INŻYNIERÓW I TECHNIK SZY T S

Transkrypt

1 ISSN X INŻYNIERÓW STOWARZYSZENIE I TECHNIKÓW GÓRNICTWA

2

3 PRZEGLĄD Nr 4 GÓRNICZY 1 założono r. MIESIĘCZNIK STOWARZYSZENIA INŻYNIERÓW I TECHNIKÓW GÓRNICTWA Nr 4 (1097) kwiecień 2014 Tom 70 (LXX) UKD UKD : : Wzrost produktywności i bezpieczeństwa pracy w kopalniach szansą na funkcjonowanie i rozwój górnictwa węgla kamiennego w Polsce Increase of effectiveness and safety of work in mines as a chance for the operation and development of mining industry of hard coal in Poland prof. dr hab. inż. Józef Dubiński, czł. koresp. PAN* ) prof. dr hab. inż. Marian Turek* ) Treść: Na wstępie przedstawiono dwa problemy badawcze dotyczące produktywności i stanu bezpieczeństwa w kopalniach funkcjonujących w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym. Postawiono także dwie hipotezy badawcze dotyczące zależności produktywności od kosztów pracy i poziomu natężenia zagrożeń naturalnych. Następnie, dokonano zestawienia i porównania wielkości określonych wskaźników produktywności technicznej i ekonomicznej w odniesieniu do dwudziestu badanych kopalń. Na tej podstawie sporządzono ich ranking oraz zestawiono natężenia różnych zagrożeń naturalnych w badanych kopalniach. Posłużyło to do przeprowadzenia oceny słuszności postawionych hipotez. W oparciu o uzyskane wyniki, podjęto próbę zdefiniowania najważniejszych działań zorientowanych na poprawę bezpieczeństwa pracy i produktywności w kopalniach węgla kamiennego. Abstract: The introduction outlines two research problems concerning the effectiveness and safety of work in mines operating in the Upper Silesian Coal Basin. In addition, two research hypotheses concerning the relation between effectiveness and labour costs as well as the level of natural hazards were proposed. In the nest stage, a summary and comparison of the values of the determined coefficients of technical and economic effectiveness, on the basis of twenty tested mines were prepared. This enabled them to be ranked and classified into a summary of different levels of natural hazards. This, in turn, allowed to evaluate the correctness of the hypotheses. On the basis of the obtained results, efforts were made to define the most important activities to improve work safety and effectiveness in hard coal mines. Słowa kluczowe: bezpieczeństwo, produktywność, kopalnia, koszty, zagrożenia naturalne Key words: safety, effectiveness, mine, costs, natural hazards 1. Wprowadzenie Górnictwo węgla kamiennego jest branżą od wielu lat poddawaną procesom restrukturyzacyjnym, których podstawowym celem jest poprawa produktywności działania polskich przedsiębiorstw górniczych. Na brak skuteczności w realizacji tego zamierzenia składa się wiele przyczyn o charakterze geologiczno-górniczym, technicznym, infra- * ) Główny Instytut Górnictwa, Katowice strukturalnym, społecznym i politycznym. Jednak poprawa produktywności, przy utrzymaniu wysokich standardów bezpieczeństwa pracy, jest zadaniem priorytetowym, gdyż jest to warunek konieczny przetrwania i rozwoju branży. Wagę tego priorytetu podkreślają także pojawiające się postulaty dotyczące dekarbonizacji oraz zmienność uwarunkowań na światowych rynkach węgla kamiennego [3]. Mając na uwadze istotność przedstawionych zagadnień, w niniejszym artykule sformułowano w ujęciu ogólnym następujące dwa problemy badawcze:

4 2 Jaka jest obecna produktywność i stan bezpieczeństwa pracy w kopalniach funkcjonujących w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym? W jaki sposób można poprawić produktywność i stan bezpieczeństwa pracy w kopalniach funkcjonujących w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym? Dodatkowo postawiono dwie hipotezy badawcze: H1: Kopalnie o wysokim udziale kosztów pracy w strukturze kosztów ogółem charakteryzuje niska produktywność. H2: Kopalnie o wysokim natężeniu zagrożeń naturalnych odznaczają się niską produktywnością. W przedmiotowej pracy wykorzystano dokumentację pierwotną ekonomiczną i techniczną pochodzącą z badanych kopalń oraz raporty na temat zagrożeń naturalnych i technicznych, opracowane w Głównym Instytucie Górnictwa. 2. Sposób oceny produktywności i bezpieczeństwa pracy Produktywność i bezpieczeństwo pracy oceniono w dwudziestu kopalniach będących producentami węgla energetycznego, funkcjonujących w 2012 roku na obszarze Górnośląskiego Zagłębia Węglowego. Produktywność jest powszechnie stosowanym pojęciem, odnoszącym się do wszelkich rodzajów działalności, oznaczającym najczęściej stosunek ilości wytworzonego oraz sprzedanego produktu w określonym okresie, do ilości wykorzystywanych lub zużytych zasobów wejściowych, gdzie zasobami systemu mogą być, np. ludzie lub kapitał. W toku prowadzonych analiz, przez produktywność w ujęciu ogólnym rozumiano relację otrzymanych efektów produkcji do zaangażowanych w ich uzyskanie zasobów ludzkich. Za miary tak określonej produktywności przyjęto dwa wskaźniki, powszechne w branży górnictwa węgla kamiennego, wydajność techniczną i wydajność ekonomiczną. Dokonując jej pomiaru w kopalniach posłużono się dwoma podstawowymi parametrami, do których zaliczono wielkość wydobycia oraz przychody ze sprzedaży. Przy czym, wielkość wydobycia wyrażono tradycyjnie w tonach oraz w tzw. tonach paliwa umownego tpu (ilość energii powstałej przez spalenie 1 tony metrycznej węgla 1 tpu = 29,302 GJ), co pozwoliło uwzględnić również wartość opałową wydobywanego surowca, a więc nie tylko parametry ilościowe, ale również jakościowe. Wymienione parametry, w skali jednego roku, odnoszono kolejno do wielkości zatrudnienia ogółem oraz zatrudnienia pod ziemią. W ten sposób, w ocenie wykorzystano wskaźniki: wydajności ogółem, obliczany jako iloraz wielkości wydobycia w tonach lub w tpu do liczby zatrudnionych ogółem, wydajności dołowej, obliczany jako iloraz wielkości wydobycia w tonach lub w tpu do liczby zatrudnionych pod ziemią, wydajności ekonomicznej ogółem, obliczany jako iloraz przychodów ze sprzedaży do liczby zatrudnionych ogółem, wydajności ekonomicznej dołowej, obliczany jako iloraz przychodów ze sprzedaży do liczby zatrudnionych pod ziemią. Poza wymienionymi wskaźnikami, w przeprowadzonej analizie porównawczej, w celu zweryfikowania hipotezy H1, wykorzystano także udział kosztów wynagrodzeń w kosztach ogółem, wyrażony w ujęciu procentowym. W ocenie poziomu bezpieczeństwa posłużono się powszechnie rozpoznawalnymi kategoryzacjami zagrożeń naturalnych występujących w górnictwie węgla kamiennego. Ocena obejmowała zagrożenia: metanowe klasyfikowane w czterech kategoriach (od I do IV), wybuchem pyłu węglowego klasyfikowane w dwóch klasach (A i B), tąpaniami klasyfikowane w trzech stopniach (od I do III), pożarowe klasyfikowane w pięciu grupach (od 1 do 5) oraz wodne klasyfikowane w trzech stopniach (od I do III). 3. Ocena produktywności badanych kopalń Wartość wszystkich wymienionych wskaźników dla badanych kopalń przedstawiono w tabeli 1. Dodatkowo, dla usystematyzowania prezentowanych danych, w tabeli 2 podano dla nich podstawowe wskaźniki statystyczne. Zgodnie z danymi zawartymi w tabeli 2, badane kopalnie charakteryzuje bardzo duże zróżnicowanie w obszarze wydajności technicznej. Określa je wysoka wartość rozstępu oraz współczynnika zmienności. Przy czym, wartości wydajności wyrażone w tpu wykazują nieco wyższą zmienność niż wartości wyrażone w tonach metrycznych, co dodatkowo akcentuje zróżnicowanie jakościowe wydobywanego surowca w poszczególnych kopalniach. Wydajność ekonomiczna w badanych kopalniach jest mniej zróżnicowana niż techniczna, co odzwierciedlają ponaddwukrotnie niższe wartości współczynników zmienności. W trzech najlepszych kopalniach (nr 18, 13 i 7) wydajność ogólna przekracza 800 ton rocznie na jednego zatrudnionego ogółem i 1000 ton na jednego pracownika dołowego. Najgorszą kopalnię (nr 1) charakteryzuje wydajność ogólna poniżej 400 ton i dołowa poniżej 600 ton. Dla dziewięciu kopalń wydajność ogólna mieści się w przedziale od 600 do 800 ton, a dla kolejnych trzech waha się w przedziale od 800 do 1000 ton. Dla ośmiu kopalń wydajność dołowa mieści się w przedziale od 600 do 800 ton, a dla kolejnych ośmiu waha się w przedziale od 800 do 1000 ton. Nieco inaczej przedstawia się zestawienie wydajności ogólnej w tpu. Zmienia się bowiem kolejność w pierwszej trójce kopalń o najlepszych wynikach. Kopalnia nr 7 jest najlepsza, za nią plasuje się pierwsza w poprzednim zestawieniu kopalnia nr 18. Pierwszą trójkę zamyka kopalnia nr 13. Najgorszą kopalnią nadal pozostaje kopalnia nr 1. W zakresie wydajności ekonomicznej dołowej dwie kopalnie osiągają wynik powyżej złotych na jednego zatrudnionego rocznie. Jest to wysoko oceniona w poprzednich kategoriach kopalnia nr 18 oraz zdecydowanie niżej oceniona kopalnia nr 4. Nadal najgorszą kopalnią pozostaje kopalnia nr 1, która jako jedyna w badanej grupie generuje przychody na jednego zatrudnionego ogółem poniżej złotych rocznie. Trzynaście z dwudziestu badanych zakładów górniczych cechuje wydajność ekonomiczna w przedziale od do złotych, a jedynie w czterech wydajność ekonomiczna ogólna mieści się w przedziale od do złotych. Jako podsumowanie oceny w zakresie produktywności, w tabeli 3 przedstawiono ranking badanych kopalń z uwzględnieniem wydajności dołowej w tonach i tpu oraz wydajności ekonomicznej wyrażonej wartością przychodów na jednego zatrudnionego pod ziemią. Z uwagi na duże zróżnicowanie ocen w zakresie wydajności technicznej i ekonomicznej, dość trudno jest jednoznacznie wskazać kopalnie o najlepszej produktywności ostatecznej. Kopalnie o wysokiej wydajności ogółem nie zawsze generują bowiem najwyższe strumienie przychodów ze sprzedaży. W pierwszej dziesiątce we wszystkich kategoriach znajdują się kopalnie o numerach: 18, 16, 4 i 5. Z kolei, za zdecydowanie najgorsze można uznać kopalnie nr 1, 6, 19 i 12. W zestawieniu prezentowanym w tabeli 3 zaskakująco niska jest wydajność ekonomiczna kopalń o wysokiej wydajności ogólnej, to jest zakładów o numerach 7, 13, 14, 8 i 9. Wynika to prawdopo-

5 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 3 Tabela 1. Wskaźniki produktywności technicznej i ekonomicznej w badanych kopalniach w 2012 roku Table 1. Indices of technical and economic effectiveness in the tested mines in 2012 Wskaźnik Wydajność ogólna Wydajność dołowa Wydajność ogólna Wydajność dołowa Wydajność ekonomiczna ogólna Wydajność ekonomiczna dołowa Wskaźnik Wydajność ogólna Wydajność dołowa Wydajność ogólna Wydajność dołowa Wydajność ekonomiczna ogólna Wydajność ekonomiczna dołowa Wskaźnik Wydajność ogólna Wydajność dołowa Wydajność ogólna Wydajność dołowa Wydajność ekonomiczna ogólna Wydajność ekonomiczna dołowa Wskaźnik Wydajność ogólna Wydajność dołowa Wydajność ogólna Wydajność dołowa Wydajność ekonomiczna ogólna Wydajność ekonomiczna dołowa Jednostka Kopalnia ton / pracownika ogółem ton / pracownika dołowego tpu / pracownika ogółem tpu / pracownika dołowego przychody ze sprzedaży / pracownika ogółem przychody ze sprzedaży / pracownika dołowego Jednostka Kopalnia ton / pracownika ogółem ton / pracownika dołowego tpu / pracownika ogółem tpu / pracownika dołowego przychody ze sprzedaży / pracownika ogółem przychody ze sprzedaży / pracownika dołowego Jednostka Kopalnia ton / pracownika ogółem ton / pracownika dołowego tpu / pracownika ogółem tpu / pracownika dołowego przychody ze sprzedaży / pracownika ogółem przychody ze sprzedaży / pracownika dołowego Jednostka Kopalnia ton / pracownika ogółem ton / pracownika dołowego tpu / pracownika ogółem tpu / pracownika dołowego przychody ze sprzedaży / pracownika ogółem przychody ze sprzedaży / pracownika dołowego Źródło: opracowanie własne na podstawie danych badanych kopalń

6 4 Tabela 2. Miary statystyczne wskaźników technicznej i ekonomicznej produktywności w badanych kopalniach w 2012 roku Table 2. Statistical measures of indices of technical and economic effectiveness in the tested mines in 2012 are characterized by economic efficiency between and zloties. In Only four mines the efficiency comes up to between to zloties. Wskaźnik Wydajność ogólna Wydajność dołowa Wydajność ogólna Wydajność dołowa Wydajność ekonomiczna ogólna Wydajność ekonomiczna dołowa Jednostka Miara statystyczna maks. min. rozstęp średnia odchyl. standard. współczynnik zmienności ton / pracownika ogółem ,81% ton / pracownika dołowego ,60% tpu / pracownika ogółem ,25% tpu / pracownika dołowego ,83% przychody ze sprzedaży / pracownika ogółem przychody ze sprzedaży / pracownika dołowego ,84% ,98% Źródło: opracowanie własne na podstawie danych badanych kopalń Tabela 3. Ranking badanych kopalń węgla kamiennego w 2012 roku Table 3. Ranking of the tested hard coal mines in 2012 Lp. Wydajność dołowa Mg Wydajność dołowa tpu Przychody ze sprzedaży na jednego pracownika dołowego kopalnie najlepsze kopalnie najgorsze Źródło: opracowanie własne na podstawie danych badanych kopalń Tabela 4. Udział kosztów pracy w kosztach ogółem w badanych kopalniach w 2012 roku (rosnąco) Table 4. Share of labour costs in total costs of the tested mines in 2012 (increasing) Kopalnia Udział, % 40,69 43,40 43,75 45,77 49,61 51,47 52,52 53,25 53,30 53,66 Kopalnia Udział, % 54,10 54,24 54,26 54,48 55,03 55,96 57,09 57,42 57,52 58,20 Źródło: opracowanie własne na podstawie danych badanych kopalń dobnie z polityki sprzedaży przyjętej przez badane spółki. W celu zweryfikowania postawionej we wprowadzeniu hipotezy H1, prowadzone badania uzupełniono o określenie udziału kosztów pracy w strukturze kosztów produkcji bieżącej. Do kosztów pracy zaliczono: wynagrodzenia, świadczenia na rzecz pracowników, składki obowiązkowe od wynagrodzeń oraz wynagrodzenia pracowników oddelegowanych do związków zawodowych i koszty jednorazowych odszkodowań

