takich jak błoto, sypki piasek, również o znacznym zawilgoceniu. Ponadto, w konstrukcjach specjalnych (spycharki szybkobieżne i pojazdy wojskowe) może być stosowany układ gąsienicowy skośny, trapezowy z elastycznym prowadzeniem rolek jezdnych. 3. Własności fizyczne podwozia gąsienicowego Cięgno gąsienicy ma pewne napięcie wstępne, natomiast podczas ruchu występują dodatkowe siły i naprężenia, które korygowane są obecnie najczęściej hydraulicznym układem napinającym pas gąsienicowy. Istotną siłą jest siła reakcji ruchu TK. Jest ona większa dla płyt taśmy ukształtowanych w sposób przedstawiony na rysunku 5, niż dla członów gładkich. Mimo że wzrastają opory ruchu, wzrasta również przyczepność gąsienicy do podłoża (tab. 1), co decyduje o użytecznej sile naporu (Bęben 2008). 1 rolka podporowa; 2 hydrauliczny układ napinający; 3 koło napinające; 4 rama trakcyjna; 5 rolka jezdna nośna; 6 koło prowadzące taśmę gąsienicy; 7 płyta gąsienicy; 8 koło napędowe Rys. 4. Elementy sztywnego trójkątnego podwozia spycharki gąsienicowej z hydraulicznie napinanym kołem napinającym (Poncyliusz 2004) Fig. 4. Elements of delta type of dozer undercarriage (Poncyliusz 2004)

14 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 Rys. 5. Siły działające na elementy podwozia gąsienicowego w czasie jazdy (Bęben 2008) Fig. 5. The forces acting on the chassis components tracked during driving (Bęben 2008) Tabela 1. Współczynniki przyczepności ciągników spycharek kołowych i gąsienicowych (Bęben 2008) Table 1. The factor of road adhesion for wheeled and tracked undercarriage (Bęben 2008) Współczynnik przyczepności Rodzaj nawierzchni ciągnika kołowego gąsienicowego Ilasta glina o małej wilgotności 0,55 0,90 Ilasta glina o dużej wilgotności 0,45 0,70 Droga w nadkładzie i na zwałach 0,40 0,70 Piasek o małej wilgotności 0,20 0,30 Piasek o dużej wilgotności 0,40 0,50 Kruszywo 0,65 0,55 Nawierzchnia tłuczniowa luźna 0,35 0,50 Śnieg ubity 0,20 0,25 Lód 0,12 0,12 Nawierzchnia skalna (lita) 0,55 0,90 Grunt niezagęszczony 0,45 0,60 Wartości sił występujących w pasie gąsienicy są różne w zależności od położenia koła napędowego w stosunku do kierunku jazdy i prędkości v. Jeśli koło napędowe znajduje się z tyłu względem kierunku jazdy do przodu (praca efektywna), a jest to rozwiązanie dominujące, to na taśmę roboczą będzie działać tylko obciążenie od siły pociągowej na krótkim odcinku. Obciążenie na kole zwrotnym będzie równe podwójnemu naciągowi swobodnej części taśmy. Natomiast relacje te odwrócą się przy jeździe na biegu wstecznym W przypadku gdy koło napędowe zostało podniesione - układ delta - wówczas obciążona jest prawie cała taśma gąsienicowa w równomiernym stopniu, z tym że, naprężenia mają podobne wartości niezależnie od kierunku jazdy. Na koło zwrotne będzie wtedy działać obciążenie od podwójnej siły roboczej. W rzeczywistych warunkach eksploatacji rozkład nacisków na podłoże nie jest równomierny i zależy on od położenia środka ciężkości spycharki względem środka czynnej części gąsienicy oraz od obciążeń zewnętrznych oddziałujących na osprzęt roboczy. Generalnie, warunki pracy nie powinny doprowadzać do chociaż częściowego oderwania od podłoża czynnej (roboczej) części gąsienicy. Obciążenie spycharki z gąsienicowym układem jezdnym jest przenoszone na podłoże poprzez koła jezdne i cięgno taśmy gąsienicowej, a na skutek zawiasowego połączenia płyt cięgna gąsienicowego jest ono elementem elastycznym, a koła jezdne przekazują na nie obciążenie tylko w kilku miejscach. W związku z tym naciski powierzchniowe między płytami cięgna a podłożem w rzeczywistości nie są równomierne, zwłaszcza na podłożach o małej odkształcalności. W spycharkach gąsienicowych, zwykle na skutek przesunięcia środka ciężkości (rys. 6) od osi symetrii gąsienicy, występuje również niesymetryczny rozkład nacisków, z przesunięciem do tyłu maszyny. Do określenia przybliżonego rozkładu nacisków między gąsienicą a podłożem wykorzystuje się zależności modeli belek wieloprzęsłowych, spoczywających na podłożu sprężystym lub zależności modeli belek sztywnych. Zakładając, że gąsienica jest elementem idealnie sztywnym, to rozkład nacisków dla maszyny dwugąsienicowej może przedstawiać się jak na rys. 6 (Bęben 2008, Budny 2008, Kasztelewicz i in. 2015). Naciski średnie gąsienicy na podłoże można obliczyć z zależności (1) oraz gdzie: b szerokość gąsienicy, L długość oparcia cięgna gąsienicowego na podłożu, R reakcja normalna przypadająca na jedną gąsienicę, p max, p min maksymalny i minimalny nacisk teoretyczny na końcach cięgna gąsienicowego stykającego się z podłożem. (2) Rys. 6. Rozkład obciążeń i nacisków gąsienicy (Kasztelewicz i in. 2015) Fig. 6. Load distribution and pressure of dozer track (Kasztelewicz i in. 2015)

15 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 13 Do wyznaczenia nacisków skrajnych niezbędne jest trzecie równanie, wychodząc z analogii rozpatrywanego rozkładu nacisków cięgna gąsienicowego do rozkładu naprężeń w belce zginanej. Posługując się tym podobieństwem, można napisać zależność analogiczną do związku, że moment gnący jest równy iloczynowi naprężenia zginającego i wskaźnika wytrzymałości na zginanie, czyli Po rozwiązaniu powyższych równań otrzymano: Rzeczywisty rozkład nacisków pod gąsienicą odbiega od teoretycznego, gdyż - jak wspomniano - gąsienica składa się z wielu płyt połączonych ze sobą przegubowo, w związku z tym przejazd rolek jezdnych poprzez przeguby powoduje pod nimi miejscowy wzrost nacisków na podłoże i to tym większy, im mniej odkształcalne jest podłoże. Nierównomierność nacisków zależy wtedy głównie od stosunku rozstawu kół jezdnych tk do podziałki cięgna gąsienicowego tg. Im stosunek ten jest większy pod rolkami jezdnymi, tym większe wartości nacisków. Ze względu na złożony charakter współpracy kół z cięgnem gąsienicowym oraz jego płyt z podłożem odkształcalnym, teoretyczne obliczenia szczytowych wartości nacisków, na przykład jak dla belki wieloprzęsłowej położonej na podłożu sprężystym, nie dały dotychczas zadowalających wyników. Do określenia ich przybliżonej wartości stosowane są natomiast współczynniki zwiększające określone doświadczalnie, czyli: p* max = p* śr k (6) gdzie: p* max maksymalne naciski pod danym kołem jezdnym, p* śr średni nacisk pod tym kołem, k (3) (4) (5) współczynnik zwiększający nacisk zależny od rodzaju podłoża i stosunku podziałek kół nośnych i ogniw łańcucha tk/tg, przykładowo dla podłoży utwardzonych (Kasztelewicz i in. 2015): dla tk/tg < 1,5 mamy k = 1,1-1,5, dla tk/tg > 1,5 mamy k = 1,5-2,5. Ze wzrostem odkształcalności podłoża wartość współczynnika k maleje. W czasie pracy maszyny występują też dodatkowe oddziaływania, spowodowane np. nierównością i niejednorodnością podłoża, obciążeniami dynamicznymi i innymi. Wszystkie te czynniki powodują zróżnicowanie miejscowych nacisków między gąsienicą a podłożem. Stąd rzeczywisty rozkład nacisków w przekroju poprzecznym gąsienicy również nie jest równomierny i zależy od rodzaju podłoża, szerokości pasa gąsienicy oraz rodzaju płyt gąsienicowych. Dla podłoża miękkiego i wąskiej gąsienicy z ostrogami, rozkład ten jest zbliżony do parabolicznego, a dla gąsienic szerokich z gładkimi płytami, w przybliżeniu naciski przyjmują wartość stałą na całej długości. Naciski maksymalne, w odniesieniu do nacisków na całej powierzchni styku gąsienicy z podłożem, często stanowią niewielką część wszystkich obciążeń generowanych na podłoże i nie mogą być w pełni reprezentatywne i miarodajne, w przypadku doboru nacisków dopuszczalnych dla eksploatacji spycharki (Bęben 2008, Kasztelewicz i in. 2015). 4. Płyty gąsienicowe spycharek stosowanych w górnictwie Wśród rozwiązań konstrukcyjnych stalowych płyt gąsienicowych, stosowanych w podwoziach spycharek gąsienicowych przeznaczonych do pracy w górnictwie odkrywkowym dominują płyty jednoostrogowe stosowane zarówno w ciężkich spycharkach z osprzętem zrywakowym, jak i spycharkach małych i średnich, przeznaczonych do prac pomocniczych. Na rysunku 8 przedstawiono płyty z wykonaną pojedynczą, wysoką ostrogą o (w przybliżeniu) prostopadłościennym kształcie, zapewniającą dobrą penetrację i dużą wartość sprzężenia ciernego z podłożem, lecz generującą znaczne opory podczas skrętu maszyny, a także degradującą i penetrującą nawierzchnie utwardzone. Głównym materiałem, z którego wykonuje się płyty gąsienicowe maszyn budowlanych i górniczych (podobnie jak pojazdów wojskowych) jest austenityczne staliwo manganowe stopowe Hadfielda, o zawartości węgla 1,0 1,4% i 12,0 14,0% manganu. Walcowane wzdłużnie bądź odkuwane jako elementy płyt gąsienicowych oraz poddawane hartowaniu indukcyjnemu. Cechami charakterystycznymi części maszyn wykonanych ze staliwa Hadfielda są: a - wąskiej gąsienicy, b - szerokiej gąsienicy Rys. 7. Rzeczywisty rozkład nacisków pod gąsienicą na podłożu odkształcalnym, w tym rozkład w przekroju poprzecznym (Kasztelewicz i in. 2015) Fig. 7. The load distribution and pressure on the ground under the dozer track is deformable, including the cross-sectional distribution (Kasztelewicz i in. 2015)

16 14 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 Rys. 8. Płyty gąsienicowe jednoostrogowe stosowane głównie w spycharkach ( Fig. 8. Standard grouser shoe and extreme service track shoe ( wysoka odporność na zużycie przy dużych naciskach i naprężeniach, twardość rosnąca wraz ze wzrostem temperatury elementu (Pieczonka 2007). 5. Podsumowanie Na rzeczywistą wartość siły jazdy generowaną przez spycharkę gąsienicową ma wpływ wiele parametrów związanych z odpowiednim doborem rodzaju podwozia oraz jego elementów składowych. Nie bez znaczenia pozostają parametry podłoża, jego stopień zagęszczenia, wilgotność, wielokrotność przejazdu maszyny po tym samym jego fragmencie, kierunek jazdy, a także wartość siły napięcia pasów gąsienicowych. Dobór odpowiedniego rodzaju podwozia do układu prowadzenia i podparcia pasa gąsienicy, a także rodzaju płyt jest bardzo istotny ze względu na osiągnięcie planowanej wydajności i odpowiednio długiego okresu eksploatacji podwozia, szczególnie w zależności od podłoża i kierunku jazdy podczas efektywnej pracy. Dodatkowo, należy podkreślić, iż podczas poruszania się górniczych spycharek gąsienicowych po podłożach charakteryzujących się wysoką abrazywnością, tj. wysoką wartością współczynnika tarcia zewnętrznego pary ciernej: płyta gąsienicy podłoże; takich jak rozkruszone bryły skał metamorficznych czy wulkanicznych, temperatura występująca na powierzchni kontaktu płyt gąsienicowych z takim podłożem przekracza 600 C. W związku z tym, rosnąca wraz z temperaturą twardość powierzchni płyty jest bardzo istotną cechą zwiększającą trwałość całego podzespołu. Literatura BĘBEN A Maszyny i urządzenia do wydobywania kopalin pospolitych bez użycia materiałów wybuchowych. Wydawnictwa AGH, Kraków. BUDNY E Napęd i sterowanie układów hydraulicznych w maszynach roboczych. ITE, Radom. KASZTELEWICZ Z., PATYK M., BODZIONY P Spycharki, dźwigi boczne i przesuwarki przenośników taśmowych. Budowa i technologia pracy. Agencja Wydawniczo-Poligraficzna ART-TEKST, Kraków. PIECZONKA K Inżynieria maszyn roboczych. Cz.1. Podstawy urabiania jazdy, podnoszenia i obrotu. Wydawnictwo Politechniki Wrocławskiej, Wrocław. PONCYLIUSZ M.M O wpływie kształtu ostróg płyt gąsienic maszyny do robót ziemnych na jej możliwości pracy. Przegląd Mechaniczny, nr 12, s SALENTA A., MACIEJEWSKI J., PONCYLIUSZ M.M., BĄK S Współpraca maszyn roboczych z ośrodkiem gruntowym badania układu gąsienicowego. Materiały do ćwiczeń. Politechnika Wrocławska, Instytut Maszyn Roboczych Ciężkich, Warszawa. Artykuł wpłynął do redakcji Artykuł zakceptowano do druku

17 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 15 UKD : : Koszt kapitału własnego polskich spółek górniczych liczony za pomocą trzywskaźnikowego modelu Fama French The cost of equity capital for Polish mining companies estimated with using the Famy and French Three Factor Model Dr inż. Robert Ranosz* ) Treść: Niniejszy artykuł został poświęcony szacowaniu kosztu kapitału własnego przy użyciu trzywskaźnikowego modelu Fama - French (3FM). Proponowany model, w odróżnieniu od modelu bazowego CAPM, jest bardziej wiarygodny, a wyniki są bardziej precyzyjne. Artykuł składa się z czterech części. We wstępie do artykułu określono jego cel. W drugiej części autor publikacji przedstawił trzywskaźnikowy model Fama - French, a mianowicie sposób ustalania kosztu kapitału własnego przy jego zastosowaniu. W kolejnej części opracowania przedstawiono wykorzystanie omawianego modelu dla wybranych polskich spółek górniczych. Zakładając, iż analizowany model jest bardziej wiarygodny aniżeli model tradycyjny, należy stwierdzić, iż koszt kapitału własnego wybranych polskich spółek górniczych przy wykorzystaniu modelu CAPM jest nieco zaniżony, niemniej jednak różnice te nie są znaczące. Ostatnia część artykułu to podsumowanie. Artykuł został zamknięty spisem literatury wykorzystanej do jego opracowania. Abstract: The article was dedicated to estimate the cost of equity using the Fama and French Three Factor Model (3FM). The proposed model, unlike the base model CAPM, is more credible and the results are more accurate. Article consists of four parts. In the introduction to the article its purpose has been defined. In the second part the application of Fama and French Three Factor Model in determining the cost of equity capital has been presented. In the next part present the using of the model for selected Polish mining companies. The assumption that the analysed model is more reliable than the traditional model, at the same time should emphasize, that the cost of equity capital of selected Polish mining companies estimated with using the CAPM model, is a bit on the lower side, however, these differences are not significant. The last part of the article is a summary. The article ends with the list of literature used to write this paper. Słowa kluczowe: koszt kapitału własnego spółek górniczych, model 3FM, model CAPM Key words: the cost of equity capital mining companies, 3FM model, CAPM model 1. Wstęp Koszt kapitału własnego przedsiębiorstw górniczych jest jednym z elementów kształtujących ich wartość oraz opłacalność inwestycji górniczych, szacowanym z zastosowaniem metod dochodowych, takich jak np. metoda NPV (ang. Net Present Value). Metoda NPV została opisana w wielu opracowaniach (Estrada 2011, Rogowski 2013, Sierpińska i in. 2007). Wpływ kosztu kapitału własnego na wartość NPV przejawia się w ważonym koszcie kapitału, którego jest częścią. W przypadku, gdy koszt ten jest wysoki, wówczas wartość przedsiębiorstwa lub też ocena inwestycji górniczej jest mniej atrakcyjna, odwrotną zależność można dostrzec wówczas, gdy koszt ten jest niski (zależność ta jest prawdziwa dla dodatnich przepływów pieniężnych). Do oszacowania kosztu kapitału własnego stosuje się wiele metod. Najpopularniejszą z nich jest model CAPM. Podstawowa wersja tego modelu została opisana w wielu opracowaniach (Brigham, Houston 2005, Cywnar, Dżuraka 2010, Reilly,Brown 2001), a z uwagi na swoją popularność doczekała się wielu modyfikacji, * ) AGH w Krakowie których celem było jej doprecyzowanie, a co za tym idzie otrzymywanie bardziej wiarygodnych wyników (Burta i in. 2009). Jednej z takich modyfikacji dokonali Fama - French, tworząc trzywskaźnikowy model Fama - French (3FM). Celem niniejszego artykułu jest przedstawienie metodologii szacowania kosztu kapitału własnego z wykorzystaniem modelu 3FM oraz oszacowanie kosztu kapitału własnego wybranych polskich spółek górniczych przy wykorzystaniu omawianej metody i porównanie otrzymanych wyników z bazową metodą CAPM. 2. Trzywskaźnikowy model Fama - French (3FM) Trzywskaźnikowy model Fama - French jest stosunkowo nową metodą szacowania kosztu kapitału własnego spółek. Model ten powstał w roku Autorzy modelu 3FM dokonali modyfikacji tradycyjnego modelu CAPM (ang. Capital Asset Pricing Model) (wzór 1), poszerzając go o dwie dodatkowe wielkości, a mianowicie: premię za wielkość (SMB) oraz premię za potencjał (HML), co przedstawia wzór 2. (Cwynar, Dżuraka 2010).

18 16 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 R = R f + MRP* β (1) R = R f + MRP* β + SMB* β S + HML * β V (2) Z uwagi na ten fakt, oszacowanie kosztu kapitału własnego jest nieco trudniejszym zadaniem aniżeli w przypadku tradycyjnej metody CAPM. Oszacowanie pierwszego z elementów ryzyka, a mianowicie MRP (premia za ryzyko rynkowe) jest tożsame z tym z modelu CAPM (wzór 3) i stanowi różnicę pomiędzy stopą zwrotu z całego rynku (R m ) a stopą zwrotu wolną od ryzyka (R f ). MRP = R m R f (3) Wielkość SMB jest to zwrot nadwyżkowy z akcji spółek o małej kapitalizacji (small minus big), HML jest to zwrot nadwyżkowy z akcji spółek o wysokiej wartości wskaźnika BV/P (ang. book value/ price)(high minus low). Aby ustalić wielkość HML, w pierwszej kolejności należy wyliczyć medianę kapitalizacji wszystkich spółek notowanych na danej giełdzie (w toku obliczania tej wartości mogą być brane spółki z wielu giełd), a następnie te spośród spółek, których kapitalizacja jest większa od mediany uznawane są za spółki duże, a te poniżej mediany uznawane są za spółki małe. W tym przypadku, zgodnie z metodologią przedstawioną przez Famę i French, przy wyznaczaniu wskaźnika HML kryterium podziału jest wskaźnik BV/P, gdzie spółki dzieli się na trzy grupy tj. (Fama, French 1993): grupę 30% spółek o wysokiej wartości wskaźnika BV/P, grupę 40% spółek o średniej wartości wskaźnika BV/P, grupę 30% spółek o niskiej wartości wskaźnika BV/P. Na tej podstawie każdą ze spółek można przypisać do jednej z trzech wymienionych grup. Następnym krokiem przy wyznaczeniu wielkości SMB oraz HML jest skonstruowanie 6 portfeli, które są efektem połączenia obydwu kategorii, które przedstawiają się następująco (Fama, French 1993): 1. S/L spółki małe o niskiej wartości wskaźnika BV/P, 2. S/M spółki małe o średniej wartości wskaźnika BV/P, 3. S/H spółki małe o wysokiej wartości wskaźnika BV/P, 4. B/L spółki duże o niskiej wartości wskaźnika BV/P, 5. B/M spółki duże o średniej wartości wskaźnika BV/P, 6. B/H spółki duże o wysokiej wartości wskaźnika BV/P. Na podstawie powyższych portfeli można wyznaczyć premię za wielkość oraz premię za potencjał. Należy również nadmienić, iż poszczególne portfele przedstawiają stopy zwrotu. Zatem zwrot nadwyżkowy spółek o małej kapitalizacji zostanie wyznaczony za pomocą formuły (4), a zwrot nadwyżkowy spółek o wysokich wartościach wskaźnika BV/P zostanie wyznaczony za pomocą formuły (5). Wyznaczenie współczynnika beta w modelu 3FM jest tożsame z wyznaczaniem tej wielkości w modelu CAPM. Graficzne wyznaczenie współczynników beta w modelu Fama - French jest bardzo trudnym zadaniem, tak więc do wyznaczenia poszczególnych współczynników beta korzysta się zazwyczaj z arkusza kalkulacyjnego, rozwiązując równanie z trzema zmiennymi, tj. MRP, SMB oraz HML (Brigham, Houston 2005). 3. Analiza (4) (5) Na podstawie przedstawionej metodologii w rozdziale 2 przeprowadzono procedurę szacowania kosztu kapitału własnego wybranych polskich spółek górniczych. Zaliczono do nich: KGHM Polska Miedź S.A. (KGHM), Lubelski Węgiel Bogdanka (LWB) oraz Jastrzębska Spółka Węglowa (JSW). Wybór tych spółek został podyktowany faktem, iż aby można było wyznaczyć koszt kapitału własnego przy użyciu metody 3FM niezbędna jest dostępność stóp zwrotu z analizowanych walorów. Wartości SMB oraz HML pochodzą ze strony internetowej French s web page ( dla przedsiębiorstw funkcjonujących na rynku europejskim, a zatem wyznaczony koszt kapitału własnego rzeczonych spółek górniczych będzie właściwy dla całego rynku europejskiego. Potencjalni inwestorzy, którzy mają możliwość ulokowania swojego kapitału na rynku europejskim, w ten właśnie sposób szacowaliby koszt kapitału własnego. Przeprowadzona analiza obejmuje okres od sierpnia 2011 r. do kwietnia 2016 r., a obliczenia zostały dokonane w przedziale miesięcznym. Przyjęto stopę wolną od ryzyka na poziomie 2%. W pierwszej kolejności określono bety dla poszczególnych parametrów, a wyniki obliczeń zostały przedstawione w tabeli 1. Tabela 1. Współczynniki beta dla wybranych spółek górniczych Table 1. The beta coefficients for the selected mining companies Spółka MRP (b) SMB (βs) HML (βv) KGHM 1,28 0,18 0,23 LWB 0,56 0,05 0,21 JSW 1,43 0,03-0,28 Źródło: Opracowanie własne Na podstawie zależności (3) określono koszt kapitału własnego dla wybranych polskich spółek górniczych. Otrzymane wyniki porównano z kosztem kapitału własnego dla tych samych spółek przy tych samych założeniach obliczonym za pomocą tradycyjnego modelu CAPM. Wyniki obliczeń zostały zaprezentowane w tabeli 2. Tabela 2. Koszt kapitału własnego liczony modelem 3FM dla wybranych spółek górniczych Table 2. The cost of capital calculated model 3FM for selected mining companies Spółka Koszt kapitału własnego według modelu CAPM Koszt kapitału własnego według modelu 3FM KGHM 13,47% 12,55% LWB 9,25% 7,03% JSW 12,56% 11,50% Źródło: Opracowanie własne Jak przedstawia tabela 2, wyniki otrzymane przy wykorzystaniu tradycyjnego modelu szacowania kosztu kapitału własnego CAPM są wyższe aniżeli te otrzymane przy zastosowaniu modelu 3FM. Jak wskazuje literatura przedmiotu (Bordchert i in. 2003, Cwynar, Dżuraka 2010), w przypadku modelu 3FM wymagane stopy zwrotu z inwestycji w daną spółkę charakteryzują się większą precyzją od tych otrzymywanych z modelu CAPM. Tak więc potencjalni inwestorzy częściej będą sugerowali się wartościami otrzymanymi przy wykorzystaniu modelu 3FM. 4. Podsumowanie W artykule przedstawiono metodologię szacowania kosztu kapitału własnego przy zastosowaniu trzywskaźnikowego modelu Fama - French oraz przeprowadzono procedurę obliczeniową tego kosztu dla wybranych polskich spółek

19 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 17 górniczych. Jak przedstawia niniejszy artykuł, oszacowanie kosztu kapitału własnego przy zastosowaniu modelu 3FM jest znacznie trudniejsze, aniżeli przy wykorzystaniu tradycyjnie stosowanego podstawowego modelu CAPM, a z uwagi na fakt, iż otrzymywane wyniki nie różnią się od siebie znacząco to wciąż model CAPM jest częściej wybieraną metodą do szacowania kosztu kapitału własnego. Literatura BORDCHERT A., ENSZ L., KNIJN J., POPE G., SMITH A Understanding Risk and Return, the CAPM and the Fama-French Tree-Factor Model, Tuck School of Business at Dartmouth. BRIGHAM E.F., HOUSTON J.F Podstawy zarządzania finansami. Polskie Wydawnictwo Ekonomiczne, Warszawa. BURTA J., KICKI J., KUDEŁKO J., WANIELISTA K., WIRTH H Podstawy rachunku ekonomicznego w przedsiębiorstwach górniczych, Wydawnictwo IGSMiE PAN, Kraków. CYWNAR A., DŻURAKA P Systemy VBM I zysk ekonomiczny, POLTEX sp. z o.o., Warszawa. ESTRADA J The Tree-Factor Model: A Practitioner`s Guide, Journal of Applied Corporate Finance, Volume 23 Number 2. FAMA E.F., FRENCH K.R Common risk factors in the returns on stock and bonds, Journal of Financial Economics 33, 3-56, North-Holland. REILLY F.K., BROWN K.C Analiza inwestycji i zarządzanie portfelem. Polskie Wydawnictwo Ekonomiczne. Warszawa. ROGOWSKI W Rachunek efektywności inwestycji, Wyzwania teorii i potrzeby praktyki, Wolters Kluwer Polska SA, Warszawa. SIERPIŃSKA M., KUSTRA A., KOWAL B., KOWAL D Wykorzystanie nowoczesnych koncepcji wspomagania decyzji dla poprawy efektywności zarządzania zakładem górniczym i spółką węglową, Akademia Górniczo-Hutnicza im. Stanisława Staszica. Wydział Górnictwa i Geoinżynierii, Kraków. Artykuł wpłynął do Redakcji - czerwiec, 2016 Artykuł zaakceptowano do druku NACZELNY REDAKTOR w zeszycie 1-2/2010 Przeglądu Górniczego, zwrócił się do kadr górniczych z zachętą do publikowania artykułów ukierunkowanych na wywołanie POLEMIKI DYSKUSJI. Trudnych problemów, które czekają na rzetelną, merytoryczną wymianę poglądów jest wiele! Od niej w znaczącej mierze zależy skuteczność praktyki i nauki górniczej w działaniach na rzecz bezpieczeństwa górniczego oraz postępu technicznego i ekonomicznej efektywności eksploatacji złóż. Od naszego wysiłku w poszukiwaniu najlepszych rozwiązań zależy przyszłość polskiego górnictwa!!!

20 18 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 UKD : : Badanie wpływu kąta nachylenia płyty roboczej stołu koncentracyjnego na przebieg procesu wzbogacania drobnych ziaren węglowych The influence of a concentrating table s deck inclination angle on the beneficiation process of fine coal grains dr inż. Anna Manowska* ) dr inż. Michał Mazurek* ) Treść: W artykule przedstawiono wyniki badań wzbogacania drobnych ziaren węgla surowego na stole koncentracyjnym. Analizowano wpływ zmiany kąta nachylenia płyty roboczej stołu na wartość użytkową otrzymanych produktów rozdziału. Badania przeprowadzone w skali laboratoryjnej pokazały, iż przy odpowiednim doborze kąta nachylenia można uzyskać koncentraty węglowe o zawartości popiołu rzędu kilku do kilkunastu procent, jak i odpady przekraczające 80% popiołu. Drugim etapem pracy była analiza statystyczna przeprowadzonych badań laboratoryjnych, która udowodniła prawidłowość przeprowadzonego procesu oraz zależności pomiędzy parametrami technologicznymi stołu a uzyskanymi produktami wzbogacania. Abstract: The article presents results of researches of fine coal particles enrichment on the concentration table. As a point of reference there was chosen the effect of the angle of adjustment of the platen table on the utility value of obtained products. Researches have shown that the proper selection of the technological parameter of the table that was the inclination angle, allows to get coal concentrates from a few to a dozen per cent and waste exceeding 80% of the ash by preventing the loss of useful particles that have a certain energy potential. In the second part of the article there appeared static analysis of laboratory studies that have proved the correctness of the performed process, and the dependencies between process parameters table and the obtained products of enrichment. Słowa kluczowe: wzbogacanie grawitacyjne, stół koncentracyjny, analiza statystyczna Key words: gravity separation, table concentration, statistical analysis 1. Wprowadzenie Urobek węglowy wydobywany na powierzchnię kopalni stanowi mieszaninę ziaren zróżnicowanych między sobą pod względem uziarnienia - od brył o wielkości kilkudziesięciu centymetrów do ziaren wielkości kilku mikronów. Tak duże zróżnicowanie wynika ze sposobu prowadzenia eksploatacji pokładów węglowych, transportu urobionego materiału (urobku węglowego). W trakcie prowadzenia eksploatacji podziemnej, do urobku trafiają także pewne ilości ziaren skały płonnej, która pochodzi z przybierania stropu lub spągu przez organ urabiający kombajnu lub też z przerostów kamiennych występujących w caliźnie pokładu. Występująca w urobku * ) Politechnika Śląska w Gliwicach węglowym skała płonna stanowi zanieczyszczenie, które należy usunąć, aby dostosować parametry jakościowe finalnych produktów handlowych do wymagań potencjalnych nabywców. Procesy technologiczne prowadzone w celu poprawy jakości urobku węglowego noszą nazwę wzbogacania. Są one prowadzone najczęściej w urządzeniach wykorzystujących różnice gęstości ziaren kopaliny użytecznej i skały płonnej. Tego typu wzbogacanie określa się jako wzbogacanie grawitacyjne. Najczęściej prowadzi się je w ośrodku wodnym. W ostatnich latach zauważyć można znaczne zainteresowanie wzbogacaniem w ośrodku powietrznym (Baic i in. 2015, Honaker i in. 2010). Jednym z najbardziej dokładnych procesów wzbogacania ziaren drobnych jest wzbogacanie na stołach koncentracyjnych (Blaschke 1982, 1999, 2009, Blaschke i in. 2006). Do głów-

21 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 19 nych czynników wpływających na proces rozdziału urobku na stole koncentracyjnym zalicza się nachylenie poprzeczne płyty roboczej stołu (Blaschke 2001, Blaschke 1955, Pawłowicz i in. 1966, Stępiński 1964). Czynnik ten ma zasadniczy wpływ na prędkość przemieszczania się ziaren kopaliny znajdującej się na płycie stołu w kierunku poprzecznym do jej osi. Prędkość ta wynika także z ruchu spływającej wody roboczej i wody dodatkowej. Należy tu dodać, iż zagadnienie wpływu nachylenia płyty roboczej stołu koncentracyjnego na ruch ziaren wzbogacanego materiału rozpatrywać można dla płyty gładkiej lub rowkowanej. Prowadząc proces wzbogacania kopaliny na gładkiej płycie stołu koncentracyjnego, należy zwrócić uwagę na krytyczny kąt nachylenia, tzn. kąt, przy którym następuje zjawisko zatrzymania się ziarna poruszającego się w dolnej warstwie na płycie stołu. Przy dużym poprzecznym kącie nachylenia płyty stołu nastąpi zjawisko zmywania ziaren o dużej gęstości, jak i ziaren lekkich. W związku z powyższym należy odpowiednio dobierać poprzeczny kąt nachylenia płyty stołu w odniesieniu do wielkości ziaren materiału stanowiącego nadawę do procesu wzbogacania. Nieprawidłowy dobór kąta nachylenia płyty roboczej w stosunku do wielkości i gęstości ziaren rozdzielanego materiału doprowadzić może do zaburzenia procesu rozdziału ziaren i co się z tym wiąże strat ziaren użytecznych w odpadach. W artykule przeprowadzono badania wpływu kąta nachylenia płyty roboczej na proces rozdziału ziaren węglowych, zróżnicowanych pod względem gęstościowym i wielkościowym. 2. Charakterystyka badanego materiału Badania przeprowadzono dla drobnych ziaren węglowych w klasie < 3 mm, próbę do badań pobrano z ciągu technologicznego zakładu przeróbczego. Celem ujednolicenia granulacji materiału, poddano go przesiewaniu wstępnemu na laboratoryjnym przesiewaczu wibracyjnym. Produkt górny, pozostały na sicie kruszono w laboratoryjnej kruszarce walcowej i ponownie przesiewano. Produkt dolny poddano analizie granulometrycznej i densymetrycznej w celu określenia jego charakterystyki ilościowo-jakościowej. W tabeli 1 przedstawiono wyniki analizy granulometrycznej badanego materiału z uwzględnieniem zawartości popiołu w poszczególnych klasach ziarnowych, natomiast w tabeli 2 pokazano uzyskane wychody i odpowiadające im zawartości popiołu dla badanego węgla jakie powstały na skutek rozdziału w cieczy ciężkiej (ZnCl2), w następujących przedziałach gęstościowych: <1,45 g/cm 3 ; 1,45-1,80 g/cm 3 ; >1,80 g/cm 3. Tabela 1. Analiza ilościowo-jakościowa węgla surowego klasy ziarnowej 3-0 mm Table 1. Quantitatively qualitative analysis of raw coal in 3-0 mm grain class Klasa ziarnowa d [mm] Wychód γ[%] Zawartość popiołu A a [%] 3,0 2,0 2,46 58,99 2,0 1,0 22,49 67,16 1,0 0,5 28,81 67,12 0,5 0,3 10,82 72,65 0,3 0,2 8,03 70,74 0,2 0,102 4,2 71,02-0,102 23,19 50,05 Suma 100 źródło: badania własne/ source: own Tabela 2. Analiza densymetryczna węgla surowego klasy 3-0 mm Table 2. The density analysis of raw coal in 3-0mm grain class Gęstość rozdziału [g/cm 3 ] Wychód γ[%] Zawartość popiołu A a [%] < 1,45 60,39 11,52 1,45-1,80 10,01 42,35 >1,80 29,6 83,4 100 źródło: badania własne/ Source: own Analiza granulometryczna węgla surowego pokazała, iż klasy ziarnowe 3,0 2,0; 0,3 0,2 i 0,2 0,102 mm stanowią niewielki udział masowy w stosunku do całości badanej próby. Zawartość popiołu we wszystkich analizowanych klasach ziarnowych osiąga wysokie wartości, gdzie średnie zapopielenie materiału wynosi 65,39 %. Analiza densymetryczna wskazuje, że podczas rozdziału w cieczy ciężkiej o gęstości < 1,45 g/cm 3,otrzymuje się koncentrat w ilości 60,39 % o zapopieleniu rzędu 11,52 %. Wychód ziaren półproduktu, frakcja o gęstości 1,45-1,80 g/ cm 3 wynosi 10,01 %, a odpowiadająca mu zawartość popiołu 42,25 %. Wychód odpadów uzyskany podczas rozdziału w cieczy ciężkiej o gęstości >1,80 g/cm 3 wynosi 29,6 %, a zawartość popiołu 83,4 %. 3. Metodyka badań Badania przeprowadzono w skali laboratoryjnej na stole koncentracyjnym typu Wilfley. Głównym zmiennym parametrem technicznym stołu koncentracyjnego, na którym prowadzono badania, był kąt nachylenia płyty roboczej. Wartości kąta nachylenia, przyjęte w badaniach, wynosiły kolejno: 4, 3,5, 3. Badania główne poparto badaniami kontrolnymi mającymi na celu dobór najlepszych pozostałych parametrów stołu dla badanego materiału. Na tej podstawie zdecydowano się na przeprowadzenie badań dla następujących parametrów technologicznych: częstotliwość drgań płyty roboczej stołu: 270, 280, 290 1/min, zagęszczenie nadawy: 350, 400 g/dm 3, woda dodatkowa: 1,25 dm 3 /min. Odbiór produktów ze stołu odbywał się po 60 sekundach od otwarcia zaworu podającego materiał. Czas ten potrzebny był do utworzenia się na stole ustabilizowanego wachlarza różnicującego badany materiał pod względem wymiarowym, jak i gęstościowym. Produkty wzbogacania odbierano do 8 pojemników. Otrzymane produkty zostały wysuszone w suszarkach. Następnie poddano je analizie na zawartość popiołu. Uzyskane wyniki przedstawiono na rysunkach 1-2, Skróty literowe zamieszczone przy kolejnych numerach produktów oznaczają kolejno: O- odpad, Pp półprodukt, K koncentrat 4. Analiza uzyskanych wyników Na podstawie analizy danych przedstawionych na rys. 1, 2, stwierdzono, iż zmniejszanie się kąta nachylenia płyty roboczej stołu koncentracyjnego powoduje obniżanie zawartości popiołu w poszczególnych koncentratach. Zależność ta występowała zarówno dla zagęszczenia nadawy wynoszącej r = 400 g/dm 3, jak i r = 350 g/dm 3.