7 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 5 z tytułu wypadków przy pracy. Wyniki przeprowadzonych obliczeń przedstawiono w tabeli 4. Przedstawione wyniki nie pozwalają jednoznacznie potwierdzić hipotezy H1, mówiącej, że kopalnie o wysokim udziale kosztów pracy w strukturze kosztów ogółem charakteryzuje niska wydajność. Najgorsza w zestawieniu kopalnia nr 1 wykazuje udział kosztów pracy w kosztach ogółem poniżej 50%, podobnie jak kopalnia nr 19. Kopalnie nr 6 i 12 znajdują się, co prawda, w drugiej dziesiątce kopalń pod względem udziału kosztów pracy w kosztach ogółem, ale nie zajmują w niej końcowych miejsc. Warto jednak zauważyć, że trzy z czterech najbardziej produktywnych kopalń znajdują się w pierwszej dziesiątce kopalń o najniższym udziale kosztów pracy w kosztach ogółem. Są to kopalnie nr 18, 16 i 5, przy czym, w dwóch z nich udział kosztów pracy jest szczególnie niski i wynosi mniej niż 46%. Można więc raczej stwierdzić, że kopalnie o niskim udziale kosztów pracy w strukturze kosztów ogółem charakteryzuje raczej wysoka produktywność. 4. Bezpieczeństwo pracy a produktywność Konieczność zapewnienia bezpiecznych warunków pracy w kopalniach węgla kamiennego, w tym szczególnie ze względu na występowanie zagrożeń naturalnych, zawsze musi mieć priorytetowe znaczenie. W związku z tym, trzeba ponosić określone koszty związane z monitoringiem zagrożeń istniejących w danym złożu zalegającym w określonych warunkach geologiczno-górniczych oraz ich zwalczaniem (profilaktyką przeciwzagrożeniową). Oprócz tego, mogą być jeszcze generowane dodatkowe koszty, związane z ewentualnymi ograniczeniami w zakresie lub tempie prowadzonych robót, wynikającymi z określonych rygorów ich prowadzenia w warunkach zagrożeń, szczególnie metanowego i tąpaniami. Wszystkie te aspekty powinny być brane pod uwagę na etapie podejmowania decyzji o rozpoczęciu eksploatacji złoża lub pokładu. Schematycznie problem ten zobrazowano na rysunku 1. Rys. 1. Koszty związane z występowaniem i zwalczaniem zagrożeń naturalnych, ich wpływ na opłacalność prowadzenia eksploatacji Źródło: opracowanie własne Fig. 1. Costs connected with the occurrence of and combating natural hazards and their impact on the profitability of exploitation Source: own elaboration

8 6 W celu zweryfikowania hipotezy H2, w której stwierdzono, że kopalnie o wysokim natężeniu zagrożeń naturalnych odznaczają się niską produktywnością, przeprowadzono ocenę skali zagrożeń naturalnych, zgodnie z ich kategoryzacją, przedstawioną w części metodycznej. Wyniki zawiera tabela 5. Zgodnie z danymi zawartymi w tabeli 5, badane kopalnie cechuje wysokie natężenie zagrożeń naturalnych, typowych dla górnictwa węgla kamiennego, w tym przede wszystkim zagrożeń metanowego, pyłowego i tąpaniami [1]. Nie mniej groźne i często występujące jest zagrożenie pożarowe [10]. W sześciu kopalniach występuje także najwyższy poziom zagrożenia wodnego. Dość istotne dla bezpieczeństwa pracy oraz ciągłości wydobycia, a tym samym produktywności, jest także skojarzenie wymienionych zagrożeń, oznaczające ich łączne występowanie, w tym w wielu przypadkach o najwyższym natężeniu [9]. Odnosząc wyniki zawarte w tabeli 5 do wyników oceny produktywności można sformułować następujące wnioski: w kopalni nr 18, charakteryzującej się wysoką produktywnością techniczną i ekonomiczną, zagrożenie metanowe nie ma najwyższej kategorii, ale występują w niej również zagrożenia wybuchem pyłu węglowego, tąpaniami, pożarowe i wodne, przy czym dwa pierwsze o najwyższym natężeniu, w kopalniach nr 4 i 5 wykazujących bardzo dobre wyniki w zakresie produktywności, występują zagrożenia metanowe i wybuchem pyłu węglowego o najwyższym natężeniu, dodatkowo w pierwszej z wymienionych pojawiają się zagrożenia wodne, a w drugiej zagrożenia tąpaniami o najwyższych stopniach, kopalnia nr 16, uznana w zakresie produktywności za jedną z najlepszych, charakteryzuje się najwyższym poziomem wszystkich zagrożeń naturalnych, kopalnie o najniższej produktywności nr 1, 6, 19 i 12, odznaczają się niskim i bardzo niskim natężeniem zagrożeń naturalnych. Zgodnie z powyższym, nie potwierdza się hipoteza H2, w której stwierdzono, że kopalnie o wysokim natężeniu zagrożeń naturalnych odznaczają się niską produktywnością. 5. Źródła poprawy bezpieczeństwa pracy i produktywności w kopalniach Mając na uwadze to, że bezpieczeństwo pracy i produktywność są w górnictwie węgla kamiennego zagadnieniami o kluczowym znaczeniu, w ostatniej części artykułu przedstawiono propozycje działań w zakresie poprawy tych parametrów, zmierzające do ustabilizowania sytuacji w spółkach węglowych, a tym samym do zapewnienia polskiemu górnictwu przetrwania, a w dłuższej perspektywie możliwości rozwojowych. W tabeli 6 przedstawiono źródła poprawy bezpieczeństwa i produktywności, z podziałem na źródła o charakterze technicznym, odnoszące się przede wszystkim do infrastruktury technicznej i wykorzystywanych technologii oraz o charakterze ekonomiczno-organizacyjnym, obejmujące propozycje zmian w zasadach funkcjonowania kopalń i przedsiębiorstw węglowych. W tabeli 6, poza działaniami na rzecz poprawy produktywności, ujęto także działania zmierzające do zapewnienia bezpieczeństwa pracy w kopalniach węgla kamiennego. Jak wynika z powyższych rozważań, poziom zagrożeń naturalnych w badanych kopalniach jest wysoki, dlatego wszelkie działania w tym obszarze uważa się za szczególnie ważne Tabela 5. Natężenie zagrożeń naturalnych w badanych kopalniach węgla kamiennego w 2012 roku Table 5. Level of natural hazards in the tested hard coal mines in 2012 Kopalnia Kategoria zagrożenia metanowego Klasa zagrożenia wybuchem pyłu węglowego Stopień zagrożenia tąpaniami Grupa zagrożenia pożarowego Stopień zagrożenia wodnego Liczba zagrożeń z najwyższą kategorią 1. I B III 5 I 3 2. I A III 5 II 2 3. I B brak 3 II 1 4. IV B I 4 III 3 5. IV B III 2 II 3 6. IV A I 5 II 2 7. brak A III 5 III 3 8. brak A I 5 III 2 9. IV A III 4 II II B III 4 II IV B III 3 II III B brak 4 I III B I 4 II IV B I 3 II III B I 3 I IV B III 5 III IV B III 4 I III B III 4 II IV A III 4 III IV B II 2 II 2 najwyższy poziom danego zagrożenia the highest level of particular hazard Źródło: opracowanie własne na podstawie danych z badanych kopalń

9 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 7 Tabela 6. Źródła poprawy produktywności i stanu bezpieczeństwa w polskim górnictwie węgla kamiennego Table 6. Origins of improvement of effectiveness and safety in the Polish hard coal mining industry Źródła techniczne Rozwój systemu monitorowania zagrożeń naturalnych oraz metod ich zwalczania Rozbudowa systemów odmetanowania kopalń Poprawa warunków klimatycznych Wzrost produktywności w zakresie podstawowych parametrów kształtujących techniczne aspekty kosztu wydobycia Modernizacja istniejącej infrastruktury technicznej, w celu zwiększenia efektywności stosowanych urządzeń Wzrost jakości sprzedawanego węgla Zwiększenie zakresu gospodarczego wykorzystania metanu Wprowadzenie nowych rozwiązań technologicznych, zorientowanych na czystą produkcję Pozyskiwanie nowych koncesji umożliwiających zwiększenie zasobów i żywotności kopalń Źródła ekonomiczno-organizacyjne Wdrożenie nowoczesnego systemu zarządzania kosztami, zorientowanego na redukcję kosztów produkcji Restrukturyzacja zatrudnienia Restrukturyzacja majątku nieprodukcyjnego i finansowego Ograniczenie udziału wynagrodzeń w kosztach ogółem. Wprowadzenie systemu motywacyjnego w większym stopniu związanego z efektami ekonomicznymi Przekształcenia organizacyjne, łączenie zakładów górniczych Poprawa relacji z odbiorcami z energetyki zawodowej Racjonalizacja zarządzania zasobami energetycznymi Realizacja efektów skali w zakresie transportu i logistyki Pozyskanie dodatkowych źródeł finansowania nakładów inwestycyjnych działania w obszarze bezpieczeństwa działania w obszarze produktywności Źródło: opracowanie własne na podstawie [6] i warunkujące prowadzenie podziemnej eksploatacji. Mając na uwadze wysoki poziom występujących zagrożeń, zaleca się przede wszystkim prowadzenie badań i działań wdrożeniowych w obszarze doskonalenia metod ich monitorowania i zwalczania. Dodatkowo, istotne znaczenie mają także rozbudowa sieci odmetanowania kopalń oraz, w celu zmniejszenia coraz większych zagrożeń klimatycznych, rozbudowa sieci klimatyzacji i schładzania powietrza. W zakresie innych działań wymienionych w tabeli 6 można wskazać te, których wdrożenie powinno mieć charakter operacyjny i natychmiastowy. Brak ich podjęcia może bowiem skutkować dalszą zapaścią polskiego sektora węglowego. Należy do nich niewątpliwie zaliczyć przede wszystkim podjęcie starań związanych z poprawą parametrów kształtujących techniczne aspekty kosztów wydobycia, tj. wydobycia na poziom, pokład, ścianę, szyb. Może to zostać osiągnięte tylko dzięki uproszczeniu struktury przestrzennej kopalń. Do zwiększenia produktywności z pewnością przyczyni się także modernizacja istniejącej infrastruktury technicznej, w celu zwiększenia efektywności urządzeń, która powinna uwzględnić również konieczność podniesienia jakości produkowanego węgla dla zapewnienia dobrej pozycji konkurencyjnej i korzystnej relacji ceny surowca do jego jakości. Wśród działań o strategicznym znaczeniu i zdecydowanie dłuższej perspektywie realizacyjnej należy wskazać wszelkie zmiany o charakterze technologicznym [2], w tym zwiększenie zakresu gospodarczego wykorzystania metanu i wprowadzenie nowych rozwiązań technologicznych, zorientowanych na czystą produkcję. Będzie je można jednak wdrożyć i uskutecznić jedynie wtedy, gdy przedsiębiorstwa poprawią wyniki ekonomiczne i pozyskają środki na ich realizację [11]. Wówczas będzie można myśleć także o pozyskiwaniu nowych koncesji umożliwiających zwiększenie zasobów i żywotności kopalń, a tym samym zapewniających przedsiębiorstwom długoterminowe perspektywy rozwojowe. W obszarze źródeł ekonomiczno-organizacyjnych priorytetowe jest zmniejszenie kosztów jednostkowych produkcji węgla kamiennego [13]. Bez spełnienia tego warunku polski węgiel może okazać się niekonkurencyjny zarówno w stosunku do węgla z importu, jak i innych nośników energii. Wówczas nawet strategiczna pozycja węgla kamiennego w bilansie energetycznym Polski nie jest w stanie zagwarantować przetrwania polskim kopalniom. Działania w tym zakresie należałoby rozpocząć od opracowania i skutecznego wdrożenia sytemu zarządzania kosztami, pozwalającego precyzyjnie ustalać koszty wydobycia danego wyrobiska wybierkowego przed uruchomieniem eksploatacji oraz w trakcie jej trwania w układzie ciągnionym [14]. Tylko takie podejście umożliwi rzeczywistą ocenę efektywności i identyfikację możliwości redukcji kosztów [5]. Duże możliwości w zakresie redukcji kosztów z całą pewnością tkwią także w restrukturyzacji zatrudnienia, oznaczającej w tym przypadku stopniową racjonalizację zatrudnienia, koncentrację kopalń [8] w celu maksymalnego wykorzystania istniejącego potencjału technicznego i ludzkiego oraz wdrożenie systemu motywacyjnego, powiązanego z efektami pracy. Wśród istotnych działań na rzecz poprawy produktywności należałoby również wymienić wzmocnienie relacji z odbiorcami z energetyki zawodowej, zapewniające polskiemu węglowi rynek zbytu. Nie będzie to jednak możliwe bez zaoferowania im konkurencyjnych cen węgla kamiennego, a to z kolei wymaga redukcji jednostkowych kosztów produkcji [4]. Do działań o nieco mniejszym znaczeniu, z uwagi na ich wpływ na poziom kosztów ogółem, należy zaliczyć działania na rzecz racjonalizacji zarządzania zasobami energetycznymi oraz realizacji efektów skali w zakresie transportu i logistyki. Niemniej jednak, należy je podejmować równolegle z wdrażaniem systemu zarządzania kosztami i restrukturyzacją zatrudnienia, gdyż ich efekty także pozwolą zredukować całkowite koszty produkcji. 6. Podsumowanie Podsumowując wyniki w zakresie diagnozy produktywności i bezpieczeństwa w polskich kopalniach węgla kamiennego, działających w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym, można sformułować następujące wnioski: 1. Wydajność techniczna i ekonomiczna polskich kopalń jest silnie zróżnicowana. 2. Kopalnie o wysokiej wydajności ogólnej wyrażonej w tonach i tpu, nie zawsze osiągają najlepsze wyniki w obszarze wydajności ekonomicznej, mierzonej wartością przychodów ze sprzedaży na jednego zatrudnionego ogółem i pod ziemią.

10 8 3. Nie potwierdza się jednoznacznie hipoteza H1, stwierdzająca, że kopalnie o wysokim udziale kosztów pracy w strukturze kosztów ogółem charakteryzuje wysoka produktywność. 4. Polskie kopalnie węgla kamiennego cechuje wysoki poziom zagrożeń naturalnych typowych dla górnictwa węgla kamiennego, w tym przede wszystkim zagrożeń metanowych. Zagrożenia te bardzo często występują jako zagrożenia skojarzone. 5. Nie potwierdza się jednak hipoteza H2, że kopalnie o wysokim natężeniu zagrożeń naturalnych odznaczają się niską produktywnością. W związku z powyższym, należałoby dokonać szczegółowej wieloaspektowej diagnozy czynników kształtujących produktywność krajowych kopalń, zorientowanej na jej polepszenie i/lub zniwelowanie barier utrudniających jej zwiększenie. Zaś w aspekcie funkcjonowania badanych spółek węglowych należałoby z kolei dążyć do zmniejszenia rozpiętości produktywności w poszczególnych kopalniach i lepszego powiązania wyników ekonomicznych z systemem wynagrodzeń. Do najważniejszych działań zorientowanych na poprawę bezpieczeństwa pracy i produktywności w kopalniach węgla kamiennego można zaliczyć: 1. Prowadzenie badań i działań wdrożeniowych w obszarze doskonalenia metod monitorowania i zwalczania zagrożeń naturalnych. 2. Rozbudowę sieci odmetanowania kopalń. 3. Redukcję jednostkowych kosztów produkcji. 4. Racjonalizację zatrudnienia. 5. Pozyskanie środków na działalność rozwojową. 6. Wdrożenie nowych technologii produkcji. Literatura 1. Dubiński J., Konopko W.: Tąpania ocena prognoza zwalczanie, GIG, Katowice Dubiński J., Turek M.: Sposób tworzenia scenariuszy rozwoju technologicznego przemysłu wydobywczego węgla kamiennego, Gospodarka Surowcami Mineralnymi 2008, t. 24, z. 1/2. 3. Dubiński J., Turek M.: Szanse i zagrożenia rozwoju górnictwa węgla kamiennego w Polsce, Wiadomości Górnicze 2012, nr Jonek-Kowalska I.: Ewaluacja kosztów wytworzenia zorientowana na poprawę efektywności w polskim górnictwie węgla kamiennego, w: Zarządzanie finansami. Inwestycje, wycena przedsiębiorstw, zarządzania wartością, Uniwersytet Szczeciński, Szczecin Jonek-Kowalska I.: Koszty produkcji w polskim górnictwie węgla kamiennego, w: Analiza i ocena kosztów w górnictwie węgla kamiennego w Polsce w aspekcie poprawy efektywności wydobycia, M. Turek (red.), Warszawa, Difin Jonek-Kowalska I.: Ocena możliwości poprawy efektywności wydobycia węgla kamiennego, w: Analiza i ocena kosztów w górnictwie węgla kamiennego w Polsce w aspekcie poprawy efektywności wydobycia, M. Turek (red.), Difin, Warszawa Jonek-Kowalska I., Turek M.: Identyfikacja i ocena zagrożeń naturalnych w przedsiębiorstwie górniczym, w: Zarządzanie ryzykiem operacyjnym w przedsiębiorstwie górniczym, I. Jonek-Kowalska, M. Turek (red.), PWN, Warszawa Jonek-Kowalska I., Turek M.: Koncentracja przedsiębiorstw przemysłowych. Przyczyny przebieg efekty, Wydawnictwo Politechniki Śląskiej, Gliwice Kabiesz J.: Charakterystyka skojarzonych zagrożeń górniczych w aspekcie ich oceny oraz doboru metod prewencji, Prace Naukowe GIG nr 849, Katowice Krause E.: Zastosowanie metod klasyfikacji i systematyzacji zbiorów do oceny zagrożenia metanowego i pożarowego w kopalniach w perspektywie do 2020 roku, Prace Naukowe GIG. Górnictwo i środowisko 2009, nr Michalak A.: Efektywność jako kryterium wyboru modeli finansowania inwestycji rozwojowych w górnictwie, w: Efektywność konceptualizacja i uwarunkowania, T. Dudycz, G. Osbert-Pociecha, B. Brycz (red.), Wydawnictwo Uniwersytetu Ekonomicznego we Wrocławiu, Wrocław Michalak A.: Financial effects of finance management strategies realized by mining enterprises in Poland, w: Regional management theory, practice and development, Štefan Hittmár (ed.), University of Žilina, Žilina Sierpińska M.: Nowoczesne narzędzia zarządzania finansami w przedsiębiorstwie górniczym. Cz. 1, Narzędzia monitorowania krótkoterminowej równowagi finansowej w przedsiębiorstwie, Wiadomości Górnicze 2005, r. 56, nr Turek M.: System zarządzania kosztami w kopalni węgla kamiennego w cyklu istnienia wyrobiska wybierkowego, Difin, Warszawa 2013.

11 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 9 UKD : : Wpływ wymiarów filarów międzykomorowych na ich nośność w świetle wybranych rozwiązań analitycznych The influence of inter-chamber pillars dimensions on their capacity in the light of selected analytical solutions dr inż. Wacław Andrusikiewicz* ) Treść: W artykule zaprezentowano wybrane metody wymiarowania filarów międzykomorowych w podziemnych kopalniach soli prowadzących eksploatację systemem komorowym. Porównano przedstawione metody oraz wskazano na istotne różnice w uzyskiwanych wynikach. Dla zilustrowania omawianych metod wykonano przeliczenia szerokości filarów międzykomorowych na realnych przykładach zaczerpniętych z podziemnej kopalni soli oraz przedstawiono ich wyniki. Abstract: This paper presents the selected methods for dimensioning inter-chamber pillars in underground salt mines which use the chamber system method for exploitation. The presented methods have been compared and some significant differences of the results obtained have been indicated. To illustrate the methods under research, some re-calculations of inter-chamber pillars width have been done on the actual examples taken from the underground salt mine. Finally, the results of those calculations have been presented. Słowa kluczowe: górnictwo solne, system komorowy, filary międzykomorowe Key words: salt mining, chamber system, inter-chamber pillars 1. Wprowadzenie Górnictwo soli kamiennej w ciągu blisko tysiącletniej praktyki poprzez obserwacje i doświadczenia wypracowało bezpieczne wymiary elementów składających się na komorowy system eksploatacji. Do tych elementów zalicza się m. in. calizny międzywyrobiskowe (filary międzykomorowe, półki międzypoziomowe) oraz wyrobiska eksploatacyjne komory. O tym, że wymiary poszczególnych elementów były dobierane prawidłowo może świadczyć historia kopalń soli kamiennej np. w Wieliczce i Bochni. Rozwiązania wynikające z praktyki spełniały swoje zadanie, pozwalając na bezpieczną eksploatację soli kamiennej. Niemniej jednak w ostatnich kilkudziesięciu latach wielu badaczy podjęło trud weryfikacji przyjmowanych wymiarów m.in. w oparciu o badania wytrzymałościowe próbek soli kamiennej oraz wpływu kształtu i wielkości próbki na jej wytrzymałość. Na tej podstawie formułowano różne rozwiązania analityczne, z których część wykorzystywana jest nie tylko w górnictwie solnym, ale także przy eksploatacji innych kopalin (rudy metali nieżelaznych, anhydryt). Nadrzędnym celem wszystkich rozwiązań analitycznych jest zachowanie szeroko rozumianego bezpieczeństwa kopalni podziemnej, a przy okazji optymalizowanie gabarytów wyrobisk, filarów i półek w celu poprawienia wskaźnika wykorzystania złoża. * ) AGH w Krakowie 2. Rozwiązania analityczne W artykule przedstawiono kilka najpopularniejszych rozwiązań, wskazując na różnice ilościowe pomiędzy poszczególnymi metodami oraz ich wpływ na ostateczne wymiary filarów i komór. Ograniczono się do omówienia problematyki wymiarowania filarów międzykomorowych z uwagi na to, że w przypadku dużych głębokości, na których odbywa się aktualnie eksploatacja soli kamiennej w Polsce, ciśnienie poziome górotworu równe jest ciśnieniu pionowemu i wymiarowanie półek międzypoziomowych odbywa się w sposób analogiczny jak filarów [2]. Zgodnie z hipotezą Turnera [3] filar międzykomorowy przenosi obciążenie od masy skał zalegających bezpośrednio nad filarem i przylegających do niego komór, przy czym nie uwzględnia się więzi pomiędzy rozpatrywanym nadkładem a pozostałym masywem. Przekrój poziomy filara międzykomorowego powinien być tak dobrany, aby zapewnić bezpieczne przeniesienie ciśnienia wywołanego przez skały nadległe. Wzajemny układ komór przyległych do filara międzykomorowego pokazano na rysunku (rys. 1). Zakładając, że ciężar słupa skał nadległych działający na filar i przyległe do niego komory jest zrównoważony poprzez przyrost naprężeń pionowych panujących w filarze, to naprężenia te można przedstawić w następującej postaci: 1 2 σ z = γh ( +a+1 2 a ) (1)

12 10 gdzie: h b wysokość próbki prostopadłościennej o podstawie kwadratu, cm; długość boku podstawy próbki, cm. Powyższą zależność poprzez analogię niektórzy badacze uwzględniali w swoich rozwiązaniach analitycznych w odniesieniu do wymiarów filara międzykomorowego. Poniżej przedstawiono kilka zaproponowanych rozwiązań, a następnie poddano je dyskusji Metoda Stamatiu Na podstawie prowadzonych badań laboratoryjnych polegających na ściskaniu prostopadłościanów o podstawie kwadratowej z soli kamiennej, przy zmiennym stosunku szerokości podstawy próbki b do jej wysokości h Stamatiu podał zależność empiryczną, która określa wytrzymałość na ściskanie R c w odniesieniu do wytrzymałości doraźnej na ściskanie R co, zbadanej na próbkach sześciennych o boku b z uwzględnieniem proporcji wymiarów próbki [1, 7, 8]. Zaproponowaną zależność można ująć w postaci Rys. 1. Schemat układu komór przylegających do filara Fig. 1. Schematic layout of chambers adjacent to the pillar H głębokość zalegania stropu komór, h wysokość H deposition of the chambers roof, h chamber/pillar height, 1 chamber width, a pillar width gdzie: γ średni ciężar objętościowy skał nadległych, MN/m 3 ; H głębokość zalegania stropu komór, m; l szerokość komór przyległych do filara, m; a szerokość filara, m. Przyjmując, że ciśnienie pionowe p z można przedstawić jako p z = γh (2) wówczas wzór (1) przyjmie postać l σ z = p z (1 + a ) (3) Aby zapewnić stateczność filara, naprężenia pionowe σ z nie mogą przekraczać wytrzymałości na ściskanie R c skał budujących filar σ z R c (4) gdzie: R c wytrzymałość na ściskanie, MPa. W trakcie prowadzenia laboratoryjnych badań wytrzymałościowych soli na próbkach prostopadłościennych zauważono, że na wynik końcowy mają wpływ m.in. proporcje boków badanych próbek. W szczególności chodzi o proporcje pomiędzy wysokością próbki a bokiem jej podstawy, co w zagadnieniach mechaniczno-wytrzymałościowych określa się mianem smukłości próbki λ, którą można zdefiniować jako λ = h b (5) b R C = R CO h (6) gdzie: R c wytrzymałość na ściskanie próbki o wymiarach b h, MPa; R co wytrzymałość na ściskanie próbki o wymiarach b = h, MPa; b szerokość podstawy próbki, cm; h wysokość próbki, cm. Wstawiając powyższe równanie (ale z oznaczeniami odnoszącymi się do filara międzykomorowego jak na rys. 1) do nierówności (4) oraz uwzględniając równanie (3) otrzymuje się wzór l a p z (1 + a) R CO h (7) 2.2. Metoda Sałustowicza-Dziunikowskiego Rozwiązanie tego samego problemu zaproponowali Sałustowicz i Dziunikowski [6] w postaci równania b R C = R CO (α + β h) (8) gdzie: α, β stałe materiałowe; pozostałe oznaczenia jak we wzorze (6). W wyniku prowadzonych badań laboratoryjnych i rozważań teoretycznych badacze stwierdzili, że stałe materiałowe w przybliżeniu można przyjąć jako α = 0,75 i β = 0,25. Uwzględniając wartość przyjętych stałych oraz przekształcając nierówność (4) podobnie jak dla uzyskania równania (7), tym razem otrzymuje się następujący związek l a 2.3. Metoda Köhslinga p z = (1 + ) R CO (0,75 + 0,25 h ) (9) Autor metody na podstawie badań laboratoryjnych wyznaczył krzywą określającą zależność pomiędzy smukłością próbki λ a jej wytrzymałością na ściskanie R c [3]. Podobnie jak w wyżej opisanych metodach, za wytrzymałość wzorco- a

13 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 11 wą przyjął doraźną wytrzymałość na ściskanie określoną na próbkach sześciennych R co. Swoje rozważania ujął w formule R C = R CO f (λ) (10) gdzie, f(λ) funkcja, której wartość należy odczytać z zamieszczonego w pracy [3] wykresu. Analizując wykres z pracy [3], można stwierdzić, że jest on jakościowo bardzo zbieżny z wynikami uzyskanymi przez badaczy niemieckich, którzy prowadzili analogiczne badania na próbkach cylindrycznych [5]. W kolejnej pracy autor przedstawił równanie opisujące funkcję f(λ) [4] f(λ) = 0,63 + 2,95223e ( 2,07λ) (11) wobec czego wzór (10) przyjmie postać R C = R CO [0,63 + 2,95223e ( 2,07λ) ] (12) Podstawiając do nierówności (4) równanie (3) oraz (12) z uwzględnieniem zależności (5), ale w odniesieniu do filara międzykomorowego powstanie nierówność l a p z (1 + ) R CO [0,63 + 2,95223e ( 2,07 a ) ] 3. Analiza wyników h (13) Dokonując przekształcenia wzorów (7), (9) i (13) w taki sposób, aby po jednej stronie pojawiły się tylko człony związane z wymiarami filara otrzymano l p z (1+ a) RCO metoda Stamatiu (14) l p z (1+ a) R CO a h a h (0,75 + 0,25 ) metoda Sałustowicza- Dziunikowskiego (15) l p z (1+ a) [0,63 + 2,95223e ( 2,07 a h ) ] metoda Köhslinga (16) R CO Łatwo zauważyć, że lewe strony nierówności (14), (15) i (16) są identyczne, natomiast ich prawe strony stanowią kryteria założone przez poszczególnych autorów, a które w rzeczywistości mogą być traktowane jako współczynniki korekcyjne wynikające z proporcji wymiarów próbek (filarów). Jak wobec tego mają się one względem siebie? Od strony matematycznej oczekiwaną odpowiedź można zapisać jako a a 0,75 + 0,25 0,63 + 2,95223e ( 2,07 a h h h ) (17) W celu odpowiedzi na to pytanie przeprowadzono proste przeliczenia dla wartości smukłości λ = 0,2 3,0. Uzyskane wyniki dla analizowanych metod przedstawiono w postaci wykresów zależności pomiędzy smukłością próbki a jej wytrzymałością na ściskanie (rys. 2). Wykreślone krzywe jakościowo są bardzo do siebie podobne, jednak wyniki ilościowe są na tyle rozbieżne, że wymagają głębszej analizy. O ile rozbieżność poszczególnych wyników dla λ = 0,8 1,2 mieści się w granicach 10 12%, to już w skrajnych wartościach λ różnica wynosi 30 Rys. 2. Wykres zależności pomiędzy smukłością próbki a jej wytrzymałością na ściskanie Fig. 2. Graph of relationship between the slenderness of the sample and its compressive strength