22 20 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 Rys. 1. Zawartość popiołu produktów wzbogacania węgla surowego klasy 3-0 mm w zależności od wybranych parametrów technologicznych stołu koncentracyjnego dla r=400 g/dm 3 źródło: opracowanie własne Fig. 1. The ash content of the of the raw coal beneficiation products of class 3-0 mm, depending on the selected technological parameters of concentrating table for r=400 g/dm 3 source: own Najniższe zawartości popiołu otrzymanych koncentratów, jakie osiągnięto w badaniach, wyniosły kolejno 7,15 %, 8,25 %, 8,75 %. Wartości te uzyskano dla kąta nachylenia 3 i częstotliwości skoku płyty roboczej wynoszącej 290 1/min, 280 1/min, 270 1/min oraz zagęszczenia nadawy wynoszącego r = 350 g/dm 3. Podobnie w przypadku zagęszczenia nadawy wynoszącego r = 400 g/dm 3, najmniejsze zapopielenie koncentratów uzyskano dla kąta nachylenia płyty roboczej wynoszącego 3. Analogicznie przedstawia się sytuacja w odniesieniu do otrzymanych odpadów, gdzie widoczna jest zależność pomiędzy zmniejszaniem kąta nachylenia płyty roboczej stołu a zmianami jakościowymi uzyskiwanych odpadów (zwiększanie zawartości popiołu). Najlepsze odpady uzyskano dla kąta nachylenia płyty roboczej wynoszącego 3, zagęszczenia nadawy wynoszącego r = 350 g/dm 3 i częstotliwości skoku płyty roboczej wynoszącej 290 1/min, 280 1/min, 270 1/min. W pozostałych przypadkach można wnioskować, iż uzyskane odpady (w szczególności produkt oznaczony numerem 2) posiadają w swym składzie pewną ilość ziaren użytecznych (węglowych). W związku z tym zasadnym wydaje się przeprowadzenie wzbogacania wtórnego odpadów, w celu maksymalizacji odzysku ziaren węglowych. Półprodukty otrzymane przy wszystkich badanych kątach nachylenia charakteryzują się pewną podwyższoną zawartością popiołu, jednakże taka zawartość balastu nie przekreśla możliwości ich dalszego wykorzystania. W tym przypadku dążąc do zwiększenia wartości użytkowej analizowanych produktów koniecznym wydaje się być wykorzystanie wzbogacania dwustopniowego lub też dalsze zmniejszanie kąta nachylenia płyty roboczej. Działania te obarczone są jednak pewnymi obciążeniami ekonomicznymi, jakie powstają na skutek prowadzenia dodatkowego procesu technologicznego, kosztów energii i mediów dostarczanych do układu, jak i mniej-

23 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 21 Rys. 2. Zawartość popiołu w otrzymanych produktach wzbogacania węgla surowego w klasie 3-0 mm w zależności od wybranych parametrów technologicznych stołu koncentracyjnego dla r=350 g/dm 3 źródło: opracowanie własne Fig. 2. The ash content of the raw coal beneficiation products of class 3-0 mm, depending on the selected technological parameters of concentrating table for r=400g/dm 3 source:own. szej ilości (wychodu) otrzymanego produktu końcowego. Takie działania powinny być poprzedzone dokładną analizą możliwości sprzedaży wtórnie wzbogacanych produktów z uwzględnieniem rachunku końcowego informującego o zysku bądź też stracie. 5. Badanie wpływu parametrów technologicznych stołu koncentracyjnego na poprawę jakości produktów wzbogacania w oparciu o wybrane analizy statystyczne W badaniach empirycznych dotyczących jakości węgla bardzo często występuje sytuacja, kiedy należy porównać wartość cech ilościowych między więcej niż dwoma populacjami. Do opracowania wyników takich badań często stosuje się analizę wariancji, określanej w literaturze jako ANOVA. Analiza wariancji ANOVA jest jedną z najbardziej popularnych i najczęściej stosowanych analiz statystycznych (Wątroba 2002, 2015). Mianem tym określa się grupę analiz, służących do badania wpływu czynników (zmiennych niezależnych, w rozważanym przypadku zagęszczenie, kąt, prędkość) na zmienną zależną w tym przypadku. Analiza wariancji to stosunek wariancji, którą oblicza się pomiędzy badanymi grupami a średnią wariancją, która jest zaobserwowana wewnątrz grup. Jest to metoda statystyczna pozwalająca na podział zaobserwowanej zmienności (wariancji) wyników na oddzielne części (Breyfogle 1999). Jednym z podstawowych zagadnień w analizie wariancji jest oszacowanie tzw. średnich kwadratów (MS). Stosunek średnich kwadratów obliczanych dla poszczególnych czynników w odniesieniu do średniego kwadratu błędu pozwala na oszacowanie wpływu każdego z czynników na poziom zmiennej zależnej oddzielnie. W porównaniu do innych, prostszych metod analizy danych, jak np: testy t-studenta, czy testy nieparametryczne, ANOVA pozwala na porównywanie nie tylko zmiennych mających więcej niż 2 poziomy (grupy), ale pozwala również analizować równoczesny wpływ kilku czynników naraz (MANOVA) oraz efekty interakcyjne pomiędzy tymi czynnikami. To właśnie równoczesna zmiana wpływu zagęszczenia, kąta nachylenia i prędkości pozwala na poprawę jakości analizowanego materiału badawczego. Założono hipotezę zerową, że zmiana parametrów procesu technologicznego wpływa na poprawę jakości produktów 6, 7,8 (koncentratów). Do weryfikacji hipotezy założono tezę, że produkty te mają taką samą wartość oczekiwaną, wobec hipotezy alternatywnej będącej zaprzeczeniem hipotezy zerowej. Jeżeli uda się odrzucić tak sformułowaną hipotezę zerową

24 22 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 Tabela 3. Wyniki obliczeń ANOVA Table 3. The results of ANOVA calculations źródło: opracowanie własne/ source: own będzie to dowód na poprawę jakości produktów. Jeżeli nie byłoby podstaw do odrzucenia hipotezy zerowej oznaczałoby to, że całe przeprowadzone badanie nie miałoby sensu. Do weryfikacji hipotezy wykorzystano narzędzie ANOVA pakietu Statistica10 PL. Wyniki obliczeń pokazano w tab. 3 Z przeprowadzonej analizy wynika, że zagęszczenie nadawy, kąt nachylenia płyty roboczej stołu i częstotliwość skoku płyty roboczej są parametrami, które w istotny sposób wpływają na zmiany zawartości popiołu w poszczególnych produktach wzbogacania; natomiast interakcje pomiędzy zmiennymi zależnymi nie są statystycznie istotne (poziom istotności mniejszy od 0,05). Do weryfikacji założonej hipotezy w analizie ANOVA wykorzystano test Levene a o jednorodności wariancji (Levene, Goldin 2012) tab.4. Przed wykonaniem analizy wariancji należy dokonać sprawdzenia założeń metody. W szczególności ważne jest sprawdzenie założenia o jednorodności wariancji w grupach zdefiniowanych przez poziomy czynników: H 0 : wariancja zmiennej zależnej w grupach czynnika jest jednakowa, H 1 : wariancja zmiennej zależnej w grupach czynnika różni się. Wyniki testu wskazują, że hipotezę zerową należy odrzucić, co oznacza, że wariancja w grupach nie jest jednakowa, co dowodzi, że przeprowadzony eksperyment pozwala na opracowanie metody doboru parametrów technologicznych procesu wzbogacania węgla. Na rys. 3 zobrazowano wartość średnią popiołu dla produktów w zależności od zmienianych parametrów technologicznych. Tabela 4. Wyniki testu Levene a Table 4. Test results of Levene a, test źródło: opracowanie własne/ source: own Rys. 3. Wykres zmiany wartości oczekiwanej w zależności od parametrów technologicznych procesu wzbogacania źródło: opracowanie własne Fig. 3. Chart changes of expected value depending of the technological parameters of the beneficiation process source: own

25 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 23 Można zatem zaobserwować, że zwiększenie zagęszczenia nadawy kierowanej na wzbogacalnik powoduje pogorszenie jakości produktów rozdziału, zmniejszenie kąta nachylenia powoduje polepszenie produktów rozdziału, natomiast w przypadku częstotliwości skoku płyty roboczej otrzymuje się lepsze jakościowo produkty podczas jej stopniowego zwiększenia. Przeprowadzono również analizę statystyczną strat ziaren użytecznych (węglowych) w odpadach. Wpływ na najmniejszą zawartość (stratę) ziaren użytecznych w odpadach zbadano dla zmieniającego się kąta nachylenia płyty roboczej. Do weryfikacji statystycznej istotności przeprowadzonego badania wykorzystano test t-studenta. Założono hipotezę zerową, że przeprowadzony eksperyment pozwolił na uzyskanie odpadów obciążonych balastem (popiołem) w ilości 80%.Taka zawartość popiołu w produkcie informuje o braku jego wartości użytkowej pod kątem wykorzystania w energetyce, czy koksownictwie, co zostało wielokrotnie udowodnione podczas licznych badań laboratoryjnych, wobec hipotezy alternatywnej, będącej zaprzeczeniem hipotezy zerowej. H 0 : mo=80,00 H 1 : mo 80,00 Do weryfikacji założenia wykorzystano statystykę t-studenta dla a=0,05 i n-1=35, zatem wartość krytyczna wynosi 2,0301 (Greń 1982). Statystykę empiryczną wyznaczono ze wzoru (Greń 1982): gdzie: x średnia arytmetyczna odpadów, m o wartość założona, s 2 wariancja, n liczebność próby. Z analizy statystycznej wynika, że wartość empiryczna jest mniejsza od krytycznej, zatem należy przyjąć założoną hipotezę zerową. Przeprowadzona analiza statystyczna doboru parametrów procesu technologicznego pozwoliła zobrazować słuszność przeprowadzonego badania laboratoryjnego. W wyniku precyzyjnie dobranych parametrów można uzyskać produkt przydatny dla energetyki, czy koksownictwa. 6. Podsumowanie (2) Omówione w artykule badania zostały przeprowadzone w skali laboratoryjnej na stole koncentracyjnym typu Wilfley. Głównym parametrem technologicznym stołu koncentracyjnego, względem którego prowadzono badania, był kąt nachylenia płyty roboczej, wartości kąta nachylenia wynosiły odpowiednio: 4, 3,5, 3. Przed przystąpieniem do badań głównych przeprowadzono wstępne badania kontrolne mające na celu dobór najlepszych parametrów technicznych stołu dla badanego materiału, na ich podstawie zdecydowano się na przeprowadzenie badań. Na podstawie analiz zawartych w artykule stwierdzono, iż w miarę zmniejszania się kąta nachylenia płyty roboczej stołu koncentracyjnego następuje spadek zawartości popiołu w poszczególnych produktach wzbogacania. Zależność ta występowała zarówno dla zagęszczenia nadawy wynoszącego r = 400 g/dm 3, jak i r = 350 g/ dm 3. Najniższe zawartości popiołu otrzymanych koncentratów, jakie osiągnięto w badaniach, wyniosły kolejno 7,15 %, 8,25 %, 8,75 %. Wartości te uzyskano dla kąta nachylenia 3 i częstotliwości skoku płyty roboczej wynoszącej 290 1/min, 280 1/min, 270 1/min oraz zagęszczenia nadawy wynoszącego r = 350 g/dm 3. Podobnie w przypadku zagęszczenia nadawy wynoszącego r = 400 g/dm 3, najmniejsze zapopielenie koncentratów uzyskano dla kąta nachylenia płyty roboczej wynoszącym 3. Analogicznie przedstawia się sytuacja w odniesieniu do otrzymanych odpadów, gdzie widoczna jest zależność pomiędzy zmniejszaniem nachylenia płyty roboczej stołu a zmianami jakościowymi uzyskiwanych odpadów (zwiększaniem zawartości popiołu). Najlepsze odpady uzyskano dla kąta nachylenia płyty roboczej 3, zagęszczenia nadawy wynoszącego r = 350 g/ dm 3 i częstotliwości skoku płyty roboczej wynoszącej 290 1/min, 280 1/min, 270 1/min. W pozostałych przypadkach można wnioskować, iż uzyskane odpady (w szczególności produkt oznaczony numerem 2) posiadają w swym składzie pewną ilość ziaren użytecznych (węglowych). W związku z tym zasadnym wydaje się przeprowadzenie wzbogacania drobno uziarnionych klas węglowych, w celu maksymalizacji odzysku ziaren węglowych. Literatura BAIC I., BLASCHKE W., SOBKO W Badania nad odkamienianiem energetycznego węgla kamiennego na powietrznych stołach koncentracyjnych. Rocznik Ochrony Środowiska - Annual Set The Environment Protection. Tom 17. Wyd. Środkowo-Pomorskie Towarzystwo Naukowe Ochrony Środowiska. Koszalin, s BLASCHKE W Przeróbka węgla kamiennego wzbogacanie grawitacyjne. Wyd. IGSMiE PAN, Kraków, s BLASCHKE W Technika wzbogacania grawitacyjnego - wzbogacanie strumieniowe. Wydawnictwo Naukowe Śląsk. Katowice, s BLASCHKE W., BLASCHKE S Technika wzbogacania grawitacyjnego. Stoły koncentracyjne. Wyd. Instytut GSMiE PAN. BLASCHKE S Przeróbka mechaniczna kopalin. Cz.I. Wyd. Śląsk. Katowice, s BLASCHKE S Technologia i technika przeróbki mechanicznej kopalin użytecznych. Wyd. Górn.-Hutnicze, Katowice, t. 2, s BLASCHKE S., BLASCHKE Z., BLASCHKE W., BLASCHKE J., BLASCHKE S.A Mała Encyklopedia Inżynierii Mineralnej. Inżynieria Mineralna, t. 7. z. S4 (17). Wyd. Polskie Towarzystwo Przeróbki Kopalin. BREYFOGLE III F.W Implementing Six Sigma. Smarter Solutions Using Statistical Methods. John Wiley & Sons, Inc. GREŃ J Statystyka matematyczna. Modele i zadania, Wydawnictwo PWN. HONAKER R.Q., LUTTRELL G., MOHANTY M., Coal preparation research in the USA. Proceedings of XVI International Coal Preparation Congress. Lexington. USA, s LEVENE AP, GOLDIN RD The epidemiology, pathogenesis and histopathology of fatty liver disease, Wiley Online Library. PAWŁOWICZ W.I., FOMIENKO T.G., I POGARCEWA E.M Opriedielenije pokazatielej obogaszczenija uglej. Wyd. Niedra, Moskwa. STĘPIŃSKI W Wzbogacanie grawitacyjne. Wyd. PWN Warszawa. WĄTROBA J Wprowadzenie do analizy wariancji, Wydawnictwo StatSoft. WĄTROBA J Analiza danych, Wydawnictwo StatSoft. Artykuł wpłynął do Redakcji - czerwiec, 2016 Artykuł zaakceptowano do druku

26 24 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 UKD : : Ocena jakości rekultywacji gruntów pogórniczych w obszarze kopalni węgla brunatnego Adamów Qualitative assessment of post-mining land reclamation in the area of the lignite mine Adamów dr Katarzyna Fagiewicz* ) mgr Karolina Brzęcka** ) Treść: Opracowanie odnosi się do przestrzeni objętej zasięgiem obszaru górniczego Adamów i przedstawia problematykę jakości rekultywacji gruntów pogórniczych. W części wstępnej scharakteryzowano zmiany struktury użytkowania terenu przed eksploatacją i po eksploatacji, będące efektem wielokierunkowej rekultywacji. Funkcjonowanie w krajobrazie gleb i siedlisk leśnych wykształconych z gruntów pogórniczych, których struktura i właściwości fizyczno-chemiczne kształtowane są pod wpływem procesów przyrodniczych od ponad 40 lat dało podstawę do oceny jakości rekultywacji rolnej i leśnej. Obejmuje ona diagnozę właściwości gruntów pogórniczych oraz rozpoznanie wartości wykształconych na nich gleb i siedlisk leśnych. Analiza map ewidencyjnych przedstawiających przydatność rolniczą gleb przed i po eksploatacji wskazuje, że największy areał odtworzonych gleb sklasyfikowano w V klasie bonitacyjnej, mniejsze powierzchnie w klasie IVA i IVB, uzyskując wzrost przydatności rolniczej gleb o 1 do 2 klas, w stosunku do gleb pierwotnych. Wykształcone na gruntach pogórniczych siedliska lasu mieszanego świeżego cechuje, porównywalna do lasów porastających grunty porolne, wartość gospodarcza i struktura drzewostanu (dominujące gatunki, zagęszczenie, zwarcie drzewostanu), co potwierdza prawidłowość i dobrą jakość przeprowadzonych prac rekultywacyjnych. Abstract: This study refers to the area covered by the mining area Adamów and shows the issue of the quality of post-mining land reclamation. The introductory part presents the characteristics of changes in the structure of land use before and after the exploitation, which is a result of multi-directional reclamation. The presence in the landscape of soils and forest habitats created out of post-mining land, whose structure and physical-chemical properties have been shaped under the influence of natural processes for more than 40 years, gave rise to assessing the quality of agricultural and forestry reclamation. It includes a diagnosis of post-mining land properties as well as the identification of the value of soils and forest habitats created in this area. The analysis of cadastral maps depicting agricultural suitability of soils before and after the exploitation indicates that the largest acreage of reconstituted soils was classified in the fifth class of valuation, smaller areas in the class IVA and IVB, yielding an increase in agricultural suitability of soils for 1 to 2 classes in relation to the original soil. Created in the post-mining areas, fresh mixed forest habitat features comparable to the forests growing on former farmland, the economic value and structure of the stand (the dominant species, density, short stand), which confirms the correctness and high quality of the reclamation work can be characterized. Słowa kluczowe: eksploatacja węgla brunatnego, obszary pogórnicze, jakość rekultywacji, zmiany krajobrazu Key words: lignite mining, post-mining areas, quality of reclamation, changes in the landscape 1. Wprowadzenie * ) Uniwersytet Adama Mickiewicza w Poznaniu, ** ) Zalesie 3, Dąbie Obszar górniczy obejmujący odkrywki Adamów oraz Bogdałów należy do najstarszych obszarów eksploatacyjnych KWB Adamów w Turku. Działalność górniczą związaną z zdejmowaniem nadkładu i zwałowaniem zewnętrznym rozpoczęto w 1959 r., a pierwsze prace rekultywacyjne na zwałowisku zewnętrznym przeprowadzono w roku Od tego czasu rekultywacja w obszarze Adamów jest prowadzona sukcesywnie, a powierzchnia zrekultywowanych gruntów pogórniczych w roku 2010 przekroczyła 2319 ha (tab.1).

27 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 25 Tabela 1. Kierunki rekultywacji gruntów pogórniczych w obszarze Adamów Table 1. Directions of post-mining land reclamation in the area of Adamów Kierunki rekultywacji gruntów pogórniczych w obszarze Adamów ustalone w decyzjach o rekultywacji (ha) Odkrywka rolny leśny wodny ogółem Adamów 1066,5 194,0 430,0 1690,5 Bogdałów 312,7 122,1 76,0 510,8 Realizacja rekultywacji gruntów pogórniczych w obszarze Adamów (ha) stan na koniec 2010 r. Adamów 1085,0 610,0 165, Bogdałów 240,0 208,0 11,0 459 Źródło: KWB Adamów Source: KWK Adamów Wiodący pod względem powierzchni kierunek rolny objął 1325 ha gruntów, drugi leśny, 818 ha. Istotne znaczenie zarówno dla procesów zachodzących w systemie przyrodniczym (retencja wody, stabilizacja zwierciadła wód podziemnych) obszaru górniczego, jak i krajobrazu, ma realizowany przez kopalnię wodny kierunek rekultywacji. Efektem jego realizacji jest powstanie w granicach obszaru górniczego dwóch zbiorników wodnych Bogdałów i Przykona. Prowadzona eksploatacja węgla brunatnego i następująca po niej wielokierunkowa rekultywacja gruntów pogórniczych w istotny sposób zmieniła strukturę użytkowania terenu w obszarze Adamów. Porównanie udziału poszczególnych typów użytkowania w obszarze przedgórniczym (1940 r.) i pogórniczym (2011r.) wskazuje, że w okresie poprzedzającym rozwój górnictwa odkrywkowego w strukturze użytkowania obszaru Adamów dominowały grunty orne, których udział w przestrzeni wynosił 74,8% (4163 ha). Naturalne łąki i pastwiska porastające powierzchnię 872 ha (15,66%) stanowiły główny element struktury ekologicznej obszaru, którą w niewielkim zakresie wzmacniały powierzchnie leśne. Lesistość obszaru wynosiła 5% (276 ha). Charakterystycznym dla obszaru był brak naturalnych jezior, a wody powierzchniowe reprezentowały drobne zbiorniki wodne wypełniające najczęściej zagłębienia w zatorfionych obniżeniach dolinnych, których sumaryczna powierzchnia wynosiła zaledwie 62 ha. Zmiany użytkowania w obszarze kopalni Adamów są wyraziste i koncentrują się w bezpośrednim otoczeniu odkrywek. Najbardziej charakterystyczne dotyczą powierzchni leśnych, których areał wzrósł do 1887 ha (lesistość po eksploatacji 33,9%). Zalesienia objęły obszary zwałowisk zewnętrznych odkrywek Adamów i Bogdałów oraz znaczne powierzchnie gruntów ornych. W efekcie rekultywacji wodnej udział wód powierzchniowych w krajobrazie, które aktualnie zajmują powierzchnię 284 ha, wzrósł z 1,11% do 5,1%. Zestawienie powierzchni gruntów ornych występujących w badanym obszarze przed eksploatacją i współcześnie wskazuje, że mimo kompensacji w wyniku rekultywacji, ich udział zmniejszył się znacząco z 74,8% do 32,1% (rys.1). Powierzchnia zrekultywowanych gruntów (lasów, gruntów ornych, łąk i powierzchni wodnych) w pogórniczej strukturze obszaru Adamów obejmowała 2319 ha (stan na rok 2010). Celem niniejszego opracowania jest ocena jakości rekultywacji rolnej i leśnej gruntów pogórniczych, w obrębie których procesy przyrodnicze kształtujące strukturę oraz właściwości fizyczno-chemiczne trwają ponad 40 lat. Obejmuje ona diagnozę właściwości gruntów pogórniczych oraz rozpoznanie wartości wykształconych na nich gleb i siedlisk leśnych. Ryc. 1. Zmiany użytkowania terenu w obszarze górniczym Adamów przed i po eksploatacji ( ) Źródło: opracowanie własne Fig. 1. Changes in land use in the mining area of Adamów before and after exploitation ( ) Source: own Rys. 1

28 26 PRZEGLĄD GÓRNICZY Właściwości i wartość użytkowa gruntów pogórniczych W powierzchniowej budowie geologicznej obszarów górniczych Adamów i Bogdałów występowały głównie osady morenowe, genetycznie należące do zlodowacenia warty oraz wisły, o zmiennej miąższości od 4,0 do ok. 50 m, w postaci piasków wszystkich granulacji, pospółek i żwirów, których udział wynosił 40,3 %, glin zwałowych i piaszczystych stanowiących drugi pod względem udziału (36,8%) komponent litologii oraz iłów (16, 8%) i mułków (6,1%). W nadkładzie złoża bezpośrednio nad węglem zalegały utwory plioceńskie wykształcone w facji ilastej określanej jako iły poznańskie. Zlodowacenie warty reprezentowane było przez poziom glin szarych wykształconych w formie ciągłego pokładu o średniej miąższości 12,5 m, zalegającego na przestrzeni całego złoża. W obrębie tych glin spotyka się duże ilości skał północnych w formie bruków morenowych. Nad podkładem gliny zwałowej zalegały osady międzymorenowe wykształcone w formie piasków, żwirów, pyłów i namułów. Nad utworami interglacjalnymi występuje drugi poziom morenowy (zlodowacenia wisły) wykształcony w formie płatów gliny żółto-brunatnej o grubości od 0,5 3,0 m, przepleciony i pokryty piaskami fluwioglacjalnymi (Walendzik i in. 1995). Występowanie w wierzchniej warstwie nadkładu utworów piaszczystych, głównie piasków słabogliniastych na glinach oraz piasków słabogliniastych na piaskach stanowiących skały macierzyste dla rozwoju gleb, stanowiło czynnik determinujący ich jakość na badanym obszarze. Przed rozpoczęciem eksploatacji wśród gleb przeważały kompleksy żytnie słabe (6) oraz bardzo słabe (7) reprezentujące V i VI klasę bonitacyjną. Dominowały gleby murszowo-mineralne, pseudobielicowe oraz piaskowe różnych typów genetycznych, płytkie, ubogie w substancję organiczną, przydatne do uprawy żyta bądź łubinu, a w latach obfitujących w opady ziemniaków i seradeli. Bardzo mały odsetek stanowiły gleby 4 i 5 kompleksu rolniczej przydatności należące do wyższych klas bonitacyjnych (IVa, IVb, IIIb), a ich wstępowanie ograniczone było do południowowschodniej część terenu górniczego (Mapa glebowo-rolnicza 1:25 000, arkusz Turek) Trwałe i nieodwracalne zmiany budowy geologicznej wynikające z procesu urabiania i nieselektywnego składowania nadkładu wiążą się z wytworzeniem gruntów pogórniczych stanowiących bezładną, w układzie pionowym i rozkładzie przestrzennym, mieszaninę utworów o zróżnicowanym składzie granulometrycznym i petrograficzno-mineralogicznym. Profil litologiczny tych utworów charakteryzuje występowanie utworów spoistych, przede wszystkim glin zwałowych zmieszanych z piaskami czwartorzędowymi. Z dominacją utworów zwięzłych wiąże się duża pojemność kompleksu sorpcyjnego i duża zdolność retencji wody. Skład granulometryczny i wynikające z niego cechy gruntów pogórniczych są korzystne z punktu widzenia przydatności rolniczej. Korzystne są również właściwości chemiczne gruntów. Badania Gilewskiej i Otremby (2007) wykazały zasadowy odczyn gruntów kształtujący się w granicach 7,9 8,6 ph, związany z obecnością węglanu wapnia. Grunty są nietoksyczne. Zawartość siarki ogólnej waha się w przedziale od mg/100 g gruntu, wartości są znacznie wyższe niż w glebach mineralnych. Grunty pogórnicze charakteryzują się dość małą zawartością azotu, a także średnią zawartością przyswajalnych form potasu, i niską zawartością przyswajalnych form fosforu. Związane jest to z obecnością frakcji ilastej illitu w składzie mineralogicznym. W przeciwieństwie do zawartości fosforu i azotu, analizowane grunty charakteryzują się dość dużą zawartością magnezu, związane może to być z obecnością piasków plioceńskich. W zależności od głębokości zmienia się zawartość potasu. Dzięki obecności powyższych minerałów, grunty mają dobrą pojemność sorpcyjną, mieszcząca się w przedziale od około 8 44 cmol(+) kg-1 (Gilewska, Otremba 2002). Mniej korzystnie przedstawiają się właściwości fizyczne gruntów, takie jak gęstość objętościowa, porowatość ogólna, kapilarna i niekapilarna. Gęstość objętościowa mieści się w przedziale 1,56-2,05 Mg m-3, wskazując na znaczne zagęszczenie mas ziemnych. Porowatość jest niska i wynosi ok. 33% (Gilewska, Otremba 2007). Do cech niekorzystnych gruntów zwałowych należą mała przesiąkliwość, duża ściśliwość i plastyczność, wysoki współczynnik rozszerzalności i kurczliwości. Powoduje to w czasie suszy szybkie zaskorupianie, zbrylanie i pękanie gruntów, a w czasie nadmiaru wilgoci ich silne pęcznienie. Wymienione cechy wpływają na zwiększenie stopnia trudności w uprawie w porównaniu z glebami naturalnymi przeciętnie o jeden stopień. Do cech niekorzystnych należy również duże zakamienienie gruntów (Lekan 1990). Szczegółowe wyniki przytoczonych powyżej badań określających właściwości fizyczne i chemiczne gruntów pogórniczych zawarte są w pracach (Bender 1995, Gilewska 1995, (Gilewska, Otremba 2001, 2002, 2004a, 2004b, 2007). 3. Przydatność rolnicza gleb rozwijających się na gruntach pogórniczych Właściwości gruntów pogórniczych, w szczególności ich skład granulometryczny, korzystne z punktu przydatności rolniczej zdecydowały o dominującym w obszarze Adamów rolniczym kierunku rekultywacji. Rekultywacja rolna gruntów pogórniczych opierała się o tzw. Model PAN opracowany przez zespół pod kierunkiem Bendera (1995), zakładający, że rekultywacja zwałowisk nie jest uzależniona od procesów glebotwórczych, lecz procesy glebotwórcze i kształtująca się produktywność nowo tworzonego agrosystemu są uzależnione od metody rekultywacji (Kasztelewicz 2010). Koncepcja zakłada, że podstawą rekultywacji gruntów pogórniczych jest nawożenie mineralne, czyli naprawa chemizmu gruntów oraz uprawa mechaniczna kształtująca ich właściwości fizyczne, przyśpieszająca procesy wietrzenia i homogenizacji gruntów pogórniczych. Trzecim czynnikiem jest dobór odpowiednich gatunków docelowych i systemu użytkowania (ryc.2). Rekultywacja rolna na terenie zwałowiska wewnętrznego O/Adamów realizowana jest systemem zbożowo-pastewnym, opartym na sześcioletnim płodozmianie, który zakłada czteroletnią uprawę lucerny z mieszanką traw, a następnie dwuletnią uprawę zbóż ozimych (pszenicy) lub rzepaku ozimego. Kluczowym gatunkiem jest lucerna i rzepak ozimy, które wzbogacają grunty w substancje organiczną oraz charakteryzują się silnymi palowymi korzeniami wpływającymi korzystnie na poprawę struktury gruntu i wietrzenie materiału zwałowego. Lucerna jako roślina motylkowa odgrywa istotną rolę w bilansie azotu, wpływając korzystnie na żyzność gleby i aktywność biologiczną drobnoustrojów glebowych oraz przemieszczanie składników pokarmowych (Bałuch, Benedycki 2004). Prowadzone od ponad 30 lat zabiegi rekultywacyjne (naprawa chemizmu i właściwości fizycznych, wprowadzenie gatunków docelowych) w obszarze Adamów zainicjowały na gruntach pogórniczych procesy, w efekcie których wykształciły się gleby antropogeniczne. Prowadzone przez Bendera (1995) oraz Gilewską i Otrembę (2004a, 2007) badania właściwości gleb rozwijających się na gruntach pogórniczych potwierdzają ich rolniczą przydatność. Wierzchnia, około 30 cm, warstwa gruntów pogórniczych została przekształcona w poziom próchniczy, w jej obrębie nastąpiło wyraźne rozluźnienie mas ziemnych, struktura bryłowa charakterystyczna dla

29 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 27 Ryc. 2. Koncepcja rekultywacji gatunków docelowych (model PAN), (Bender 1995) Fig. 2. The concept of reclamation of the target species (model PAN ), (Bender 1995) gruntów spoistych przekształciła się w strukturę gruzełkową, korzystną dla rozwoju roślin. Najbardziej korzystne właściwości uzyskuje się na gruntach poddanych złożonym zabiegom rekultywacyjnym, obejmującym zwiększone nawożenie mineralne (NPK) i uprawę mechaniczną, których intensywność wpływa bezpośrednio na tempo procesów glebotwórczych. Produktywność gleby mierzona wielkością uzyskiwanych plonów jest porównywalna z plonami uzyskiwanymi na glebach uprawnych i oscyluje w granicach dt zbóż z hektara (Gilewska, Otremba 2004a). Rezultaty badań dają podstawę do formułowania tez, że właściwości gleby powstającej w procesie rekultywacji są korzystniejsze od właściwości gleb, które występowały na tych terenach przed eksploatacją węgla brunatnego (Rychter, Małachowska 2008, Kasztelewicz 2010). Umożliwiają uprawę roślin o znacznie wyższych wymaganiach pokarmowych i glebowych pszenicy, rzepaku, lucerny (Gilewska, Otremba 2007). Ocenę jakości rekultywacji rolnej, pozwalającą na weryfikację badań nad zmianą produktywności gleb pogórniczych w obszarze górniczym Adamów przeprowadzono na podstawie analizy zmian powierzchni gruntów poszczególnych klas bonitacyjnych w okresie przed eksploatacją i po eksploatacji. Klasa bonitacyjna określa wartość użytkową gleb. W przypadku gruntów zrekultywowanych, bonitacja uwzględnia skład granulometryczny, odczyn gleby, występowanie węglanów, zwięzłość, właściwości wodne - kryteria zbieżne z bonitacją gleb naturalnych. Dodatkowo określa się sposób i jakość wykonania prac rekultywacyjnych, szczególnie w zakresie ukształtowania rzeźby i powierzchni terenu, upływ czasu od momentu zakończenia etapu rekultywacji technicznej i rozpoczęcia rekultywacji biologicznej, zasobność gruntu w fosfor, potas i węgiel organiczny (próchnicę) oraz stopień wykształcenia poziomu próchnicznego, ewentualną obecność związków i pierwiastków toksycznych, utrudnienia w uprawie mechanicznej i zwiększone nakłady na produkcję polową (wysokie nawożenie, większa częstotliwość uprawy mechanicznej). Analizie poddano fragmenty wsi Psary, Józefina i Zimotki objętych zasięgiem eksploatacji i następującej po niej rekultywacji, a materiał źródłowy do oceny zmian powierzchni gruntów w klasach bonitacyjnych stanowiły mapy ewidencyjne wsi Psary (z roku 1976 i 2004 w skali 1:5 000), Józefina (z roku 1965 w skali 1:2 000 i z roku 2004 w skali 1:5 000) oraz wsi Zimotki (z roku 1957 i 2004 w skali 1:5 000). Bonitację gleb poszczególnych wsi przed eksploatacją i po eksploatacji przedstawiono na ryc. 3, 4 i 5, a zmiany powierzchni gruntów w klasach bonitacyjnych zestawiono w tabeli 2. We wsi Psary przed rozpoczęciem eksploatacji strukturę obszaru tworzyły dwa typy użytkowania (grunty orne i lasy). Tereny rolnicze w przewadze reprezentowały gleby V klasy oraz gleby klasy VI. Transformacja wiązała się z przekształceniem pierwotnych terenów leśnych w grunty orne klasy IV b i V. Zlokalizowane w centralnej i wschodniej części obszaru grunty klasy V po rekultywacji sklasyfikowano w klasie wyższej IVB, znaczny jest udział terenów różnych (29,9%). W rezultacie tych zmian w układzie gruntów ornych nie występują gleby VI kasy bonitacyjnej, istotnie zmniejszył się areał gruntów klasy V na korzyść gleb o większej przydatności rolniczej klasy IVB. Wykształcenie na gruntach pogórniczych gleb o wyższych klasach bonitacyjnych, odtworzenie produktywności gleb sprzed eksploatacji (V klasa) oraz redukcja gleb najsłabszych (VI klasa), wpłynęło na poprawę ogólnej kondycji użytków rolnych w badanym obszarze. W efekcie powstania znacznych powierzchni terenów różnych (Tr) i użytków kopalnianych (K) niesklasyfikowanych, wzrosła mozaikowatość struktury użytkowania. W przypadku wsi Józefina liczba klas bonitacyjnych reprezentujących grunty orne przed eksploatacją i po eksploatacji nie zmieniła się. Wyjściowo dominowały gleby klasy V, subdominantę stanowiły gleby kasy IVB i klas wyższych IVA i III B. Transformacja gleb po zabiegach rekultywacyjnych

30 28 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 Rys. 3. Klasyfikacja bonitacyjna gruntów w 1976 i 2004 r. w środkowej części wsi Psary Źródło: opracowanie własne na podstawie Mapy ewidencyjnej wsi Psary 1976 w skali 1:5000, Wojewódzkie Biuro Geodezji TR w Poznaniu, Mapy ewidencyjnej wsi Psary 2004 w skali 1:5000, Łódzkie Przedsiębiorstwo Geodezyjno-Informatyczne S.C. Fig. 3. The grading classification of land in 1976 and 2004 in the central part of the village Psary Source: own study based on the cadastral maps of the village Psary, 1976 in the scale of 1 : 5000, Wojewódzkie Biuro Geodezji TR (Provincial Bureau of Surveying TR) in Poznan, cadastral maps of the village Psary 2004 the scale of 1 : 5000, Łódzkie Przedsiębiorstwo Geodezyjno-Informatyczne S.C. Rys. 4. Klasyfikacja bonitacyjna gruntów w 1965 i 2004 r. w południowej części wsi Józefina Źródło: opracowanie własne na podstawie Mapy ewidencyjnej wsi Józefina 1965 w skali 1:2000, Kopalnia Węgla Brunatnego Adamów, Mapy ewidencyjnej wsi Józefina 2004 w skali 1:5000, Łódzkie Przedsiębiorstwo Geodezyjno-Informatyczne S.C. Fig 4. The grading classification of land in 1965 and 2004 in the southern part of the village Josephine Source: own study based on the cadastral maps of the village Josephine, 1965 in the scale of 1 : 2000, Lignite Mine Adamów, cadastral maps of the village Josephine in 2004 on a scale of 1: 5000, Łódzkie Przedsiębiorstwo Geodezyjno-Informatyczne S.C.