14 12 44%. Kolejne pytanie, jakie nasuwa się po pierwszej analizie, będzie dotyczyło poziomu bezpieczeństwa przy określaniu wymiarów filara międzykomorowego. Analizując przedstawiony wykres widać, że w punkcie dla λ = 1,0 wszystkie krzywe się przecinają, co wynika z założeń poszczególnych metod próbka sześcienna, której smukłość λ = 1,0 jest punktem wyjścia, a zarazem granicą rozdzielającą płaszczyznę, w której rozpatrywane są próbki o małej smukłości (λ < 1,0) lewa część wykresu, oraz prawa część wykresu dotycząca próbek o większej smukłości (λ > 1,0). Jak widać z wykresów, w części lewej w przedziale dla λ = 0,2 1,0 rozwiązanie Sałustowicza-Dziunikowskiego jest najbardziej zachowawczym. W części prawej wykresu w przedziale dla λ = 1,0 3,0 bezpieczniejszymi wydają się być rozwiązania Stamatiu i Köhslinga, które mają bardzo zbliżone wartości. W celach porównawczych, dla odzwierciedlenia różnic ilościowych, zestawiono kilka wybranych wyników dla różnych smukłości λ (tab. 1). Aby poszczególne metody mogły być stosowane zamiennie, wydaje się być zasadne zastosowanie współczynnika bezpieczeństwa n, który z odpowiednim zapasem będzie niwelował wykazane różnice uzyskanych wyników wg poszczególnych metod. Zgodnie z zaleceniami ISRM (International Society for Rock Mechanics) współczynnik bezpieczeństwa powinien wynosić n = 1,5. Taka wartość współczynnika spełnia swoją rolę w odniesieniu do wyników, które można określić jako najmniej korzystne. Należałoby jednak rozważyć, czy zasadne jest utrzymywanie stałej wartości Tablica 1. Wartości współczynników korekcyjnych w zależności od smukłości Table 1. Values of the correction factors depending on the slenderness ratio λ metoda 0,2 0,6 0,8 1,0 1,2 1,5 2,0 3,0 Stamatiu 2,24 1,29 1,12 1,0 0,91 0,82 0,71 0,58 Sałustowicz- Dziunikowski 2,00 1,17 1,06 1,0 0,96 0,92 0,88 0,83 Köhsling 2,58 1,48 1,19 1,0 0,88 0,76 0,68 0,63 współczynnika dla wszystkich metod oraz w całym zakresie przeprowadzonej powyżej analizy. Na kolejnym rysunku (rys. 3) przedstawiono porównawczo wykresy omawianych rozwiązań z uwzględnieniem współczynnika bezpieczeństwa n = 1,5. Jak widać, w rozpatrywanym zakresie smukłości wszystkie wykresy uwzględniające rekomendowany współczynnik bezpieczeństwa znajdują się poniżej wykresów opisanych dla n = 1, a więc są po tzw. stronie bezpiecznej. 4. Przykłady W celu pokazania praktycznych wyników, jakie można uzyskać z wymienionych metod przeanalizowano dwa rze- Rys. 3. Wykres zależności pomiędzy smukłością próbki a jej wytrzymałością na ściskanie dla współczynnika bezpieczeństwa n = 1 i n = 1,5 Fig. 3. Chart of dependence comparison between the slenderness of the sample and its compressive strength for safety quotient n = 1 and n = 1.5

15 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 13 czywiste przypadki zaczerpnięte z Kopalni Soli Kłodawa przy różnych smukłościach filarów międzykomorowych oraz różnych współczynnikach bezpieczeństwa. Dla porównania wyliczono faktyczny współczynnik bezpieczeństwa dla istniejącego filara. Przypadek 1: głębokość stropu komory H = 497,3 m, wysokość komory h = 27,7 m, szerokość komory l = 15,0 m, ciężar objętościowy nadkładu γ = 22 kn/m 3, doraźna wytrzymałość na ściskanie R co = 34 MPa. Poszukiwaną wartością jest minimalna szerokość filara międzykomorowego a. Wyniki zestawiono w tabeli (tab. 2). Tablica 2. Minimalna szerokość filara międzykomorowego dla przyjętego współczynnika bezpieczeństwa, m Table 2. Minimum width of the inter-chamber pillar for the assumed safety factor, m metoda Sałustowicz- Stamatiu n Dziunikowski Köhsling n =1 13,15 9,41 13,68 n =1,5 19,87 17,15 21,12 W omawianym przypadku faktycznie istniejący filar ma szerokość a = 15 m, a jego smukłość wynosi λ = 1,85. Obliczone współczynniki bezpieczeństwa zestawiono w tabeli (tab.3). Tablica 3. Rzeczywisty współczynnik bezpieczeństwa dla istniejącego filara Table 3. Actual safety quotient for the existing pillar metoda Sałustowicz- Stamatiu Köhsling λ Dziunikowski λ =1,85 1,14 1,38 1,08 Przypadek 2: głębokość stropu komory H = 740,4 m, wysokość komory h = 12,0 m, szerokość komory l = 12,0 m, ciężar objętościowy nadkładu γ = 22 kn/m 3, doraźna wytrzymałość na ściskanie R co = 34 MPa. Poszukiwaną wartością jest minimalna szerokość filara międzykomorowego a. Wyniki zestawiono w tabeli (tab. 4). Tablica 4. Minimalna szerokość filara międzykomorowego dla przyjętego współczynnika bezpieczeństwa, m Table 4. Minimum width of the inter-chamber pillar for the assumed safety factor, m metoda Sałustowicz- Stamatiu n Dziunikowski Köhsling n =1 11,50 11,39 11,58 n =1,5 17,56 19,61 16,03 W omawianym przypadku faktycznie istniejący filar ma szerokość a = 18,0 m, a jego smukłość wynosi λ = 0,67. Obliczone współczynniki bezpieczeństwa zestawiono w tabeli (tab.5). Tablica 5. Rzeczywisty współczynnik bezpieczeństwa dla istniejącego filara Table 5. Actual safety quotient for the existing pillar metoda Sałustowicz- Stamatiu Köhsling λ Dziunikowski λ = 0,67 1,53 1,3 1,58 5. Podsumowanie Zaprezentowane metody wymiarowania filarów międzykomorowych jako kryterium wytrzymałościowe traktują iloczyn doraźnej wytrzymałości na ściskanie określonej na sześciennej próbce soli kamiennej oraz pewnej zależności uwzględniającej smukłość próbki, poprzez analogię przenoszonej na filar międzykomorowy. Uzyskane wyniki charakteryzują się dość dużym rozrzutem, w szczególności dla skrajnych wartości smukłości λ. I tak, dla λ = 0,2 różnica wyników z poszczególnych metod wynosi ok. 30%, a dla λ = 3,0 różnica ta wynosi ok. 44%. Równocześnie trudno przypisać do którejkolwiek z przedstawionych metod większą czy mniejszą wiarygodność, skoro wszystkie oparte były na badaniach laboratoryjnych. Można co najwyżej zarzucić brak jednolitej metodyki prowadzonych badań, polegającej np. na różnej prędkości przykładania obciążenia, a co jak wynika z dotychczasowych doświadczeń może mieć wpływ na końcowy wynik pomiarów. Niewątpliwie same badania były obciążone błędem wynikającym, np. z niejednorodności próbek, trudności zorientowania próbki w maszynie wytrzymałościowej z jej faktycznym położeniem w górotworze, liczebnością przebadanych próbek etc. W tej sytuacji wprowadzenie współczynnika bezpieczeństwa jest jak najbardziej uzasadnione. Należy zwrócić uwagę na fakt, że powyższe metody uwzględniają smukłość jako jedyne kryterium spadku/wzrostu wytrzymałości na ściskanie, natomiast całkowicie pomijają inne istotne czynniki, jak choćby smukłość w kierunku poziomym (czynnik jak najbardziej adekwatny wobec wymiaru poziomego filarów w systemie komorowym) czy spadek wytrzymałości w funkcji czasu. Już tylko te dwa wymienione elementy czynią, że omówione metody są niepełne i istnieje spory obszar badawczy do dalszych analiz. Dopiero dalsze zgłębienie tej wiedzy może dać odpowiedź, czy współczynnik bezpieczeństwa na poziomie n = 1,5 jest wystarczający i dający pewność statecznej pracy filarów, choć jak widać z przytoczonych przykładów filary zachowują swoją stateczność na przestrzeni ostatnich 35 lat (vide analizowany Przypadek 1) przy znacznie niższych wartościach współczynnika bezpieczeństwa od rekomendowanego przez ISRM. Praca została wykonana w ramach badań statutowych nr Literatura 1. Kłeczek Z.: Geomechanika górnicza. Śląskie Wydawnictwo Techniczne, Katowice Köhsling J.: Metodyka wyznaczania filarów górniczych dla podziemnych kopalń surowców chemicznych. Maszynopis niepublikowany, Ośrodek Badawczo-Rozwojowy Górnictwa Surowców Chemicznych Chemkop, Kraków Köhsling J.: Zasady wymiarowania filarów międzykomorowych w podziemnych kopalniach soli kamiennej. Przegląd Górniczy 1976, nr 12, s Köhsling J.: Warunki bezpieczeństwa podziemnych kopalń soli w wysadach solnych. Przegląd Górniczy 1980, nr 9, s Pforr H., Rosetz G. P.: Ergebnisse und Erfahrungen bei Druckund Zugversuchen an Gesteinen des Kalibergbaus: Beitrag zum Festigkeitskatalog und zur Erfassung des natu rlichen Gesteinsverhaltens. Freiberger Forschungshefte; Reihe A Geotechnik, Ingenieurgeologie, Bergbautechnologie, Verfahrenstechnik, Nr 376, s , Sałustowicz A., Dziunikowski L.: Wytrzymałość górotworu przy eksploatacji złoża solnego komorami poziomymi i pionowymi, w: Krajowy Zjazd BHP na temat Nauka i technika w walce o bezpieczeństwo w górnictwie,

16 14 Sekcja III, Osiągnięcia nauki i techniki w zakresie kierowania stropem oraz zwalczania tąpań i obrywanie się skał. Państwowa Rada Górnictwa, Stowarzyszenie Inżynierów i Techników Górnictwa, Katowice Sałustowicz A.: Zarys mechaniki górotworu. Wydawnictwo Śląsk, Katowice Stamatiu M.: Rasczot celikov na solanych rudnikach.wyd. Gosgorchimizdat, Moskwa, 1963, (tłumaczenie z języka rumuńskiego tytuł oryginału: Problema dimensionarii stilpilor la minele de sare din RPR. Editura Academiei Republici Populari Romine, Bucarest, 1959). 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!!!

17 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 15 UKD : : /.84 Możliwości stosowania modeli numerycznych do opisu deformacji powierzchni terenu górniczego Possibilities of applying numerical models for the description of deformation of the mining area surface Dr inż. Marek wesołowski*) Treść: W artykule przedstawiono wyniki modelowania numerycznego wpływu prowadzonej eksploatacji górniczej na deformacje powierzchni terenu górniczego przy wykorzystaniu modeli numerycznych bazujących na mechanice ośrodka ciągłego. Do procesu modelowania numerycznego deformacji terenu górniczego, zastosowano program komputerowy FLAC. Analizę oparto na wyidealizowanym przypadku eksploatacji ścianowej. Dla przeprowadzenia symulowanej eksploatacji górniczej i określenia jej wpływu na deformacje powierzchni terenu zbudowano płaski model o wymiarach 2000 m x 1000 m. W modelu rozpatrywano wyłącznie rejon krawędzi rozpoczynającej eksploatację górniczą. Przeprowadzony cykl symulacji komputerowych wykazał, że przy zastosowaniu sprężystego modelu transwersalnie izotropowego oraz modelu ubiquitous joint istnieje możliwość jednoczesnego opisu zarówno przemieszczeń pionowych, jak i poziomych górotworu, wywołanych eksploatacją górniczą. Zgodny z pomiarami opis deformacji powierzchni terenu uzyskano, wprowadzając do modelu transwersalnie izotropowego elementy kontaktowe (interfaces) do modelowania kontaktów międzywarstwowych. Abstract: This paper presents the results of numerical modeling of the influence of mining exploitation on the deformations of the surface of the mining area by means of numerical models based on continuum mechanics. The computer program FLAC was used for the process of numerical modeling of the deformation of the mining area. The analysis was based on idealized long wall exploitation. For the purpose of the simulation of the mining exploitation and the determination of the influence on the deformations of the surface mining area a flat model of 2000 m x 1000 m was developed. In the model, only the region of the edge of the mining exploitation was considered. The conducted cycle of the computer simulations shows that the use of elastic transversally isotropic model as well as the ubiquitous joint model enables a simultaneous description of both the perpendicular dislocations and the horizontal dislocations of the rock mass which are triggered by mining exploitation. A correct description of the deformation of the surface area was obtained after introducing to the model the transversally isotropic contact elements (interfaces) used for the modeling of contacts between layers. Słowa kluczowe: górotwór, model obliczeniowy, niecka obniżeń, deformacje terenu Key words: rock mass, calculation model, subsidence trough, deformations of the area 1. Wprowadzenie Głównym problemem związanym ze stosowaniem modeli numerycznych do modelowania deformacji powierzchni terenu górniczego jest trudność prawidłowego odwzorowania wszystkich wskaźników deformacji [2, 10, 11, 12]. Znaczna część prac, w których stosowano modele izotropowe, obejmowała wyłącznie próby jakościowego opisu deformacji terenu górniczego. Jak wykazano w pracach [11, 12], stosowanie modeli izotropowych powoduje, że wyznaczane niecki obniżeń charakteryzują się zbyt łagodnym profilem w stosunku do niecek rzeczywistych. Uwzględnienie w tych modelach plastycznych cech górotworu nie wpływa na poprawę opisu deformacji powierzchni terenu. Z badań własnych autora * ) Politechnika Śląska, Gliwice [12] wynika natomiast, że wykorzystanie w procesie modelowania ośrodka transwersalnie izotropowego zapewnić może jakościowo i ilościowo dobry opis obniżeń powierzchni terenu górniczego. Pomimo poprawnego opisu deformacji powierzchni terenu stosowanie modelu transwersalnie izotropowego budzi wiele kontrowersji z uwagi na sprężystą charakterystykę ośrodka. W artykule podjęto zatem próbę opisu deformacji powierzchni terenu górniczego przy wykorzystaniu wybranych modeli numerycznych. W ramach pracy analizowano zarówno modele sprężyste (izotropowy i transwersalnie izotropowy), jak i modele sprężysto-plastyczne, w tym anizotropowy model ubiquitous joint. Model ten dzięki zaimplementowanym warunkom wytrzymałościowym może służyć do modelowania najistotniejszych zjawisk zachodzących w masywie skalnym.

18 16 Do procesu modelowania numerycznego deformacji terenu górniczego, zastosowano program komputerowy FLAC firmy Itasca Consulting Group, Inc. [4]. 2. Model górotworu Dla przeprowadzenia symulowanej komputerowej eksploatacji górniczej i określenia jej wpływu na deformacje powierzchni terenu zbudowano płaski model o wymiarach 2000 m x 1000 m. Na głębokości 600 m (głębokość spągu pokładu) zamodelowano przeznaczony do eksploatacji pokład węgla o grubości 3 m. W prawej części modelu prowadzona będzie symulowana eksploatacja górnicza na wybiegu 1000 m. Spąg i strop pokładu odwzorowano jako jednorodne obszary będące ekwiwalentem górotworu karbońskiego. W obszarze stropowym modelu obliczeniowego wydzielona ponadto została warstwa nadkładowa o grubości 20 m. Wyróżnienie warstw w modelu odbywa się przez przyporządkowanie poszczególnym obszarom odrębnych parametrów odkształceniowych. Ze względu na wykazane w pracach [1, 7] różnice profilu niecki obniżeniowej nad krawędzią rozpoczęcia i zakończenia eksploatacji w modelu rozpatrywano wyłącznie rejon krawędzi rozpoczynającej eksploatację górniczą. Schemat geometryczny modelu przedstawiono na rys. 1. Budując siatkę różnic, przyjęto założenie, że punkty węzłowe, znajdujące się na pionowych krawędziach bocznych tarczy, mogą swobodnie przemieszczać się w kierunku pionowym, natomiast w kierunku poziomym ich przemieszczenia są równe zero. Węzły znajdujące się na podstawie modelowej tarczy mogą swobodnie przemieszczać się w kierunku poziomym. Pionowa wartość przemieszczeń tych punktów określona została jako zerowa. Pozostałe punkty węzłowe przynależne do modelu mają możliwość swobodnego przemieszczania się w dowolnym kierunku płaszczyzny X-Z. Symulowana eksploatacja pokładu polegać będzie na usuwaniu poszczególnych stref znajdujących się w obrębie zrobów poeksploatacyjnych. Jednocześnie pomiędzy warstwę stropową a spągową wprowadzono elementy kontaktowe (płaszczyznę kontaktu), które uniemożliwią wzajemne przenikanie stropu i spągu pokładu. Określając warunki brzegowe, założono, że wartość pierwotnych naprężeń w górotworze pochodzi jedynie od sił grawitacyjnych [11]. W celu wykazania różnic pomiędzy poszczególnymi modelami matematycznymi rozpatrywano następujące przypadki: model sprężysty izotropowy, model sprężysty transwersalnie izotropowy, model ubiquitous joint, model sprężysto-plastyczny izotropowy. Parametry wytrzymałościowe oraz odkształceniowe warstw przyjęte zostały na podstawie literatury [6, 12]. Określając wartości parametrów płaszczyzn osłabienia posłużono się przypadkiem opisanym w pracy [9] Model sprężysty izotropowy W rozwiązaniu tym założono, że wszystkie strefy modelu obliczeniowego opisane zostały modelem sprężystym izotropowym, zgodnie z prawem Hooke a. Przy wykorzystaniu do obliczeń programu FLAC model sprężysty izotropowy wymaga wprowadzenia wartości dwóch stałych materiałowych: G oraz K (tabela 1) Model sprężysto-plastyczny izotropowy W modelu tym przyjęto, że wszystkie elementy siatki różnic opisane zostały przez ośrodek sprężysto-plastyczny, w którym uplastycznienie określono warunkiem plastyczności Coulomba-Mohra [4, 10]. Zastosowanie izotropowego ośrodka sprężysto-plastycznego pozwoli odwzorować trwałe zmiany plastyczne, występujące w trakcie prowadzonej eksploatacji górniczej. W rozwiązaniu tym wymagane jest wprowadzenie następujących stałych materiałowych: G, K, Rr, c oraz (tabela 1) Model ubiquitous joint Model ten jest anizotropowym modelem plastycznym zawierającym płaszczyzny osłabienia określonej orientacji. W modelu tym zaimplementowany został warunek wytrzymałościowy (uplastycznienia) Coulomba - Mohra. Do uplastycznienia może dojść zarówno w obrębie płaszczyzn osłabienia, Rys. 1. Schemat numerycznego modelu obliczeniowego Fig. 1. Scheme of the numeric computational model

19 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 17 jak i masywie skalnym. Model ten wymaga wykorzystania wszystkich parametrów przedstawionych w tabeli Model sprężysty transwersalnie izotropowy W rozwiązaniu tym wszystkie rozpatrywane strefy budujące ośrodek transwersalnie izotropowy mają inne własności w obrębie płaszczyzn izotropii oraz inne w kierunku prostopadłym do tych płaszczyzn [12]. Model sprężysty transwersalnie izotropowy można opisać za pomocą pięciu niezależnych parametrów: E 1 E 3, ν 12, ν 13, G 13. Przyjęte do obliczeń parametry odkształceniowe przedstawiono w tabeli 2 [12]. 3. Wyniki obliczeń numerycznych Dla przedstawionych modeli numerycznych przeprowadzono symulację eksploatacji górniczej. Wyniki przeprowadzonej symulacji oraz odpowiadające im wyniki pomiarów geodezyjnych prowadzonych podczas rzeczywistej eksploatacji [11, 13], zestawiono w tabeli 3 i na rysunkach 2 do 4. Wyznaczone wskaźniki deformacji odniesione zostały do maksymalnych obniżeń w max oraz głębokości eksploatacji h. Na podstawie uzyskanych wyników symulacji komputerowych można stwierdzić, że: 1. Maksymalna wartość osiadań w max =2,4 m, charakteryzująca pełną nieckę obniżeń (dla współczynnika eksploatacji a=0,8), wystąpiła praktycznie dla wszystkich rozpatrywanych modeli numerycznych (rys. 2). Dla wszystkich modeli uzyskano ponadto warunek zgodności w zakresie obniżeń nad krawędzią eksploatacji. Analogiczne wartości wyznaczane z pomiarów geodezyjnych mieszczą się w przedziale (0,19-0,5) w max. 2. Dla wszystkich analizowanych modeli wystąpiło przesunięcie punktu o wartości 0,5 w max w kierunku przestrzeni wybranej. Jedynie w przypadku modelu transwersalnie izotropowego oraz modelu sprężysto-plastycznego ubiquitous joint wartość tego przesunięcia spełnia warunek zgodności z wartościami mierzonymi in situ (d=0-0,15 h) [11]. 3. Wyznaczone dla modeli izotropowych (sprężystego oraz spreżysto-plastycznego) profile niecek są zbyt rozległe i charakteryzują się dużo mniejszym nachyleniem zboczy w stosunku do niecek rzeczywistych (rys. 3). Jedynie w przypadku modelu transwersalnie izotropowego maksymalne nachylenia są zbliżone do uśrednionych wartości otrzymanych z pomiarów geodezyjnych [10] i wynoszą 2,08 w max /h (średnia wartość nachyleń obserwowana w warunkach GZW wynosi T max =2,26 w max /h). 4. W przypadku modelu ubiquitous joint przebieg osiadań świadczy o lokalnym uplastycznieniu o charakterze zała- -miania watrstw stropowych. Potwierdzeniem tego jest wykres nachyleń profilu niecki obniżeniowej, dla których wyraźnie widoczny jest ich gwałtowny (przebiegający na niewielkiej przestrzeni) przyrost. Wyznaczona zatem wartość maksymalnych nachyleń T max =4,34 w max /h nie może być uważana za poprawną. Tabela 1. Przyjęte do obliczeń parametry odkształceniowe i wytrzymałościowe Table 1. Strain and strength parameters assumed for calculations Współczynnik sprężystości postaciowej G Współczynnik sprężystości objętościowej K Kohezja c Kąt tarcia wewnętrznego Wytrzymałość na rozciąganie Rr Gęstość objętościowa ρ Kohezja c j Kąt tarcia wewnętrznego j Wytrzymałość na rozciąganie Rr j MPa MPa MPa stopnie MPa kg/m 3 MPa stopnie MPa Nadkład Strop i spąg modelu Pokład węgla Parametry masywu skalnego , , Parametry płaszczyzn osłabienia 0, , ,7 24 5, ,1 24 0, , , , ,01 Tabela 2. Przyjęte do obliczeń parametry odkształceniowe modelu transwersalnie izotropowego Table 2. Strain and strength parameters assumed for calculations of the transversally isotropic model Nadkład Strop i spąg modelu Pokład węgla Parametry masywu skalnego Współczynnik sprężystości podłużnej E 1 =E 3 Współczynnik Poissona ν 12 = ν 13 Współczynnik sprężystości postaciowej G 13 Gęstość objętościowa ρ MPa [ - ] MPa kg/m ,3 3, ,7 5, Tabela 3. Maksymalne wskaźniki deformacji, wyznaczone dla poszczególnych modeli Table 3. Maximum coefficients of deformation determined for individual models ,3 1, Model W max W(x=0) d T max ε x w max a g w(x=0) w max [x/h] T/(w max /h) ε/(w max /h) Sprężysty izotropowy 1 0,34 0,27 0,66-0,38 0,38 Sprężysto-plastyczny izotropowy 1 0,34 0,22 0,77-0,56 2,13 Ubiquitous joint 1 0,22 0,07 4,34-2,67 1,09 Sprężysty transwersalnie izotropowy 1 0,22 0,14 2,08-0,41 0,69

20 18 Rys. 2. Obniżenia powierzchni modelu, wyznaczone dla poszczególnych modeli Fig. 2. Subsidence of the surface model determined for individual models Rys. 3. Nachylenia profilu niecki, wyznaczone dla poszczególnych modeli Fig. 3. Inclination of the subsidence trough profile determined for individual models

21 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 19 Rys. 4. Odkształcenia poziome, wyznaczone dla poszczególnych modeli Fig. 4. Horizontal strain determined for individual models Pomimo poprawnego odwzorowania nachyleń profilu niecki obniżeniowej model zbudowany z ośrodka transwersalnie izotropowego wykazuje poważne rozbieżności w opisie odkształceń poziomych. Jak wykazały przeprowadzone obliczenia numeryczne (rys. 4), wyznaczone odkształcenia poziome charakteryzują się bardzo dużym zasięgiem (obejmują one całą szerokość modelu), a ich maksymalna wartość jest znacznie mniejsza od wartości obserwowanych w przypadku pomiarów geodezyjnych. Dla porównania ekstremalne wartości odkształceń poziomych wyznaczane na podstawie zależności Budryka-Knothego [3] dla średnich wartości parametrów tej teorii wynoszą ±1,212 w max /h. Po uwzględnieniu zależności pomiędzy w max i T max według E. Popiołka oraz J. Ostrowskiego [8] można przyjąć, iż wartości te wynoszą ±0,972 w max /h, zaś według badań angielskich opisanych w SEH [11] wynoszą od -0,51 w max /h do +0,65 w max /h. Z doświadczeń autora wynika natomiast, że niezwykle ważnym czynnikiem wpływającym na zasięg przemieszczeń na powierzchni modelu jest sposób odwzorowania kontaktów międzywarstwowych [12]. W związku z tym w modelu obliczeniowym jednorodny obszary będący ekwiwalentem górotworu karbońskiego podzielono na warstwy o grubości ok. 50 m (o jednakowych parametrach wytrzymałościowych i odkształceniowych). Wszystkie wyróżnione w ten sposób warstwy stanowią odrębne części, połączone pomiędzy sobą płaszczyznami kontaktu [4]. W stanie przedplastycznym elementy kontaktowe zachowują się identycznie jak elementy opisujące warstwy skalne. Po przejściu w stan plastyczny mają one możliwość opisu większych odkształceń od tradycyjnych stref siatki różnic skończonych. Zmodyfikowane modele numeryczne poddano ponownej symulacji eksploatacji górniczej. Wyniki modelowania zestawiono w tabeli 4 oraz na rysunkach 5 do 7. Na podstawie wyników symulacji komputerowych modeli warstwowych stwierdzono, że: 1. W przypadku modeli warstwowych izotropowych (maksymalnych sprężysto-plastycznych) wystąpiło zwiększenie maksymalnych nachyleń o ok. 40%, jednak nadal znacząco odbiegają one od wartości obserwowanych w rzeczywistości (T max >2,0 w max /h). Z przeprowadzonych obliczeń testowych wynika, że dalsze zwiększenie liczby modelowych warstw nie wpływa w istotny sposób na uzyskiwane wyniki. 2. Odwzorowanie warstwowej budowy znacząco poprawiło opis obniżeń oraz nachyleń w przypadku anizotropowego modelu sprężysto-plastycznego ubiquitous joint. Wartość maksymalnych nachyleń dla tego modelu wynosi T max =2,66 w max /h, co odpowiada przyjętym wzorcom. Tabela 4. Maksymalne wskaźniki deformacji, wyznaczone dla poszczególnych modeli warstwowych Table 4. Maximum coefficients of deformation determined for individual models Model W max W(x=0) d T max ε x w max w(x=0) a g w max [x/h] T/(w max /h) ε/(w max /h) Sprężysty izotropowy 1 0,28 0,20 1,14-0,17 0,19 Sprężysto-plastyczny izotropowy 1 0,33 0,14 1,28-0,17 0,30 Ubiquitous joint 1 0,18 0,14 2,66-1,09 1,27 Sprężysty transwersalnie izotropowy 1 0,22 0,14 2,08-0,95 1,04

22 20 W przypadku modelu transwersalnie izotropowego nie odnotowano istotnych zmian w zakresie obniżeń oraz nachyleń profilu niecki obniżeniowej (rys. 5 i 6). 3. Uzyskane wyniki symulacji komputerowej w dziedzinie odkształceń poziomych (rys. 7) wykazały, że jedynie w przypadku modelu transwersalnie izotropowego oraz modelu ubiquitous joint, w którym do opisu połączeń międzywarstwych zastosowano płaszczyzny kontaktu (interface), możliwa jest ilościowa i jakościowa analiza wyznaczanych wartości. Ekstremalne wartości odkształceń poziomych wynoszą odpowiednio 1,04 w max /h i -0,95 w max /h (dla modelu transwersalnie izotropowego) oraz 1,27 w max /h i -1,09 w max /h (dla modelu ubiquitous joint). Są to wartości nieznacznie różniące się od wielkości obserwowanych w rzeczywistości. W przypadku modeli izotropowych odkształcenia poziome nadal różnią się od wartości wyznaczanych na drodze pomiarów geodezyjnych. Rys. 5. Obniżenia powierzchni modelu, wyznaczone dla poszczególnych modeli warstwowych Fig. 5. Subsidence of the surface model determined for individual stratafields models Rys. 6. Nachylenia profilu niecki, wyznaczone dla poszczególnych modeli warstwowych Fig. 6. Inclination of the subsidence trough profile determined for individual stratafields models