31 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 29 Rys. 5. Klasyfikacja bonitacyjna gruntów w 1957 i 2004 r. w środkowej części wsi Zimotki Źródło: opracowanie własne na podstawie Mapy ewidencyjnej wsi Zimotki 1957 w skali 1:5000, Wojewódzkie Biuro Geodezji TR w Poznaniu, Mapy ewidencyjnej wsi Zimotki 2004 w skali 1:5000, P.U PLOT -GEO Fig. 5. The grading classification of land in 1957 and 2004 in the central part of the village Zimotki Source: own study based on the cadastral maps of the village Zimotki, 1957 in the scale of 1 : 5000, Wojewódzkie Biuro Geodezji TR (Provincial Bureau of Surveying TR) in Poznań, cadastral maps of the village Zimotki 2004, 1: 5000 scale, PU PLOT -GEO Tabela 2. Zmiany powierzchni gruntów w klasach bonitacyjnych w obszarze Adamów Table 2. Changes in land area based on soil quality classification (bonitation) in the Adamów area Użytkowanie terenu Klasa bonitacyjna Powierzchnia przed eksploatacją (ha) PSARY (182,9 ha) R IVB 0,00 26,8 R V 130,0 84,4 R VI 29,0 0,00 Ls 23,9 9,5 Tr 0,00 54,7 K 0,00 7,5 JÓZEFINA (194,3 ha) R III B 25,8 7,0 R IV A 45,03 34,6 R IV B 37,7 34,6 R V 67,7 78,0 Ps IV 18,1 9,6 Tr 0,0 2,2 K 0,0 18,8 ZIMOTKI (245,3 ha) R IVB 34,6 33,3 R V 34,0 165,1 R VI 13,0 14,4 Ps V 19,2 0,0 Ł V 0,0 1,3 Ls 130,2 35,3 Rz VI 13,0 0,0 B V 12,3 6,0 K 0,0 0,9 Powierzchnia po eksploatacji (ha) Źródło: opracowanie na podstawie map ewidencyjnych wsi Psary (z roku 1976 i 2004 w skali 1 : 5 000), Józefina (z roku 1965 w skali 1 : i z roku 2004 w skali 1 : 5000) oraz wsi Zimotki ( z roku 1957 i 2004 w skali 1 : 5000) Source: study based on cadastral maps of the village Psary (1976 and 2004 at a scale of 1 : 5000 ), Józefina (1965, scale 1: and 2004 at a scale of 1 : 5000 ), and the village Zimotki (1957 and 2004 at a scale of 1 : 5000)

32 30 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 wiązała się ze zmianą powierzchni gruntów w poszczególnych klasach. Pierwotne gleby klasy III B w południowej części obszaru przekształciły się w użytki klasy V, przejście gruntów klasy IV B w klasę V obserwuje się w części północnej obszaru, w części południowej przejście klasy IVA w V. Porównanie danych ilościowych dotyczących powierzchni gruntów w poszczególnych klasach bonitacyjnych wskazuje na znaczący spadek powierzchni gleb najbardziej urodzajnych klasy III B, IVA i IVB, zwiększył się natomiast areał gleb w klasie V. Zabiegi rekultywacyjne przeprowadzone na gruntach wsi Józefina doprowadziły do odtworzenia gleb, ale ich jakość jest niższa od gleb wyjściowych o jedną, a na niektórych powierzchniach, o dwie klasy bonitacyjne. Nastąpiła również zmiana układu typów użytkowania pierwotne pastwiska przekształcono w grunty orne, miejsce gruntów ornych zajęły niepoddane klasyfikacji użytki kopalniane, tereny różne (Tr) i powierzchnie porośnięte roślinnością strukturotwórczą i trawami, sklasyfikowane jako pastwiska. W granicach ewidencyjnych wsi Zimotki najbardziej istotne zmiany dotyczyły struktury użytkowania zdominowanej przed eksploatacją dużym udziałem powierzchni leśnych (53,1%). Po eksploatacji pierwotne tereny leśne oraz tereny pod zalesienie przekształcono w procesie rekultywacji w grunty orne sklasyfikowane pod względem przydatności rolniczej w klasie V. W rezultacie tej transformacji udział lasów w obszarze pogórniczym spadł do 14,4%, a areał gleb klasy V wzrósł z 13,9% do 67,3%. Struktura gleb najbardziej urodzajnych (kl. IVB) została naruszona w niewielkim stopniu, w związku z czym ich powierzchnia zmieniła się w niewielkim zakresie (spadek o 1, 3 ha). Przedstawione analizy zmian przydatności rolniczej gruntów w obszarze górniczym Adamów wskazują, że rekultywacja rolna gruntów pogórniczych wiąże się z odtworzeniem gleb o zróżnicowanej w stosunku do sytuacji wyjściowej jakości. Stan ogólny gleb wynikający ze składu granulometrycznego oraz właściwości fizyczno-chemicznych jest dobry. Gleby wykształcone z gruntów pogórniczych najczęściej klasyfikowano w V klasie bonitacyjnej. W poddanych analizie granicach ewidencyjnych wsi Psary, Józefina i Zimotki areał wytworzonych gleb klasy V był najwyższy. Porównywalne rezultaty zarejestrowano w obrębach Jakubka, Aleksandrów (gmina Przykona), gdzie klasyfikacji poddano 188,42 ha użytków kopalnianych (Wykaz decyzji o klasyfikacji gruntów - Starostwo Powiatowe w Turku), których powierzchnie w procesie bonitacji w przeważającej części uzyskały V klasę przydatności rolniczej. Obręby te pominięto w ilościowej analizie porównawczej ze względu na brak materiałów kartograficznych (map ewidencyjnych gruntów), przedstawiających układ klas bonitacyjnych przed rozpoczęciem eksploatacji. Kryteriami decydującymi o klasyfikacji gleb wykształconych na gruntach pogórniczych w V klasie przydatności rolniczej są: dobrze zaznaczony, strukturalny, poziom orno-próchniczy o miąższości około 30 cm, zawierający węglany oraz łatwość uprawy gleby (Lekan 1990). Gospodarka wodna gleb opadowo-retencyjna (o głęboko zalegającym zwierciadle wody gruntowej) uzależniona jest od ilości opadów i zdolności retencyjnej gleby, co przejawia się w okresowej suchości gruntów. Wzrost areału gleb V klasy bonitacyjnej w obszarze, gdzie pierwotnie dominowały gleby słabe i bardzo słabe w przewadze klasy VI (z subdominantą gleb klasy V) wpłynął korzystnie na poprawę warunków glebowych. Obserwacje terenowe na gruntach pogórniczych przeprowadzone w 2014 r. potwierdzają zmianę struktury upraw, w której wzrósł udział pszenicy, rzepaku, kukurydzy i lucerny kosztem upraw mniej wymagających (żyta, ziemniaków). Według analiz porównawczych przeprowadzonych w trzech obrębach (Psary, Józefina, Zimotki) udział gleb, które uzyskały wyższą wartość użytkową (wzrost o 1 lub 2 klasy bonitacyjne) kształtuje się na poziomie 35%. Gleby, których urodzajność odtworzono na tym samym poziomie stanowiły 40% sklasyfikowanych gruntów, natomiast w przypadku 25% areału wartość użytkowa gleb jest niższa, co wyraża się spadkiem o 1 do 2 klas bonitacyjnych. Dotyczy to głównie gleb kasy IIIB, IVA, IVB (obręb Józefina), których udział w strukturze gleb obszaru Adamów był najmniejszy. 4. Kondycja siedlisk leśnych na gruntach pogórniczych W obszarze górniczym Adamów rekultywację leśną przeprowadzono na powierzchni około 615 ha i jest to drugi, po rolnym kierunek rekultywacji gruntów pogórniczych. Lasy porastają zwałowisko wewnętrzne odkrywki Bogdałów, zwałowisko zewnętrzne odkrywki Adamów, stanowią otoczenie osadnika Bartkówka i sąsiedztwo zbiornika wodnego Przykona. Administracyjnie należą do Nadleśnictwa Turek Obrębu Linne. Pierwsze działania rekultywacyjne rozpoczęto w 1968 r., co oznacza, że zrekultywowane w tym okresie powierzchnie leśne porasta ponad 40-letni drzewostan. Dla oceny jakości rekultywacji leśnej porównano kondycję lasów porastających grunty pogórnicze z lasami naturalnymi i porastającymi grunty porolne, przyjmując kryteria taksacyjne uwzględniane w planach urządzania lasu (tab. 3) Na gruntach pogórniczych zbudowanych w przewadze z utworów spoistych (gliniastych) pokrytych pararędzinami antropogenicznymi wykształcił się jeden typ siedliska, zbliżony cechami do lasu mieszanego świeżego. Zróżnicowanie typów siedliskowych lasów na gruntach porolnych (z glebami rdzawymi bielicowymi i bielicami właściwymi w podłożu) jest większe, z wyraźną dominacją siedlisk boru mieszanego świeżego oraz lasu mieszanego świeżego. Lasy na gruntach pogórniczych sklasyfikowane są w I, II, III i IV klasie bonitacyjnej, co świadczy o ich dobrej kondycji oraz wysokiej i przeciętnej zdolności produkcyjnej porównywalnej z lasami na gruntach porolnych. Jakość hodowlana drzewostanu jest dobra i zadowalająca, określona została według skali klasyfikacyjnej na punkty, w przypadku lasów na gruntach porolnych drzewostan sklasyfikowano jako dobry (12 punktów). Lasy pełnią funkcje ochronne, te na gruntach pogórniczych, w szczególności glebochronne, ograniczając procesy erozji wodnej i wietrznej oraz stabilizują grunt, zapobiegając osuwiskom w strefach krawędziowych zwałowisk zewnętrznych. Wiek lasów na gruntach pogórniczych i porolnych (odpowiednio i 50 60) różnicuje lasy pod względem średniej wysokości, pierśnicy i grubizny pozyskiwanej z 1 ha. Wyniki analizy porównawczej przedstawiające podobieństwa i różnice cech charakteryzujących lasy na gruntach pogórniczych oraz porolnych zestawiono w tabeli 4. Ocena kondycji lasów wykształconych na gruntach pogórniczych, odniesiona do cech charakteryzujących lasy na gruntach porolnych potwierdza prawidłowość i dobrą jakość przeprowadzonych prac rekultywacyjnych. Rezultatem jest wzbogacenie krajobrazu w powierzchnie leśne, których zarówno charakterystyki wartości gospodarczych, jak i struktura drzewostanu (dominujące gatunki, zagęszczenie, zwarcie drzewostanu) są porównywalne z lasami wykształconymi na naturalnych glebach porolnych.

33 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 31 Tabela 3. Kondycja lasów na gruntach pogórniczych i porolnych (wg kryteriów taksacyjnych) w obszarze Adamów Table 3. The condition of forests in the post-mining and post-agricultural areas (according to the criteria of forest surveys) in the area Adamów Kryteria opisu taksacyjnego Lasy na gruntach pogórniczych Lasy na gruntach porolnych Rodzaj powierzchni Drzewostan Drzewostan Funkcja lasu Ochronna Ochronna Kategoria ochronności Glebochronna Trwale uszkodzone na skutek działania przemysłu Siedlisko Las mieszany świeży Bór mieszany świeży, lasy mieszane świeże Teren: nachylenie, wystawa Nizinny falisty, nizinny równy Nizinny równy, falisty Gleby: podtyp, gatunek Pararędziny antropogeniczne, gleby industro- Rdzawe bielicowe, bielicowe właściwe i urbanoziemne (piasek luźny, gliniasty) (piaski luźne, słabo gliniaste, gliniaste) Pokrywa Zadarniona Zadarniona, naga, mszysta Runo Rokitnik pospolity, śmiałek pogięty, trzcinnik Jeżyna, śmiałek zwyczajny, trzcinnik, Drzewostan: zmieszanie, podszyt leśny Zmieszanie: kępowe, pasowe Podszyt: czeremcha pospolita, brzoza brodawkowata kłosówka miękka Zmieszanie: kępowe Podszyt: brzoza, dąb nieokreślony, świerk pospolity Uszkodzenie 30 % (w kilku miejscach) 10 % (w kilku miejscach) Budowa pionowa Drzewostan Drzewostan, przestoje, nasienniki i przedrosty Udział gatunkowy Sosna (największy udział), dąb, topola Sosna (największy udział), brzoza, dąb Wiek lat lat Zadrzewienie 0,3-0,8 % 0,3 0,9 % Zwarcie/ zagęszczenie Zwarcie: umiarkowane, przerywane Zagęszczenie: umiarkowane, duże Zwarcie: umiarkowane i przerywane Zagęszczenie: umiarkowane duże, przerywanie umiarkowane Pierśnica cm m Wysokość 1 20 m m Bonitacja I, II, III, IV I, II, III Jakość 4 33 punkty 12 punktów Grubizna ( z 1 ha) 122 m m 3 Wskazania gospodarcze Czyszczenie, trzebież Trzebież późna i wczesna Źródło: opracowanie na podstawie Planu Urządzenia Lasu Nadleśnictwa Turek Obręb Linne na okres r. wg stanu na r. Source: study based on the Development Plan for Turek Forestry, Precinct Linne for the period r. as at Tabela 4. Kondycja lasów na gruntach pogórniczych i porolnych (podobieństwa i różnice) Table 4. The condition of forests in post-mining and post-agricultural areas (similarities and differences) Kondycja lasów na gruntach pogórniczych i porolnych Podobieństwa Różnice Dominującym gatunkiem w strukturze drzewostanu jest sosna Na gruntach pogórniczych wykształcił się jeden typ siedliska (las mieszany świeży), zróżnicowanie typów siedliskowych lasów na gruntach porolnych jest większe (bory mieszane świeże oraz świeże, lasy mieszane świeże oraz wilgotne). Klasy bonitacyjne lasów na gruntach pogórniczych oraz na gruntach Uszkodzenie drzewostanu w poszczególnych pododdziałach w lasach porolnych są porównywalne na gruntach pogórniczych jest większe niż w lasach na gruntach porolnych. Lasy cechuje wysoka i przeciętna zdolność produkcyjna Lasy na gruntach pogórniczych są znacznie młodsze od drzewostanów na gruntach porolnych. Jakość hodowlana lasów na gruntach pogórniczych i porolnych jest Gleby pod lasami na terenach zrekultywowanych powstały w wyniku dobra i zadowalająca. Wynika to ze zdrowotności, wzrostu i rozwoju działalności człowieka, natomiast gleby na obszarach porolnych wykształciły się w wyniku naturalnych procesów oraz przy współudziale lasów. drzewostanu oraz dopasowania gatunków drzew do siedliska. Lasy na gruntach pogórniczych i porolnych pełnią funkcje ochronne. Lasy na gruntach pogórniczych sklasyfikowano w kategorii ochronności jako lasy glebochronne, natomiast na gruntach porolnych jako trwale uszkodzone na skutek działania przemysłu (KWB Adamów, Elektrownia Adamów ). Lasy porastają tereny równinne i faliste. Lasy na gruntach pogórniczych miejscami porastają wzgórzowe i pagórkowate formy terenu charakteryzujące się dużymi spadkami terenu ( ). Zalesione tereny porolne charakteryzuje rzeźba równinna, miejscami falista. Średnia wysokość drzew kształtuje się na podobnym poziomie (proporcjonalnie do wieku). W obu przypadkach zagęszczenie oraz zwarcie drzewostanu jest podobne (przerywane, umiarkowane i duże) Pierśnicę drzew, ich wysokość i grubiznę na gruntach pogórniczych charakteryzują niższe wartości niż drzew na gruntach porolnych, co związane jest z różnicą wieku drzewostanu Wskazania gospodarcze odnoszą się do cięć pielęgnacyjnych, a ich zakres w przypadku lasów na gruntach pogórniczych jest szerszy. Obejmuje czyszczenia w okresie młodników i uprawy oraz trzebieże w drzewostanach starszych. W lasach na gruntach porolnych ograniczają się do trzebieży wczesnych i późnych Ze względu na duże zróżnicowanie wiekowe drzewostanu trudno określić i porównać ilości pozyskiwanego drewna z poszczególnych obszarów. Starszy drzewostan charakteryzuje się większą ilością grubizny z jednego pododdziału. Porównując rezultaty uzyskiwane z 1 hektara młodszych lasów na gruntach pogórniczych ze starszym drzewostanem na gruntach porolnych można uznać, że ilość pozyskiwanej grubizny jest proporcjonalna do wieku drzewostanu, a świadczy to o porównywalnej wartości produkcyjnej (gospodarczej) lasów Źródło: opracowanie na podstawie Planu Urządzenia Lasu Nadleśnictwa Turek Obręb Linne na okres r. wg stanu na r. Source: study based on the Development Plan for Turek Forestry, Precinct Linne for the period r. as at

34 32 PRZEGLĄD GÓRNICZY Podsumowanie Literatura Przedstawione porównania dotyczące jakości gleb oraz kondycji lasów wykształconych na gruntach pogórniczych pozwalają jednoznacznie stwierdzić, że rezultatem przeprowadzonej rekultywacji rolnej i leśnej terenów pogórniczych w obszarze Adamów jest odtworzenie wartości przyrodniczej geokomponentów. Uzyskane właściwości gleb pogórniczych oraz wartość lasów są porównywalne z charakterystykami obszarów pierwotnych, nieprzekształconych w wyniku działalności górniczej. Warto podkreślić, że rozpoznane klasy bonitacyjne odnoszą się do określonego etapu rozwoju gleb na gruntach pogórniczych (15 20 lat po rekultywacji biologicznej). Dalsze rolnicze użytkowanie, regulacja stosunków wodnych związana np. z odbudową horyzontów wodonośnych po zaprzestaniu wydobycia lub z melioracjami na terenach zastoiskowych oraz nawożenie gruntów, sprzyjać będą rozwojowi procesów glebotwórczych i poprawie ich właściwości fizyczno-chemicznych. Ciągła ewolucja gleb na gruntach pogórniczych pozwala przypuszczać, że w przyszłości ich jakość, a tym samym klasa bonitacyjna wzrośnie. Problemem w obiektywnej ocenie jakości rekultywacji, którą należałoby przeprowadzić na znacznie większych powierzchniach, jest niewielki odsetek gruntów pogórniczych poddanych bonitacji. Większość z nich posiada status tzw. użytków kopalnych (symbol K w ewidencji gruntów). Lasy powstałe na gruntach pogórniczych wpłynęły na wzrost udziału powierzchni leśnych z 5% przed eksploatacją do 33,9% po eksploatacji, co ma wymiar nie tylko ekonomiczny, ale także pozamaterialny (społeczno-użytkowy). Stanowią one otwartą, dostępną dla mieszkańców przestrzeń, pełniącą funkcje rekreacyjne (np. piesze i rowerowe szlaki turystyczne Szlakiem Turkowskich Jezior ) czy użytkowe, związane z zachowaniem różnorodności biologicznej. BAŁUCH A., BENEDYCKI S Wpływ mieszanek motylkowato-trawiastych i nawożenia mineralnego na żyzność gleby. Annales UMCS. Sec. E vol. T.59 s BENDER J Rekultywacja terenów pogórniczych w Polsce. Zeszyty Problemowe Postępów Nauk Rolniczych, nr 418, s GILEWSKA M Wpływ zabiegów rekultywacyjnych na kształtowanie agregatowej struktury gruntów pogórniczych. Zeszyty Problemowe Postępów Nauk Rolniczych, nr 418, s GILEWSKA M., OTREMBA K Wpływ dwudziestoletnich zabiegów rekultywacyjnych na właściwości gruntów pogórniczych Zeszyty Problemowe Postępów Nauk Rolniczych, nr 477, s GILEWSKA M., OTREMBA K Zmienność przestrzenna wybranych właściwości gruntów pogórniczych. Rocz. AR Poznań CCCXLII, Melioracje i Inżynieria Środowiska, 23, s GILEWSKA M., OTREMBA K. 2004a - Właściwości gleb formowanych z gruntu pogórniczego. Roczniki Gleboznawcze, 55, 2, s GILEWSKA M., OTREMBA K. 2004b - Struktura gleb rozwijających się z gruntów pogórniczych. Roczniki Akademii Rolniczej w Poznaniu CCCLVII, s GILEWSKA M., OTREMBA K Grunty pogórnicze Kopalni Węgla Brunatnego Konin jako materiał macierzysty gleb. Materiały Warsztaty 2007 z cyklu Zagrożenia naturalne w górnictwie. T.69, s Polska Akademia Nauk. Instytut Gospodarki Surowcami Mineralnymi i Energią. KASZTELEWICZ Z Rekultywacja terenów pogórniczych w polskich kopalniach odkrywkowych, Fundacja Nauka i Tradycje Górnicze, Akademia Górniczo-Hutnicza, Kraków. LEKAN S Regionalna instrukcja dotycząca bonitacji gruntów zrekultywowanych w Konińskim Zagłębiu Węglowym, Instytut Uprawy Nawożenia i Gleboznawstwa w Puławach. RYCHTER M., MAŁACHOWSKA D Działalność proekologiczna KWB Adamów SA, Kwartalny Biuletnyn Informacyjny, Węgiel Brunatny 1/62. WALENDZIK M., SMOLARKIEWICZ S., PUCHALSKA H., PASTUSZEWSKI J Projekt zagospodarowania złoża węgla brunatnego Adamów, Poltegor Wrocław, (maszynopis). Artykuł wpłynął do redakcji - październik, 2015 Artykuł zaakceptowano do druku W imieniu Komitetu Redakcyjnego Przeglądu Górniczego zwracam się do Autorów artykułów o przygotowanie tekstów w języku angielskim co podniesie rangę czasopisma i punktację na listach indeksacyjnych. Redaktor Naczelny dr inż. Albin Zdanowski

35 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 33 UKD : Wycena obligacji zamiennych na surowce przy użyciu modelu trójmianowego The valuation of raw materials convertible bonds by using the trinomial model Dr inż. Robert Ranosz* ) Treść: Niniejszy artykuł został poświęcony wycenie obligacji zamiennych na surowce. Wycena została wykonana w oparciu o model trójmianowy. Wybór tego modelu do wyceny obligacji został podyktowany faktem, iż obligacja zamienna na surowce posiada opcję amerykańską, co skutkuje możliwością wykonania opcji w trakcie trwania obligacji. Model ciągły np. model Blacka- Scholesa (B-S) stosuje się zazwyczaj w przypadku opcji europejskich w takiej sytuacji opcja w obligacji może zostać wykonana dopiero w momencie jej wygaśnięcia. Ponadto w odróżnieniu od modelu dwumianowego, model trójmianowy charakteryzuje się tym, iż cena instrumentu bazowego może się zmienić w określonym czasie w trzech, a nie dwóch (jak to zakłada model dwumianowy), kierunkach. Artykuł składa się z pięciu części. Pierwszym rozdziałem jest wstęp do artykułu. Drugi z rozdziałów przedstawia matematyczne założenia w modelu trójmianowym. Kolejna część artykułu została poświęcona porównaniu modelu trójmianowego z modelem dwumianowym oraz ciągłym B-S wyceny opcji w obligacji. Czwarty rozdział przedstawia praktyczną stronę wykorzystania modelu trójmianowego w wycenie obligacji zamiennej na surowce. Ostatnią część stanowi podsumowanie artykułu, w którym przedstawiono wnioski z przeprowadzonych badań. Abstract: This article is dedicated to the valuation of raw materials convertible bonds. The valuation was made based on the trinomial model. The choice of this model for the valuation of bonds was based on the fact, that the raw materials convertible bonds have an american option, what gives the possibility of exercising the option during the lifetime of the bonds. The continuous model such as Black-Scholes model (BS) is usually applied in the case of european options - in this case the option settled in the bond may be exercised only at the time of its expiry. Moreover, in contrast to the binomial model, the trinomial model is characterised by the fact, that the price of the underlying asset may change at a certain time, and in more than two (as it is assumed in binomial model) directions. The article consists of five parts. The first chapter is an introduction to the article. The second chapter presents the mathematical assumptions in the trinomial model. Another part of the article discusses the comparison of trinomial model with the binomial model and the continuous BS model of valuing the option in bonds. The fourth chapter presents the practical side of using the trinomial model in the valuation of raw materials convertible bonds. The last part is the summary of the article, which presents the conclusions of the study. Słowa kluczowe: model ciągły, modele dyskretne, model trójmianowy, obligacje zamienne na surowce Key words: continuous model, discrete models, trinomial model, raw materials convertible bonds 1. Wprowadzenie Górnictwo ma istotne znaczenie dla wielu gospodarek, stanowi ono podstawę rozwoju wielu gospodarek świata w tym również polskiej (Ranosz 2014). Zatem istotnym jest, aby ulegało ono ciągłemu rozwojowi na wielu płaszczyznach. Rozwój oraz ciągłe zwiększanie efektywności przedsiębiorstw górniczych jest skuteczne tylko w przypadku właściwego nimi zarządzania. Niektóre z aspektów zarządzania przedsiębiorstwem górniczym zostały opisane w artykułach zamieszczonych w Gospodarce Surowcami Mineralnymi (Brzychczy 2012, Kustra, Kubacki 2009, Kustra, Sierpińska 2008, Magda i in. 2007a, Magda i in. 2007b). Istotnym elementem zarządzania przedsiębiorstwem górniczym jest koszt pozyskanego kapitału niezbędnego do przeprowadzenia koniecznych inwestycji, zarówno w nowe złoża, jak i inwe- * ) AGH w Krakowie stycji odtworzeniowych. Ważnym aspektem w tym zakresie jest dywersyfikacja poszczególnych źródeł pochodzenia kapitału (Sierpińska, Bąk 2013). Przedsiębiorstwa poszukują możliwie najtańszych źródeł kapitału, do których zaliczają się w głównej mierze obligacje. Spółki górnicze starają się korzystać z ciągle rozwijającego się rynku instrumentów dłużnych (takich jak obligacje korporacyjne), które w porównaniu z tradycyjnymi źródłami finansowania (kredyty bankowe) są bardziej elastyczną formą długu. Ciągle rozwijający się rynek obligacji stwarza nowe możliwości dla inwestorów. Niniejszy artykuł został poświęcony obligacjom zamiennym na surowce, a konkretniej - problemowi ich wyceny. Wycena obligacji zamiennych może mieć kluczowe znaczenie zarówno dla nabywcy obligacji, jak i dla podmiotu je oferującego. Obligacje zamienne charakteryzują się tym, iż w porównaniu do obligacji zwykłych są tańszym źródłem kapitału, w zamian za wyższą ich wartość (są droższe). Korzyścią dla inwestora jest elastyczność tego instrumentu dłużnego, może on bo-

36 34 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 wiem zamienić dług na surowiec (w korzystnym dla siebie momencie, np. wówczas, gdy cena rynkowa surowca jest wyższa od ceny konwersji jaka jest ustalana w memorandum informacyjnym). W przypadku obligacji zamiennych, każda z obligacji będzie miała wartość wewnętrzną oraz wynikającą z wartości obligacji. Do wyceny obligacji zamiennych, z uwagi na fakt, iż są to instrumenty dłużne z wbudowaną opcją można wykorzystać modele do wyceny opcji. Do podstawowych modeli wykorzystywanych w tego rodzaju sytuacjach można zaliczyć model Blacka-Scholesa (B-S) oraz model dwumianowy (M2). Zdaniem autora niniejszej publikacji modele dyskretne są bardziej elastyczne od modelu ciągłego, głównie z uwagi na fakt, iż w przypadku obligacji zamiennej na surowce, istnieje kilka punktów, w których konwersja długu na surowiec może być dokonana. Opcja taka ma charakter opcji amerykańskiej, w przypadku wyceny opcji modelem ciągłym zakłada się, iż opcja w obligacji może zostać wykonana w momencie wygaśnięcia obligacji (opcja europejska). Należy jednak zauważyć, iż im więcej takich punktów zamiany długu na surowiec w czasie trwania obligacji, tym wartość opcji w obligacji zamiennej będzie bardziej zbliżona do wartości uzyskiwanych przy zastosowaniu modelu ciągłego. W niniejszym artykule autor przedstawia możliwość wykorzystania rozbudowanego modelu dwumianowego, a mianowicie model trójmianowy. Dla tego samego okresu siatka trójmianowa ma więcej węzłów aniżeli model dwumianowy, i dzięki temu wyniki są bliższe rozwiązaniom uzyskiwanym w metodach z czasem ciągłym (Luenberger 2003). Wybór tego rodzaju narzędzia do wyliczania wartości opcji w obligacji zamiennej podyktowany jest faktem, iż w przypadku spółek górniczych ceny mogą być negocjowane w poszczególnych okresach (np. miesiącach, kwartałach czy latach). W takim przypadku należy założyć, iż cena może wzrosnąć lub spaść, nie można jednak wykluczyć sytuacji, iż cena pozostanie bez zmian na następny okres. Możliwość pozostania ceny na niezmiennym poziomie odróżnia model trójmianowy od modelu dwumianowego. W opracowaniu zostaną porównane wyniki otrzymane trzema wymienionymi metodami. Celem artykułu jest przedstawienie metody wyceny przy użyciu modelu trójmianowego w zastosowaniu do wyceny obligacji zamiennych na surowce, oraz porównanie jej z pozostałymi wymienionymi modelami wyceny opcji w obligacji zamiennej. 2. Model trójmianowy wyceny obligacji zamiennej na surowce W niniejszym artykule przedmiotem analizy jest wycena obligacji przy użyciu metody trójmianowej, w związku z powyższym w tej części artykułu skupiono uwagę na tej metodzie. W odróżnieniu od modelu dwumianowego w modelu trójmianowym zakłada się, iż cena surowca w przyszłości może przyjąć trzy postacie, a mianowicie cena instrumentu bazowego może być: większa od obecnej, mniejsza od obecnej oraz może pozostać na niezmienionym poziomie. Wartość obligacji zamiennej składa się z dwóch elementów: ceny opcji kupna oraz dodanej do niej wartości zwykłej obligacji (Fabozzi 2000). Wzór określający wartości obligacji zamiennej został oznaczony jako (1). Wartość zwykła obligacji określana jest za pomocą zależności przedstawionej wzorem (2). gdzie: O i odsetki w okresie i, r rynkowa stopa procentowa dla obligacji, N nominał obligacji. W większości przypadków do wyceny wartości opcji w obligacji używany jest model Blacka-Scholesa oraz model dwumianowy (Fabozzi 2000). Autor niniejszej publikacji proponuje, aby wyceny opcji w obligacji zamiennej dokonać za pomocą modelu trójmianowego. Istnieją dwa główne modele wyceny opcji modelem trójmianowym. Zaliczamy do nich model Coxa-Rossa Rubinsteina oraz model Jarrowa- Rudda. W dalszej części artykułu do wyceny opcji w obligacji zamiennej na surowce zostanie wykorzystany pierwszy z wymienionych. Wartości poszczególnych współczynników określających wzrost, spadek oraz pozostanie ceny na niezmiennym poziomie w modelu trójmianowym zostały określone przez wzory (3),(5),(6), przy założeniu, iż w węźle (i,j) cena surowca jest równa wartości S i,j to w momencie j+1: gdzie: u aprecjacja wzrost ceny do poziomu, S i,j cena instrumentu bazowego w momencie początkowym (T=0), λ dobierana w taki sposób, aby prawdopodobieństwo nie przyjmowało wartości ujemnych, σ odchylenie standardowe instrumentu bazowego. (4) gdzie: L o ilość lat, na które emitowana jest obligacja, n ilość węzłów (ilość kroków) w obliczaniu wartości. gdzie: d deprecjacja wartość ceny spadającej. gdzie: m cena pozostaje na niezmiennym poziomie. Na podstawie tych parametrów można skonstruować drzewo trójmianowe, którego ogólna postać została zaprezentowana na rysunku 1. Prawdopodobieństwo dla wzrostu, spadku oraz pozostania ceny surowca na niezmiennym poziomie określa się za pomocą następujących zależności: gdzie: p u prawdopodobieństwo wzrostu ceny surowca. (2) (3) (5) (6) (7) B = V + K (1) gdzie: B wartość obligacji zamiennej, V wartość zwykła obligacji, K wartość opcji kupna zawartej w obligacji, gdzie: p d prawdopodobieństwo spadku ceny surowca. (8)