23 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 21 Rys. 7. Odkształcenia poziome, wyznaczone dla poszczególnych modeli Fig. 7. Horizontal strain determined for individual models 4. Podsumowanie W artykule przedstawiono wyniki modelowania numerycznego wpływu prowadzenia eksploatacji górniczej na deformacje powierzchni terenu górniczego przy wykorzystaniu różnych modeli matematycznych. Na podstawie wyników przeprowadzonych symulacji komputerowych sformułowano następujące wnioski końcowe: 1. Uzyskiwane w rezultacie modelowania numerycznego wartości wskaźników deformacji dla górotworu traktowanego jako ośrodek sprężysty izotropowy znacznie różnią się od wartości wyznaczanych z pomiarów geodezyjnych. Niecki obniżeń dla tego ośrodka charakteryzują się dużo mniejszym (nawet 2,5-krotnie) nachyleniem zboczy w stosunku do niecek rzeczywistych. 2. Zastosowanie do obliczeń jednorodnego modelu transwersalnie izotropowego pozwala dokładnie opisać proces obniżeń powierzchni terenu górniczego. Pomimo poprawnego odwzorowania nachyleń profilu niecki obniżeniowej jednorodny model transwersalnie izotropowy wykazuje poważne rozbieżności w opisie przemieszczeń i odkształceń poziomych. 3. Przeprowadzony w ramach pracy cykl symulacji komputerowych wykazał, że zarówno dla modelu ubiquitous joint, jak i modelu transwersalnie izotropowego istnieje możliwość jednoczesnego opisu zarówno pionowych, jak i poziomych ruchów górotworu, wywołanych eksploatacją górniczą. Prawidłowy opis tych ruchów uzyskano, wprowadzając do modelu transwersalnie izotropowego płaszczyzny kontaktu (Interface) do modelowania połączeń międzywarstwowych. 4. Niewątpliwą zaletą modelu bazującego na ośrodku transwersalnie izotropowym jest stosunkowo mała liczba parametrów odkształceniowych koniecznych do obliczeń oraz możliwość opisu szerokiego zakresu nachyleń profilu niecki obniżeniowej. Decydujący wpływ na zmienność nachylenia profilu niecki obniżeniowej ma zmienność stosunku współczynników sprężystoci postaciowej G 12 / G 13 ośrodka transwersalnie izotropowego [5]. Takich możliwości jak dotąd nie udało się uzyskać w przypadku modelu ubiquitous joint. Literatura 1. Białek J.: Wpływ własności reologicznych górotworu oraz kierunku eksploatacji na kształt nieustalonych niecek obniżeniowych. Przegląd Górniczy 2013, nr Białek J., Mielimąka R., Wesołowski M.: Ein linear, transversal- -anisotropisches Gebirgsmodell zur Modellierung Abbaubedingter Gebirgsbewegungen. Schriftenreihe des Institutes fűr Markscheidewesen und Geodäsie der TU Bergakademie Freiberg, Heft 1, Budryk W., Knothe S.: Wpływ eksploatacji podziemnej na powierzchnie z punktu widzenia ochrony obiektów. Przegląd Górniczy 1950, nr FLAC User s Manual. Itasca Consulting Group. Minneapolis Kołodziejczyk P., Wesołowski M.: The influence of deformational parameters of a numerical model on the subsidence basin profile for chosen working dept. Archiwum górnictwa, t. 4, vol. 55. Kraków Kwaśniewski M., Wang J.: Analiza numeryczna deformacji górotworu wywołanych eksploatacją górniczą. Materiały Szkoły Eksploatacji Podziemnej 96, Kraków Mielimąka R.: Wpływ kolejności i kierunku eksploatacji prowadzonej frontami ścianowymi na deformacje terenu górniczego. Wydawnictwo Politechniki Śląskiej, Gliwice Popiołek E., Ostrowski J.: Próba ustalenia głównych przyczyn rozbieżności prognozowanych i obserwowanych poeksploatacyjnych wskaźników deformacji. Ochrona Terenów Górniczych, nr 58, Katowice 1980.

24 22 9. Sainsbury B., Pierce M., Mas Ivars D.: Simulation of rock mass strength anisotropy and scale effects using a Ubiquitous Joint Rock Mass (UJRM) model. Continuum and Distinct Element Numerical Modeling in Geo- Engineering Hart, Detournay & Cundall (eds.) Paper: Itasca Consulting Group, Inc., Minneapolis, ISBN Wesołowski M., Białek J., Kołodziejczyk P., Plewa F.: Modelowanie wpływów eksploatacji górniczej przy wykorzystaniu modeli numerycznych. Wydawnictwo Politechniki Śląskiej, Gliwice Wesołowski M.: Wybrane aspekty modelowania numerycznego ruchów górotworu pod wpływem eksploatacji podziemnej i jej oddziaływania na obiekty. Praca doktorska (niepublikowana), Politechnika Śląska, Wydział Górnictwa i Geologii, Gliwice Wesołowski M.: Zastosowanie liniowego ośrodka transwersalnie izotropowego do modelowania deformacji terenu górniczego. Wydawnictwo Politechniki Śląskiej, Gliwice Zych J.: Analiza wyników obserwacji geodezyjnych w rejonie kopalni Moszczenica. Zeszyty Naukowe Politechniki Śląskiej, s. Górnictwo 1979, z 88. Zwiększajmy prenumeratę najstarszego czołowego miesięcznika Stowarzyszenia Inżynierów i Techników Górnictwa! Liczba zamawianych egzemplarzy określa zaangażowanie jednostki gospodarczej w procesie podnoszenia kwalifikacji swoich kadr!

25 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 23 UKD : /.84: Problemy eksploatacji złoża zagrożonego tąpaniami w warunkach współwystępowania zagrożenia gazowego w ZG Polkowice-Sieroszowice Exploitation problems of rock bursts hazardous deposit in the conditions of coexisting gas hazard in Polkowice-Sieroszowice mine mgr inż. Marcin Danis* ) dr inż. Sebastian Gola* ) mgr inż. Czesław Matusz* ) Treść: Do niedawna w kopalniach rud miedzi głównym zagrożeniem naturalnym, warunkującym prowadzenie robót górniczych, było występowanie wysokoenergetycznych wstrząsów sejsmicznych. Większość z pól, w których prowadzone jest obecnie wydobycie, zaliczone jest do II i III stopnia zagrożenia tąpaniami. Po udostepnieniu obszarów złoża na głębokości przekraczającej 1000 m, w kopalniach KGHM Polska Miedź S.A. ujawniło się nowe zagrożenie naturalne, jakim jest występowanie gazów szkodliwych, głównie siarkowodoru. Aktualnie, w kopalni Polkowice-Sieroszowice, eksploatacja złoża rud miedzi odbywa się w 13 oddziałach górniczych, przy czym zagrożenie gazowe występuje tylko w dwóch, a mianowicie w G-62 i G-63. W wymienionych oddziałach stężenia siarkowodoru stwierdzane są głównie w przestrzeniach zrobowych, co łączy się z potencjalną możliwością przedostawania się gazów do wyrobisk. Stosowny system przewietrzania oraz wydatki powietrza doprowadzane do frontów eksploatacyjnych skutecznie eliminują możliwość wystąpienia niedopuszczalnych stężeń w przestrzeniach roboczych, w których zatrudniani są pracownicy. W celu zapewnienia pełnego bezpieczeństwa pracownikom zatrudnionym w ww. oddziałach, wprowadzono monitoring indywidualny oraz nakaz stosowania środków ochrony indywidualnej, tj. półmasek przeciwgazowych i okularów ochronnych. W wyniku wstrząsu wysokoenergetycznego, którego epicentrum zlokalizowano w przestrzeni roboczej piętra F2W oddziału G-63, stwierdzono przekroczenia dopuszczalnych stężeń w pobliżu miejsca lokalizacji wstrząsu. W artykule opisano dotychczasowe działania profilaktyki zagrożenia gazowego oraz przedstawiono pierwsze wnioski z prowadzenia eksploatacji złoża rud miedzi w warunkach współwystępowania zagrożeń tąpaniami i gazami szkodliwymi. Abstract: Until recently the main natural hazard in copper ore mines determining mining activities was high-energy seismic bursts occurrence. Most of the panels within which excavation is currently carried out belong to II and III degree of rock bursts hazard. After developing parts of the deposit located over 1000m below surface level in the mines of KGHM a new natural hazard occurred, which is presence of harmful gases, mainly hydrogen sulphide. At present in Polkowice-Sieroszowice mine exploitation of the copper ore deposit is carried out in 13 mining sections, but gas hazard occurs only in two of them G-62 and G-63 mining sections. In the two mining sections, the hydrogen sulphide concentration is found mainly in goaf areas, which means there is a possibility of gases penetration into headings. Gas sources are identified as small emanations from fissures formed in uncovered roof plains, as the result of liquidation of the mined out areas and occasionally in working zone of the front. However, a proper ventilation system and amounts of air directed to excavation fronts successfully eliminate the possibility of impermissible concentrations occurrence in workspaces where workers are employed. In order to ensure full safety for workers employed in the above mentioned mining section, individual monitoring as well as order to use means of individual protection, that is anti-gas half-masks and protective goggles, were introduced. As the result of a high-energy rock burst, whose epicentre was located in the workspace of F2W sub-panel of G-63 mining section, exceeding of permissible concentration was found near the rock burst location. This paper describes the so far applied gas hazard prevention measures and shows first conclusions regarding the copper ore deposit exploitation in the conditions of coexisting rock bursts and harmful gas hazards. * ) O/ZG Polkowice-Sieroszowice, KGHM Polska Miedź S.A.

26 24 Słowa kluczowe: górnictwo rud miedzi, zagrożenie tąpaniami, zagrożenie gazowe, siarkowodór Key words: copper ore mining, rock-burst hazard, gas hazard, hydrogen sulphide 1. Wprowadzenie Kopalnia Polkowice-Sieroszowice prowadzi eksploatację złoża rudy miedzi w około 20 polach eksploatacyjnych zaliczonych do II i III stopnia zagrożenia tąpaniami. W trzech spośród tych pól, w trakcie eksploatacji, miały miejsce emanacje związków siarki o nasileniu przekraczającym wartości dopuszczalne. Fakt ten miał wpływ na sposób realizacji szczegółowego projektu eksploatacji oraz spowodował konieczność uwzględnienia możliwości wystąpienia atmosfery niezdatnej do oddychania w wyrobiskach górniczych, jako zjawiska zainicjowanego wstrząsem. 2. Charakterystyka złoża w rejonie piętra F2W OG Sieroszowice I Głębokość zalegania złoża wynosi m. Złoże bilansowe występuje w spągu skał węglanowych cechsztynu i w stropie szarych piaskowców czerwonego spągowca i obejmuje: piaskowce szare w zależności od rodzaju spoiwa występują w kilku odmianach: piaskowce o spoiwie dolomityczno-ilastym, piaskowce o spoiwie węglanowym i węglanowo-ilastym i ilastym, w stropie występuje kilkudziesięciocentymetrowa warstwa piaskowca silnie zwięzłego o bogatym spoiwie węglanowym okruszcowanie piaskowców występuje od 0,0 m do 1,8 m średnio 0,8 m. piaskowce o spoiwie anhydrytowym o miąższości od 0,0 do 2,50 m, w strefach bezłupkowych w obrębie elewacji piaskowców czerwonego spągowca; łupek miedzionośny o miąższości do 0,06 m; dolomit szary, zawierający znaczną domieszkę substancji ilastej, zwięzły, masywny, słabo spękany, drobnokrystaliczny, okruszcowany w przedziale miąższości od 0,0 m do 0,2 m; dolomit wapnisty szary i beżowo-szary, twardy, spękany z wyraźną podzielnością ławicową, okruszcowanie bilansowe występuje jedynie w jego spągowej części i obejmuje interwał od 0,0 do 0,50m dolomit wapnisty o miąższości od 7,50 do 9,0 m, buduje strop bezpośredni wyrobisk górniczych. Skały węglanowe w furcie mają wytrzymałość na ściskanie R c = 88,5 148,7 MPa Charakterystyka skał stropowych Miąższość serii węglanowej cechsztynu w rejonie projektowanego frontu wynosi od 7,5 do 13,0 m. W interwale 0 3 m nad stropem wyrobisk występują dolomity wapniste szare i beżowo-szare, mikrytowe, o wyraźnej budowie ławicowej podkreślonej cienkimi wkładkami substancji ilastej o miąższości 0,5 mm do 3 mm. Grubość poszczególnych ławic zmienia się w granicach 0,1 1,3 m. Są to skały silnie zwięzłe, masywne z nielicznymi spękaniami wypełnionymi kalcytem, gipsem lub/i anhydrytem. Sporadycznie obserwuje się żyłki i soczewki anhydrytowe. Spotykane są szwy stylolitowe oraz nieliczne ślizgi tektoniczne. W interwale 3,0 7,5 m nad stropem wyrobisk występują te same dolomity wapniste szare i beżowo-szare, mikrytowe i przekrystalizowane, miąższość ławic zmienia się od 0,1 do 0,8 m, średnio wynosi 0,4 m. Oprócz sporadycznych spękań skośnych i licznych szwów stylolitowych obserwuje się nieliczne gniazda i żyłki głównie anhydrytu i gipsu. Powyżej dolomitów występują anhydryty o miąższości 60,0 100,0 m. Wzrost miąższości anhydrytów dolnych związany jest z występowaniem zredukowanej miąższości soli kamiennej, która wynosi od 30 do 60 m. Anhydryty to skały barwy białej, biało-szarej o teksturze drobnokrystalicznej, czasem afanitowej. Struktura ich jest pasemkowa, rzadziej wstęgowa, sporadycznie plamista. Z drobnymi przerostami ilastymi lub ilasto-dolomitycznymi. W całym przedziale anhydryt wydziela silny zapach bituminów rzadziej siarkowodoru. Sporadycznie występują w ich obrębie niewielkie wykroplenia węglowodorów. Skały stropowe mają wytrzymałość R c = 114,6 139,1 MPa. Klasa stropu II i III Charakterystyka skał spągowych W spągu węglanów występują szare piaskowce czerwonego spągowca o miąższości od 4,0 do 10,0 m. Są to drobnoziarniste piaskowce kwarcowe o spoiwie węglanowo-ilastym i ilastym. Miejscami występują piaskowce o spoiwie siarczanowym (w sąsiedztwie elewacji piaskowca), które odznaczają się bardzo wysokimi parametrami wytrzymałościowymi. Skały spągowe osiągają wytrzymałość R c = 15,4 23,4 MPa. Klasa spągu I Tektonika Rozciągłość ma kierunek NW-SE, upad 2 6º na NE, lokalnie przekracza nachylenie 8. Górotwór jest słabo zaangażowany tektonicznie, uskoków nie stwierdzono. W stropie występują nieliczne spękania pionowe, skośne oraz ślizgi wypełnione kalcytem lub gipsem. Obserwuje się sporadyczne ślizgi tektoniczne o kącie nachylenia płaszczyzny ~5-30 o Warunki hydrogeologiczne Wyrobiska górnicze prowadzone są w warstwie spągowej dolomitu podstawowego i w stropie piaskowców szarych czerwonego spągowca. Skały stropowe są słabo zawodnione, zaś niewielkie wysączenia i zawilgocenia stwierdza się wokół otworów kotwowych. Wyższe poziomy wodonośne są izolowane od wyrobisk górniczych wystarczającą pod względem ciągłości i miąższości serią nieprzepuszczalnych warstw anhydrytu. 3. System eksploatacji W piętrze F2W złoże wybierane jest systemem komorowo- -filarowym z ugięciem stropu i ruchowym filarem zamykającym. Pustka eksploatacyjna jest likwidowana poprzez tzw. ugięcie warstw stropowych, co oznacza samoczynne zaciśnięcie się tej pustki na skutek konwergencji. Szczegółowo zasady stosowania systemu J-UGR-PS są opisane w Katalogu systemów eksploatacji złóż rud miedzi dla kopalń KGHM Polska Miedź S.A [1]. Front piętra F2W przemieszcza się wzdłuż zrobów piętra F1W. Złoże jest rozcinane na filary o wymiarach 8 7m, z usytuowaniem dłuższej osi prostopadle do linii pro-

27 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 25 jektowanych pasów. Minimalne otwarcie przestrzeni roboczej określono na 2 pasy. W Projekcie Technicznym Eksploatacji określono usytuowanie linii frontu z wymaganym wzajemnym wyprzedzeniem przodków przy zrobach piętra F1W. Wyznaczono tam również Strefę szczególnego zagrożenia tąpaniami. Określono czas wyczekiwania po robotach strzałowych oraz limit grupowo strzelanych przodków (min. 3). 4. Zasady prowadzenia robót w polu zagrożonym emanacją siarkowodoru do wyrobisk Przewietrzanie oddziału odbywa się poprzez doprowadzanie powietrza od szybu SG 1 upadowymi F-5 i F-6, a następnie wyrobiskami bezpośrednio do strefy roboczej prawego, przycaliznowego skrzydła pola eksploatacyjnego, gdzie dalej powietrze wentyluje front robót prądem wznoszącym. Po przewietrzeniu piętra, powietrze odprowadzane jest komorami wyłączonymi z likwidacji w strefie pomiędzy piętrami F1W i F2W, oraz częściowo filarem ruchowym, do upadowych F-3b, F-3a i F-99, skąd poprzez lunetę wentylacyjną, bezpośrednio do szybu wydechowego SG-2. Na podstawie badań modelowych i doświadczeń określono, że wymagany minimalny wydatek rejonowego prądu powietrza doprowadzanego do pięta F2W, powinien mieć wartość nie mniejszą od 3000 m 3 /min. Sposób przewietrzania piętra przedstawiono na rys. 1. Pojawienie się pierwszych emanacji gazów szkodliwych pochodzenia naturalnego w piętrze F2W, w tym siarkowo- doru, o stężeniach przekraczających wartości dopuszczalne, stwierdzono już w pierwszym etapie eksploatacji, w środkowej części pola na wysokości pasów P-4, P-5, P-6. W ramach działań zabezpieczających atmosferę kopalnianą przed stwierdzonymi emanacjami gazowymi, przestrzeń wymienionych komór szczelnie wyizolowano tamami murowymi oraz wydzielono tzw. tunel wentylacyjny do odprowadzania gazu z otamowanej przestrzeni bezpośrednio do szybu wydechowego SG-2. Tunelem wentylacyjnym w nomenklaturze kopalnianej nazywane jest wyrobisko (grupa wyrobisk), wyłączone z dostępu ludzi, służące do odprowadzenia do szybu wydechowego powietrza zawierającego stężenia gazów szkodliwych dla zdrowia [2]. Wszystkie przebudowy i inne prace, np. pogłębianie tych wyrobisk, odbywają się w dni wolne od pracy, po zapewnieniu warunków wentylacyjno- -klimatycznych zgodnych z obowiązującymi przepisami, poprzez wykonanie rewersji lokalnej lub krótkiego spięcia wentylacyjnego. W czasie dalszego postępu frontu eksploatacyjnego piętra F2W i sukcesywnie prowadzonej likwidacji przestrzeni wybranej, emanacje siarkowodoru stwierdzano na pasie przyzrobowym. Wartości stwierdzanych stężeń siarkowodoru elektronicznymi analizatorami gazów wynosiły od 7 do 13 ppm. W celu zabezpieczenia załogi na froncie eksploatacyjnym przed ewentualną możliwością przepływu gazów ze zrobów, przystąpiono do szczelnego tamowania kolejnych pasów likwidowanej przestrzeni oraz przedłużenia tunelu wentylacyjnego. Dotychczas stwierdzane emanacje gazowe Rys. 1. Szkic wyrobisk pola F, piętra F1W i F2W z zaznaczeniem kierunków przepływu powietrza oraz lokalizacji wstrząsu klasy E7 Fig. 1. Sketch of F panel, F1W and F2W sub-panels with marked air flow directions and E7 category bump location

28 26 występują przede wszystkim z odsłoniętych płaszczyzn stropu, z otworów zabudowanej obudowy kotwowej czy niewielkich spękań warstw stropowych i ociosowych. Obserwacje samego mechanizmu emanacji gazów szkodliwych oraz przeprowadzane pomiary zmian stężeń siarkowodoru, potwierdzały możliwość występowania zagrożenia gazowego przede wszystkim w przestrzeni zrobowej. W wyniku odkształcania eksploatacyjnego warstw stropowych i ich degradacji, poprzez powstające spękania i szczeliny następuje uwalnianie gazów ze spągowych warstw anhydrytowych, zalegających w polu F stosunkowo blisko nad złożem, do wolnych przestrzeni wyrobisk. Nie stwierdzano obecności szkodliwych dla zdrowia gazów pochodzenia naturalnego w wyrobiskach górniczych drążonych w caliźnie złożowej. W celu rozpoznania i kontroli zagrożenia gazowego we wszystkich piętrach oddziału górniczego G-63, na bieżąco wykonywane są rozpoznawcze otwory wiertnicze oraz kontrolowane jest stężenie siarkowodoru w atmosferze kopalnianej. Wymienione otwory rozpoznawcze wykonywane są jako wyprzedzające kierunkowe lub skośne przed frontami eksploatacyjnymi, na odległość do 250 m. Na podstawie wykonanych otworów, dokonuje się rozpoznania i oceny występowania naturalnych pułapek mogących zawierać nagromadzone gazy i stref o podwyższonej porowatości, szczelinowatości i przepuszczalności oraz występowania zaburzeń strukturalno- -tektonicznych stanowiących kontakt pneumatyczny z pułapkami mogącymi zawierać nagromadzone gazy. Doświadczenia z dotychczasowych robót wiertniczych, prac geologicznych oraz badań laboratoryjnych wykonanych w piętrze F2W, potwierdzają występowanie stref w górotworze o podwyższonym nasyceniu gazami pochodzenia naturalnego. Występują one bezpośrednio nad pokładem złoża rud miedzi na kontakcie skał węglanowych i spągu anhydrytu dolnego. W otworach przewiercających wymienione warstwy stropowe, stwierdzano pulsacyjne laminarne wypływy gazów, które w krótkim czasie mogą przechodzić w emanacje gazowe. Kontrola stężenia siarkowodoru w atmosferze kopalnianej przeprowadzana jest poprzez wykonywanie pomiarów składu powietrza przenośnymi analizatorami gazów oraz pobieranie prób powietrza do analizy laboratoryjnej. Niniejsze pomiary, jak też pobieranie prób do analizy laboratoryjnej, wykonywane są głównie przez służbę wentylacyjną kopalni, przy czym dodatkowo na każdej zmianie roboczej, dozór górniczy ww. oddziałów ma bezwzględny obowiązek kontrolowania składu powietrza przenośnymi analizatorami gazów i dokumentowania mierzonych zawartości. W przypadku stwierdzenia przekroczeń wartości dopuszczalnych stężeń gazów, dozór górniczy postępuje zgodnie z zasadami, które dla takich sytuacji zostały specjalnie opracowane. W celu zapewnienia bezpieczeństwa pracownikom zatrudnionym w oddziale G-63, wprowadzono bezwzględny nakaz stosowania przeciwgazowych środków ochrony indywidualnej (rys. 2.), tj. półmasek i masek z filtropochłaniaczami oraz okularów ochronnych [2]. Stosowane typy półmasek i masek przeciwgazowych spełniają Podstawowe Wymogi Bezpieczeństwa określone w Dyrektywie Europejskiej 89/686/EWG oraz zalecenia normy EN 14387:2004. Chronią zarówno w przypadku występowania gazów pojedynczych, jak też przy występowaniu mieszanin i spełniają jedoczesną ochronę typu A, B i E. Dodatkowo, w celu realizacji ciągłego indywidualnego monitoringu stanu zagrożenia siarkowodorem, wyposażono wszystkich pracowników zatrudnionych w rejonie oddziału G 63, w indywidualne przyrządy elektroniczne do pomiaru H 2 S (rys. 3.) oraz przeszkolono z Zasad obsługi i wykonywania pomiarów przyrządem elektronicznym, a także w zakresie występującego zagrożenia gazowego, tj. właściwości gazów szkodliwych i wybuchowych, identyfikacji ich oddziaływania na organizm ludzki, objawów ich występowania w podziemnych wyrobiskach górniczych, sposobów postępowania w przypadku wystąpienia zjawisk gazogeodynamicznych lub objawów wskazujących na działanie samych gazów. Przyrządy mają ustawione progi alarmowe, których przekroczenie sygnalizowane jest pracownikowi dźwiękiem, migającym światłem i wyczuwalną wibracją. Niezależnie od posiadanych środków ochrony indywidualnej, każdy pracownik po stwierdzeniu stężenia siarkowodoru o wartości powyżej 7 ppm, ma obowiązek bezwarunkowego wycofania się z miejsca zagrożenia do miejsca bezpiecznego. Doświadczenia w zakresie prowadzenia eksploatacji złoża w oddziale G-63, przy występowaniu zagrożenia gazami szkodliwymi, potwierdzają, że wprowadzony indywidualny monitoring stężeń siarkowodoru, stanowi najbardziej niezawodny sposób zapewnienia bezpieczeństwa pracownikom. Rys. 3. Elektroniczny analizator gazów Fig. 3. Electronic gas analyser Przy stwierdzeniu zwiększonych emanacji gazowych w powietrzu kopalnianym lub w otworach badawczych, każdorazowo odbywają się posiedzenia kopalnianego zespołu ds. rozpoznawania i zwalczania zagrożenia gazowego i zagrożenia wyrzutami gazów i skał, na których podejmowane są decyzje co do działań profilaktycznych przy zwalczaniu zagrożenia gazowego. Rys. 2. Pracownicy oddziału G-63 Fig. 2. Workers of G-63 mining section

29 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 27 Ze względu na dotychczasowe obserwacje emanacji gazów w podziemnych wyrobiskach górniczych oddziału G-63, ich miejsca, przebiegu i częstości występowania, stosowana profilaktyka przeciwgazowa polega głównie na: szczelnym tamowaniu przestrzeni, z której stwierdzono emanacje, wyznaczaniu stref zagrożenia i ich odpowiednim oznakowaniu, skutecznym izolowaniu zrobów od wyrobisk transportujących powietrze, stosowaniu środków chemicznych do uszczelniania tam i izolowania górotworu, zabudowie rurociągów do kontrolowanego odprowadzania gazów z wyizolowanych przestrzeni, drenażu warstw stropowych w miejscach stwierdzonych emanacji, wydzielaniu wyrobisk z zakazem ruchu ludzi i maszyn, na tzw. tunele wentylacyjne do odprowadzania gazów bezpośrednio do szybu wydechowego, neutralizacji gazów szkodliwych poprzez ich zamgławianie środkami chemicznymi, eliminacji gazów z powietrza przez wprowadzanie molekuł z mat żelowych, utrzymywaniu odpowiednich przekrojów wyrobisk wlotowych i wylotowych dla doprowadzania większych ilości powietrza w celu maksymalnego rozrzedzania gazów, zwiększaniu intensywności przewietrzania w miejscach wystąpienia zwiększonych emanacji gazów szkodliwych, przy zastosowaniu wentylatorów wolnostrumieniowych, stosowaniu specjalnie opracowanych sposobów postępowania w przypadkach wystąpienia zagrożenia gazowego. Wymieniona profilaktyka zagrożenia gazowego oraz podjęte kierunki działań mających na celu rozpoznawanie i zwalczanie zagrożenia gazowego, zostały pozytywnie zaopiniowane przez rzeczoznawcę do spraw ruchu zakładu górniczego. 5. Podstawowe zasady prowadzenia robót w złożu zagrożonym tąpaniami Wymogi dotyczące prowadzenia robót eksploatacyjnych w złożu zagrożonym tąpaniami, określone są szczegółowo w przepisach [3] wydanych na podstawie Ustawy: Prawo geologiczne i górnicze [4]. Doświadczenia wskazują, że najważniejsze spośród tych licznych zasad to: stosowanie właściwego systemu wybierania i technologii urabiania, doprowadzanie calizny i filarów na frontach eksploatacyjnych do stanu odprężonego, utrzymywanie wyrównanej linii rozcinaki, utrzymywanie wyprzedzenia części frontu w sąsiedztwie zrobów, odprężanie górotworu robotami strzałowymi (grupowe strzelania, strzelania odprężające), technologicznymi lub specjalnymi. Dodatkowo, w kopalniach funkcjonują ściśle określone procedury postępowania po zaistniałych wstrząsach, w tym procedury związane z dokonywaniem wizji wyrobisk dla oceny skutków wstrząsów i dopuszczaniem do ponownego wykonywania robót. W dniu r. o godz w piętrze F2W, miał miejsce wstrząs o energii E=1, J. Po upływie ustalonego czasu wyczekiwania, osoba dozoru standardowo wyposażona w urządzenia do wykrywania i pomiaru stężeń gazów, przystąpiła do oględzin stanu wyrobisk w celu ustalenia warunków ich dopuszczenia do ruchu po zaistniałym wstrząsie, zgodnie z wymogami zawartymi w instrukcji pt. Zasady postępowania po tąpnięciach i silnych wstrząsach górotworu w kopalniach KGHM Polska Miedź S.A.. Oględziny nie zostały dokończone, ponieważ w środkowej części frontu, w rejonie przodków, stwierdzono stężenia siarkowodoru o wartościach przekraczających wartości dopuszczalne. W okresie poprzedzającym wystąpienie bardzo silnego wstrząsu, robotom górniczym wykonywanym w polu F towarzyszyła średnia aktywność sejsmiczna. Rejestrowane wstrząsy nie przekraczały energii rzędu 10 5 J. W okresie od stycznia do lipca 2013 r. wystąpiło pięć zjawisk o energii 10 4 J, czternaście zjawisk o energii 10 3 J oraz aktywność śladowa, co przedstawiono w tabeli 1. W polu F nie wystąpiło żadne zjawisko o charakterze tąpnięcia lub odprężenia. Opisywany wstrząs został sprowokowany robotami strzałowymi. Strzelono 13 przodków. Łącznie odpalono 1136 kg MW. W trakcie wykonywania robót górniczych prowadzono pomiary i obserwacje stanu górotworu. Pomiary konwergencji wyrobisk wskazywały na średnią miesięczną prędkość zaciskania wyrobisk, wynoszącą ok. 5 6 mm/dobę. Syntetyczny Wskaźnik Stabilności Górotworu (pomiary licznikiem trzasków MLT), przybierał w ostatnim miesiącu wartości 1. Obserwacje wizualne i pomiary prowadzone w okresie poprzedzającym wstrząs nie wskazywały na wzrost zagrożenia sejsmicznego. Wstrząs górotworu nie był poprzedzony zmianami zachowania mierzonych i obserwowanych parametrów górotworu. W opinii kopalnianego zespołu ds. zwalczania tąpań i zawałów, przyczyną wstrząsu było załamanie się sztywnych warstw stropowych nad eksploatowaną przestrzenią pod wpływem zmniejszenia podparcia na linii krawędzi rozcinanej calizny. Sprowokowanie wstrząsu robotami strzałowymi świadczy o właściwie dobranej geometrii rozcinki oraz właściwym doborze zasad profilaktyki tąpaniowej. Tabela 1. Zestawienie liczby wstrząsów w poszczególnych klasach energetycznych oraz wielkości wyemitowanej energii w piętrze F2W oddz. G-63 w 2013 r. Table 1. Account of bumps number in separate energy categories and emitted energy in F2W sub-panel of G-63 mining section in 2013 Rząd energii Miesiąc E1 E2 E3 E4 E5 E6 E7 Liczba Suma energii styczeń ,20E+03 luty ,40E+04 marzec ,56E+04 kwiecień ,20E+04 maj ,30E+04 czerwiec ,24E+03 lipiec ,40E+07 Razem ,41E+07