37 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 35 K cena konwersji na surowiec (cena wykonania). Indukcja wsteczna określająca wartość opcji określona została zależnością (11), jeżeli wyceniamy wartość końcową europejskiej opcji kupna (call) oraz (12), jeżeli wyceniamy opcję typu amerykańskiego (call): (11) (12) Zasadnicza różnica pomiędzy wyceną opcji europejskiej i amerykańskiej jest taka, iż w przypadku opcji amerykańskiej opcja w obligacji może być zrealizowana w każdym z węzłów, a w przypadku opcji europejskiej tylko w momencie rozliczenia obligacji zamiennej na surowiec. Z uwagi na fakt, iż opcja amerykańska daje więcej możliwości inwestorowi aniżeli opcja europejska, należy oczekiwać, iż opcja amerykańska będzie droższa. W przypadku obligacji zamiennych na surowce zastosowanie będzie miała zależność określona wzorem (12) z uwagi na fakt, iż opcja może zostać wykonana w każdym węźle. Rys. 1. Drzewo trójmianowe Fig. 1. Trinomials tree Źródło: Opracowanie własne (9) gdzie: p m prawdopodobieństwo tego, iż cena surowca pozostanie na niezmiennym poziomie. Po skonstruowaniu drzewa trójmianowego określonego powyższymi zależnościami można przystąpić do określania wartości opcji. Aby tego dokonać, w pierwszej kolejności należy określić wartości w węzłach końcowych drzewa trójmianowego (wzór 10) (indukcja wsteczna). (10) gdzie: f N,j wartość opcji w ostatnim węźle drzewa, S N,j wartość surowca (instrumentu bazowego) w ostatnim węźle drzewa, 3. Modele dyskretne a model ciągły w wycenie obligacji zamiennych Jak już wspomniano wcześniej, do wyceny opcji w obligacji zamiennej stosowany jest model ciągły Blacka-Scholesa (B-S) oraz model dyskretny w postaci modelu dwumianowego. W niniejszym artykule postanowiono zaproponować model trójmianowy do wyceny opcji w obligacji zamiennej. Uzasadnienie wykorzystania modelu trójmianowego zostało przedstawione we wstępie do artykułu. Porównanie wyników otrzymanych z trzech wspomnianych modeli bazowało na przyjęciu następujących założeń (wyniki analizy zostały przedstawione na rysunku 2): wartość instrumentu bazowego (S) = 50 zł, cena wykonania opcji (cena konwersji) (K) = 65 zł, ilość lat na którą wyemitowano opcję (L o ) = 10 lat, stopa wolna od ryzyka (r) = 3%, odchylenie standardowe (σ) = 25%, lambda (λ) = 1,41. Rys. 2. Wartość opcji w obligacji zamiennej dla trzech wybranych modeli Fig. 2. Option value in the convertible bond for three selected models Źródło: Opracowanie własne

38 36 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 Jak wynika z przeprowadzonej analizy, zastosowanie modelu trójmianowego pozwala otrzymać bardziej precyzyjne wyniki, aniżeli te uzyskiwane przy zastosowaniu modelu dwumianowego. Wraz ze wzrostem ilości kroków w analizie, zarówno model trój-, jak i dwumianowy, zbliżają się do wartości uzyskanej przy użyciu modelu B-S. W miejscu tym należy również wspomnieć, iż w odróżnieniu od obligacji zwykłych, w przypadku obligacji zamiennych występuje tak zwana wartość wewnętrzna opcji. Obligacja zamienna na surowce nie może mieć wartości niższej aniżeli wartość obligacji zwykłej. Wraz ze wzrostem ceny instrumentu bazowego (w tym przypadku jest to cena surowca) pojawi się wartość wewnętrzna obligacji. Zależność ta została przedstawiona na rysunku 3. Wartość obligacji zamiennej oraz zwykłej, zaprezentowana na rysunku 3, została wyznaczona w oparciu o założenia przedstawione powyżej, przyjmując że wartość nominalna obligacji jest równa 100 zł. Jak można odczytać z rysunku, wraz ze wzrostem ceny surowca rośnie również cena obligacji zamiennej na surowce. W analizowanym przypadku cena obligacji zamiennej na surowce jest wyższa od ceny obligacji zwykłej w momencie, gdy cena surowca przekracza wartość 21 zł/mg. 4. Przykład obliczeniowy wyceny obligacji zamiennej na surowce przy użyciu modelu trójmianowego Na podstawie zależności przedstawionych w rozdziale 2 dokonano obliczenia wartości obligacji zamiennej na surowce wyemitowanej przez przedsiębiorstwo górnicze. Wstępne założenia do obliczeń zostały zawarte w tabeli 1. W pierwszej kolejności dokonano oszacowania wartości obligacji bez opcji. Ponieważ wartość kuponu obligacji, na bazie którego dokonywane jest obliczenie wartości odsetek od obligacji jest równe stopie dyskonta, wartość obligacji będzie równa jej nominałowi, w tym przypadku jest to wartość 100 zł. W dalszych okresach stopa dyskonta ulega zmianie, a więc i wartość obligacji po momencie jej emisji będzie różna (Brigham, Houston 2005). Na postawie zależności (3), (5), (6) oraz zależności od (7) do (10) oraz (12) otrzymano wartość końcową dla opcji amerykańskiej wymiany długu na surowiec. Na podstawie dokonanego szacunku przy użyciu modelu trójmianowego, określono wartość obligacji zamiennej na surowce na poziomie 110,61 zł. W przypadku, gdyby tego szacunku dokonano przy użyciu tradycyjnych metod - wartości te przedstawiałyby się w porównaniu z prezentowanym modelem jak w tabeli 2. Rys. 3. Wartość obligacji zwykłej i zamiennej w zależności od zmiany ceny surowca Fig. 3. The value of the bonds and replacement depending on changes in raw material prices Źródło: Opracowanie własne Tabela 1. Wstępne założenia do przeprowadzenia wyceny obligacji zamiennej na surowiec Table 1. The initial assumptions to carry out the valuation of convertible bond on the raw material Pozycja Wartość Nominał obligacji (N) 100 Wartość instrumentu bazowego (bieżąca cena surowca) (S) 50 Cena wykonania opcji (cena konwersji) (K) 100 Czas trwania opcji (L o ) 10 Ilość kroków (momentów, w których może być dokonana konwersja) (n) 40* Stopa wolna od ryzyka 3,00% Odchylenie standardowe (σ) 25,00% Kupon obligacji (kupon obligacji) 5% Stopa dyskonta (r) 5% *założono, iż zmiana ceny oraz możliwość konwersji długu na surowiec jest rozpatrywana w każdym kwartale roku. Źródło: Opracowanie własne

39 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 37 Tabela 2. Wartości obligacji zamiennej na surowce dla różnych metod szacowania wartości opcji Table 2. The value of the convertible bond on the raw materials for a variety of methods for estimating the value of an option Model szacowania wartości opcji Źródło: opracowanie własne Wartość obligacji zwykłej (V) Wartość opcji w obligacji (K) Wartość obligacji zamiennej na surowiec (B) Model B-S ,62 110,62 model dwumianowy ,57 110,57 model trójmianowy ,61 110,61 Na podstawie przeprowadzonej w rozdziale 3 analizy oraz uzyskanych wynikach obliczeń przedstawionych w tabeli 2 można stwierdzić, iż wartość opcji (oraz obligacji) przeliczona modelem trójmianowym jest bardziej zbliżona do modelu ciągłego aniżeli w przypadku zastosowania modelu dwumianowego. 5. Podsumowanie Jak wynika z przedstawionej analizy, wartość obligacji zamiennej na surowce ma wyższą wartość aniżeli sama obligacja. Wynika to z faktu posiadania dodatkowej opcji, która zwiększa jej wartość. Należy również założyć, iż obligacja taka będzie miała również niższe oprocentowanie, co jest dodatkowym atutem dla emitenta rzeczonego instrumentu dłużnego. Jak wynika z analizy przeprowadzonej w rozdziale trzecim niniejszego opracowania, zastosowanie modelu trójmianowego do wyceny opcji w obligacji powinno dawać nieco dokładniejsze i bardziej odpowiadające rzeczywistości wyniki. Zastosowanie modelu ciągłego w wycenie opcji w obligacji zamiennej może nie mieć uzasadnionej podstawy. Wynika to z faktu, iż opcja w obligacji zamiennej na surowce może być realizowana (zazwyczaj) w konkretnych momentach w czasie, a więc ma charakter opcji amerykańskiej. Jak wykazano w przykładzie obliczeniowym - model trójmianowy (zgodnie z przyjętymi założeniami) daje wyniki dokładniejsze aniżeli model dwumianowy. Literatura BRIGHAM E.F., HOUSTON J.F Podstawy zarządzania finansami 1.Polskie Wydawnictwo Ekonomiczne, Warszawa. BRZYCHCZY E Proposal of using SWAPs by hard coal mining companies in Poland. Gospodarka Surowcami Mineralnymi (28/2). FABOZZI F.J Rynki obligacji analiza i strategie. Wydawnictwo Finansowe WIG-PRESS, Warszawa. KUSTRA A., KUBACKI K Dylematy kierunków wzrostu wartości przedsiębiorstw górniczych: fuzje i przejęcia czy eksploracja?. Gospodarka Surowcami Mineralnymi, nr 25/2. KUSTRA A., SIERPIŃSKA M Bonus systems in mining industry. Current situation and future Developments. Gospodarka Surowcami Mineralnymi, nr 24/4/2. LUENBERGER D.G Teoria inwestycji finansowych. Wydawnictwo Naukowe PWN, Warszawa. MAGDA R., GŁODZIK S., WOŹNY T. 2007a - Zasady tworzenia baz danych geologiczno-górniczych dla przodków ścianowych kopalń węgla kamiennego. Gospodarka Surowcami Mineralnymi, nr 23/1. MAGDA R., GŁODZIK S., WOŹNY T., JASIEWICZ J. 2007b - Zasady tworzenia baz danych geologiczno-górniczych dla przodków korytarzowych wykonywanych w kopalniach węgla kamiennego. Gospodarka Surowcami Mineralnymi, nr 23/3. RANOSZ R Górnictwo i jego znaczenie w gospodarce światowej. Gospodarka Surowcami Mineralnymi, nr 30/1. SIERPIŃSKA M., BĄK P Rola obligacji korporacyjnych w finansowaniu przedsiębiorstw sektora górniczego w Polsce. Gospodarka Surowcami Mineralnymi, nr 29/1. Artykuł wpłynął do redakcji - czerwiec, 2016 Artykuł zaakceptowano do druku

40 38 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 UKD : 662.7: : Propozycja polskiej klasyfikacji węgli koksowych Proposal of polish coking coal classification Dr inż. Aleksander Sobolewski* ) mgr inż. Tomasz Micorek* ) dr inż. Grażyna Winnicka* ) doc. dr inż. Stanisława Heilpern* ) Treść: W artykule scharakteryzowano kryteria doboru parametrów klasyfikacyjnych węgla kamiennego. Przedstawiono propozycję klasyfikacji węgla wg typów. Zaproponowano następujące parametry jakościowe węgla dla jego klasyfikacji wg typów: zawartość części lotnych Vdaf, wskaźnik średniej refleksyjności witrynitu R, wskaźnik wolnego wydymania FSI. Wykazano różnice w zaklasyfikowaniu węgla według aktualnej klasyfikacji oraz nowej propozycji. Abstract: This paper describes the selection criteria for the classification parameters of coal. A proposal of classification by type of coal has been presented. The following quality parameters of coal for its classification by type has been proposed: volatile matter content Vdaf, vitrinite mean random reflectance R, free swelling index FSI. The differences in the classifying of coal according to the current classification and a new proposal was also discused. Słowa kluczowe: węgiel koksowy, klasyfikacja węgla, parametry jakościowe Key words: coking coal, coal classification, quality parameters 1. Wprowadzenie Potrzeba klasyfikacji węgla kamiennego wynika zarówno z dążenia do usystematyzowania jego właściwości, jak i oceny przydatności węgla do różnych procesów technologicznych. Problem klasyfikacji węgla jest zagadnieniem trudnym ze względu na bardzo złożoną jego budowę. Potwierdzeniem tego jest fakt, że do chwili obecnej nie ma jednej ogólnej, po- * ) Instytut Chemicznej Przeróbki Węgla, Zabrze wszechnie akceptowanej w świecie klasyfikacji, a w większości krajów na rynkach wewnętrznych stosowane są wypracowane przez lata własne sposoby klasyfikacji (Ozga-Blaschke 2010). Polska klasyfikacja węgla kamiennego według typów została po raz pierwszy wdrożona do katalogu polskich norm w 1950 roku. W ramach tej klasyfikacji węgiel koksowy klasyfikowany był do 4 typów: węgiel gazowokoksowy typ 34, węgiel ortokoksowy typ 35, węgiel metakoksowy typ 36 i węgiel semikoksowy typ 37. Parametrami klasyfikującymi węgiel koksowy były:

41 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 39 zawartość części lotnych V daf, zdolność spiekania RI, ciśnienie rozprężania P max, parametry plastometryczne: skurcz X i grubość warstwy plastycznej Y. W 1954 dokonano nowelizacji normy, polegającej na zmianie zakresów wartości wymienionych parametrów jakościowych w obrębie poszczególnych typów. Kolejna nowelizacja miała miejsce w 1958 roku, a była ona spowodowana koniecznością klasyfikacji węgla pochodzącego z nowych kopalń Rybnickiego Okręgu Węglowego. W 1968 roku opracowano nową klasyfikację węgla opartą na tych samych parametrach co, opracowana w 1956 roku, klasyfikacja międzynarodowa. W przypadku węgla koksowego zrezygnowano z wskaźników: ciśnienie rozprężania, skurcz oraz grubość warstwy plastycznej, wprowadzając w zamian wskaźnik dylatacji. W przypadku węgla ortokoksowego, wprowadzono dwa podtypy (35.1, 35.2), różniące się zakresami wartości wskaźników: zawartości części lotnych i dylatacji. Aktualna klasyfikacja węgla kamiennego według typów została wdrożona do katalogu polskich norm w 1982 roku, jako norma PN-82/G Węgiel kamienny - Typy. W przypadku węgli koksowych stosowanych jest pięć parametrów jakościowych: zawartość części lotnych V daf, zdolność spiekania metodą Rogi RI, dylatacja b, wskaźnik wolnego wydymania SI, stosowany jedynie do rozróżnienia typów węgla 35.2A i 35.2B oraz zawartość inertynitu I, który jest parametrem uzupełniającym dla typów: 35.2A i 35.2B. Od wielu lat toczy się dyskusja nad jej modyfikacją, w szczególności w obszarze węgla koksowego. Niewątpliwie wymaga ona zaktualizowania chociażby ze względu na istotne zmiany w dostępnej bazie węglowej (likwidacja wydobycia węgla koksowego w kopalniach dolnośląskich, import węgla koksowego itd.) oraz radykalny wzrost wymagań stawianych jakości koksu przez głównego odbiorcę hutnictwo żelaza. Propozycje zmian w aktualnie obowiązującej klasyfikacji były już przedmiotem dyskusji na konferencjach koksowniczych oraz zostały zawarte w publikacjach (Heilpern 1989, Karcz i in. 2008, Tramer i in. 2004), ale wynikające z nich wnioski nie przełożyły się na konkretne decyzje. W tej sytuacji konieczne były dalsze działania w tym zakresie. Szansę taką stworzyła realizacja projektu badawczego pt. Inteligentna koksownia spełniająca wymagania najlepszej dostępnej techniki, w ramach którego zaplanowano nowelizację Polskiej Normy Węgiel kamienny. Typy. W niniejszej publikacji przedstawiono przebieg i wyniki tych działań. 2. Wybór parametrów klasyfikacyjnych węgli koksowych Przy doborze parametrów klasyfikacyjnych węgli koksowych należy kierować się następującymi przesłankami: klasyfikacyjne parametry jakościowe węgli powinny być silnie związane z jakością i uzyskiem koksu graniczne wartości liczbowe zakresu ww. parametrów klasyfikacyjnych powinny jednoznacznie sytuować przyporządkowanie danego węgla do określonego typu, metody oznaczania tych parametrów powinny być możliwie nisko kapitało- i czasochłonne, klasyfikacja winna uwzględniać realia rynku węgli koksowych dostępnych dla krajowych koksowni, ale również powinna być kompatybilna z klasyfikacjami zagranicznymi, przy tworzeniu nowej tablicy klasyfikacyjnej oraz ustalaniu nazw typów węgli należałoby uwzględnić dotychczasową tradycję i przyzwyczajenia. Klasyfikacja węgli koksowych z reguły stanowi fragment klasyfikacji węgli kamiennych obejmującej również węgle energetyczne. W polskiej normie PN-82/G-97002, jedynym parametrem różnicującym wszystkie typy węgli kamiennych ze względu na stopień uwęglenia, jest zawartość części lotnych V daf, przy czym przyjęte zakresy wartości V daf, mało różnicują węgle poszczególnych typów. Zawartość części lotnych jest liniowo związana z uzyskiem koksu i jednym z najważniejszych wskaźników techniczno-ekonomicznych procesu koksowania. Pośrednio parametr V daf charakteryzuje stopień metamorfizmu węgla, ale w przypadku węgli zawierających dużą zawartość macerałów grupy inertynitu, związek ten może ulegać pewnym zaburzeniom. Ze względu na jego praktyczną użyteczność, a równocześnie prostotę jego pomiaru, należałoby pozostawić wskaźnik ten jako parametr klasyfikujący węgiel. Oznaczanie tego parametru należy wykonywać zgodnie z polskimi normami: PN-G-04516:1998 i PN-G-04560:1998. W przypadku węgli koksowych klasyfikacja musi zawierać parametr lub parametry charakteryzujące ich zdolność do uplastyczniania się i spiekania. Dokonanie właściwego wyboru metody oceny tych parametrów jest dość trudne i zawsze będzie wywoływało dyskusję. W zasadzie można zastosować jeden lub dwa parametry klasyfikacyjne, wybrane spośród: indeksu Rogi, wskaźnika wolnego wydymania lub dylatacji. Po wielu dyskusjach uznano, że dylatacja jest przydatnym parametrem technologicznym, ale jako parametr klasyfikacyjny komplikuje klasyfikację węgli średniouwęglonych. Przeprowadzone badania (Bronny 2012) dowodzą, że wielkość dylatacji węgla nie wpływa zbyt wyraźnie na właściwości wytrzymałościowe uzyskanego z niego koksu, wyrażone paramametrami: wytrzymałość po reakcyjności - CSR, wytrzymałość mechaniczna - M 40, M 80 i ścieralność - M 10. W związku z tym zrezygnowano ze stosowania tego parametru w klasyfikacji węgla według typów. Zrezygnowano również z wskaźnika zdolności spiekania RI jako parametru klasyfikacyjnego, co podyktowane było wycofaniem, z dniem r., normy PN-81/G Węgiel kamienny. Oznaczanie zdolności spiekania metodą Rogi z katalogu krajowych norm. Jako parametr oceniający właściwości koksotwórcze węgla, wybrano jedynie wskaźnik wolnego wydymania FSI, oznaczany zgodnie z normą PN-ISO 501:2007 Węgiel kamienny. Oznaczanie wskaźnika wolnego wydymania. Wskaźnik FSI zastępuje dotychczasowy wskaźnik SI, na skutek zastąpienia normy PN-G-04515:1981 Węgiel kamienny. Oznaczanie wskaźnika wolnego wydymania, ww. normą PN-ISO. Wprowadzenie tylko jednego parametru charakteryzującego właściwości koksotwórcze węgla, było podyktowane dążeniem do uproszczenia systemu klasyfikacji, a wybór wskaźnika FSI wynikał z powszechnego jego stosowania w klasyfikacjach węgla wielu krajów, przy jednocześnie mało kapitałochłonnej i czasochłonnej metodzie oznaczania. W ostatnich dekadach wystąpiła nie tylko znaczna presja użytkowników koksu na poprawę jego jakości, ale również zmiana w rodzaju i gradacji ważności parametrów jakościowych koksu wielkopiecowego. Jednymi z najważniejszych wskaźników jakościowych koksu wprowadzonych do praktyki z końcem lat osiemdziesiątych ubiegłego wieku, są wyniki testu Nippon Steel Co (NSC).: reakcyjność koksu wobec CO 2 CRI i wytrzymałość po reakcyjności CSR. Opracowano wiele zależności empirycznych, opisujących wpływ parametrów jakościowych węgli koksowych na jakość koksu, a przede wszystkim na wartości wskaźników CRI i CSR (Arcer 2001, Kosewska 1998, Valia 1989, Wróblewska i in. 1996).

42 40 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 Na podstawie obecnego stanu wiedzy przyjęto, że celowym jest wprowadzenie do zmodyfikowanej polskiej klasyfikacji węgla według typów, wskaźnika średniej refleksyjności witrynitu R (oznaczanego wg normy PN-ISO :2002). Ocenia on nie tylko stopień metamorfizmu węgla, ale także ma bardzo silny wpływ na parametry koksu wyznaczane w teście NSC. Ponadto, uzyskane przy jego wyznaczaniu histogramy rozkładu refleksyjności oraz odchylenia standardowe, są cenną informacją dotyczącą jednorodności badanego surowca. Nie należy się więc dziwić, że jest to wskaźnik powszechnie preferowany w światowych systemach klasyfikacyjnych, pomimo koszto- i czasochłonnego jego pomiaru. Przy takim doborze parametrów klasyfikacyjnych polska klasyfikacja węgli koksowych charakteryzowałaby węgle w sposób pozwalający na możliwie dobre oszacowanie ich przydatności do produkcji różnej jakości koksu. 3. Propozycja nowelizacji klasyfikacji węgli koksowych W opracowanej propozycji klasyfikacji węgli koksowych wyróżniono 4 typy węgla: typ 34 gazowo-koksowy, typ 35.1 ortokoksowy, typ 35.2 koksowy oraz typ 36 metakoksowy. Zrezygnowano z podziału węgla gazowo-koksowego 34 na typy 34.1 i 34.2 oraz węgla ortokoksowego 35.2 na typy 35.2A i 35.2B. Z klasyfikacji wyeliminowano węgiel semikoksowy (typ 37.1 i 37.2). Zmieniono zakresy wartości dla parametru zawartość części lotnych V daf, ustalono zakresy wartości dla wskaźników: wolnego wydymania FSI oraz średniej refleksyjność witrynitu R. Przy ustalaniu konkretnych wartości liczbowych parametrów jakościowych węgli koksowych, wyznaczających ich przynależność do poszczególnych typów, należy uwzględnić właściwości węgli stanowiących bazę surowcową krajowego koksownictwa. Podstawą do przyjęcia wartości poszczególnych parametrów klasyfikacyjnych była analiza statystyczna przeprowadzona dla bazy danych z lat obejmującej około wyników analiz węgli pochodzących z kopalń JSW S.A. oraz 80 węgli z kopalń byłej Kompanii Węglowej S.A.(KW S.A.) obecnie Polska Grupa Górnicza (PGG). Wartości parametrów jakościowych węgli pochodziły z danych Jastrzębskiej Spółki Węglowej S.A. (JSW S.A.) (Baza danych JSW S.A) i Instytutu Chemicznej Przeróbki Węgla (IChPW) (Baza danych IChPW). Propozycja klasyfikacji węgli koksowych była również przedmiotem dyskusji na Panelu ekspertów, którego uczestnikami byli, między innymi, przedstawiciele: Kompanii Węglowej S.A., Jastrzębskiej Spółki Węglowej S.A., Głównego Instytutu Górnictwa, Politechniki Śląskiej, Akademii Górniczo-Hutniczej oraz krajowego koksownictwa. Uzgodnioną, podczas panelu, ostateczną wersję propozycji klasyfikacji węgli koksowych według typów przedstawiono w tabeli 1. Na rysunku 1 przedstawiono zaklasyfikowanie węgli pochodzących z kopalń JSW S.A., na podstawie wartości parametrów jakościowych około próbek, analizowanych w latach W celach porównawczych, na rysunku 2 przedstawiono wyniki zaklasyfikowania tych samych węgli, zgodnie z aktualną normą PN-82/G Węgiel kamienny. Typy. Na podstawie danych przedstawionych na rysunkach 2 i 3 stwierdzono następujące różnice pomiędzy zatypowaniem węgli według normy PN-82/G i opracowaną propozycją klasyfikacji: Węgiel z kopalni Borynia - według PN 100% zaklasyfikowano do typu % typ 35.2.B i 14% typ 35.2A, a według propozycji nowej klasyfikacji - część analizowanych węgli została zaklasyfikowana do niższego typu 35.1 (37%). Węgiel z kopalni Zofiówka - według PN 100% analizowanych węgli stanowiło typ 35.2, a według opracowanej propozycji klasyfikacji ponad połowa analizowanych węgli została zaklasyfikowana do niższego typu (55% stanowiło typ 35.1). Węgiel z kopalni Jas-Mos, według PN do typu 36 zaklasyfikowano jedynie 38% spośród analizowanych węgli, a pozostałą część do typu 35.2 natomiast według propozycji klasyfikacji - znaczna część analizowanych węgli została zaklasyfikowana do typu 36 (99%). Niewielką zmianę zaobserwowano w zatypowaniu węgla z kopalni Pniówek - według PN 91% analizowanych węgli zaklasyfikowano do typu 35.1 i 9% do typu 35.2, a według propozycji klasyfikacji 100% do typu W przypadku węgli z kopalń Budryk i Krupiński nie stwierdzono zmian w ich zatypowaniu. Na rysunku 3 przedstawiono zaklasyfikowanie węgli pochodzących z kopalń Kompanii Węglowej S.A., na podstawie wartości parametrów jakościowych około 80 próbek, analizowanych w IChPW w latach Wszystkie analizowane węgle z kopalń Bielszowice, Anna-Rydułtowy, Marcel oraz Szczygłowice zaklasyfikowano według propozycji klasyfikacji wg typów do typu 34 - węgiel gazowo-koksowy, a według normy PN-82/G wszystkie klasyfikują się do typu 34.2 węgiel gazowo-koksowy. W przypadku kopalni Knurów według propozycji klasyfikacji wg typów 83% węgli stanowił typ 34, a 17% typ Zaobserwowano niewielką zmianę w zatypowaniu węgla według PN 89% analizowanych węgli zaklasyfikowano do typu 34.2, pozostałą część 11% stanowił typ Nowelizacja normy PN-82/G WĘGIEL KAMIENNY- TYPY Przedstawiona propozycja klasyfikacji węgli koksowych była podstawą do dalszych dyskusji nad nowelizacją nie- Tabela 1. Propozycja klasyfikacji węgli koksowych według typów Table 1. Proposal of coking coal classification by type Typ węgla Parametry klasyfikacyjne V daf [%] R [%] FSI Węgiel gazowo-koksowy 34 >27 >0,7 4 Węgiel ortokoksowy >1,0 7 Węgiel koksowy ,2 7 Węgiel metakoksowy 36 <22 1,3 6 Źródło: Opracowanie własne

43 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 41 Rys. 1. Typy węgli koksowych z kopalń JSW S.A. z lat wg propozycji klasyfikacji wg typów Fig. 1. Types of coking coal from the JSW S.A. mines from the years according to classification by types proposal Źródło: Opracowanie własne na podstawie (Baza danych JSW S.A) Rys. 2. Typy węgli koksowych z kopalń JSW S.A. z lat wg PN-82/G Fig. 2. Types of coking coal from the JSW S.A. mines from the years according to PN-82/G Źródło: Opracowanie własne na podstawie (Baza danych JSW S.A).

44 42 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 Rys. 3. Typy węgli koksowych z kopalń KW S.A. wg propozycji klasyfikacji wg typów Fig. 3. Types of coking coal from the KW S.A. mines according to classification by types proposal Źródło: Opracowanie własne na podstawie (Baza danych IChPW) zmienionej od ponad 30 lat normy PN-82/G Węgiel kamienny. Typy. Na podstawie przeprowadzonej analizy klasyfikacji międzynarodowej, klasyfikacji stosowanych w innych krajach oraz analizy bazy danych (Baza danych JSW S.A, Baza danych IChPW) zaproponowano nową klasyfikację węgla według typów. Podział węgla kamiennego według propozycji nowelizacji normy przedstawiono w tabeli 2. Dla węgli niskouwęglonych (typy 31, 32 i 33) zmieniono zakresy wartości dla parametru zawartości części lotnych V daf oraz ustalono zakresy wartości dla wskaźnika wolnego wydymania FSI oraz wskaźnika średniej refleksyjności witrynitu R. Ponadto zlikwidowano podział węgla na podtypy 32.1 i 32.2, w celu uproszczenia klasyfikacji. W opracowanej propozycji klasyfikacji dla węgli koksowych wyróżniono 4 typy węgla: typ 34 gazowo-koksowy, typ 35.1 ortokoksowy, typ 35.2 koksowy oraz typ 36 metakoksowy. Zrezygnowano z podziału węgla gazowo- -koksowego 34 na typy 34.1 i 34.2 oraz węgla ortokoksowego 35.2 na typy 35.2A i 35.2B. Z klasyfikacji wyeliminowano Tabela 2. Typy węgla kamiennego Table 2. Types of coking coals Nazwa Typ węgla Wyróżnik 31.1 V daf % Parametry klasyfikacyjne R FSI % daf Q s MJ/kg 31 Węgiel płomienny 31.2 >34 0,5 1 >31 Węgiel gazowo-płomienny 32 >30 0,6 1,5-3 - Węgiel gazowy 33 >27 0,6-0,7 >3 - Węgiel gazowo-koksowy 34 >27 >0,7 4 - Węgiel ortokoksowy >1,0 Węgiel koksowy ,2 7 - Węgiel metakoksowy 36 <22 1,3 6 - Węgiel chudy ,3 - - Węgiel antracytowy ,3-2,0 - - Antracyt ,0 - - Metaantracyt 43 < Parametry oznaczone w próbce o dopuszczalnej zawartości popiołu w stanie suchym A d < 10% W przypadku węgla spełniającego wymagania więcej niż jednego typu, klasyfikujemy go do typu o wyższym wyróżniku (podstawowym lub uzupełniającym) Źródło: Opracowanie własne

45 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 43 węgiel semikoksowy (typ 37.1 i 37.2). Zmieniono zakresy wartości dla parametru zawartość części lotnych V daf, ustalono zakresy wartości dla wskaźników: wolnego wydymania FSI oraz średniej refleksyjność witrynitu R. W przypadku węgli wysoko uwęglonych (typy 37, 41 i 42) ustalono zakresy wartości dla wskaźnika średniej refleksyjność witrynitu R. Usunięto węgiel semikoksowy w celu uproszczenia klasyfikacji. Dla węgla chudego zmieniono wyróżnik typu z 38 na 37 oraz zakres wartości dla parametru zawartości części lotnych V daf z powyżej 14 do 28 na powyżej 14 do 22. Dla metaantracytu nie dokonano żadnych zmian. 6. Podsumowanie W ramach Projektu przeprowadzono szeroko zakrojoną dyskusję nad nowelizacją normy PN-82/G Węgiel kamienny. Typy. Podstawą do przyjęcia wartości poszczególnych parametrów klasyfikacyjnych była analiza statystyczna przeprowadzona dla bazy danych z lat obejmującej około wyników analiz węgli pochodzących z kopalń JSW S.A. oraz 80 węgli z kopalń Kompanii Węglowej S.A.(KW S.A.) (Baza danych JSW S.A, Baza danych IChPW). Ponadto, rozpoczęto procedurę nowelizacji ww. normy. W celu jej realizacji opracowano Wstępny Projekt Roboczy Normy. Następnie został on przekazany do Komitetu Technicznego PKN nr 220 ds. Naturalnych Paliw Stałych. Wymagania nowej propozycji klasyfikacji wyeliminują lub w znacznym stopniu ograniczą dotychczasowe problemy w klasyfikowaniu węgli polegające na niejednoznacznym przyporządkowywaniu tego samego węgla do dwóch typów lub znacznych różnic w jakości węgli zaklasyfikowanych do jednego typu. Literatura ARCER A.,S Prognoza wysokotemperaturowych właściwości koksu w oparciu o petrograficzne parametry mieszanki węglowej. Koks i Chimija, nr 1. Baza danych IChPW o jakości węgli kamiennych. Baza danych JSW S.A. o jakości węgli kamiennych. BRONNY M Zależność parametrów jakościowych CSR i CS600 koksu od dylatacji węgli poddawanych procesowi koksowania w instalacji KarboTest. Materiały konferencyjne Koksownictwo HEILPERN S Niedomogi propozycji międzynarodowej klasyfikacji oraz systemu kodyfikacyjnego węgli kamiennych. Moskwa. KARCZ A., WINNICKA G., KOSEWSKA M., OZGA-BLASCHKE U Propozycja zmian w polskiej klasyfikacji węgli koksowych według typów. Karbo, wydanie specjalne, s KOSEWSKA M Prognozowanie jakości koksu na bazie testów w doświadczalnej instalacji Karbotest. Karbo-Energochemia- Ekologia, t. 43, nr 3, s OZGA-BLASCHKE U Gospodarka węglem koksowym. Wyd. IGSMiE PAN, Kraków. TRAMER A., WINNICKA G., KOSEWSKA M., WRÓBELKA K Kryteria kwalifikacji węgli ortokoksowych stosowanych do produkcji wysokiej jakości koksu wielkopiecowego. Karbo, wydanie specjalne, t. 39, s. 77. VALIA H.S Prediction of Coke Strength After Reaction with CO2 from Coal Analyses at Inland Steel Corp. Iron and Steel Maker, pp WRÓBELSKA K., HEILPERN S., WINNICKA G., KOSEWSKA M Wpływ własności węgli ortokoksowych i gazowo-koksowych na reakcyjność wobec CO 2 i wytrzymałość poreakcyjną koksów uzyskanych z ich odgazowania. Dokumentacja IChPW 3.14/96 Artykuł wpłynął do redakcji - czerwiec, 2016 Artykuł zaakceptowano do druku Praca wykonana w ramach projektu kluczowego nr POIG /08 Inteligentna koksownia spełniająca wymagania najlepszej dostępnej techniki dofinansowanego z Europejskiego Funduszu Rozwoju Regionalnego.

46 44 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 UKD : /-8: /.84: Wpływ nośności spągu na warunki utrzymania stropu ściany The influence of bearing capacity of mine floor on the conditions for maintaining the roof in longwalls Dr inż. Sylwester Rajwa* ) Treść: Stateczność wyrobiska ścianowego, a tym samym możliwość wystąpienia utrudnień w utrzymaniu stropu, zależy w znacznej mierze od prawidłowej współpracy obudowy z górotworem. Jednym z decydujących czynników prawidłowej współpracy obudowy z górotworem jest reakcja podłoża określana zazwyczaj nośnością spągu. Nieodpowiednia, czyli zbyt mała nośność spągu uniemożliwia obudowie zmechanizowanej rozwinięcie zakładanej podporności wstępnej i/lub roboczej, tym samym nie jest ona w stanie równoważyć obciążenia ze strony górotworu. W artykule przedstawiono główne zagadnienia wpływające na złą współpracę obudowy ze skałami spągowymi, a związane z: konstrukcją obudowy zmechanizowanej, warunkami jej prowadzenia czy rodzajem skał spągowych. Abstract: Stability of longwall working, and at the same possibility of difficult roof conditions occurrence depends on proper interaction between support and rockmass. One of decisive factors influencing the proper interaction between support and rockmass in floor reaction usually determined by floor capacity. Inadequate, that is too low floor capacity unables reaching the setting and/or yielding capacity of shield support. In consequence the support cannot balance the rockmass load. The paper presents general aspects influencing on poor interaction of shield support with floor rocks and related to: shield support design, its operational conditions and type of floor rocks. Słowa kluczowe: ściana, nośność spągu, stateczność stropu, nacisk obudowy zmechanizowanej Key words: longwall, floor capacity, roof stability, shield support pressure 1. Wprowadzenie Prowadzone w ścianach przez pracowników Głównego Instytutu Górnictwa obserwacje i pomiary dołowe są najczęściej weryfikacją wcześniejszych prac badawczych dotyczących prognozy warunków utrzymania ich stropu przez przewidziane do zastosowania obudowy zmechanizowane. Weryfikacja taka stanowi podstawę rozwoju metodyki w zakresie przewidywania utrudnień w utrzymaniu stropu na wybiegu ściany, mogących mieć wpływ na wielkość wydobycia. Pewne szczegóły i różnice w ocenie poszczególnych czynników mających wpływ na stateczność wyrobiska ścianowego, mogą okazać się decydujące, co do trafności wykonywanej prognozy i podjęcia działań profilaktycznych zmierzających do minimalizacji czy ograniczenia ewentualnych utrudnień w utrzymaniu stropu. Bez wątpienia stateczność wyrobiska ścianowego, a tym samym możliwość wystąpienia utrudnień w utrzymaniu stropu, zależy w znacznej mierze od prawidłowej współpracy obudowy z górotworem. Innymi słowy, nawet najlepsza konstrukcja obudowy zmechanizowanej o odpowiednio dobranych parametrach podpornościowych, w odniesieniu do spodziewanych obciążeń ze strony górotworu, może nie zapewnić poprawnych warunków utrzymania * ) Główny Instytut Górnictwa w Katowicach stropu ściany. Jedną z częściej występujących przyczyn takiego stanu rzeczy jest reakcja podłoża określana zazwyczaj nośnością spągu. Nieodpowiednia czyli zbyt mała nośność spągu uniemożliwia obudowie zmechanizowanej rozwinięcie zakładanej podporności wstępnej i/lub roboczej. Wpływ na złą współpracę obudowy ze skałami spągowymi najczęściej wynika z: konstrukcji obudowy zmechanizowanej, sposobu jej prowadzenia czy rodzaju skał spągowych. Mając na uwadze powyższe, w oparciu o wykonane badania oraz doświadczenia praktyczne odniesiono się w artykule do kilku istotnych czynników mogących wyjaśnić powstawanie utrudnień w utrzymaniu stropu ściany, których przyczyna może być związana ze złą współpracą obudowy zmechanizowanej ze spągiem wyrobiska ścianowego. 2. Nośność spągu Nośność spągu jest najczęściej definiowana jako maksymalne obciążenie jakie może oddziaływać na powierzchnię spągu bez wywoływania zniszczenia kruchego lub plastycznego (Kumar, Das 2005, Terzaghi i in. 1996). Parametr ten ma szczególne znaczenie zarówno przy eksploatacji pokładów węgla systemem komorowo-filarowym przy doborze szerokości filarów ochronnych (Santos, Bieniawski 1989, Seedsman 2012), jak i w systemie ścianowym przy doborze

47 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 45 obudowy zmechanizowanej (Frith 2013, Peng 2006, Witek 2014). W przeszłości w górnictwie światowym parametr ten był wyznaczany w oparciu o pomiary dołowe lub laboratoryjne z wykorzystaniem specjalnej aparatury. Różne konstrukcje tej aparatury cechowała wspólna zasada pomiaru polegająca na rozparciu urządzenia pomiędzy stropem i spągiem wyrobiska oraz wgniataniu do spągu iglicy lub płyty przy jednoczesnym odczycie wartości siły wywołującej załamanie się wierzchniej warstwy skały spągu wyrobiska (Afrouz 1975, Barry, Nair 1970, Borecki, Kidybiński 1964, Chen, Chuch 1996, Norma 1976). Obecnie w warunkach górnictwa polskiego zaprzestano stosowania tego typu pomiarów dołowych, a nośność spągu jest określana najczęściej z wykorzystaniem zależności, jakie są stosowane w pracach dotyczących nośności gruntów (Prandl 1961, Terzaghi i in. 1996). Także uznani zagraniczni badacze w zakresie górnictwa sugerują, aby słabe skały spągowe traktować raczej jako ośrodek gruntowy (Peng 2006, Nemcik i in. 1995, Santos, Bieniawski 1989). Wynika to z faktu, iż ośrodek ten, podobnie jak spąg wyrobiska, można uważać za półprzestrzeń, która jest od góry ograniczona płaszczyzną poziomą i rozciąga się nieskończenie głęboko i szeroko (Wiłun 2005). Ponadto, ze względu na działanie różnych czynników, takich jak np. obciążenie czy woda, skały zmieniają właściwości, które stają się zbliżone do właściwości gruntów. Tym samym można im przypisać takie parametry jak: kohezja, kąt tarcia wewnętrznego, moduł odkształcenia czy moduł ściśliwości. Idąc dalej tym tokiem i zakładając pewne uproszczenia, spągnicę obudowy zmechanizowanej można traktować jako rodzaj fundamentu płytkiego dla budowli i wówczas można korzystać z doświadczeń nabytych przez mechanikę gruntów przy określaniu osiadania takiego fundamentu i odkształcaniu pod nim podłoża (Wiłun 2005). Tak więc przedstawiony na rys. 1 mechanizm może obrazować zachowanie się spągu ściany w miarę wzrostu nacisku spągnicy pod wpływem wzrostu obciążenia ze strony górotworu. W fazie I osiadanie na skutek ściśliwości spągu jest wprost proporcjonalne do obciążenia. W fazie II obserwujemy przyrost osiadania z jednoczesnym podnoszeniem się spągu obok (punkt A). W fazie III osiadanie i przechylanie się spągnicy (fundamentu) następuje bez zwiększania obciążenia jedynie wskutek wypierania uplastycznionego materiału skalnego. W takiej sytuacji obudowa może nie rozwinąć podporności wstępnej czy roboczej i ma tendencję do odchylania się poprzecznie i/lub podłużnie (tzw. wychylenie się z podziałki sekcji). Z identyczną sytuacją związaną z zachowaniem się skał spągowych i utartą prawidłowej geometrii sekcji obudowy zmechanizowanej możemy mieć także do czynienia w przypadku obniżania się parametrów wytrzymałościowych skał spągowych wskutek ich zawodnienia. Sytuacja taka ma najczęściej miejsce podczas postoju ściany, gdy mamy do czynienia z dopływem wody naturalnej lub technologicznej do wyrobiska, a w składzie skał ilastych tworzących spąg bezpośredni ściany występuje montmorylonit lub illit. Wskutek powstania wokół wyrobiska ścianowego strefy spękań (Nemcik 2003, Witek 2014) woda penetruje spąg wyrobiska i powoduje jego nasączenie. Podwyższająca się Rys. 1. Osiadanie fundamentu i odkształcenie podłoża wraz ze wzrostem obciążenia [28] (Wiłun). a faza I osiadanie proporcjonalne do nacisku (obciążenia), b faza II częściowe uplastycznienie się gruntu pod krawędziami fundamentu, c faza III wypieranie gruntu spod fundamentu w miarę zwiększania nacisku (obciążenia), d wykres przyrostu osiadania fundamentu Fig. 1. Foundation settlement and ground deformation together with load increase [28] (Wiłun). a phase I settlement proportional to pressure (load), b phase II partial plasticization of ground under edges of foundation, c phase III ground displacement from underneath of foundation with pressure (load) increase, d graph of foundation settlement increase w takim spągu zawartość wilgoci powoduje zmniejszenie się kąta tarcia wewnętrznego, oporu spójności właściwej, a w konsekwencji spadku wytrzymałości na ścinanie, która obok ściśliwości decyduje o nośności i odkształcalności gruntów (spągu) (Wiłun 2005). Zmianę nośności spągu (gruntu) wraz z wzrostem wilgotności można wykazać, stosując najbardziej rozpowszechnione równanie nośności (δb) Terzaghiego (Peng 2006). Dla spągnicy (fundamentu) o kształcie prostokątnym przyjmuje postać: gdzie: B, L wymiary fundamentu (spągnicy), C kohezja, q obciążenie wywierane na podłoże przyjmując głębokość posadowienia 0 m, q = 0, γ ciężar objętościowy spągu (20 kn/m3), Nc, Nq, Nγ współczynniki zależne od kąta tarcia wewnętrznego podłoża φ (stabelaryzowane). Posługując się wzorem (1) wykonano przykładowe obliczenia dla sekcji o podziałce 1,5 m, których rezultaty zamieszczono w tab. 1. (1) Tablica 1. Przykładowe obliczenia dla sekcji o podziałce 1,5 m Table 1. Exemplary calculations for 1.5 m width shield support Kohezja Kąt tarcia wewnętrznego Nośność spągu wg Terzaghiego Rodzaj i stan podłoża C φ σ [KPa] [º] [MPa] iłowiec niezawodniony ,23 ił w stanie plastycznym (nasycony wodą) ,49

48 46 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 Obliczenia wskazują, że niektóre spągi o zawartości części ilastych, w przypadku kontaktu z wodą mogą 55-krotnie obniżyć swoją nośność. Obniżona nośność skał spągowych do ok. 0,5 MPa nie jest wstanie zapewnić rozwinięcie nominalnych parametrów sekcji obudowy zmechanizowanej. Nieco inną formułę obliczania nośności spągu proponują Frith (2013) i Seedsman (2012) δ b = Rc/2(4,14+W/2/h) (2) gdzie: R c wytrzymałość skał na jednoosiowe ściskanie [MPa], W szerokość spągnicy [m], h grubość pierwszej warstwy spągu, dla której wyznaczane jest R c [m]. Przekształcając ten wzór (2), można wyznaczyć wymaganą wytrzymałość skał na ściskanie dla zapewnienia odpowiedniej nośności. Z obliczeń wynika że warstwa ilasta o wytrzymałości 12 MPa na jednoosiowe ściskanie zapewni jej nośność spągu o wartości ok. 27 MPa. Działanie wody jednak na tę warstwę, może spowodować obniżenie jej nośności do wartości ok. 0,5MPa, co odpowiada wytrzymałości na jednoosiowe ściskanie R c = 0,23MPa. Oznacza to, że woda (w zakładanych warunkach geologicznych) może spowodować obniżenie wytrzymałości na jednoosiowe ściskanie (R c ) o 98%. Badania dowodzą (Małkowski i in. 2014, Peng 2006), że spadek wytrzymałości na ściskanie skał ilastych może dochodzić do 80-90% w odniesieniu do próbek w stanie powietrzno-suchym. Tym niemniej, z obserwacji dołowych autora wynika (rys. 2), że w określonych sytuacjach spadek wytrzymałości skał ilastych może być jeszcze większy i skała taka w dłuższym kontakcie z wodą ma konsystencję prawie płynną i tym samym nie posiada prawie żadnej wytrzymałości na ściskanie i ścinanie. Rys. 2. Zmiana struktury skał spągowych w wyniku ich zawodnienia Fig. 2. Change of floor rocks structure induced by water flooding Innym, co potwierdzają także badania laboratoryjne (Kumar, Das 2005), ważnym czynnikiem mogącym mieć wpływ na nośność spągu jest grubość pierwszej warstwy skał. Badania pokazują (Kumar, Das 2005), że jeżeli stosunek szerokości spągnicy do grubości tej warstwy jest mniejszy od 1 nośność spągu ulega poprawie. Dla praktyki górniczej jest to bardzo ważna informacja, gdyż dzięki niej możemy określić np. minimalną grubość ochronnej półki węglowej w spągu wyrobiska (tzw. łaty przyspągowej) dla zapewnienia odpowiedniej nośności podłoża dla zastosowanej w ścianie obudowy zmechanizowanej. Oznacza to, że nośność spągu węglowego można poprawić nawet o 100%, zwiększając grubość tej warstwy np. z 0,4m do 0,7m. Tendencję tę potwierdzają inne badania dołowe (Afrouz 1975), jednak na ich podstawie, zwiększenie grubości półki węglowej pozostawionej w spągu wyrobiska z 0,4m do 0,7m, skutkuje jedynie 60% wzrostem nośności takiego spodka węglowego. 3. Nacisk na spąg obudowy zmechanizowanej Określenie nacisków wywoływanych przez spągnice obudowy zmechanizowanej na spąg wyrobiska jest sprawą bardzo złożoną. Obliczenie ich wartości na długości spągnicy wymaga konieczności posługiwania się odpowiednim modelem obliczeniowym, uwzględniającym możliwość zmiany szeregu parametrów. Wartość tych nacisków oraz ich rozkład zależy bowiem nie tylko od rodzaju konstrukcji i wymiarów geometrycznych obudowy zmechanizowanej, zastosowanych podporności stojaków, lecz także istotny wpływ mają na nie warunki kontaktu sekcji z górotworem: tarcie, obciążenie osłony odzawałowej, ciśnienie zasilania oraz aktualna geometria jej układu mechanicznego (Barczak, Gearhart 1992, Jackson 1979, Jacobi 1981, Kumar i in.2011, Płonka, Rajwa 2009, Prusek i in. 2004, Rajwa 2004, Sastry 2013). Ponadto sekcja poddana jest innemu oddziaływaniu sił w fazie jej rozpierania i w fazie jej obciążania ze strony górotworu. W związku z tym, parametry pracy obudowy w ścianie mogą znacząco różnić się od przedstawianych w dokumentacjach technicznych, które to prezentowane są dla ściśle określonych danych nominalnych sekcji i założeń dotyczących np. współczynników tarcia stropnica-strop wyrobiska czy sposobu obciążenia osłony odzawałowej ze strony górotworu. Powyższe stwierdzenia znajdują potwierdzenie w przykładowych obliczeniach wykonanych dla założonej obudowy zmechanizowanej dwustojakowej, o podziałce 1,5 m, typu podporowo-osłonowego (z obciążoną osłoną odzawałową) o zakresie konstrukcyjnym od 1,6 do 3,4 m, podporności wstępnej (Pw) 1225 kn i roboczej (Pr) 2060 kn każdego ze stojaków oraz wymiarach spągnicy 525x2600 mm. Ponadto obudowa ta charakteryzuje się tym, iż krzywa lemniskaty w analizowanym zakresie pracy odchyla się nieznacznie w kierunku zawału (wzrasta szarość ścieżki przyczołowej) wraz ze wzrostem wysokości pracy. Pod wpływem obciążenia ze strony górotworu wywołującego w stojakach obudowy podporność roboczą zmienia się zarówno wartość maksymalnych nacisków obudowy na spąg, jak również ich rozkład na długości spągnicy (rys. 3). Z rozkładem równomiernym na całej długości spągnicy mamy do czynienia, gdy współczynnik tarcia pomiędzy skałami stropowymi a stropnicą obudowy mechanizowanej wynosi μ=0,3 (rys.3). Maksymalna wartość nacisków w tym przypadku wynosi do ok. 1,6MPa. Wraz z obniżaniem się wartości współczynnika tarcia obserwujemy stopniowy wzrost nacisków na przód spągnicy, przy jednoczesnym odciążaniu jej końca jest to tzw. stawanie się obudowy na palce. W efekcie przy współczynniku tarcia μ=0 (wartość przyjmowana do obliczeń w metodzie Jacksona), naciski skupiają się jedynie na ok. 2/3 długości stropnicy, a maksymalne naciski wzrastają do wartości ok. 4,3MPa. Odwrotny efekt w rozkładzie nacisków na spąg wyrobiska dla analizowanej konstrukcji sekcji, obserwuje się ze wzrostem współczynnika tarcia. Przesuwanie nacisków następuje w kierunku końca spągnicy, by dla współczynnika tarcia μ=0,7 skupić się jedynie na 1/3 długości spągnicy i osiągnąć maksymalną wartość równą ok. 9,1MPa. Tym samym, co wykazano tym przykładem, w zależności od warunków kontaktu obudowy z górotworem

49 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 47 Rys. 3. Rozkład nacisków spągnicy sekcji dwustojakowej typu podporowo-osłonowego z prowadzeniem lemniskatowym podczas rozpierania sekcji (P w 2x1225 kn) i przy obciążeniu roboczym (P r 2x2060 kn) w zależności od współczynnika tarcia µ Fig. 3. Pressure distribution on base of two legs shield support in setting (P w 2x1225kN) and in yield (P r 2x2060 kn) in relation with friction coefficient µ opisanych współczynnikiem μ, wartość maksymalnych nacisków może wzrosnąć niemal 6-krotnie i zmianie ulegać może diametralnie ich rozkład na długości spągnicy. Obydwa te parametry (wartość i rozkład) mogą ulegać kolejnym, choć już nieco mniejszym, zmianom np. wraz z nachyleniem stropnicy w górę lub dół w odniesieniu do równoległości jej ze spągnicą lub działaniem siłownika podpory (zastrzałowego). W warunkach górnictwa australijskiego czy amerykańskiego powszechnie stosuje się także obudowy zmechanizowane o podziałce 1,75m i wymiarach spągnicy 700mm x 2600mm, w których podporność robocza każdego ze stojaków może osiągnąć wartość na poziomie 5000kN (w Polsce jest zaledwie tylko kilka takich kompleksów). W takim przypadku, wartości maksymalnych nacisków przy działaniu obciążenia ze strony mogą zmieniać się od ok. 2,5 MPa (μ=0,3), poprzez 9,2 MPa (μ=0,0) z występującym maksimum w przedniej części do 20,8 MPa (μ=0,7) w tylnej części spągnicy (rys.4). Rys. 4. Rozkład nacisków na spąg sekcji dwustojakowej typu podporowo-osłonowego z prowadzeniem lemniskatowym podczas rozpierania sekcji (P w 2x3000 kn) i przy obciążeniu roboczym (P r -2x5000 kn) w zależności od współczynnika tarcia Fig. 4. Pressure distribution on base of two legs shield support in setting (P w 2x3000kN) and in yield (P r 2x5000 kn) in relation with friction coefficient

50 48 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 Jak wspomniano, przy rozpieraniu sekcji obudowy zmechanizowanej typu podporowo-osłonowego z układem lemniskatowym, zwrot siły tarcia jest przeciwny w odniesieniu do tego jaki występuje przy jej obciążaniu ze strony górotworu. Wówczas, dla analizowanych konstrukcji, niezależnie od współczynnika tarcia naciski skupiają się w przedniej części spągnicy (sekcja staje na palcach ). Analizowane konstrukcje sekcji są stabilne jednak tylko przy współczynniku tarcia μ=0,0. W takim przypadku dla sekcji obudowy zmechanizowanej o podziałce 1,5 m i podporności wstępnej P w 2x1225 kn maksymalne naciski mogą osiągnąć wartość 3,5 MPa, zaś dla sekcji o podziałce 1,75 m i podporności wstępnej P w 2x3000 kn wartość ta wynosi 6,5 MPa. Przy nieznacznym wzroście współczynnika tarcia podczas rozpierania sekcji wytwarza się moment obrotowy, który teoretycznie mógłby spowodować wywrócenie sekcji do przodu, o czym świadczy lokalizacja reakcji R poza długością spągnicy (rys. 3 i 4). W praktyce wywrócenie to nie następuje, gdyż taki ruch obudowy zostaje ograniczony równocześnie płaszczyznami stropu i spągu wyrobiska ścianowego. Niemniej jednak w takim przypadku kontakt spągnicy ze spągiem ma miejsce na bardzo małej powierzchni (tzw. punktowe podparcie). Powoduje to powstawanie bardzo dużych wartości nacisków wielokrotnie przewyższających te podane na rys 3 i 4. Naciski te mogą spowodować niszczenie struktury skał spągowych wyrobiska ścianowego już przed spągnicą (Nemcik 2003, Witek 2014). W konsekwencji po wykonaniu skrawu i przesuwie sekcji jest ona rozpierana na zniszczonym spągu o znacznie zmniejszonej nośności. 4. Praca obudowy zmechanizowanej na spągu o małej nośności Obudowa zmechanizowana wraz z calizną pokładu i materiałem wypełniającym zroby (np. podsadzka sucha lub hydrauliczna, gruzowisko zawałowe) są elementami tzw. podłoża, które powinno stanowić czynnik hamujący oraz regulujący ruch warstw górotworu odprężonego nie dopuszczając do rozluźnienia skał (Biliński 2005). Tak więc ruch skał w rejonie wyrobiska ścianowego jest ściśle związany z podpornością wstępną i roboczą sekcji obudowy zmechanizowanej. W przypadku pracy sekcji na mocnym spągu i bezpośrednim kontakcie stropnicy ze stropem wyrobiska (brak zalegania materiału skalnego na stropnicy) ruch skał stropowych w kierunku spągu wyrobiska (osiadanie stropu) jest możliwy po zsuwie sekcji stojaków hydraulicznych. Zsuw ten jest następstwem przekroczenia podporności roboczej stojaków wynikającej ze średnicy wewnętrznej stojaków i ustawionych wartości ciśnienia na zaworach upustowych (roboczych). Istnieją jednak w praktyce górniczej sytuacje, gdy ruch skał stropowych występuje, pomimo braku zsuwów na stojakach sekcji. Występuje to w przypadkach, gdy na stropnicy zalega warstwa luźnych skał lub/i, gdy naciski spągnicy na spąg wyrobiska przekraczają jego nośność. Pierwszy przypadek wynika z faktu zbyt małego zgniecenia (ściśnięcia, sprasowania) luźnego materiały skalnego podpornością wstępną obudowy lub gdy materiał ten zalega tylko na tylniej lub/i środkowej części stropnicy (wzrasta szerokość przyczołowej ścieżki wyrobiska) (Prusek i in. 2004). Drugi przypadek, gdy po uzyskaniu przez sekcję podporności wstępnej, a przed uzyskaniem podporności roboczej naciski spągnicy powodują ściśnięcie (zgniecenie) materiału skalnego i/lub jego wypieranie. Z pewnym uproszczeniem dla praktyki możemy przyjąć, że ze ściskaniem mamy najczęściej do czynienia w przypadku, gdy materiał skalny zarówno naturalnie zalegający w spągu pokładu, jak i będący konsekwencją zastosowanego materiału podsadzkowego przy eksploatacji na warstwy, ma niewielką (kilka procent) zawartość wilgoci (Krysik 1983). W warunkach długotrwałego lub nadmiernego zawodnienia i gdy skały spągowe zbudowane są z iłów dochodzi do uplastycznienia, a następnie zagłębiania i wypierania ich spod spągnic do wyrobiska ścianowego (rys.5). Rys. 5. Zagłębianie się spągnic obudowy zmechanizowanej w warunkach zawodnionych skał ilastych tworzących spąg wyrobiska ścianowego Fig. 5. Sinking of shield support base in conditions of waterlogged shale rocks in floor of longwall panel Tym samym, kolejne niższe warstwy łupków mają kontakt z wodą i poddane naciskowi są także wypierane. Jak wspomniano, jeśli powyższe, opisane zjawiska występują po zakończeniu czynności rozpierania sekcji, skały stropowe mają możliwość przemieszczania się w kierunku spągu wyrobiska (z L ). Tym samym, jeżeli droga, na której dochodzi do zagniecenia luźnego materiału skalnego na stropnicy lub gdy głębokość zagłębienia się spągnic ( L) w wyniku ściśnięcia materiału skalnego lub/i jego wypierania będzie większa od wartości granicznego nachylenia (ugięcia) skał stropowych (z g ) dojdzie do ich obwału (Biliński 2005, Rajwa 2004). Mechanizm powstawania obwału skał stropowych zwiazany z zaglębianiem się sekcji w spag wyrobiska ścianowego przedstawiony jest na rys. 6. Spowodować to może istotne utrudnienia w postępie ścian i niewykonanie zakładanego poziomu wydobycia. W celu ograniczenia tego zjawiska, korzystnym może być podczas postoju ściany okresowe, powtórne, rozpieranie (zaciąganie) sekcji. W ten sposób, dla pewnego odcinka czasu, eliminujemy podatność sekcji na kontakcie ze stropem wyrobiska, a wynikającą z utraty nośności spągu. Nadmienić także należy, że zagłębianie sekcji w spąg może powodować utrudnienia w przekładce obudowy związane zarówno z podbijaniem się belki przesuwnej i/lub jej podnoszeniem. Dochodzi wówczas do kolizji belki przesuwnej sekcji z hydraulicznym lub mechanicznym urządzeniem do podnoszenia sekcji (HPS lub MPS), co uniemożliwiać może jej przekładkę. Powyższe sytuacje przedstawiają fotografie na rys. 7 i 8. Innym negatywnym zjawiskiem związanym z wypieraniem uplastycznionego materiału skalnego spod spągnic jest utrata prawidłowej geometrii. Na skutek nierównomiernego osiadania spągnic sekcja odchyla się, podpierając strop jedynie krawędzią stropnicy. Powoduje to dalszą dezintegrację skał i intensyfikację utrudnień w utrzymaniu stropu wyrobiska, co obrazuje fotografia na rys. 9.

51 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 49 Rys. 7. Podnoszenie belki przesuwnej w wyniku zagłębiania się spągnic Fig. 7. Elevation of relay bar caused by base sinking Rys. 6. Mechanizm powstawania obwału skał stropowych zwiazany z zaglębianiem się sekcji w spag wyrobiska ścianowego: a) rozparcie sekcji naokreślonej wysokości ściany (h), b) początkowa faza zaglebiania się sekcji ( L 1 ) i ugięcia stropu (z L1 ), c) obwał skał spowodowany zagłębieniem się sekcji ( L 2 ) powodującym przekroczenia nachylenia granicznego skał stropowych (z g ) Fig. 6. Roof fall mechanism related to sinking of shield support into floor of longwall panel: a) support setting on determined height, b) initial stage of shield sinking ( L 1 ) and roof sagging (zl 1 ), c) roof fall induced by shield sinking ( L 2 ) that lead to exceeding permisable inclination of roof (z g ), Rys. 8. Kolizja belki przesuwnej sekcji z hydraulicznym urządzeniem do podnoszenia sekcji (HPS) Fig. 8. Collision of relay bar with base lifting device W opracowanej i stosowanej w GIG metodzie dotyczącej prognozy warunków utrzymania stropu przez obudowę zmechanizowaną, opartej o obliczenia wartości wskaźnika g (Biliński 2005, Prusek i in. 2013) istnieje także możliwość prognozowania ewentualnych utrudnień w utrzymaniu stropu, będących rezultatem utraty nośności spągu pod sekcjami obudów zmechanizowanych. Dla przeprowadzenia takich obliczeń niezbędne są informacje dotyczące dopływu wody do wyrobiska, zmiany parametrów wytrzymałościowych skał spągowych w wyniku ich zawodnienia oraz rodzaju Rys. 9. Podpieranie stropu krawędzią stropnicy będące rezultatem wypierania uplastycznionego materiału skalnego spod spągnic Fig. 9. Support of roof by the edge of canopy caused by displacement of softened rock material from underneath of base

52 50 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 i ilości zawartych w nich części ilastych. Występujące w takich obliczeniach obniżenie wartości wskaźnika g jest następstwem zmian w charakterystyce podpornościowej (tzw. węzła podatności) układu obudowa zmechanizowana spąg. Poprzez upodatnienie tego węzła (możliwość zagłębiania się sekcji w spąg) obudowa zmechanizowana zachowuje się jak obudowa późnopodporowa, co powoduje, że określone osiadanie stropu nie skutkuje adekwatnym (w odniesieniu do badań stanowiskowych) wzrostem ciśnienia w stojakach sekcji. Taka reakcja obudowy umożliwia wzrost nachylenia (ugięcia) skał w przyczołowej niezabudowanej części wyrobiska i zwiększenie prawdopodobieństwa wystąpienia opadu skał stropowych opisaną wartością wskaźnika g. 5. Posumowanie Przedstawione w niniejszym artykule obliczenia i analizy pozwalają na sformułowanie następujących wniosków: 1. Zapewnienie dobrych warunków utrzymania stropu, w danym typie obudowy zmechanizowanej, wymaga odpowiedniej reakcji podłoża, która umożliwia osiągnięcie przez obudowę jej podporności wstępnej i roboczej. 2. Właściwa reakcja podłoża związana jest zarówno z nośnością spągu, jak i naciskami sekcji obudowy zmechanizowanej na spąg wyrobiska. 3. W przypadku, gdy spąg wyrobiska ścianowego tworzą skały ilaste, jego nośność jest silnie uzależniona od ilości wody znajdującej się w wyrobisku ścianowym (stopnia zawilgocenia tych skał lub ich nasycenia wodą). 4. Naciski sekcji obudowy zmechanizowanej na spąg wyrobiska są konsekwencją zarówno wymaganej podporności obudowy, niezbędnej dla ograniczenia zaciskania wyrobiska, jak i jej geometrycznych wymiarów konstrukcyjnych. 5. W pewnym ograniczonym zakresie przy projektowaniu geometrii sekcji (np. szerokości i długości spągnic, miejsca zamocowania stojaka) można wpływać na maksymalne naciski długości stropnicy i na ich lokalizację (Jackson 1979, Rajwa 2004). 6. Istotnymi czynnikami decydującymi o maksymalnych wartościach nacisków spągnicy obudowy zmechanizowanej na spąg oraz o ich lokalizacji, są właściwości górotworu związane z powstawaniem sił tarcia w układzie stropnica-strop wyrobiska ścianowego. 7. W sytuacji braku odpowiedniej reakcji spągu na naciski ze strony obudowy zmechanizowanej, należy brać pod uwagę zaniechanie eksploatacji, jeżeli nie ma technicznych możliwości ograniczenia dopływu wody do wyrobiska ścianowego, w którego bezpośrednim spągu zalegają skały zawierające minerały ilaste. 8. Decyzja taka winna być poprzedzona odpowiednimi badaniami, obliczeniami i analizami z wykorzystaniem teorii dotyczących nośności gruntów, mechaniki górotworu i podporności obudowy. Literatura AFROUZ A Yield and Bering Capacity of Coal Mine Floor. Int.J.Rock Mech. Min. Sci & Geomech. Nr 12 pp BARCZAK T.M., GEARHART D.F Canopy and Base Load Distribution on a Longwall Shield. United States Departament of The Interior. Bureau of Mines. Report of Investigations nr BARRY A., NAIR O. B In Situ Testes of Bearning Capacity of Roof and Floor in Selected Bituminous Coal Mines. Report of Investigations nr BILIŃSKI A Metoda doboru obudowy ścianowych wyrobisk wybierkowych i chodnikowych do warunków pola eksploatacyjnego. Wyd. CMG KOMAG, Gliwice. BORECKI M., KIDYBIŃSKI A Nośność spągów pokładów węglowych. Przegląd Górniczy, nr 3, s CHEN G., CHUCH Y. P Estimation of in situ viscoelastic parameters of weak floor strata by plate-loading testes. Geotechnical and Geological Engineering, Nr 14, s Frith R A holistic examination of the geotechnical design of longwall shields and associated mining risks. In: Proceedings of the 13th Coal Operators Conference, s JACKSON D.J.H The testing of Shield supports. The Mining Engineer, s JACOBI O Praxis der Gebirgsbeherrschung. Aufl. Essen, Germany. Verlag Glückauf. KRYSIK M Wyniki badań i pomiarów nośności spągu utworzonego z podsadzki hydraulicznej kamiennej pod względem możliwości zastosowania mechanizacji w ścianach prowadzonych w wyższych warstwach. Wiadomości Górnicze, nr 8-9, s KUMAR B.R., Sankar U.S., Prasad V.N.S Selection of powered roof supports 2-leg shields vis-à-vis 4-leg chock shields. International Conference on Underground Space Technology, Argentyna, Buenos Aires, s KUMAR D., DAS S.K An experimental study of the parameters influencing ultimate bearing strength of weak floor strata using physical modeling. Geotechnical and Geological engineering, Nr 23, s MAŁKOWSKI P., ULASZEK A., OSTROWSKI Ł Optymalizacja grubości łaty węglowej pozostawionej w stropie wyrobiska ścianowego z uwagi na zawodnienie skał stropowych. Przegląd Górniczy, nr 3, s NEMCIK J.A Floor failure mechanisms at underground longwall face. University of Wollongton Thesis Collections. NEMCIK J.A., INDRARATNA B., AZIZ N. I Floor Failure Induced By Lateral Stress Ahead Of Longwall Supports. Proceedings of 14th International Conference on Ground Control in Mining, s Norma Branżowa Zasady ogólne eksploatacji podziemnej. Wyrobiska górnicze podziemne. Pomiar nośności spodka (spągu) nr BN-76/ PENG S Longwall Mining. 2nd Edition. Morgantown. PŁONKA M., RAJWA S Podporność i rozkład sił w węzłach sekcji obudowy zmechanizowanej. Wiadomości Górnicze, nr 10, s PRANDL L Über die Härte plastischer Körper. Springer-Verlag Berlin Haidelberg. PRUSEK S., RAJWA S., KASPERKIEWICZ W., BUDNIOK T Assessment of performance of Powered shield support used on weak floor. In: Proceedings of the World Mining Congress, Canada. PRUSEK S., RAJWA S., WALENTEK A Zagadnienie utrzymania stateczności w przyczołowej części wyrobiska ścianowego. Prace Naukowe GIG, Seria Konferencje nr 47, Katowice, s RAJWA S Wpływ konstrukcji stojaka hydraulicznego w ścianowej obudowie zmechanizowanej na utrzymanie stropu. Praca doktorska GIG, Katowice. SANTOS C.F., BIENIAWSKI Z.T Floor Design in underground Coal Mines. Rock Mechanics and Rock Engineering. Nr 22, s SASTRY V.R Behaviour of longwall powered supports subjected to different roof conditions: A case study. Aachen International Mining Symposia. 4th International Conference, Mineral Resources and Mine Development, s SEEDSMAN R The strength of the pillar-floor system. 12th Coal Operators Conference, University of Wollongong & the Australasian Institute of Mining and Metallurgy, s TERZAGHI K., PECK R.B., MESLI G Soil Mechanics In Engineering Practice, 3rd Edition, John Wiley & Sons, Inc. WIŁUN Z Zarys geotechniki. Wydawnictwa Komunikacji i Łączności, Warszawa. WITEK M Wpływ parametrów wytrzymałościowych skał spągowych na warunki pracy sekcji obudowy zmechanizowanej w ścianie. Praca doktorska GIG, Katowice. Artykuł wpłynął do redakcji - marzec, 2016 Artykuł zaakceptowano do druku

53 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 51 UKD : : Przestrzenna analiza czynników górniczo-geologicznych związanych z procesem kształtowania się deformacji nieciągłych Spatial analysis of mining and geological factors related to the process of the formation of discontinuous deformations Dr inż. Agnieszka Malinowska* ) Mgr inż. Anna Matonóg* ) Treść: Problem powstawania deformacji nieciągłych na terenie byłych lub aktualnych terenów górniczych jest wciąż nierozwiązany. Bardzo często proces powstawania nieciągłych deformacji powierzchni terenu związany jest z wieloma czynnikami - nie tylko górniczymi czy geologicznymi. Poprawna interpretacja przyczyny powstania deformacji nieciągłej w danym rejonie jest kluczowa w procesie ochrony powierzchni terenu w strefach podatnych na kształtowanie się tego typu zjawisk. Badania prezentowane w niniejszym artykule związane były z pokazaniem możliwości przestrzennej analizy czynników ryzyka mogących mieć wpływ na proces tworzenia się deformacji nieciągłych. Wykorzystanie zbiorów rozmytych oraz estymacji jądra gęstości pozwoliło nie tylko na lepszą prezentację czynników ryzyka, ale również umożliwiło określenie stopnia skorelowania rozkładu tych czynników z przestrzennym rozkładem miejsc występowania deformacji nieciągłych. Prezentowane wyniki pozwalają na przeprowadzenie pogłębionej analizy przyczynowo-skutkowej pomiędzy czynnikami górniczo-geologicznymi a deformacjami nieciągłymi zaobserwowanymi na powierzchni terenu. Abstract: The problem of discontinuous deformations occurrence in the former or current mining areas is still vague. Very often the process of formation of discontinuous surface deformation is related to many factors, not only mining or geological but also others. The correct interpretation of the causes of the discontinuous ground deformations development in the region is crucial in the protection of the land surface in areas susceptible to the formation of this type of phenomena. The research presented in this article is related to the presentation of the possibilities of spatial analysis of risk factors that may affect the formation of discontinuous deformations. The use of fuzzy membership functions and kernel density interpolation has enabled, not only to enhance the presentation of the risk factors but also enabled to determine the correlation between the risk factors, the spatial distribution of discontinuous deformation. The presented results allow to carry out an in-depth analysis of cause- -and-effect relationship between mining and geological factors and discontinuous deformation observed on the surface. Słowa kluczowe: deformacje nieciągłe, ocena zagrożenia powierzchni, czynniki ryzyka, niepewność danych, jądrowy estymator gęstości, zbiory rozmyte Key words: discontinuous ground deformation, hazard assessment, risk factors, uncertainty of data, kernel density interpolation, fuzzy membership function 1. Wprowadzenie Problem zagrożeń związanych z płytkim kopalnictwem stanowi zagadnienie poruszane w wielu krajach na świecie, takich jak Niemcy, USA, Wielka Brytania, Bośnia i Hercegowina, Indie, Japonia, Australia, Korea, Chiny i in. (Whittaker, Reddish 1989). Deformacje nieciągłe powstające * ) AGH w Krakowie w wyniku płytkiej eksploatacji stanowią poważne zagrożenie dla powierzchni terenu, zwłaszcza gdy jest ona intensywnie zagospodarowana. Ryzyko wystąpienia zapadliska na danym terenie może być określone jako iloraz prawdopodobieństwa wystąpienia zapadliska, stopnia narażenia elementu oraz wrażliwości elementu w stosunku do potencjalnego zagrożenia (Beel 1999). R = Σ H E V (1)

54 52 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 gdzie: H prawdopodobieństwo wystąpienia zapadliska (hazard), E ekspozycja na zagrożenie (exposure), V wrażliwość elementów narażonych na zagrożenie (vulnerability). Geometria, intensywność i prędkość ujawniania się deformacji nieciągłych zależą od wielu czynników górniczo-geologicznych. Wieloletnie obserwacje pozwoliły na wyłonienie grupy czynników mających największy wpływ na kształtowanie się zjawisk nieciągłych na powierzchni terenu (Baryakh, Fedoseev 2011, Chudek i in. 1988, Fajklewicz i in. 2009, Malinowska, Hejmanowski 2010, Janusz, Jarosz 1976, Korte 2000, Kowalski 2005, Liu 1981, Pilecki 2006, Ryncarz 1992, Strzałkowski i in.2006). Są to: płytka eksploatacja prowadzona systemem zawałowym, reaktywacja starych zrobów, szczeliny, dyslokacje tektoniczne, kumulacja krawędzi eksploatacji w rzucie poziomym, reaktywacja wyrobisk dopowierzchniowych (szybiki), pożary w płytko zalegających wyrobiskach, eksploatacja pod zawodnionym nakładem, intensywne opady deszczu powodujące sufozję, odwodnienie górotworu, intensywne odkształcenia rozciągające ujawniające się szybko na powierzchni terenu, zjawiska sejsmiczne, wstrząsy wywołane eksploatacją, drgania gruntu powodowane przez ruch kołowy. Część z tych czynników może być scharakteryzowana w sposób ścisły, ponieważ są one mierzalne. Takimi czynnikami jest np. głębokość eksploatacji czy wysokość pustki poeksploatacyjnej. Te dane mogą być prezentowane w formie map wektorowych czy rastrowych. Natomiast wiele z wyżej wymienionych czynników ma niemierzalny charakter - grupę tych czynników można określić mianem zmiennych jakościowych. Oznacza to, że zmienne te nie mogą być kartowane w oparciu o klasyczne pomiary. Konieczna jest dodatkowa interpretacja tych czynników w sensie istotności ich wpływu na proces kształtowania się deformacji nieciągłych. Dla przykładu uskoki można scharakteryzować kątem upadu, zrzutem i biegiem, co pozwala na prezentację przestrzenną ich przebiegu. Natomiast informacja ta nie umożliwia określenia stopnia w jakim dana formacja może przyczynić się do kształtowania deformacji nieciągłej na powierzchni terenu. Kluczowe znaczenie ma bowiem stopień zawodnienia szczeliny uskokowej, czy występowanie utworów kurzawkowych. Dlatego też, konieczna jest dodatkowa charakterystyka tych formacji pozwalająca na wprowadzenie gradacji istotności tych czynników w sensie ich wpływu na prawdopodobieństwo wystąpienia deformacji nieciągłej. Duże znaczenie mają również wzajemne zależności pomiędzy tymi czynnikami. Jednym z przykładów jest sytuacja, gdy intensywne opady deszczu będą stanowiły duże zagrożenie zapadliskowe w strefach bezodpływowych i w rejonach, gdzie istnieją kontakty hydrogeologiczne z pustkami znajdującymi się na małych głębokościach. Określenie ryzyka zapadliskowego powiązane będzie w tym przypadku z intensywnością opadów, ukształtowaniem powierzchni terenu, budową geologiczną warstw przypowierzchniowych, właściwościami geomechanicznymi warstw w otoczeniu wyrobisk podziemnych, stanem obudowy, a także istniejącymi dyslokacjami tektonicznymi w tej strefie. W świetle powyższych rozważań zasadnym jest postawienie pytania czy istnieje możliwość integracji tych wszystkich czynników i oceny ich skumulowanego wpływu na zagrożenie zapadliskowe. Kolejnym mankamentem przy ocenie zagrożenia powierzchni deformacjami nieciągłymi staje się niska wiarygodność informacji charakteryzującej czynniki ryzyka. Rozpoznanie geologiczne i hydrogeologiczne w rejonach, w których jest prowadzona aktualnie eksploatacja górnicza jest stosunkowo dobre. Natomiast w przypadku stref, w których eksploatacja prowadzona była nawet na początku XVIII wieku, rozpoznanie to jest słabsze. Podobnie dużą niepewnością obarczona jest informacja o geometrii pustek poeksploatacyjnych powstałych na początku eksploatacji w danym rejonie. Stan techniczny, jak i stopień zaciśnięcia wyrobisk, szczególnie tych, które powstały dawno, jest bardzo często nieznany. W ramach badań prezentowanych w niniejszej publikacji podjęto próbę integracji czynników zarówno ilościowych, jak i jakościowych mogących się przyczynić do powstania deformacji nieciągłych na powierzchni terenu. Prezentowane podejście może stanowić punkt wyjścia do zupełnie nowej oceny zagrożenia powierzchni terenu deformacjami nieciągłymi. 2. Charakterystyka rejonu badań 2.1. Charakterystyka sytuacji górniczo-geologicznej Badania prowadzone były na obszarze należącym do miejscowości znajdującej się w południowej Polsce, zamieszkałej przez populację 94 tys. osób. Zabudowa tej miejscowości to typowe budynki mieszkalne jednorodzinne oraz bloki. Większa część rejonu silnie zabudowanego znajduje się na terenie podlegającym wpływom kopalni podziemnej węgla kamiennego. Rejon wytypowany do badań obejmował południowo-wschodnią część miasta. Jest on zlokalizowany nad starymi zrobami kopalni węgla kamiennego, eksploatowanymi głównie w drugiej połowie XIX wieku oraz pierwszej połowie XX wieku. Złoże w tym rejonie ma charakter wielopokładowy. Warstwy węglonośne sięgają do głębokości 1000 metrów. Skomplikowany układ strukturalny złoża powoduje, iż występuje znaczne zróżnicowanie kierunków rozciągłości oraz kątów upadów poszczególnych warstw. Upad warstw utworów karbonu zmienia się od płaskiego zalegania w południowo- -zachodnim skrzydle do ponad 20 w północnym i wschodnim skrzydle. Zachodnie skrzydło niecki jest nachylone pod kątem od 4 do 10. Złoże podzielone jest na partie tektoniczne szeregiem uskoków o zrzutach od kilkudziesięciu do ponad 100 metrów, jednak w badanym obszarze występuje ich znikoma ilość. Nadkład stanowią utwory czwartorzędu, trzeciorzędu i triasu. W południowo-zachodniej części rejonu badań występują strefy, w których utwory karbonu dochodzą do powierzchni (rys. 1). W analizowanym rejonie prowadzono płytką eksploatację górniczą węgla kamiennego w trzech pokładach z likwidacją stropu poprzez zawał. Średnia miąższość eksploatacji wahała się od 1,8 do 4,5 m. Wydobycie w najpłytszych pokładach realizowane było na głębokościach od 50 do 149 metrów. Przestrzenny układ wyrobisk górniczych był bardzo skomplikowany (rys. 2). Eksploatacja w pokładach niżej zalegających prowadzona była na głębokościach wykluczających jej ewentualny wpływ na powierzchnię terenu i obiekty (w zakresie powstawania deformacji nieciągłych) Zarejestrowane deformacje nieciągłe W obszarze, w którym prowadzono analizy zarejestrowano 48 deformacji nieciągłych (rys. 3). Deformacje nieciągłe, które powstały w rejonie badań zostały zinwentaryzowane przez pracowników działu mierniczego i katalogowane (pomiar

55 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 53 Rys. 1. Rozkład warstw karbonu i czwartorzędu Fig. 1. Distribution of layers of Carbon and Quaternary Strata Rys. 2. Przestrzenny układ wyrobisk górniczych Fig. 2. Spatial distribution of mining excavations wykonany był taśmą oraz łatą). Każda z powstałych nieciągłości jest charakteryzowana przez rok wystąpienia deformacji, objętość, powierzchnię, wymiary w rzucie poziomym oraz głębokość form. Spośród wszystkich zjawisk można wyróżnić zarówno te o charakterze powierzchniowym (np. leje czy zapadliska), jak i liniowym - głównie szczeliny i rowy. W wielu przypadkach deformacje tworzyły skupiska - ich zagęszczenie na małym obszarze było bardzo duże. Zdarzały się także sytuacje, kiedy deformacje nieciągłe występowały w tym samym miejscu, odnawiając się z upływem czasu. Zdecydowana większość nieciągłości występuje na obszarze objętym eksploatacją dwóch pokładów, pozostała część znajduje się w zasięgu głębszego pokładu. 3. Narzędzia badawcze Dotychczasowe analizy związane z ryzykiem zapadliskowym na terenach górniczych w rejonie badań oparte były głównie o dane analogowe (profile i przekroje geologiczne, mapy zasadnicze powierzchni terenu z naniesionymi miejscami występowania deformacji nieciągłych), dane tabelaryczne (charakterystyka zarejestrowanej deformacji nieciągłej) oraz dane wektorowe (mapy wyrobisk górniczych, mapy dyslokacji tektonicznych). Tak zebrany materiał badawczy umożliwiał przeprowadzenie analiz zagrożenia powierzchni terenu deformacjami nieciągłymi w oparciu o zależności teoretyczne np. Chudka i Arkuszewskiego (Chudek i in. 1988, Matonóg 2015). Metody te charakteryzowały się niestety niską dokładnością prognostyczną, która została potwierdzona poprzez porównanie wyników rozwiązania teoretycznego z realnie zaobserwowanymi deformacjami nieciągłymi. Przyczyną tych rozbieżności były liczne czynniki ryzyka, które nie mogły być uwzględnione przy ocenie zagrożenia powierzchni terenu ze względu na ich niemierzalny charakter. Rozważania prowadzone w oparciu o istniejące metody prognostyczne stosowane w Polsce dowodzą niskiej efektywności tych rozwiązań ze względu na liczne czynniki, które nie są uwzględniane

56 54 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 Rys. 3. Miejsca zarejestrowanych deformacji nieciągłych (czerwone punkty) Fig. 3. Registered discontinuous deformations (red points) w tych metodach (Malinowska, Dziarek 2014, Matonóg 2015), szczególnie gdy pustki poeksploatacyjne wykonane były w odległym horyzoncie czasowym oraz gdy aktualny stan wyrobisk jest słabo rozpoznany. Z tego powodu, w tych przypadkach konieczna jest pogłębiona analiza dodatkowych czynników, które mogły zainicjować zjawiska nieciągłe na powierzchni terenu. Odrębnym problemem jest możliwość prognozowania deformacji nieciągłych typu liniowego. Dotychczas nie została opracowana metoda pozwalająca na prognozę tego typu zjawisk. Wynika to z faktu, że szczeliny występujące na powierzchni bardzo często inicjowane są przez czynniki jakościowe, które nie zostały dotychczas ujęte w ścisłym rozwiązaniu (Janusz, Jarosz 1976). Dlatego też, w oparciu o narzędzia analizy przestrzennej podjęto próbę ujęcia tych czynników, które stanowiły główną przyczynę pojawienia się deformacji nieciągłych w wielu rejonach, ale które nie są uwzględniane w modelach teoretycznych. W ramach niniejszych badań testowane były metody wykorzystujące jądrowy estymator gęstości oraz zbiory rozmyte. Prezentowane narzędzia matematyczne są aktualnie wykorzystywane nieomal we wszystkich domenach badawczych w dziedzinie nauk o Ziemi (Kowalski 2005, Kuznetsov, Trofimov 2012, Estymator jądra gęstości Estymator jądra gęstości należy do klasy estymatorów pozwalających na nieparametryczne określenie gęstości występowania zmiennej losowej. W porównaniu do parametrycznych estymatorów, gdzie estymator ma ściśle określoną informację o rozkładzie danej zmiennej, w przypadku estymatorów nieparametrycznych taka informacja nie jest wymagana. Przykładem najprostszego estymatora jądrowego jest histogram. Zakładając pewien przedział klasowy dla wartości cechy, generowana jest graficzna prezentacja liczebności występowania danej cechy w każdej z klas. Mankamentem tego podejścia jest dyskretyzacja rozkładu danej zmiennej, która zależy od zdefiniowanego przedziału klasowego (rys. 4). Estymator jądra gęstości jest nieparametrycznym rozwiązaniem pozwalającym na ciągłą prezentację rozkładu danej zmiennej (Parzen 1962, Rosenblatt1956). Zakładając, że X jest d- wymiarową niezależną zmienną, z elementowej próby losowej (x1, x2,, Xn) o nieznanym rozkładzie gęstości f, jej estymator jądrowy określany jest przez zależność: gdzie: X zmienna losowa, d wymiar zmiennej losowej, x 1, x 2,, Xn próba losowa zmiennej, n liczebność elementów próby, h współczynnik wygładzenia, przy założeniu, że h>0, K funkcja gęstości zwana jądrem spełniająca warunek: Funkcja gęstości jądra K wybierana jest w zależności od ilości wymiarów zmiennej losowej. Dla zmiennych losowych jednowymiarowych najczęściej stosowane jest jądro Epanecznikowa w związku z jego największą efektywnością (najmniejszy błąd średniokwadratowy (Epanechnikov 1969). Ta funkcja gęstości przyjmuje postać: Współczynnik wygładzenia określany jest na podstawie sprawdzianu krzyżowego dla zbiorów jednowymiarowych (Scott, Terrell 1987). 3.2 Rozmyta funkcja przynależności Funkcje rozmyte zostały zdefiniowane przez Zadeh a (Zych 1997) w odpowiedzi na brak narzędzia matematycz- (1) (2) (3)

57 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 55 Rys. 4. Porównanie rozkładu gęstości zmiennej losowej na histogramie oraz na wykresie stworzonym na podstawie estymatora jądra gęstości ( Fig. 4. Comparison of the histogram with kernel density estimate ( nego, które pozwalałoby na podejmowanie decyzji w warunkach niepewności, niejednoznaczności oraz niedoskonałości informacji. Teoria zbiorów rozmytych pozwala na jakościową, a nie ilościową charakterystykę zjawisk. Podstawowym pojęciem w tej teorii jest zbiór rozmyty A, w pewnej numerycznej przestrzeni X - jest to zbiór uporządkowanych par: (4) gdzie: μ A : X [0,1] jest to funkcja przynależności zbioru rozmytego A. x element należący do zbioru wartości X. Zbiory rozmyte opisywane są przez funkcje przynależności. W ujęciu logiki boolowskiej element x należy lub nie należy do zbioru rozmytego, w przypadku logiki rozmytej dany element może należeć tylko w pewnym stopniu do zbioru rozmytego. Stopień ten określany jest przez funkcję przynależności. Kształt przyjmowanej funkcji przynależności zależy od ilości informacji charakteryzujących przebieg danej zmiennej, które są dostępne. W przypadku małej ilości informacji wybierane są funkcje najprostsze (rys. 5). 4. Integracja czynników ryzyka Na proces kształtowania się deformacji nieciągłych ma wpływ wiele czynników związanych z budową geologiczną górotworu i własnościami geotechnicznymi przypowierzchniowych warstw gruntu, warunkami hydrogeologicznymi, wymiarami i stanem technicznym pustek podziemnych i innymi czynnikami związanymi z zagospodarowaniem i ukształtowaniem powierzchni terenu. Rzetelna analiza przyczyny powstawania deformacji nieciągłych w danej strefie związana jest z dostępnością danych i ich wiarygodnością. W oparciu o dostępne dane wyłoniono czynniki ryzyka, które mogły być przyczyną powstania deformacji nieciągłych w rejonie badań. Czynniki te poddane zostały szczegółowym analizom przestrzennym. Celem prowadzonych badań jest dowiedzenie, że w oparciu o zbiory rozmyte oraz estymator Rys. 5. Trójkątna i gaussowska funkcja przynależności Rys. 5. Triangle and Gaussianfuzzy membership function

58 56 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 jądra gęstości możliwa jest lepsza reprezentacja przestrzenna czynników ryzyka ( Czynniki te charakteryzują się różną geometrią i rozmieszczeniem przestrzennym. Głębokość zalegania wyrobisk charakteryzowana jest poprzez rzędne kot stropu i spągu. Jest to geometria punktowa, podobnie jak w przypadku miejsc występowania starych szybików, które również mogą być reprezentowane w ten sam sposób, z dodatkową informacją o ich głębokości i stanie likwidacji. Wyrobiska podziemne (parcele, chodniki) mogą być przedstawione poprzez geometrię liniową lub powierzchniową, która może być powiązana z danymi o ich stanie (o ile jest znany), czy latach ich wykonania. Geometria każdego z mierzalnych czynników charakteryzuje się ostrymi krawędziami. Takie podejście bardzo często niesie ze sobą duże uproszczenie w sensie oceny ryzyka. Wiele z czynników obarczonych jest bowiem dużą niepewnością związaną z ich przestrzenną lokalizacją czy charakterystyką. Przykładem może być duża niepewność związana ze stanem technicznym wyrobisk chodnikowych zabezpieczonych obudową drewnianą, które znajdują się na niewielkiej głębokości i zostały wykonane wiele lat temu. Niepewnością obarczony jest również wpływ danego czynnika na proces kształtowania się deformacji nieciągłej. Istniejący uskok, który jest zawodniony może być przyczyną powstania deformacji nieciągłych w strefie jego wychodni. Miejsce prawdopodobnego wystąpienia deformacji nieciągłej nie powinno być określane poprzez geometrię liniową (krawędź uskoku), a poprzez powierzchnię o charakterze rozmytym. Im dalej od uskoku, tym prawdopodobieństwo wystąpienia deformacji nieciągłej jest mniejsze. Ciągła reprezentacja przestrzenna czynników ryzyka pozwala na gradację stopnia zagrożenia. Dlatego też, zasadna wyda się być prezentacja czynników ryzyka w formie ciągłych powierzchni (rastrów) przy jednoczesnym uwzględnieniu intensywności ich występowania. Rozmycie ostrych krawędzi (charakteryzujących ich geometrię) pozwoli na lepszą prezentację przestrzenną tych zmiennych w kontekście poszukiwania zależności przyczynowo-skutkowych pomiędzy miejscem występowania tych zmiennych a strefami w których wstąpiły deformacje nieciągłe. Poniżej zaprezentowano najistotniejsze czynniki ryzyka przedstawione jako dane ciągłe, wykorzystując narzędzia interpolacji, estymatora jądra gęstości oraz logikę rozmytą. Głębokość zalegania złoża X1 Wieloletnie obserwacje pokazują, że im głębiej zalega złoże, tym mniejsze jest prawdopodobieństwo ujawnienia się zapadliska (Chudek, Kleta 2007, Malinowska, Hejmanowski 2010, Jarczyk 2007, Kowalski 2005, Zych 1997). W rejonie badań występowały dwa pokłady zalegające na niedużych głębokościach, oscylujących w granicach 50 do 130 metrów. Do analiz wybrano tylko te pokłady, które zalegały na głębokościach nie większych niż 100 metrów. W oparciu o interpolację przy wykorzystaniu krigingu - na podstawie kot wysokościowych - możliwe było określenie bezwzględnej głębokości na jakiej zalegały wyrobiska w sposób ciągły (rys. 6b). Natomiast bazując na rzędnych wysokościowych powierzchni terenu pozyskanych z map topograficznych możliwe było stworzenie numerycznego modelu powierzchni terenu (rys. 6a). W wyniku różnicy pomiędzy tymi dwoma rastrami uzyskano raster głębokości zalegania pokładu. Najpłycej zalegała partia złoża znajdująca się w zachodniej strefie analizowanego obszaru, była to głębokość nie mniejsza niż 50 m pod powierzchnią terenu (rys. 6c). Wyrobiska chodnikowe X2 W rejonie badań występowało wiele wyrobisk chodnikowych zabezpieczanych obudową drewnianą. Obudowa wielu z tych wyrobisk jest w złym stanie technicznym. W przypadku gdy w wyrobisku wystąpi zawał, rozpoczyna się proces migracji pustki do powierzchni. W miejscach gdzie zagęszczenie wyrobisk podziemnych jest największe, górotwór jest najbardziej zruszony. Prawdopodobieństwo powstania deformacji nieciągłej w tych strefach jest największe, a im dalej od tych wyrobisk tym prawdopodobieństwo maleje (rys. 7). Rys. 6. Schemat wykonania rastra obrazującego głębokość zalegania pokładu Fig. 6. A diagram showing the raster of the coal deposit depth

59 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 57 Rys. 7. Raster przedstawiający zagęszczenie i wpływ wyrobisk korytarzowych na powierzchnię terenu Fig. 7. A Raster showing the density and the impact of excavations on the ground surface Zagęszczenie wyrobisk podziemnych zaprezentowano poprzez wykorzystanie estymatora jądra gęstości. W rejonach, w których zagęszczenie wyrobisk było największe, przypisano wartość 100. Funkcja odległości od wyrobisk przyjmująca kształt krzywej Gaussa malała do zera. Miąższość nadkładu skał luźnych X3 Pustki powstałe w pokładach zalegających na większych głębokościach są izolowane od powierzchni terenu większą ilością warstw geologicznych, a także nadkładu skał luźnych, przez co rzadziej strefa zawału dociera do powierzchni terenu. Właściwości fizyko-mechaniczne górotworu są różne w zależności od typu złoża. Na ryzyko wystąpienia deformacji wpływa także rodzaj skał zalegających nad pokładem. W związku z powyższym, analogicznie - im mniejsza miąższość utworów zwięzłych oraz nadkładu skał luźnych w danym miejscu - tym bardziej wzrasta prawdopodobieństwo wystąpienia nieciągłości. Przestrzenny rozkład tej zmiennej pokazano w formie rastrowej, wykorzystując interpolację metodą krigingu (rys. 8). Miąższość nadkładu skał luźnych w centrum strefy badań wynosiła 0 i rosła do 13 na południowy zachód i północny wschód. Do dalszych analiz niniejszy raster został zreklasyfikowany do zakresu Rys. 8. Mapa miąższości nadkładu skał luźnych. Wartości wahają się w przedziale m Fig. 8. Map of thickness ofloose rocks overburden. Values vary between m

60 58 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 Rys. 9. Mapa intensywności występowania krawędzi pól eksploatacyjnych wykonana w oparciu o wektorową prezentację danych Fig. 9. Kernel density map for the edges of fields exploitation made on the basis of vector data presentation Pokrycie krawędzi parcel wielu pokładów w rzucie poziomym X4 Złożona budowa tektoniczna w rejonie badań wymuszała prowadzenie eksploatacji w wielu pokładach. Ze względu na zmienne zaleganie złoża oraz zaburzenia tektoniczne, geometria wybieranych parcel była podobna na kolejnych poziomach. Powodowało to kumulację krawędzi parcel eksploatacyjnych w płaszczyźnie pionowej. Kumulacja krawędzi generowała dodatkowe naprężenia ścinające, zwiększając zagrożenie zapadliskowe na powierzchni terenu. Kumulacja krawędzi przedstawiona została w formie rastrowej w oparciu o wykorzystanie kernel density map (rys. 9.). W miejscach rzutu na powierzchnię terenu geometrii sumy krawędzi parcel eksploatacyjnych prawdopodobieństwo wystąpienia deformacji nieciągłych jest największe (przyjmuje wartość 100). Wysokość pustki wtórnej X5 Na wielkość i miejsce wystąpienia deformacji nieciągłej ma wpływ wysokość pustki pierwotnej, czyli najczęściej wysokość furty eksploatacyjnej g oraz sposób likwidacji tej pustki. Badania dotyczyły rejonu, w którym eksploatacja została zakończona w latach pięćdziesiątych. Dlatego też, wprowadzono pojecie pustki wtórnej, gdzie g to pierwotna miąższość pustki, a a - procent jej zaciśnięcia: g wtórne = g g a (3) Wysokość pustki wtórnej również została przedstawiona jako ciągła powierzchnia rastrowa. Wysokość pustki wtórnej oscylowała w granicach m. Zmienność tej powierzchni była niska. Ostateczny raster został przedstawiony w formie ciągłej zreklasyfikowanej powierzchni przyjmującej wartości w zakresie Dla rejonów o największej potencjalnej miąższości pustki wtórnej przypisano wartość 100. Nachylenie powierzchni terenu X6 Kolejnym czynnikiem, który poddano analizom, jest ukształtowanie powierzchni terenu, a dokładniej wartości spadków terenu i ich przestrzennego rozmieszczenia. W miejscach o dużym nachyleniu woda opadowa spływa w kierunku zagłębień terenowych. Gromadzi się w punktach, gdzie nachylenie jest równe lub bliskie zeru, skąd infiltruje w głąb górotworu, zabierając ze sobą luźny materiał skalny i przemieszczając go na większe głębokości. Zaistniała sytuacja stwarza dogodne warunki do migracji pustki ku powierzchni terenu, osłabiając strukturę nadkładu. Nachylenie powierzchni terenu przedstawione zostało w formie rastrowej (rys. 10). Maksymalne nachylenie powierzchni terenu wynosiło 12 %. Do dalszych analiz wykorzystano zreklasyfikowany raster do wartości 0-100, zakładając, że miejsca w strefie spadku nachylenia powierzchni terenu będą rejonami o podwyższonym prawdopodobieństwie powstania deformacji nieciągłych. W tych rejonach zreklasyfikowany raster przyjmował wartości 100. Występowanie szybów i szybików X7 Na ujawnianie się deformacji nieciągłych, zwłaszcza w postaci lejów, mają wpływ nieczynne szyby i szybiki. Likwidując wyrobiska pionowe, zazwyczaj zasypywano je piaskiem lub innym luźnym materiałem. Siła grawitacji oraz infiltracja wody powoduje przemieszczanie się drobin skalnych w głąb górotworu i wypełnianie wolnych przestrzeni znajdujących się niżej niż ich pierwotne położenie. Proces ten prowadzi do stopniowego formowania się leja, lub zapadliska w rejonie szybu. Biorąc pod uwagę fakt, że eksploatacja w pokładach 207 i 208 prowadzona była od połowy XIX, nadmienić należy, że rozwiązania konstrukcyjne stosowane przy zabezpieczeniu szybów były zawodne. Najczęściej stosowno drewnianą obudowę szybową, natomiast w przypadku starych płytkich szybów zdarzało się, że nie stosowano żadnej obudowy. Przyczyniało się to wzmożonej infiltracji wody w kierunku wyrobisk, przyczyniającej się do zjawisk sufozyjnych. Strefa objęta ruchami powierzchni terenu z tytułu tych zjawisk swoim zasięgiem obejmowała również pewną strefę w otoczeniu szybów. Czynnik ten został przedstawiony przy wykorzystaniu trójkątnych zbiorów rozmytych (rys. 11). Podwyższone ryzyko wystąpienia deformacji nieciągłej występuje w pewnej strefie wokół szybów. W miejscu występowania szybu zreklasyfikowanemu rastrowi przypisało wartość 100 (rys.

61 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 59 Rys. 10. Raster przedstawiający spadki terenu, wygenerowany na podstawie mapy wysokościowej za pomocą oprogramowania GIS Fig. 10. Raster showing slopes of the terrain, generated on the basis of altitude maps using GIS software Rys. 11. Graficzne przedstawienie fragmentu analizowanego obszaru, na którym znajdowało się kilka szybów Fig. 11. Graphical presentation of the part of the study area, where there were several shafts 11). Wraz z liniowym wzrostem odległości od szybu ryzyko zapadliskowe maleje do zera. Wychodnie pokładów X8 Zaburzenia jednorodnej budowy górotworu również wpływają na możliwość pojawienia się deformacji nieciągłych na powierzchni terenu. Są to przede wszystkim wychodnie pokładów. W analizie uwzględniono wychodnie pokładów oraz strefę rozmytą wokół nich. Jest to obszar narażony na pojawienie się deformacji, zwłaszcza o charakterze liniowym (rys. 12). W strefach, w których występowały wychodnie pokładów przypisano rastrom wartość 100, wraz ze wzrostem odległości od wychodni wartości rastra liniowo malały do zera. Drogi X9 W rejonie występowania płytkiej eksploatacji duże znaczenie mają drgania powierzchni terenu, które wywoływane są przez ruch kołowy. Drgania powierzchni terenu sprzyjają zagęszczeniu przypowierzchniowej warstwy gruntu i sufozji mechanicznej. Przez rejon będący przedmiotem analiz przebiegała krajowa droga szybkiego ruchu (rys. 13). Drogom zostały przypisane wagi, mające na celu zróżnicowanie danych pod względem natężenia ruchu, który się po nich odbywa. Raster został wykonany przy użyciu estymatora jądra funkcji gęstości oraz logiki rozmytej. W rejonach o najwyższym natężeniu drgań podłoża rastrom przypisano

62 60 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 Rys. 12. Zasięg oddziaływania wychodni pokładów na powierzchnię terenu Fig. 12. Range of influence on the surfacecoal deposit outcrops Rys. 13. Sieć najważniejszych dróg przebiegających przez badany obszar oraz zasięg ich znaczącego wpływu na powierzchnię gruntu Fig. 13. A system of main roads and the range of their significant impact on the ground surface wartość 100. Ostatecznie wyłoniono dziewięć czynników ryzyka, które zostały poddane dalszym analizom. 5. Selekcja istotnych statystycznie czynników ryzyka Kolejnym etapem badań było wyłonienie czynników ryzyka istotnych statystycznie. W tym celu przeprowadzono analizę korelacji pomiędzy wymienionymi powyżej czynnikami ryzyka prezentowanymi w formie rastrowej oraz rastrem z miejscami wystąpienia deformacji nieciągłych. W celu porównania tych czynników każdy z rastrów został zreklasyfikowany do wartości z zakresu Normalizację przeprowadzono w oparciu o zależność: Wykorzystując przestrzenną informację o czynnikach ryzyka, przeprowadzono analizę korelacji miedzy nimi. Analiza korelacji przeprowadzona została w oparciu o dane rastrowe. (4)

63 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 61 Tabela 1. Macierz korelacji dla czynników ryzyka Table 1. The correlation matrix for the risk factors Lp Czynnik ryzyka Współczynnik korelacji 1 Głębokość zalegania złoża X Wyrobiska chodnikowe X Miąższość nadkładu skał luźnych X Pokrycie krawędzi parcel wielu pokładów w rzucie poziomym X Wysokość pustki wtórnej X Nachylenie powierzchni terenu X Występowanie szybów i szybików X Wychodnie pokładów X Drogi X Współczynniki korelacji zostały określone pomiędzy wszystkimi czynnikami. Korelację pomiędzy rastrami określono w oparciu o formułę: gdzie: Z wartość piksela i, j warstwy dla odpowiednich czynników ryzyka, µ średnia dla każdej z warstw N ilość pikseli w rastrze, k poszczególny piksel w rastrze. W wyniku korelacji czynnikowej określono zmienne, których rastrowy obraz przestrzenny wykazywał najsilniejszą korelację z rastrowym rozkładem miejsc, w których zaobserwowano nieciągłe deformacje powierzchni terenu (tabela 1). Największy współczynnik korelacji pomiędzy miejscem wystąpienia deformacji nieciągłej a czynnikami ryzyka zaobserwowano dla następujących zmiennych: wyrobiska chodnikowe (X2), pokrycie krawędzi wyrobisk podziemnych (X4), miejsc poddanych drganiom wynikającym z ruchu kołowego (X9). Mniejsze znaczenie miały: głębokość zalegającego złoża (X1), miąższość nadkładu skał luźnych (X3) oraz miejsca występowania szybów i szybików (X7). Pozostałe zmienne, takie jak wysokość pustki wtórnej (X5), nachylenie powierzchni terenu (X6) oraz wychodnie pokładów (X8) nie miały wpływu na proces kształtowania się deformacji nieciągłych. Do dalszych analiz wybrano: Zagęszczenie wyrobisk podziemnych X2 Pokrycia krawędzi parcel wielu pokładów w rzucie poziomym X4 Występowanie szybów i szybików X7 Drogi X9 Z analiz wykluczona została głębokość zalegania złoża (X1) oraz miąższość nadkładu skał luźnych (X3), ze względu na bardzo niską zmienność rozkładu tego czynnika. Analiza przestrzenna prowadzona w oparciu o czynniki o małej zmienności nie pozwala na określenie istotnego wpływu tych zmiennych na proces kształtowania się deformacji nieciągłych na powierzchni terenu. 6. Dyskusja wyników W związku z niską efektywnością metod analitycznych wykorzystywanych do oceny zagrożenia powierzchni deformacjami nieciągłymi w niektórych rejonach górniczych czy pogórniczych, podjęto próbę odpowiedzi na pytanie w jaki sposób analizować czynniki odpowiedzialne za zwiększanie (5) prawdopodobieństwa powstania deformacji nieciągłych na powierzchni terenu. Prezentowane badania miały na celu pokazanie pewnej koncepcji analizy przyczynowo-skutkowej pomiędzy czynnikami górniczo-geologicznymi a procesem kształtowania się deformacji nieciągłych na powierzchni terenu. W badaniach uwzględniono czynniki, które nie były dotychczas analizowane w ujęciu ilościowym, ze względu na ich złożony charakter. Były to między innymi: kumulacja wyrobisk chodnikowych, kumulacja krawędzi wielu pokładów, wychodnie pokładów. Prezentacja dziewięciu czynników w postaci rastrów zreklasyfikowanych do przedziału wartości od 0 do 100 pozwoliła na wprowadzenie pewnej gradacji ryzyka, jakie może być generowane przez dany czynnik. Prezentacja miejsc występowania deformacji nieciągłych, również w formie rastrów przyjmujących wartości od 0 do 100 pozwoliło na ocenę zależności pomiędzy tymi zmiennymi. Analiza korelacji wykazała, że czynnikami mającymi największy wpływ na powstawanie zapadlisk w omawianym rejonie są: zagęszczenie wyrobisk podziemnych, kumulacja wielu krawędzi parcel eksploatacyjnych, rejony występowania szybów i szybików oraz drgania górotworu wywołane ruchem kołowym. Wyłonione zmienne mogą stanowić podstawę do oceny zagrożenia powierzchni terenu deformacjami nieciągłymi w rejonie badań. Podkreślić należy jednak, że wyłonione czynniki są słuszne jedynie dla zaprezentowanego, przykładowego rejonu badań. Zastosowana metodyka badań może być również z powodzeniem wykorzystywana w innych rejonach, w których ocena zagrożenia powierzchni terenu deformacjami nieciągłymi stanowi duży problem. Niniejsze badania zostały wykonane w AGH, a sfinansowane przez Narodowe Centrum Badań, nr grantu No.UMO- 2014/15/B/ST10/ Literatura Baryakh A.A., Fedoseev A.K Sinkhole formation mechanism. Journal of Mining Science (wydawnictwo Springer), Vol. 47, No. 4. BELL F.G Geological hazards. Their assessment, avoidance and mitigation, E & FN Spon, p. 648, London. CHUDEK M., JANUSZ W., ZYCH J Studium dotyczące stanu rozpoznania tworzenia się i prognozowania deformacji nieciągłych pod wpływem podziemnej eksploatacji złóż, Zeszyty Naukowe. Politechnika Śląska. Seria Górnictwo, z CHUDEK M., KLETA H Zagrożenie obiektów przyszybowych deformacjami nieciągłymi typu liniowego. Górnictwo i Geoinżynieria, z. 3/1, s EPANECHNIKOV, V.A Non-parametric estimation of a multivariate probability density. Theory of Probability and its Applications 14: doi: / FAJKLEWICZ Z., JAKUBÓW A., KOTYRBA A., TARGOSZ P. OSTROWSKI C Deformacje nieciągłe spowodowane sufozją

64 62 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 w otoczeniu szybu V wentylacyjnego w KWK Pniówek w świetle badań mikrograwimetrycznych. Przegląd Górniczy, nr. 3-4, s JANUSZ W., JAROSZ A Nieciągłe deformacje powierzchni terenu wywołane płytką podziemną eksploatacją górniczą. Materiały Konferencji Naukowo Technicznej PAN Budownictwo na terenach górniczych o dużych deformacjach powierzchni, Katowice. JARCZYK M Przywracanie wartości użytkowych powierzchni terenu metodami wiertniczymi w otoczeniu likwidowanych kopalń, rozprawa doktorska. WWNiG AGH, Kraków. KORTE G The GIS book. On Word Press, ISBN , Canada. KOWALSKI A O liniowych deformacjach nieciągłych powierzchni terenów górniczych. Materiały konferencyjne X Konferencji Naukowo- Technicznej Ochrona powierzchni na terenach górniczych w subregionie zachodnim województwa śląskiego, Rybnik. KUZNETSOV S. V., TROFIMOV V. A Formation of tension and delamination areas in a long excavation s roof, Journal of Mining Science, Vol. 48, No.5. LIU T. Q Surface movements, overburden failure and its applications. Coal Industry Publishing, China. MALINOWSKA A., DZIAREK K Modelling of cave-in occurrence using AHP&GIS, Natural Hazards&Earth System Sciences; ISSN vol. 14 no. 8, pp MALINOWSKA A., HEJMANOWSKI R Building damage risk assessment on mining terrains in Poland with GIS application, International Journal of Rock Mechanics & Mining Sciences, Vol. 47, zeszyt 2, MATONÓG A Ocena zagrożenia powierzchni terenu deformacjami nieciągłymi przy uwzględnieniu czynników jakościowych, praca magisterska - niepublikowana, AGH, Kraków. PARZEN, E On Estimation of a Probability Density Function and Mode, The Annals of Mathematical Statistics 33 (3): doi: / aoms/ JSTOR PILECKI Z Eksperymentalne rozpoznanie zagrożenia wystąpieniem deformacji nieciągłych metodą pomiaru temperatury na terenach pogórniczych. Przegląd Górniczy, nr. 4, s ROSENBLATT, M Remarks on Some Nonparametric Estimates of a Density Function, The Annals of Mathematical Statistics 27 (3): 832. doi: /aoms/ RYNCARZ T Ruchy górotworu wywołane wyrobiskami podziemnymi, Wydawnictwa AGH, SU 1295, Kraków. SCOTT D.W., TERRELL G.R Biased and unbiased cross-validation in density estimation, Journal of the American Statistical Association, Vol. 82 (400). STRZAŁKOWSKI P., PIWOWARCZYK J., ŁAPAJSKI K Występowanie deformacji nieciągłych liniowych w świetle analiz warunków geologiczno-górniczych. Przegląd Górniczy, nr 5, s WHITTAKER N., REDDISH D. J Subsidence - occurrence, prediction, and control: Developments in geotechnical engineering, 56: NewYork., Elsevier. ZADEH L Fuzzy sets in Information and Control, vol. 8, pp , Berkeley. ZYCH J Przyczyny powstawania deformacji nieciągłych na terenie ROW, Materiały Konferencji Naukowo-Technicznej Ochrona terenów górniczych kopalń Jastrzębskiej i Rybnickiej Spółki Węglowej SA, Rybnik. File:Comparison_of_1D_histogram_and_KDE.png ( Artykuł wpłynął do redakcji - kwiecień, 2016 Artykuł zaakceptowano do druku Sprostowanie W numerze 6/2016 Przeglądu Górniczego na stronach ukazał się artykuł mgr inż. Wiesław Grzebyk, dr inż. Lech Stolecki p.t. Reakcja układu stop-filar w komorowo-filarowym systemie eksploatacji z przypisaną błędną afiliacją Politechnika Śląska w Gliwicach, którą należy zastąpić KGHM CUPRUM sp. z o.o. Centrum Badawczo-Rozwojowe we Wrocławiu Za zaistniałą pomyłkę w imieniu Komitetu Redakcyjnego przepraszam Redaktor Naczelny dr inż. Albin Zdanowski

65 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 63 UKD : : Ocena zagrożenia powierzchni terenu deformacjami nieciągłymi przy uwzględnieniu czynników ilościowych i jakościowych Hazard and risk assessment of discontinuous ground deformations based on quantitative and qualitative variables Dr inż. Agnieszka Malinowska* ) Mgr inż. Anna Matonóg* ) Treść: Proces kształtowania się deformacji nieciągłych jest bardzo złożonym zjawiskiem. W dobie minimalizacji wydobycia coraz więcej zakładów górniczych zostaje zamkniętych. Wiele z nich prowadziło działalność przez dziesiątki lat na stosunkowo niewielkiej głębokości. Pod powierzchnią terenu, bardzo często intensywnie zagospodarowanego, znajdują się dziesiątki niezabezpieczonych pustek i korytarzy należących do zamkniętych kopalń. Większość metod prognostycznych pozwala na ocenę zagrożenia powierzchni terenu nieciągłymi deformacjami, kształtującymi się w wyniku aktualnie prowadzonej płytkiej eksploatacji. W przypadku starych wyrobisk górniczych metody te charakteryzują się niską efektywnością. Przy złożonych warunkach górniczo-geologicznych analityczne założenia funkcyjne, bazujące jedynie na zmiennych ilościowych, nie pozwalają na poprawny opis procesu propagacji pustki górniczej ku powierzchni. Prezentowane rozwiązanie, bazujące na metodach wielokryterialnych, pozwala na uwzględnienie w prognozach zarówno czynników o charakterystyce ilościowej, jak i jakościowej. Takie podejście pozwala na uwzględnienie przy modelowaniu nieciągłych deformacji powierzchni terenu, złożonych warunków górniczo-geologicznych. Efektywność prezentowanego rozwiązania sprawdzono przez porównanie wyniku prognozy z zaobserwowanymi miejscami, w których wystąpiły deformacje nieciągłe powierzchni terenu. Abstract: The formation process of discontinuous deformations renders a highly elaborated phenomenon. In the era of extraction minimization, an increasing number of mining facilities are becoming closed. Many of them have operated for decades with relatively insignificant depths. Under the ground surface, there are often dozens of unsecured, highly developed voids and corridors that belong to closed mines. Majority of the forecasting methods allows evaluation of the danger to ground surface with discontinuous deformations being shaped as a result of currently performed shallow exploitation. In the case of old excavations, these methods are characterized with a low level of effectiveness. In the case of complex mining and geological conditions, the analytical functional assumptions, which are based on quantity variables, do not allow a proper description of the mining void propagation process towards the surface. The presented solution, leaning on the multicriteria methods, enables to present forecasts with discontinuous deformations to the ground surface including both quantitative and qualitative factors. While modeling discontinuous ground surface deformations, such an approach allows for consideration of complex mining and geological conditions. The effectiveness of the presented solution was verified through comparison of the forecast results with the observed locations, where the discontinuous deformations of the ground surface were recorded. Słowa kluczowe: deformacje nieciągłe, ocena zagrożenia powierzchni, czynniki ryzyka, niepewność danych, zmienne jakościowe i ilościowe Key words: discontinuous ground deformation, hazard assessment, risk factors, uncertainty of data, quantitative and qualitative variable * ) AGH w Krakowie

66 64 PRZEGLĄD GÓRNICZY Wprowadzenie Eksploatacja górnicza w Polsce prowadzona jest na coraz większych głębokościach. Dlatego też, deformacje nieciągłe, które kształtują się na powierzchni terenu bardzo rzadko związane są bezpośrednio z bieżącym wydobyciem. Wpływ eksploatacji górniczej na proces kształtowania się zjawisk nieciągłych na powierzchni terenu ma charakter pośredni. Jedną z głównych przyczyn powstawania deformacji nieciągłych na powierzchni terenu są najczęściej pozostałości po dawnej, płytkiej eksploatacji prowadzonej metodą zawałową. Bieżąca eksploatacja prowadzona na znacznych głębokościach może prowadzić jednak do aktywacji ruchów górotworu nad starymi zrobami, co z kolei może przyczynić się do nagłego ujawnienia się deformacji nieciągłych na powierzchni terenu. Doświadczenia zarówno polskie, jak i światowe dowodzą, że znaczący wpływ na zagrożenie zapadliskowe będą miały pustki zlokalizowane pod powierzchnią terenu na głębokości nie większej niż 100 m. W warunkach polskiego wydobycia będą to stare zroby związane z górnictwem pierwszej połowy XX w., oraz XIX w. i okresów wcześniejszych. Przyczyną powstawania deformacji nieciągłych mogą być również pozostałości po szybach i szybikach, które często były likwidowane źle, albo też wcale (Popiołek 2009). W związku z tym prawdopodobieństwo wystąpienia deformacji nieciągłych na terenach współczesnej eksploatacji jest o wiele mniejsze niż ryzyko pojawienia się ich nad wyrobiskami nieczynnymi od wielu lat (zwłaszcza w miejscach pokrywania się rzutów poziomych krawędzi eksploatacyjnych). Przekształcenia antropogeniczne nie są jednak jedyną przyczyną występowania deformacji nieciągłych na powierzchni terenu. Ujawniają się one także nad naturalnie istniejącymi pustkami w górotworze (powstałych np. w wyniku zjawisk krasowych), w miejscach gdzie nadkład jest mało zwięzły lub posiada niewielką miąższość, często w rejonach wychodni uskoków czy też nachylonych pokładów (Knothe 1953, Ostrowski 2001). Pomimo wielu ścisłych prób odnalezienia efektywnej metody prognozowania nieciągłych deformacji powierzchni terenu, problem ten nie został dotychczas rozwiązany. Głównym problemem związanym z możliwościami modelowania procesu kształtowania się deformacji nieciągłych jest mnogość czynników inicjujących to zjawisko. Wiele z tych zmiennych ma niemierzalny charakter, dlatego też ich uwzględnienie w modelach prognostycznych jest niezmiernie trudne. Ponadto dostęp do pełnej dokumentacji dawnej eksploatacji jest również ograniczony (Ostrowski 2001). Z tego powodu dużą niepewnością obarczona jest informacja zwłaszcza o istniejących podziemnych pustkach, których miejsce występowania można określić jedynie z przybliżeniem, czy też o właściwościach fizyczno-mechanicznych nadkładu na danym terenie. W związku z powyższymi uwagami, nie opracowano dotąd uniwersalnej metody prognozowania nieciągłości w rejonach starego płytkiego górnictwa, która pozwalałby na uwzględnienie przy modelowaniu deformacji nieciągłych zmiennych jakościowych oraz ilościowych przy jednoczesnej analizie niepewności danych. W badaniach prezentowanych w niniejszym artykule skoncentrowano się na pokazaniu możliwości wykorzystania metod analizy wielokryterialnej w połączeniu z estymatorem jądra gęstości oraz logiką rozmytą do określenia stref o potencjale zapadliskowym. Prezentowane podejście umożliwia uwzględnienie wielu zmiennych nie tylko ilościowych, ale również jakościowych przy ocenie zagrożenia powierzchni terenu deformacjami nieciągłymi. Modelowanie stref o potencjale wystąpienia deformacji nieciągłych realizowane jest przy uwzględnieniu również istotności czynników górniczo-geologicznych w świetle ich wpływu na proces kształtowania się deformacji nieciągłych oraz niepełnej informacji o ich geometrii. 2. Charakterystyka rejonu badań Obszar górniczy kopalni prowadzącej działalność w rejonie badań obejmuje swym zasięgiem powierzchnię 59 km 2, a prowadzenie w nim działalności produkcyjnej przewiduje się na okres około pięćdziesięciu następnych lat. Ponadto prowadzone są prace badawcze w polach sąsiednich, które docelowo również mają stać się przedmiotem eksploatacji. Złoże udostępnione jest za pomocą sześciu szybów oraz upadowej, która łączy powierzchnię z poziomem 500. Dzisiejsze wydobycie odbywa się w trzech pokładach, systemem ścianowym z zawałem stropu. Wysokość furty eksploatacyjnej waha się w przedziale 1,9-4,8 m. Długości ścian osiągają około 300 m. Zagrożenia naturalne występujące na obszarze kopalni to: zagrożenie pożarowe, zagrożenie tąpaniami (część zaliczona do I stopnia) oraz wodne (I, II i okresowo III stopnia) - zawodnienie jest tu bardzo duże - dopływ wody jest jednym z największych w Europie. Prezentowane badania nad deformacjami nieciągłymi przeprowadzone zostały w najbardziej narażonym na ich występowanie rejonie - centrum miasta. Obszar ten zajmuje powierzchnię 1,6 km 2 i, jak do tej pory, ujawniło się w nim 48 deformacji nieciągłych. Pod dokumentowanym terenem prowadzono płytką eksploatację górniczą węgla kamiennego pokładów o średnich miąższościach wahających się od 1,8 do 4,5 m, zalegających na głębokościach od 9 do 149 metrów. Wydobycie prowadzone było głównie w drugiej połowie XIX wieku oraz pierwszej połowie XX wieku, systemem z zawałem stropu. Eksploatacja w pokładach niżej zalegających prowadzona była na głębokościach wykluczających jej ewentualny wpływ na powierzchnię i obiekty (w zakresie powstawania deformacji nieciągłych). Nie przewiduje się dalszej eksploatacji w tym rejonie. 3. Modelowanie nieciągłych deformacji powierzchni terenu Badania dotychczas prowadzone na tym terenie potwierdziły niską wiarygodność metod analitycznych oraz geomechanicznych, które były wykorzystane w celu prognozowania deformacji nieciągłych (Jarczyk 2007, Matonóg 2015). Wynikało to z faktu, że czynnikami, które miały decydujący wpływ na kształtowanie się deformacji nieciągłych na powierzchni terenu były zmienne, które nie mogły być zamodelowane w sposób funkcyjny. Przeprowadzone analizy potwierdziły brak zgodności pomiędzy wynikami prognoz deformacji nieciągłych a miejscami, w których zaobserwowano nieciągłości. Główną przyczyną zaistniałej sytuacji było uwzględnienie zbyt małej ilości czynników wpływających na proces kształtowania się deformacji nieciągłych na powierzchni terenu. Prezentowane badania dowiodły, że bazując jedynie na informacji o geometrii, głębokości pustki pierwotnej i miąższości skał nadkładu zwięzłego nie jest możliwe przeprowadzenie oceny zagrożenia powierzchni terenu deformacjami nieciągłymi w danym rejonie. Dlatego też podjęto próbę uściślenia czynników ryzyka wpływających na proces kształtowania się deformacji nieciągłych w tym rejonie. Badania prowadzono w dwóch iteracjach. W pierwszej iteracji wyłoniono wszystkie czynniki ryzyka, które mogły mieć wpływ (nawet znikomy) na proces kształtowania się deformacji nieciągłej na powierzchni terenu. Były to czynniki zarówno jakościowe, jak i ilościowe, takie jak: głębokość za-

67 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 65 legania złoża, zagęszczenie wyrobisk podziemnych, pokrycie krawędzi parcel wielu pokładów w rzucie poziomym, wysokość pustki wtórnej, nachylenie powierzchni terenu, sposób likwidacji pustki, występowanie szybów i szybików, miąższość utworów zwięzłych nad pokładem, wychodnie pokładów oraz miąższość nadkładu skał luźnych. Dla wszystkich czynników przeprowadzono analizę korelacji pomiędzy ich rastrowym rozkładem a miejscem wystąpienia deformacji nieciągłych. Pozwoliło to na estymację najistotniejszych z nich, były to: lokalizacja krawędzi parcel eksploatacyjnych (współczynnik korelacji ), zagęszczenia chodników podziemnych (współczynnik korelacji ), miejsce występowania szybów i szybików (współczynnik korelacji ), a także lokalizacji szlaków ruchu kołowego (współczynnik korelacji ). Bazując na tak zdefiniowanych założeniach dotyczących czynników ryzyka możliwe było przeprowadzenie oceny zagrożenia powierzchni terenu deformacjami nieciągłymi przy uwzględnieniu istotności zmiennych nie tylko ilościowych, ale również jakościowych. Wagowanie czynników ryzyka przeprowadzono przy wykorzystaniu metod wielokryterialnych, uzyskując na wyjściu mapę z wydzielonymi strefami o wysokim potencjale zapadliskowym Teoretyczne założenia metody AHP (Analitycal Hierarchical Process) Multikryterialne metody analizy problemów decyzyjnych wykorzystywane są w wielu dziedzinach nauki i przemysłu, a także biznesu, politologii czy transportu - czyli wszędzie tam, gdzie konieczne jest zarządzanie przy uwzględnieniu dużej liczby czynników wpływających na efekt końcowy (Malinowska, Dziarek 2014, Pan, Zhao 2015, Pradeep i in. 2015, Ugurlu 2015). W ostatnich latach obserwuje się wzmożone zainteresowanie wykorzystaniem metod multikryterialnych w naukach o Ziemi (Erden, Karaman 2012, Galve i in. 2011, Hebda i in. 2009, Taheri i in. 2015, Thanh, De Smedt 2012, Ying i in. 2007). W badaniach wykorzystana została jedna z wielu metod należąca do opisanej grupy - metoda analitycznych procesów hierarchicznych stworzona przez Thomasa L. Saaty ego (2008). W przypadku określania stref o wysokim potencjale zapadliskowym, gdzie na proces kształtowania się deformacji nieciągłych wpływa wiele zmiennych, metoda ta pozwala na uzyskanie obiecujących wyników. W procedurze tej dąży się do nadania rangi istotności czynnikom tak, aby wynikowa funkcja była skumulowanym obrazem zwagowanych zmiennych. Podejście to bazuje na wykorzystaniu par porównań na podstawie dowolnie wybranych cech: wielkości, ceny, a nawet subiektywnej oceny preferencji i satysfakcji. Do porównywania dwóch wybranych czynników stosuje się odpowiednio przygotowaną skalę (rys. 1). Im większa wartość liczby, tym większy jest nacisk na znaczenie (wagę) danego czynnika. Czynniki mogą przyjmować wartości od 1 do 9. W wyniku wzajemnego porównywania czynników tworzona jest macierz par porównań (rys. 2). Znormalizowany główny wektor własny macierzy, oznaczony jako w, pozwala na określenie wag dla poszczególnych czynników. Rys. 2. Macierz preferencji dla trzech zmiennych Fig. 2. Matrix of preferences for tree variables Suma wszystkich elementów w wektorze jest równa 1. W przypadku przedstawionego przykładu - na efekt końcowy czynnik A wpływa w 28,28 %, czynnik B w 64,34%, a czynnik C tylko w 7,38%. Poprawność wnioskowania i wagowania czynników określana jest poprzez sprawdzenie spójności dokonanych wyborów. Jest ona weryfikowana poprzez określenie dwóch wskaźników: indeksu spójności (CI - Consistency Index) oraz współczynnika spójności (CR - Consistency Ratio). Indeks spójności określony jest na podstawie zależności: gdzie: n -to ilość porównywanych czynników. λ - główna wartość własna macierzy: (1) Dla rozpatrywanego przykładu indeks spójności wynosi: Bazując na indeksie spójności (CI) określany jest współczynnik spójności (CR) gdzie RI jest losowym indeksem spójności (Random Consistency Index), który zależy od ilości czynników. Indeks ten odczytywany jest z tabeli stworzonej na podstawie empirycznej (tabela 1). Tabela 1. Wartość RI w zależności od liczby porównywanych czynników n Table 1. RI value depending on the number of factors (n) n RI (2) W analizowanym przykładzie współczynnik spójności CR jest równy: Rys. 1. Skala dla porównań dwóch czynników w metodzie AHP Fig. 1. The scale for comparing the two factors in AHP method co oznacza, że subiektywna ocena jest niespójna w 8,36%. Niespójność jest akceptowalna, jeżeli wynosi mniej niż 10%.

68 66 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 Jeżeli warunek ten nie jest spełniony, należy dokonać korekty oceny i przeprowadzić proces obliczeń od początku. (Saaty 2008, Wykorzystanie metody AHP do oceny zagrożenia powierzchni terenu deformacjami nieciągłymi W celu zastosowania metody AHP profesora Saaty ego do prognozowania deformacji nieciągłych, dokonano analizy dostępnych danych. Bazując na doświadczeniach empirycznych z rejonu badań, wyłoniono prezentowane poniżej czynniki ryzyka: głębokość zalegania złoża, zagęszczenie wyrobisk chodnikowych, miąższość nadkładu skał luźnych, pokrycie krawędzi parcel wielu pokładów w rzucie poziomym, wysokość pustki wtórnej, nachylenie powierzchni terenu, występowanie szybów i szybików, wychodnie pokładów, drogi (strefy poddane wibracją z tytułu ruchu kołowego). Tabela 3. Wagi zmiennych niezależnych Table 3. Weights of independent variables Drogi krawędzie krawędzie chodniki chodniki Szyby Badania korelacji przestrzennej rozkładu tych czynników z miejscami powstania deformacji nieciągłych dowiodły, że w rejonie badań kluczowy wpływ na proces kształtowania się deformacji niecałych mają: zagęszczenie wyrobisk chodnikowych (współczynnik korelacji ), pokrycia krawędzi parcel wielu pokładów w rzucie poziomym (współczynnik korelacji ), występowanie szybów i szybików (współczynnik korelacji ), drgania wynikające z ruchu kołowego (współczynnik korelacji ). Do dalszych analiz wykorzystane zostały tylko cztery czynniki, ze względu na ich znaczący wpływ na potencjał zapadliskowy w rejonie badań. Każdy z powyższych czynników został przedstawiony w postaci rastrowej. Ze względu na różne wartości zmiennych rastry zostały zreklasyfikowane do wartości z przedziału od 0 do 100. W miejscu, w którym dany czynnik występował najintensywniej ryzyko zapadliskowe było największe, w tych strefach zreklasyfikowanemu rastrowi przypisano wartość 100. W rozmytej strefie buforowej wokół tego czynnika przypisana została wartość od 99 do 1. W pozostałych rejonach zreklasyfikowanemu rastrowi przypisywano wartość równą 0. Rozmycie realizowane było w oparciu o zbiory rozmyte oraz estymator jądra gęstości. Wykorzystując metodę AHP dla wyłonionych zmiennych, stworzono macierz par porównań (tabela 2). Dzięki macierzy obliczono wagi dla poszczególnych komponentów, które wynoszą od 0.26 do 0.08 (tabela 3). Obliczone wskaźniki macierzy par porównań wyniosły kolejno: indeks spójności CI= , losowy indeks spójności RI = Przeprowadzone wagowanie jest spójne co zostało potwierdzone poprzez współczynnik spójności, który jest mniejszy niż 10% i wynosi 7,50%. W oparciu o zwagowane rastry uzyskano skumulowany obraz stref o wysokim prawdopodobieństwie wystąpienia deformacji nieciągłych. Wyniki analizy skonfrontowano z miejscami, w których zarejestrowano dotychczas deformacje nieciągłe (rys. 3). Prawdopodobieństwo pojawienia się deformacji nieciągłych jest wysokie we wschodniej strefie analizowanego obszaru. Największa ilość deformacji nieciągłych została zaobserwowana w centralnej oraz wschodniej strefie. Większość szkód wystąpiło w rejonach, które określono jako zagrożone. Są również strefy, gdzie estymowane ryzyko ujawnienia się deformacji nieciągłych jest wysokie, ale jak do tej pory nie odnotowano na nich zjawisk nieciągłych. Można zauważyć także, że niektóre ze skatalogowanych nieciągłości występują na obszarze, gdzie określane prawdopodobieństwo ich zaistnienia jest stosunkowo niskie. Przyczyną tego może być niedostateczne rozpoznanie warunków geologicznych górotworu, istnienie pustek pochodzenia zarówno naturalnego, jak i antropogenicznego, które nie są w żaden sposób udokumentowane na mapach historycznych. Wymienione czynniki mogły doprowadzić do aktywacji procesu tworzenia się deformacji nieciągłych na powierzchni. Jednakże, można uznać za prawdziwe stwierdzenie, że w większości przypadków sklasyfikowane zjawiska odpowiadają wykonanej prognozie. Pozwala ona na wyłonienie wysoce zagrożonych obszarów, w których nie powinno się podejmować działań budowlanych, w celu ochrony bezpieczeństwa ludzi i infrastruktury. Należy jednak pamiętać, że prezentowane analizy są słuszne dla danego rejonu badań, a otrzymane wyniki są zgodne jedynie z lokalnymi warunkami. 4. Podsumowanie Prezentowane badania miały na celu ocenę możliwości wyłonienia stref, w których można spodziewać się nieciągłych deformacji powierzchni terenu. Są to rejony, w których powszechnie stosowane metody nie dają satysfakcjonującego wyniku. Taka sytuacja jest obserwowana w przypadku, gdy Tabela 2. Macierz par porównań Table 2. The matrix for comparison pairs Drogi krawędzie I krawędzie II chodniki I chodniki II szyby Drogi krawędzie I krawędzie II chodniki I chodniki II Szyby SUMA

69 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 67 Rys. 3. Skumulowany obraz stref o wysokim prawdopodobieństwie wystąpienia deformacji nieciągłych Fig. 3. Map of probability of discontinuous deformations occurrence przyczyna powstawania zjawisk nieciągłych jest bardzo złożona. Mnogość czynników ryzyka o jakościowej, jak i ilościowej charakterystyce, znacząco utrudnia wnioskowanie. W takich przypadkach pomocne stają się narzędzia matematyczne oparte o metody miękkie oraz wielokryterialne, które pozwalają na integrację wielu czynników o charakterystyce nie tylko ilościowej, ale również jakościowej. W badaniach wykazano, że czynnikami decydującymi o zagrożeniu zapadliskowym są podziemne wyrobiska chodnikowe, skumulowany wpływ krawędzi wielu parcel, występowanie szybów i szybików oraz drgania wynikające z ruchu kołowego w strefie badań. Najbardziej istotnym czynnikiem decydującym o powstawaniu deformacji nieciągłych na powierzchni terenu był ruch kołowy nad wyrobiskami chodnikowymi oraz krawędziami starych wyrobisk górniczych. W wyniku przeprowadzonego modelowania istnieje możliwość wyłonienia stref w rejonach zagospodarowanych, które powinny być szczególnie chronione i monitorowane ze względu na wysokie prawdopodobieństwo pojawienia się deformacji nieciągłych. Niniejsze badania wykonane w AGH zostały sfinansowane przez Narodowe Centrum Badań, nr grantu No.UMO- 2014/15/B/ST10/ Literatura ERDEN T., KARAMAN H Analysis of earthquake parameters to generate hazard maps by integrating AHP and GIS for Küçükçekmece region, Natural Hazards and Earth System Sciences, 12, doi: /nhess GALVE J.P., GUTIÉRREZ F., REMONDO J Improving sinkhole hazard models incorporating magnitude frequency relationships and nearest neighbour analysis. Geomorphology, 134, HEBDA A., GONET R., NOWAK D., STRYCZEK Z Ilościowe metody szacowania ryzyka szkody na zdrowiu w górnictwie. Przegląd Górniczy, nr 3-4, s JARCZYK M Restore utility value of land surface above abandoned mined using, drilling methods. PhD Thesis, AGH University of Science and Technology, Cracov, Poland (in Polish, unpublished). KNOTHE S Równanie profilu ostatecznie wykształconej niecki osiadania, Archiwum Górnictwa i Hutnictwa, t. 1, z. 1, s MALINOWSKA A., DZIAREK K Modelling of cave-in occurrence using AHP&GIS, Natural Hazards&Earth System Sciences; ISSN vol. 14 no. 8, pp MATONÓG A Ocena zagrożenia powierzchni terenu deformacjami nieciągłymi przy uwzględnieniu czynników jakościowych, praca dyplomowa magisterska (niepublikowana). OSTROWSKI J. (red) Ochrona środowiska na terenach górniczych. Wydawnictwo Instytutu Gospodarki Surowcami Mineralnymi i Energią PAN, Kraków. PAN Z., ZHAO L AHP comprehensive evaluation on sustainable utilization of water resources in Hengshui City, China. Transactions of Tianjin University, 21(2), POPIOŁEK E Ochrona Terenów Górniczych, AGH, Kraków. PRADEEP G. S., KRISHNAN M. V. NINU, VIJITH H Identification of critical soil erosion prone areas and annual average soil loss in an upland agricultural watershed of Western Ghats, using analytical hierarchy process (AHP) and RUSLE techniques. Arabian Journal of Geosciences, 8( 6), SAATY T.L Decision making with the analytic hierarchy process, University of Pittsburgh, Int. J. Services Sciences, Vol. 1, No. 1. TAHERI K., GUTIÉRREZ K., MOHSENI H., RAEISI E., TAHERI M.: Sinkhole susceptibility mapping using the analytical hierarchy process (AHP) and magnitude frequency relationships: A case study in Hamadan province, Iran. Geomorphology, 234, (2015). THANH L.N., DE SMEDT F Application of an analytical hierarchical process approach for landslide susceptibility mapping in A Luoi district, ThuaThien Hue Province, Vietnam. Environmental Earth Science, 66, UĞURLU Ö Application of Fuzzy Extended AHP methodology for selection of ideal ship for oceangoing watchkeeping officers. International Journal of Industrial Ergonomics, 47, YING X., GUANG-MING Z., GUI-QIU C., LIN T., KE-LIN W., DAO- YOU H Combining AHP with GIS in synthetic evaluation of eco-environment quality, a case study of Hunan Province, China. Ecol. Model. 209, Artykuł wpłynął do redakcji - maj, 2016 Artykuł zaakceptowano do druku

70 68 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 UKD : (438): /94 Z historii dawnych zagłębiowskich kopalń węgla (III) Kopalnie na terenie Ziemi Psarskiej mgr inż. Bolesław Ciepiela* ) 1. Wstęp W północnej części Górnośląskiego Zagłębia Węglowego, na tzw. obrzeżu Bytomskiej Niecki Węglowej, zalegają pokłady węgla, należące do grupy warstw brzeżnych o numeracji Warstwy brzeżne dzielą się, idąc od góry, na warstwy grodzieckie o miąższości osadów około 200 m, w których występują pokłady o numeracji 601 do 631; florowskie, w których występują pokłady o numeracji ; sarnowskie, w których występują pokłady o numeracji i malinowskie górne o numeracji 901 nazwy warstw i numeracja pokładów węgla wg (Doktorowicz-Hrebnicki 1934). Na północnym obrzeżu Niecki Bytomskiej, gdzie występują warstwy brzeżne, znajdują się miejscowości poza Grodźcem: Gródków, Malinowice, Psary, Sarnów i Strzyżowice, będące w zasięgu gminy Psary. W każdej z wymienionych miejscowości dawniej prowadzono eksploatację pokładów węgla w większym czy mniejszym zakresie. Kolebką górnictwa węglowego w Zagłębiu są miejscowości Psary i Strzyżowice. Tam w tzw. zagłębiu strzyżowickim uruchomiona została w 1797 r. druga (po kopalni Reden ) rządowa kopalnia węgla. Ale w różnych latach we wspomnia- nych miejscowościach, należących aktualnie terytorialnie do gminy Psary, prowadzono eksploatację płytko zalegających pokładów węgla. Każda ze wspomnianych górniczych miejscowości położonych na terenie gminy Psary (czyli na terenie Ziemi Psarskiej) ma swoją bogatą historię. Ale o tym można się dowiedzieć z monografii miejscowości: Gródków, Psary, Sarnów i Strzyżowice (Ciepiela 1995, 1999, 2000, 2003c). 2. Opis kopalń węgla 2.1. Psary Na terenie miejscowości było sześć kopalń węgla (Ciepiela 2000, 2003b). Były to kopalnie: najstarsza o nieustalonej nazwie, kopalnia Hoym (późniejsza Tadeusz ), Barbara, Tadeusz II, Psary i Rudokoks. Najstarsza kopalnia - bez nazwy Pierwsza kopalnia węgla w Psarach, stanowiła własność biskupów krakowskich; miała powstać prawdopodobnie już w Rys. 1. Wycinek mapy geognostycznej karbonu produktywnego Górnośląskiego Zagłębia Węglowego z warstwami brzeżnymi * ) Autor niezależny, Będzin

71 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY r. pod Strzyżowicami, na co wskazują zapisy w rejestrze księstwa siewierskiego. Leżała na terenie Psar przy granicy strzyżowickiej na prawym brzegu strumienia płynącego między Strzyżowicami a Psarami. Kopalnia ta dawała około 300 zł dochodu rocznego. Węgiel z tej kopalni używany był do wytapiania żelaza i przy robotach kowalskich, w kuźniach. Według Kantora-Mirskiego, Szaniawski - biskup krakowski i książę siewierski - polecił zbudować w 1724 r. w Kuźnicy Sulikowskiej piece hutnicze do wytapiania żelaza, co wzmogło zapotrzebowanie na węgiel ze wspomnianej kopalni (jeżeli wiadomość ta znalazłaby potwierdzenie w jakimkolwiek świadectwie, to byłaby ona dowodem, że w Polsce stosowano węgiel kamienny do wytapiania żelaza dużo wcześniej aniżeli na Zachodzie). Niestety, nie zachowały się żadne dane z tamtych lat w księgach inwentarskich, które mogłyby uczynić podaną wiadomość badawczo przydatną i naukowo pożyteczną. Kopalnia Hoym (później Lubecki i Tadeusz ) Nazwa kopalni wywodzi się od nazwiska pruskiego założyciela, którym był hrabia Carl Georg von Hoym. Według J. Jarosa (1962), była to najstarsza kopalnia węgla na terenie Psar i istniała już prawdopodobnie w 1788 r. Faktycznie jednak uznaje się, że kopalnia Hoym istniała w latach Podlegała początkowo wrocławskiej kamerze wojenno-ekonomicznej, a od 1 lipca 1799 r. - śląskim władzom górniczym. Od 1807 r. należała do francuskiego marszałka J. Lannesa, a następnie do wdowy po nim. W 1814 r. przeszła na własność skarbu Królestwa Polskiego, otrzymując nazwę Lubecki. W 1816 r. kopalnię nazwano Tadeusz - na cześć ministra spraw wewnętrznych - Tadeusza Mostowskiego. W kopalni Hoym wybierano trzy pokłady węgla: Hoym, Tadeusz i Andrzej, a grubość tych pokładów wynosiła odpowiednio: 0,75-1,75 m, 1,2-1,3 m i 1,65 m. Był to węgiel kuźniczy (kowalski), pierwszorzędnej jakości. Kopalnia miała dość znaczny dopływ wód. Wybito więc na południu od kopalni szyb wodny z pompą parową, co umożliwiło wydobycie roczne w wysokości korców (około 2000 t). Utrzymanie kopalni wymagało rocznie 4200 zł oraz wykonania sztolni Wernera do odprowadzania wód, która od 1815 roku, po awarii maszyny parowej zastąpiła wcześniej eksploatowany szyb wodny. Sztolnię wykonano w pokładzie węgla, którego budowa była niekiedy skomplikowana, co powodowało, że wydobywany urobek nie zawsze był węglem. W zasadzie w czasie wykonywania sztolni Wernera, wydobywanie węgla nie było sprawą najważniejszą. Koszt wykonania sztolni był znaczny: w 1816 r zł, w 1817 r zł, a w 1918 r zł. W ostatnim roku 2000 zł pochodziło z tzw. kasy górniczej, a 1260 zł ze sprzedaży węgla. W 1820 r. udostępniono do końca pokład Tadeusz, po czym dokończono budowę sztolni w kierunku pokładu Hoym. W 1826 r. sztolnia Wernera miała m długości, wysokość 2,3-3 m i szerokość 1,2-1,3 m. W 1824 r. wybierano pokład Tadeusz. Wykonano szyby i drążono chodniki. Przy szybach wydobywczych zainstalowano urządzenia kieratowe z wyciągiem konnym; do tego czasu wyciąganie urobku odbywało się pochylniami łączącymi wyrobiska w pokładzie z powierzchnią. Prawdopodobnie zachowana do dziś nazwa przysiółka Psary Szyby pochodzi stąd, że na tym terenie istniały dwa szyby: Tadeusz i Trzcionka. Zestawienie wydobytego węgla kamiennego w kopalniach rządowych, w tym kopalni Hoym, z lat podał H. Łabęcki (1841). W tym okresie z kopalni Hoym (później Tadeusz ) wydobyto łącznie t. Pokłady wybierano systemem filarowym z zawałem stropu (rys.2). Dziś, po latach, trudno jest określić zasięg eksploatacji dokonanej przez kopalnię. Z mapy robót górniczych w pokładzie 816 kopalni Grodziec widać, że zroby kopalni Tadeusz ( Hoym ) rozciągają się pomiędzy rzędnymi do powyżej kopalni Barbara na północ. Wcześniejsze zroby zaznaczone są pomiędzy rzędnymi do Z mapy widać, że wybierany pokład 816 (numerację pokładów węgla wprowadził Stanisław Doktorowicz-Hrebnicki we współpracy z Tadeuszem Bocheńskim w połowie XX wieku) o grubości 1,7 do 1,9 m eksploatowano w 1831 r. z zawałem stropu. Rys. 2. Wycinek mapy pokładu 816 kopalni Grodziec z zaznaczonymi zrobami kopalni kopalni Tadeusz byłej kopalni Hoym Należy tu wspomnieć, że po powstaniu listopadowym w 1831 r. zmiany w tytułach własności kopalń i hut (pierwotnie znajdujących się pod zarządem Banku Polskiego, a następnie przekazanych w zarząd wydziału górnictwa Komisji Skarbu) niczym nie wpłynęły na warunki pracy i płacy w kopalni Tadeusz. Robotnicy mieli ciężką pracę i niskie zarobki. Stałym pracownikom kopalnia ta w latach wybudowała trzy domki. W kopalni w 1836 r. pracowało 26 ludzi, w tym jeden sztygar, jeden mierniczy, 12 górników, 6 wozaków i 6 ciągaczy. Z uwagi na małą grubość pokładu wykonywano niskie chodniki. Urobiony węgiel transportowano od przodka w skrzyniach (bez kółek), ciągnionych przez ciągaczy po spągu chodnika, niejednokrotnie na kolanach. Uzupełnieniem niektórych informacji o warunkach pracy w kopalni są wspomnienia Antoniego Dziuby, znajdujące się w Muzeum Górnictwa Węglowego w Zabrzu, który w 1907 r. jako 15-letni chłopiec rozpoczął pracę w górnictwie.

72 70 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 W 1862 r. na skutek dużego dopływu wód podziemnych wstrzymano eksploatację węgla w kopalni Tadeusz ( Hoym ). Osada rządowa przy kopalni Tadeusz w Psarach miała 58 mórg, 11 domów i 46 mieszkańców. W ramach nowego prawa o uwłaszczeniu nadano górnikom na własność ziemię, pastwiska i zagrody folwarczne. Po 1870 r., tj. po rozwiązaniu przez władze rosyjskie w kraju wydziału górniczego, sprawy do niego należące przekazane zostały departamentowi Komisji Skarbu w Petersburgu. Od tego czasu rozpoczęła się wyprzedaż kopalń i zakładów rządowych przedsiębiorstwom prywatnym. Kopalnia Barbara Założył ją w 1874 r. Ludwik Grabiański i początkowo nazywana była kopalnią Maria. Kopalnia prowadziła eksploatację w latach Eksploatacja prowadzona była w pokładzie 816, bowiem kiedy w 1899 r. uruchomiono kopalnię węgla Grodziec, to od strony zrobów kopalni Barbara wyznaczono filar bezpieczeństwa we wspomnianym pokładzie. Zasięg prowadzonej eksploatacji przez kopalnię Barbara nie był zbyt duży. Mimo podawanych w literaturze lat prowadzenia eksploatacji , z załączonej mapy widać, że roboty górnicze prowadzone przez kopalnię obejmowały jeszcze lata Można przypuszczać, że kopalnia Barbara prowadziła też roboty górnicze w innym, płyciej zalegającym pokładzie; prawdopodobnie był to pokład 612 lub 615 (pokłady grupy Andrzej ). Wniosek ten wypływa stąd, że kopalnia Grodziec prowadziła przekop północno-wschodni w kontakcie z pokładem 816 na kocie niwelacyjnej -181 do -183, a szyb wentylacyjny nr VII ma kotę Wybrany pokład węgla (na pewno 816) w kopalni Barbara zalegał na głębokości około 60 m pod powierzchnią (kota niwelacyjna od +264 do +284). Zroby kopalni Barbara w Psarach (rys. 3) znajdują się dzisiaj przy ul. Zwycięstwa, za przejazdem kolejowym. Szyb, który był na tym terenie, miał głębokość 45 m. Zlikwidowano go w 1920 r. przez wyrabowanie obudowy i częściowe zasypanie. Gdy prowadzona była eksploatacja (przez wspomnianą kopalnię) systemem filarowym z zawałem stropu, tereny na powierzchni nie były zabudowane i miały charakter rolniczy. Kopalnia,,Tadeusz II (Nowa) Nowa kopalnia Tadeusz II prowadziła eksploatację w latach na polach dzierżawionych od Francusko- Polskiego Towarzystwa Górniczego (Towarzystwo to zostało założone pod nazwą: Francusko-Rosyjskie Towarzystwo Górnicze przez kapitalistów francuskich. W 1887 r. przejęli oni od Spółki reprezentowanej przez Szewcowa, Derwiza i Pomarancewa - dzierżawę państwowych kopalń węgla Reden w Dąbrowie Górniczej i omawianej już kopalni Tadeusz (d. kop. Hoym ). W Psarach w 1925 r. Towarzystwo zmieniło nazwę na Francusko-Polskie Towarzystwo Górnicze. Dzierżawcami kopalni Tadeusz II - (Nowa) byli kolejno: T. Priwer, A. Szczypiński, a następnie - od 1923 r. - sztygar J. Trepka. Maksymalna produkcja - w 1922 r. wynosiła t. W zasadzie grunty, na których ta kopalnia prowadziła eksploatację, zostały wykupione przez państwo od gospodarzy na kolonii Wańkowce. Na gruntach tych udostępniono i eksploatowano pokład węgla upadową. Znajdowały się tu szyby, w tym szyb Trzcionka (od nazwiska gospodarza). Przy jednym z szybów był kołowrót zasilany sprężonym powietrzem do wyciągania urobku z dołu. Wydobyty węgiel transportowano kolebami ciągnionymi końmi po torach, dzisiejszą ulicą Łączną i dalej do składowiska znajdującego się za lasem w Gródkowie. Ze składowiska węgiel odwożono kolejką wąskotorową (12 wagoników ciągnionych parowozem) do Dąbrowy Górniczej; odbiorcą węgla była m.in. Huta Bankowa). Kolejka ta, służąca do transportu węgla zarówno z kopalń psarskich, jak i strzyżowickich, wybudowana została przed 1900 r. Opisane kopalnie węgla w Psarach znajdują się na mapach archiwalnych, a ponadto na sporządzonym przez Autora schemacie lokalizacji kopalń, szybów i dawnych obiektów Psar (Ciepiela 2014). Kopalnia Psary Kopalnia eksploatowała węgiel w latach Należała do A. Szczypińskiego (prawdopodobnie z Łagiszy), a następnie do Towarzystwa Psary w Krakowie. Maksymalne wydobycie w 1921 r. wyniosło 3671 t. O prowadzonej eksploatacji i wybieranych pokładach brak bliższych informacji. Kopalnia Rudokoks Prawdopodobnie istniała na terenie najbardziej wysuniętym na południe od wsi na polach gospodarzy Horzeli i Pierzchalskich. Upadowa znajdowała się na Wzgórzu w bliskim sąsiedztwie z Grodźcem i Gródkowem. Eksploatację prowadzono w latach Właścicielem kopalni była M. Dzieduszycka z Warszawy, od której kopalnię dzierżawiła spółka Rudokoks. Zarządcą kopalni był Zdzisław Rudolf. Produkcja w 1929 r. (maksymalna) wyniosła 3031 t. Była to najmłodsza, a zarazem ostatnia kopalnia węgla uruchomiona w Psarach. Rys. 3. Wycinek mapy pokładu 816 kopalni Grodziec z zaznaczonymi zrobami kopalni Barbara w Psarach

73 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 71 Rys. 4. Mapa topograficzna gminy Psary i okolic z 1970 Tabela 1. Kopalnie węgla kamiennego w Psarach Podstawowe dane Nazwa nieustalona* Hoym (od 1914 r. Tadeusz ) Barbara Maria Nazwa kopalni Tadeusz II (Nowy) Psary Rudokoks Rok uruchomienia 1724** Okres eksploatacji Pierwszy właściciel Prywatny (brak danych) Kopalnia rządowa Kolejni właściciele Od 1807 r. dzierżawca Lannes, od 1814 r. własność skarbu Król. Pol. od 1892 r. Tow. Górn. Franc. Ros. Ludwik Grabiański *) Na podstawie rejestru Księstwa Siewierskiego **) Według Słownika Geograficznego Królestwa Polskiego, uruchomiona 1792 r. Francusko-Pol. Tow. Górnicze Dzierżawcy prywatni m.in. T. Priwer A. Szczypiński M. Dzieduszycka Towarzystwo Psary z Krakowa Spółka Rudokoks (dzierżawa) Tabela 2. Wydobycie w wybranych latach Lata Hoym (od 1914 r. Tadeusz ) około 200 korców* Nazwa kopalni Barbara Maria Tadeusz II Psary Rudokoks około korców* t t łącznie z kopalniami Reden, Tadeusz, Staszic t t t. *) W niektórych źródłach podawano wydobycie w dawnych jednostkach masy (1 korzec = 98,3 kg)

74 72 PRZEGLĄD GÓRNICZY Strzyżowice Na terenie miejscowości w różnych latach i w różnych miejscach było 5 kopalń węgla (Ciepiela 2003b): Strzyżowice, Andrzej II, Teodor, Prywatna i Jan II (tab. 3). Pokłady węgla na terenie Strzyżowic eksploatowano niemal przez sto lat. Początki wydobywania węgla w tej miejscowości sięgają roku 1824 r., a ostatecznie wydobycie zakończono w 1922 r. Zalegały tam trzy pokłady węgla o grubości 1,0-1,5 m, a lokalnie nawet do 2,1 m. Dziś, po latach, wiadomo bardzo niewiele o lokalizacji poszczególnych kopalń. Właścicielem tej części wsi, gdzie zakładano kopalnie węgla już w XVI wieku, byli Marszowie herbu Noga. W 1865 r. sprzedali nadania górnicze w Strzyżowicach hr. J. Renardowi. Kopalnie, które były czynne w Strzyżowicach po 1863 r., należały do Gwarectwa Hrabia Renard. Gwarectwo posiadało dwie kopalnie: Hr. Renard w Sosnowcu i Andrzej II w Strzyżowicach. Wydobyto z nich t, co przy całkowitym wydobyciu t stanowiło już 11% produkcji całkowitej w Zagłębiu Dąbrowskim. Wcześniej znajdujące się we wsi Strzyżowice kopalnie miały prywatnych właścicieli. Kopalnie strzyżowickie prowadzono w sąsiedztwie północnej części nadania obszaru górniczego kopalni Grodziec». Kopalnia Strzyżowice Według informacji podanej przez J. Jarosa (1972) kopalnia Andrzej II w 1922 r. miała nazwę Strzyżowice. Historia nie została jednak wyjaśniona do końca. Nazwa kopalnia Strzyżowice zachowała się na mapach oraz we wspomnieniach najstarszych ludzi z Gródkowa, Psar i Strzyżowic. Kopalnia prowadziła eksploatację pokładu węgla o grubości w granicach 1,4-1.7 m. od 1824 r. udostępnionym płytkim szybem. Lokalizacja kopalni zaznaczona jest na mapie powierzchni z lat , wydanej przez Księgarnię A. Żmigroda w Będzinie (rys. 6), a zroby kopalni zaznaczone są - jako kopalnia Strzyżowice - na mapie archiwalnej pokładu 816 kopalni Grodziec (rys.5). Według przekazów ustnych i pamiątek byłych pracowników kopalni (m.in. Sylwester Kopka, Antoni Dziuba), można przypuszczać, że była to kopalnia płytka. Na dół schodzono czterema drabinami, a dalej należało iść pochylnią. Roboty górnicze znajdowały się w odległości około 600 m. Z informacji podanej przez A. Dziubę wiadomo, że:.. w 1907 r. wybierano pokład Andrzej, o grubości 1 m. Eksploatowano go systemem filarowym. Wykonywano chodniki o szerokości 3 m, przy czym po ujechaniu 40 m chodnika wykonywano przecinkę szerokości 2 m do chodnika równoległego, odległego o 20 m. Na filarze pracowało trzech robotników, a norma wynosiła 24 wozy węgla. Z niektórych filarów urobek transportowano w skrzyniach drewnianych o pojemności 50 kg. Skrzynię z węglem ciągnęło dwóch robotników. W chodnikach transportowych wózki z węglem ciągnęły konie. Z tej kopalni widać było wyrobiska kopalni rządowej, nieczynnej, o której wiele mówili górnicy. (Mowa o kopalni Hoym późniejszej Tadeusz ). Widoczne były stare pochylnie na długości 12 m z równymi ociosami i stropnicami drewnianymi zabudowanymi w gniazdkach. W latach 30. XX w. kronikarz M.L. Kantor Mirski (1932), opisując tereny Zagłębia Dąbrowskiego, zamieścił w tym opracowaniu zdjęcie przedstawiające ruiny kopalni Strzyżowice. Kopalnia,,Andrzej II Została uruchomiona w 1833 r. i eksploatowała z przerwami do 1922 r. W roku 1922 występowała pod nazwą Strzyżowice. W 1905 roku cały przemysł węglowy Zagłębia Dąbrowskiego znajdował się w rękach prywatnych właścicieli i towarzystw. W 1910 r. kopalnia Andrzej II eksploatowała trzy pokłady węgla, zatrudniała 231 robotników; posiadała silniki o mocy 192 kw. Administracją umiejscowioną w Sosnowcu zarządzał dyr. L. Mauve i zarząd techniczny, a zawiadowcą był inż. Strończyński. Maksymalne wydobycie węgla w kopalni Andrzej II w 1913 r. wynosiło t. Kopalnia Andrzej II dysponowała dwoma szybami, wentylacyjnym - wschodnim i wydobywczo-zjazdowym - zachodnim. Ten drugi, wykonany w 1914 roku nosił nazwę Gedeon i był zlokalizowany na planie dóbr prywatnych Strzyżowice Gwarectwa Hrabia Renard. Głębokość każdego z nich wynosiła 25 m. W szybie wydobywczo-zjazdowym był wyciąg kołowrotem zasilany parą oraz klatka i drabiny. Rys. 5. Część zrobów kopalni Strzyżowice w sąsiedztwie robót górniczych kopalni Grodziec w pokładzie 816

75 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 73 Rys. 6. Mapa terenu Psar i Strzyżowic z Atlasu Zagłębia Dąbrowskiego z 1926 r., na której widać 4 szyby (oznaczono je kółeczkami) W sąsiedztwie szybu znajdowała się kotłownia parowa wraz z kominem (który miał wysokość 60 m; ciekawostką jest, że cegłę ze zlikwidowanego komina w 1923 r. wykorzystano m.in. przy budowie remizy OSP w Strzyżowicach. Na terenie kopalni stał budynek administracji, warsztat mechaniczny, maszyna wyciągowa i kotłownia. Urobek wyciągano z dołu w wozach drewnianych. Transport węgla do Dąbrowy Górniczej odbywał się kolejką wąskotorową. Lokomotywy pociągów odwożących węgiel ze Strzyżowic obsługiwali miejscowi pracownicy. Po roku 1920, kiedy eksploatowano jeden cienki pokład węgla o grubości 0,7 m, inny pokład o grubości 2,0 m ze względu na wysokie zawodnienie musiał by wyłączony z eksploatacji, przez co kopalnia stała się nieopłacalna dla Gwarectwa Hrabia Renard i dlatego już w 1918 roku zarząd kopalni starał się osłabić zdolność produkcyjną kopalni. W tym czasie, w kopalni Andrzej II pracowali m.in. zawiadowca inż. Jerzy Todtbleden, sztygar Piotr Ziemba, dozorca Gaban (z Rogoźnika), dozorca Franciszek Flak (ze Strzyżowic). Pogarszający się wynik finansowy doprowadził w efekcie do zmiany zarządu i dzierżawy w 1921 roku kopalni Towarzystwu Wańczyków. Nowy zarząd w osobach zawiadowcy inż. Dereckiego i sztygara Kozubowskiego niewiele pomógł, a do tego śmierć głównego akcjonariusza i brak gotówki uniemożliwiły prowadzenie jakichkolwiek inwestycji. W 1922 r. kopalnia została zatrzymana i rozpoczęto jej likwidację. Pod koniec istnienia w kopalni pracowało 120 ludzi. Warto tu dodać, że kopalnia miała już własną wytwórnię energii elektrycznej używanej do oświetlenia, pracy pomp, wiertarek i maszyny wyciągowej. Ze zdjęć archiwalnych można wysnuć wniosek, że obok kopalni był zakład produkcji cegły. Kopalnia Teodor Ta kopalnia strzyżowicka eksploatowała węgiel w latach Należała do Warszawskiego Towarzystwa Kopalń Węgla i Zakładów Hutniczych. Towarzystwo to zostało założone w 1872 r. posiadało też kopalnię węgla Kazimierz- Juliusz w Kazimierzu Górniczym - dziś dzielnica Sosnowca. Kopalnia Teodor znajdowała się na obszarze należącym do rodzin Gwoździów i Mrożków przy ul. Belnej. Ze wspomnień i zapisków archiwalnych można wnioskować, że kopalnia miała dwa, a może trzy szyby. Na posesji Mrożków istniał szyb, który po unieruchomieniu kopalni zabezpieczono bonem drewnianym, a następnie zasypano gruzem i ziemią. Szyb ten na przełomie wieków zapadł się, a rekultywacją powstałego leja zajęła się istniejąca jeszcze kopalnia Grodziec. Sztygarem tej kopalni był m.in. technik Ornowski. W 1880 r. kopalnia osiągnęła maksymalne wydobycie 9200 t. Kilka lat później w 1900 r. przejściowo na okres około 2 lat wznowiono eksploatację, uzyskano wówczas wydobycie 632 t. Urobek odwożono kolejką wąskotorową do własnej rampy na stacji kolejowej Ksawera w Dąbrowie Górniczej. Tam przeładowywano węgiel do wagonów kolejowych. W kopalni pracowali przeważnie mieszkańcy okolicznych miejscowości. Kopalnia Prywatna (brak nazwy) Uruchomiona została w 1885 r., lecz jak długo istniała i gdzie się znajdowała, nie wiadomo. Wspomina o tej kopalni M. Kantor-Mirski (1932), pomijając zupełnie inne kopalnie strzyżowickie. Jej nazwę podał pomyłkowo m.in. R. Zalewski, jako kopalnię Gedeon (Ciepiela 2003b). Kopalnia Jan II Nazwa kopalni pochodzi prawdopodobnie od imienia hrabiego Jana Renarda. Była to mała i krótko istniejąca kopalnia ( ), później została połączona z kopalnią Andrzej II. Należała do Gwarectwa Hrabia Renard. Produkcja maksymalna w 1902 r. wyniosła 597 t (Ciepiela 2003b) Gródków Kopalnia,, Wanda O początkach i rozwoju wydobywania węgla na obszarze Gródkowa przez kopalnię węgla Wanda nie zachowały się żadne dokumenty źródłowe (Ciepiela 2003a), poza niektórymi wyjątkami w postaci map (rys. 7). Kopalnię Wanda założyła Spółka Akcyjna w składzie: inż. Józef Chełmicki (osoba kierownictwa kopalni Antoni w Łagiszy), Jan Szpak i Czesław Nikodem, mieszkaniec Gródkowa. Kopalnia Wanda eksploatowała w latach dwa pokłady węgla: 805 i 808. W opracowanej dokumentacji płytkiego kopalnictwa oraz oceny stanu zagrożenia w kopalnictwie do 80 m znajduje się dawna mapa wyrobisk byłej kopalni Wanda. Z mapy tej oraz z innej, znajdującej

76 74 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 Tabela 3. Kopalnie węgla kamiennego w Strzyżowicach Podstawowe dane Nazwa kopalni Strzyżowice Andrzej II Teodor Prywatna Jan II (brak nazwy) Rok uruchomienia Okres eksploatacji brak danych (w 1900 r. przejściowo wznowiono eksploatację) brak danych Pierwszy właściciel Szolarski Gwarectwo Hrabia Renard Warszawskie Towarzystwo Kopalń Węgla Kamiennego i Zakładów Hutniczych brak danych Gwarectwo Hrabia Renard Wydobycie w wybranych latach 1880 brak danych 9200 t brak danych t t t (łącznie z kopalnią Reden t Rys. 7. Wycinek mapy przeglądowej centralnej części okręgu przemysłowego (ze zbiorów Muzeum Zagłębia w Będzinie) się w archiwum działu mierniczego byłej kopalni Grodziec (także z analizy otworu wiertniczego nr , wykonanego w Gródkowie przy ul. Górnej oraz na podstawie wywiadów z najstarszymi mieszkańcami pamiętającymi kopalnię Wanda ) wiadomo, że eksploatowane pokłady zalegały na głębokości m. Grubość wybieranych pokładów wynosiła 0,8 do 1,0 m. (Kowalski i in. 2012). Roboty górnicze prowadzono w dwóch rejonach: przy dawnej ul. Osadniczej (dziś ul. Górna), w kierunku południowym i północnym oraz w rejonie klinkierni Gródków, eksploatującej łupek do produkcji klinkieru drogowego. W latach 60., kiedy prowadzono jeszcze eksploatację łupka przez klinkiernię Gródków, w wyrobisku eksploatacyjnym od strony południowej w trzech miejscach na głębokości ok. 20 m pod powierzchnią odkryto dawne zaciśnięte chodniki kopalni Wanda. Miały połamaną i zmurszałą obudowę drewnianą. Kopalnia Wanda udostępniona była trzema dowierzchniami i dwoma szybami. Jedna dowierzchnia zlokalizowana była na posesji E.A. Rubików (do dziś zachowały się ślady hałdy kamienia). Jeszcze po 1945 r. było widać w przytopionej dowierzchni zaciśniętą obudowę drewnianą. Druga dowierzchnia istniała w lesie gródkowskim (na wschód od ostatnio zlikwidowanego szybu nr VII kopalni Grodziec. Trzecia dowierzchnia znajdowała się na posesji Edwarda Błacha przy ul. Leśnej. O dowierzchniach tych do dziś wspominali najstarsi mieszkańcy Gródkowa. Przy dowierzchniach istniały kotłownie parowe (z dwoma, trzema kotłami), wytwarzające energię do obsługi kołowrotów. Wyciągany urobek transportowano z dołu w wozach drewnianych o pojemności 0,5 m 3. W wozach lub kolebach urobek transportowano po torach zaprzęgiem konnym do gródkowskiego lasu. Tam - na składowisku - po załadowaniu

77 Nr 10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 75 węgla do większych koleb, pociąg ciągniony był już parowozem po kolejce wąskotorowej. Transportowano nią też węgiel z kopalń Psar i Strzyżowice. Droga, po której biegła kolejka wąskotorowa, miała nazwę ulicy Siemońskiej. Wspomniane dowierzchnie wydrążone zostały po zlikwidowaniu robót górniczych prowadzonych w roku 1920 w kopalni Wanda po stronie południowo-zachodniej ulicy Osadniczej. Długość dowierzchni wynosiła m. Dokumentacja płytkiego kopalnictwa nie wymienia, że na terenie Grodkowa - w czasie istnienia kopalni Wanda - były też wyrobiska szyby pionowe. Z dokumentów z 1971 r. - znajdujących się w dziale mierniczym byłej kopalni Grodziec - wiadomo, że w kopalni Wanda były dwa szyby (wywiad w terenie z najstarszymi ludźmi sporządzony 16 lipca 1971 r. przez mgr. inż. R. Strzemińskiego). Pierwszy szyb głębiony znajdował się w odległości 5 m, a drugi szyb w odległości 40 m od ul. Grodzieckiej. W informacji tej podano, że: szyby prawdopodobnie zlikwidowano w latach przez samoczynne zawalenie się oraz częściowe zasypywanie przez gospodarzy. Na powierzchni brak śladów - pola uprawne. Zdaniem Autora, informacja ta nie jest dokładna. Dziś jeszcze w lesie gródkowskim - około 20 m od drogi wojewódzkiej nr 913 po przeciwnej stronie Domu Nauczyciela - są wyraźne ślady po kopalnianym szybie. Przy niewielkiej zwałce kamienia jest rozlewisko wody o promieniu 5-6 m, w miejscu wylotu szybu. Na podstawie ustnych przekazów wiadomo, że był to szyb materiałowo-zjazdowy, a może i wentylacyjny. Szyb obsługiwał Zygmunt Nikodem z Gródkowa. W latach po 1945 r. na szybie była jeszcze widoczna obudowa murowa i bono drewniane, zabezpieczające nieczynne wyrobisko. Na pewno szyb nie został całkowicie zlikwidowany przez zasypanie skałą, skoro w tym miejscu jest wspomniane zapadlisko i rozlewisko wody. Prawdopodobnie szyb istniał w latach r. i był płytki. Z dokumentacji płytkiego kopalnictwa węgla - do 80 m - wiadomo, że: pole kopalni Wanda udostępnione było dwoma upadowymi i kilkoma szybikami wentylacyjnymi. Można wnioskować, że kopalnia Wanda zajmowała dość duży obszar, bo m.in. we wspomnianej dokumentacji podano, że w wyniku dokonanej eksploatacji węgla przez kopalnię Wanda zaobserwowano deformacje terenu: w 1970 r. - w rejonie ul. Zwycięstwa (zdaniem Autora było to spowodowane eksploatacją przez kopalnię Barbara w Psarach); w 1968 r. zapadlisko w rejonie ul. Górnej; w 1974 r. deformacja w Psarach przy ul. Ormowców dziś Wspólna (zdaniem Autora deformacja ta była spowodowana robotami górniczymi kopalni Rudokoks w Psarach). Nienotowany jest we wspomnianej dokumentacji fakt przytopienia wyrobiska górniczego klinkierni Gródków podczas wybierania złóż łupku po stronie południowej, tj. od strony lasu. Wspominał o tym - dziś już nieżyjący pracownik klinkierni Gródków Czesław Karlik, który obsługiwał pompy. Kiedy z wyrobisk Wandy do wyrobiska klinkierni przedostała się woda, przytapiając jej część, roboty zostały przerwane, a wodę odpompowywano niemal przez trzy dni. Na głębokości około m pod powierzchnią, w wyrobisku górniczym klinkierni widać było odsłonięte stare wyrobiska chodnikowe kopalni Wanda, mocno zaciśnięte, w obudowie drewnianej w większości połamanej. Ciekawostką może być fakt, że pracujący w wyrobisku klinkierni kopali węgiel na własne potrzeby w sąsiedztwie odsłoniętych chodników pokopalnianych. W kopalni Wanda pracowało około 100 ludzi, w tym młodociani, a nawet dzieci; wśród nich: Eugeniusz Rubik (mający 10 lat), Stefan Horzela (z Psar), Bolesław Nikodem, dozorcą był m.in. Czesław Nikodem (wcześniej był górnikiem w kopalni Maria-Grodziec i Grodziec ). 4. Malinowice Wieś Malinowice jest najbardziej wysunięta na północ w obrzeżu wschodnim Niecki Bytomskiej. Wiadomo, że w grupie warstw brzeżnych, tzw. malinowickich (Doktorowicz- Hrebnicki 1934), istnieje jedyny pokład 901. O tym, jaką ma grubość i na jakiej zalega głębokości, nie wiadomo. Sądzić należy, że pokład 901 zalegał dość płytko pod powierzchnią. R. Zalewski (1970) zaliczył kopalnię węgla w Malinowicach do tzw. węglokopów. Według Leksykonu Górniczego z 1989 r. węglokopami nazywa się prymitywne kopalnie Rys. 8. Mapa robót górniczych kopalni Wanda z 1918 r.

78 76 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2016 Rys. 9. Wycinek mapy Hempla z lokalizacją kopalni Malinowice węgla, zazwyczaj kamiennego, na gruntach prywatnych (kopalnia płytka lub odkrywkowa). Węglokopy istniały w latach i wiele z nich już po 1863 r. było nieczynnych. Tak też było z jedyną na terenie wsi Malinowice kopalnią węgla kamiennego Malinowice. Kopalnię założono w 1856 r., przetrwała jedynie cztery lata; zamknięto ją w 1860 r. Była to kopalnia prywatna. Do kogo należała i ile w niej wydobyto węgla, brak wiadomości. Kopalnię Malinowice odnajdujemy na mapie Hempla (Wołkowicz i in. 2015). Z mapy (rys. 9) widać, że znajdowała się ona nad potokiem po prawej stronie drogi z Malinowic do Sarnowa - na pograniczu wiosek. Prawdopodobnie istnienie kopalni Malinowice sprawiło, że wioskę w 1874 r. nabył książę Hohenlohe, który, być może, chciał wydobywać węgiel na tym terenie. W roku 1909 sprzedał ją Towarzystwu Górniczo-Przemysłowemu Saturn. W okresie, kiedy właścicielem Malinowic był Hohenlohe, rządcą wsi był Jaszewski. W Malinowicach istniał dwór i majątek dworski. W 1929 r. z polecenia zarządu TG-P Saturn, przeprowadzono ostatnią parcelację obszaru dworskiego. Wówczas część Towarzystwa Górniczo-Przemysłowego z dworem nabył Edmund Olszewski, potomek szlachty siewierskiej Sarnów W Sarnowie jeszcze po 1863 r., tj. po uwłaszczeniu, pozostały trzy dwory. Właścicielami byli: Łapińscy, Ściśliccy (Ślesiccy) i Błaszczyńscy. Ściślicki był najbardziej znany we wsi. Jego dwór znajdował się w sąsiedztwie dzisiejszych budynków, należących do Szastaków. Uprawiał dobrą ziemię po obu stronach ulicy Źródlanej, a grunty te miały lokalną nazwę: Łany, Spowy, Wilczy dół. Kajetan Ściślicki, szlachcic Sarnowski, uruchomił małą kopalnię węgla w rejonie Żurawińca. Nadał jej nazwę Sylwestra od imienia swej żony - Sylwestry Bednarczykówny. Kopalnia należała do K. Ściślickiego i była dzierżawiona przez Aleksandra Owróczewa, następnie należała do jego żony Sylwestry, z drugiego małżeństwa (Ciepiela 2003a, 2003c). Kopalnia eksploatowała cienki (ok. 1,0 m) pokład węgla w warstwach sarnowskich (Doktorowicz-Hrebnicki 1934) o nieznanej numeracji i grubości, istniała w latach Produkcja w roku 1880 sięgała maksymalnie 324 t. Z zapisków i wspomnień mieszkańców Sarnowa wiadomo, że po uruchomieniu kopalni Sylwestra niektórzy ludzie kopali w tym rejonie węgiel na wychodniach na własny użytek (na opał i miał węglowy do wypalania cegły polowej). 3. Podsumowanie Z przedstawionej szkicowo historii górnictwa węglowego na terenie obrzeża wschodniego Niecki Bytomskiej, w miejscowościach: Gródków, Malinowice i Sarnów można sformułować następujące stwierdzenia i wnioski końcowe: Dość skąpe zapisy źródłowe nie pozwalają na szersze opracowanie historii kopalń węgla, jakie istniały w Gródkowie, Malinowicach i Sarnowie. Niemniej, to co podano, będzie przyczynkiem do dalszych badań, jakie prowadzić będą historycy górnictwa. Jerzy Jaros (1972) nie dotarł do zapisów i ustnych wiadomości o kopalniach w Gródkowie i Malinowicach. Wspomniał jedynie o kopalni Sylwestra w Sarnowie. Wydaje się celowym, aby studenci wyższych uczelni technicznych, bądź uniwersyteckich (np. Uniwersytet Śląski) otrzymywali tematy prac dyplomowych dotyczące historii górnictwa węglowego, w tym dawno zlikwidowanych i zapomnianych kopalń. Celowym jest wspieranie wydawnictw książkowych opracowywanych przez miłośników małych ojczyzn, a dotyczących historii górnictwa węglowego. Mam tu na uwadze m.in. moją książkę Z historii dawnych zagłębiowskich kopalń węgla. W opracowywanych monografiach małych górniczych miejscowości, tematem jednego z podrozdziałów winno być kopalnictwo węgla na danym terenie. Należy podjąć próby opracowania monografii kolejnej, piątej miejscowości górniczej w gminie Psary (dotychczas na 10 miejscowości w tej gminie sześć z nich ma monografie (są to: Góra Siewierska, Gródków, Preczów, Psary, Sarnów, Strzyżowice). Literatura CIEPIELA B Strzyżowice. Będzin CIEPIELA B Dzieje Sarnowa. Będzińska Oficyna Wydawnicza. CIEPIELA B Historia Psar, od zarania po współczesność. Wyd. Graf-Mar.