30 28 W związku z zaistniałym zdarzeniem, tj. wystąpieniem wstrząsu sejsmicznego, którego następstwem mogło być pojawienie się stężeń siarkowodoru o wartościach przekraczających dopuszczalne, problem analizowano dwutorowo. Należało podjąć decyzję, co do dalszego prowadzenia robót w odniesieniu do aktualnej sytuacji na froncie piętra F2W, gdzie w środkowej części pola eksploatacyjnego, w przodkach komór, a nie tak jak do tej pory w części przyzrobowej, ujawniło się zjawisko przedostawania się gazów do wyrobisk. Dodatkowo należało przeanalizować i ustalić zasady prowadzenia ewentualnej akcji ratowniczych, jakie potencjalnie mogą mieć miejsce po silnym wstrząsie (tąpnięciu), w warunkach współwystępowaniu zagrożeń. W odniesieniu do dalszego kontynuowania robót piętra F2W dokonano następujących zmian w Projekcie Technicznym : zatrzymano postęp przodków komór K-18 K-22 (ich wybiegi zawierały się między pasami P-26 i P-27), gdzie stwierdzono wystąpienie stężeń siarkowodoru przekraczających wartości dopuszczalne, w celu zabezpieczenia przestrzeni roboczej wyizolowano komory K-18 K-22 powyżej pasa P-25, poprzez zabudowę tam styropianowych uszczelnionych pianami, łącząc wyizolowaną przestrzeń za pomocą rurociągu z wydzielonym wyrobiskiem, tzw. tunelem gazowym, ustalono zasady odtworzenia linii frontu na wysokości zatrzymanych komór poprzez wykonanie tzw. obejścia, polegającego na zwiększeniu wybiegu prawego skrzydła frontu, przewietrzanego świeżym powietrzem doprowadzanym od strony calizny, rozcięciem pasów P-28, P-29, P-30 na wysokości zatrzymanych komór, wznowieniu postępu komór K-18, K-22 bez wstecznego przebijania ich do wyizolowanej przestrzeni (rys. 4.), w związku z prowadzeniem robót odtwarzających zaburzających linię frontu, zaostrzono rygor grupowo strzelanych przodków, zwiększając ich minimalną ilość do 6, w odniesieniu do całego pola F, podjęto decyzję o zabudowie dodatkowej infrastruktury wentylacyjnej, umożliwiającej w razie zaistniałej potrzeby, bezzwłoczne przekierowanie w rejon przodków zwiększonych ilości świeżego powietrza, umożliwiając ich intensywne przewietrzanie, zmiany w Projektach Technicznych podlegają zaopiniowaniu zarówno przez kopalniany zespół ds. zwalczania tąpań i zawałów, jak również przez kopalniany zespół opiniodawczy ds. zwalczania zagrożenia gazowego i zagrożenia wyrzutami gazów i skał. Przeanalizowano Zasady prowadzenia akcji ratowniczych przy współdziałaniu zagrożeń i podjęto decyzję o zaopatrzeniu drużyn ratowniczych w ubrania gazoszczelne oraz określono wytyczne ich korzystania. Ustalono również, że w przypadku nagłego, znacznego przekroczenia stężeń siarkowodoru, ponad zakres pomiarowy indywidualnych przyrządów, który w przypadku stosowanych aktualnie PAC 5500 wynosi 100 ppm, pracownik w trakcie wycofywania się z rejonu robót ma obowiązek użyć aparatu ucieczkowego, całkowicie izolującego układ oddechowy od atmosfery kopalnianej. Uwzględniając doświadczenia wykonanej wcześniej eksploatacji, w tym przypadki wystąpienia emanacji gazowych z otworów endoskopowych i głębokiego wiercenia wykonanego w celu zabudowy sygnalizatorów rozwarstwień stropu, emanacji z miejsc po obrywce stropu, można sformułować następujące wnioski: Rys. 4. Szkic wyrobisk piętra F2W, z zaznaczeniem zakresu rozcinki traktowanej jako odtworzenie frontu w związku ze stwierdzeniem emanacji gazowych w środkowej części pola Fig. 4. Sketch of F2W sub-panel s headings with marked development range treated as the front reconstruction due to finding gas emanation in the middle part of the panel

31 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY Prowadzenie eksploatacji w warunkach współwystępowania zagrożeń: tąpaniami, gazowego oraz zawałowego, wymaga zweryfikowania wszystkich właściwych dla danego zagrożenia metod jego eliminacji pod kątem ich wpływu na wystąpienie innych zagrożeń. 2. Należy stosować przede wszystkim metody ograniczania zagrożeń nieposiadające negatywnego wpływu na zagrożenia współistniejące. 3. Zmiany w Projekcie Technicznym eksploatacji powinny podlegać zaopiniowaniu przez zespoły zajmujące się zwalczaniem poszczególnych, współistniejących zagrożeń. 4. Prowadzenie robót w polu, gdzie lokalnie występują miejsca emanacji gazów, o ile poziom zagrożenia sejsmicznego i zawałowego na to pozwala, może wymagać: rezygnacji z wykonywania wysokich obrywek i przebudów na rzecz wykonywania tzw. obejść i odtwarzania frontu, izolowania miejsc emanacji nawet za cenę zatrzymania postępu przodka i wykonania tzw. obejścia (w przeszłości takie zabiegi wykonywano wyłącznie ze względu na zagrożenie zawałowe), ograniczenia do niezbędnego minimum wykonywania przystrzałek stropu, np. pod wysypy oddziałowe, ograniczenia wykonywania głębokich otworów w tym pod zabudowę sygnalizatorów rozwarstwień, zastosowania iniekcji i kotwi wklejanych w celu likwidacji otworów w stropie, zwiększenia filarów technologicznych dla ograniczenia deformacji stropu, wydłużenie filarów na granicy zrobów w celu zmniejszenia ilości tam izolacyjnych i zwiększenia skuteczności izolacji od zrobów, zmniejszenia szerokości otwarcia frontu eksploatacyjnego dla poprawy efektywności wentylacji, podsadzania zrobów dla ograniczenia deformacji stropów nad zrobami, ograniczenia likwidacji filarów technologicznych, wygradzania w zrobach tuneli wentylacyjnych, wcześniejszego okonturowania pola wyrobiskami przygotowawczymi, umożliwiającymi prowadzenie świeżego powietrza do strefy roboczej frontu wyrobiskami w caliźnie, a nie wyrobiskami wydzielonymi wzdłuż zrobów. 6. Podsumowanie Zaistniały w oddziale górniczym G-63 wysokoenergetyczny wstrząs, którego następstwem było pojawienie się w przekrojach wyrobisk przestrzeni roboczej stężeń siarkowodoru o wartościach przekraczających dopuszczalne, wymusił nowe spojrzenie na możliwość prowadzenia eksploatacji złoża rud miedzi na głębokościach przekraczających 1000 m. Kierownictwo kopalni Polkowice-Sieroszowice stanęło przed problemem zapewnienia bezpieczeństwa załodze górniczej poprzez stosowanie adekwatnych rozwiązań technicznych i technologicznych, w sytuacji, gdzie brak jest regulacji prawnych, bezpośrednio odnoszących się do opisanych współwystępujących zagrożeń naturalnych. W artykule przedstawiono podejmowane działania profilaktyczne oparte na pierwszych, aczkolwiek krótkich doświadczeniach, obrazując skalę problemu nowego zagrożenia oraz wskazując tym samym kierunki bezpiecznego prowadzenia robót oraz na konieczność modyfikacji regulacji prawnych. Literatura 1. Katalog systemów eksploatacji złóż rud miedzi dla kopalń KGHM Polska Miedź S.A., KGHM Polska Miedź S.A. w Lubinie. Grudzień Kijewski P., Kubiak J., Gola S.: Siarkowodór - nowe zagrożenie w górnictwie rud miedzi. Instytut Gospodarki Surowcami Mineralnymi i Energią Polskiej Akademii Nauk. Zeszyty Naukowe nr 83, rok Rozporządzenie Ministra Gospodarki z dnia 28 czerwca 2002 r. w sprawie bezpieczeństwa i higieny pracy, prowadzenia ruchu oraz specjalistycznego zabezpieczenia przeciwpożarowego w podziemnych zakładach górniczych. 4. Ustawa z dnia 9 czerwca 2011 r. Prawo geologiczne i górnicze. (Dz. U. Nr 163 poz. 981).

32 30 UKD : : /.168 Prognozowanie czasu trwania końcowej fazy poeksploatacyjnych ruchów terenu górniczego Prediction of deformations in the transient state with regard to the duration of the final phase of mining area movements Prof. dr hab. inż. górn. Piotr Strzalkowski*) Treść: W pracy przedstawiono analizę wyników pomiarów geodezyjnych z uwzględnieniem czasu trwania końcowej fazy ruchów terenu górniczego. Wzór empiryczny pozwalający na obliczanie powyższego czasu poddano weryfikacji w oparciu o wyniki pomiarów geodezyjnych, a następnie podano formułę określania wartości współczynnika prędkości osiadania. Przeprowadzone obliczenia kontrolne wykazały możliwość stosowania wzoru przy uzyskiwaniu zgodności czasu trwania końcowej fazy procesu deformacji z wykorzystanym wcześniej wzorem empirycznym. Abstract: This paper presents an analysis of results of land surveying with regard to the duration of the final phase of the mining area movements. An empirical formula which allows to calculate the abovementioned duration was verified on the basis of land surveying results and, as a result, a formula of determination of the value of subsidence rate coefficient was given. The checking calculations showed a possibility of applying the formula by obtaining accordance of the duration of the deformation process final phase with the earlier used empirical formula. Słowa kluczowe: deformacje terenu górniczego Key words: deformations of mining area 1. Wprowadzenie Analizując oddziaływanie eksploatacji górniczej na powierzchnię spotykamy się często z problemem określania czasu trwania procesu deformacji. Zagadnienie to jest szczególnie istotne w przypadkach rozstrzygania o zasadności roszczeń o naprawę tzw. szkód górniczych, czy też przy planowaniu inwestycji na terenach górniczych. Poglądy na temat czasu trwania procesu deformacji są bardzo zróżnicowane. Część praktyków sporządzając opinie geologiczno-górnicze dla biegłych sądowych zakłada a priori, że wpływy eksploatacji górniczej na powierzchni nie trwają dłużej niż trzy lata od zakończenia robót. Czas ten traktuje się przy tym jako maksymalnie długi okres, niezależnie od głębokości eksploatacji, czy też własności mechanicznych górotworu, choć wiadomo [4], że zależy on od szeregu czynników, z których najważniejsze to: głębokość eksploatacji, własności wytrzymałościowe górotworu, prędkość postępu frontu wybierania, sposób kierowania stropem. W warunkach polskiego górnictwa węglowego prędkość postępu frontu eksploatacyjnego zmienia się w małych granicach, oscylując wokół 5 m/dobę, natomiast większość wydobycia uzyskuje się ze ścian zawałowych. Zatem czas * ) Politechnika Śląska, Wydział Górnictwa i Geologii, Gliwice trwania procesu deformacji dla warunków geologiczno-górniczych GZW należy rozpatrywać w zależności od głębokości eksploatacji i własności górotworu. Znajduje to swoje potwierdzenie w pracach [1 i 6], w których określono czas trwania końcowej fazy procesu deformacji. Końcowa faza procesu rozumiana była jako okres od zakończenia eksploatacji lub oddalenia się ruchomej krawędzi ściany na odległość większą niż zasięg wpływów od rozpatrywanego punktu, do czasu ustania obniżeń terenu. W wyniku przeprowadzonych analiz statystycznych podano następujące wzory dotyczące eksploatacji zawałowej w pracy [1], miesiące (1) gdzie : T k czas trwania końcowej fazy ruchów górotworu, miesiące H głębokość eksploatacji w przedziale 140 m 1030 m, m tgβ parametr teorii S.Knothego w pracy [6], miesiące (2) Równanie (2) dla różnych wartości parametru tgb i głębokości eksploatacji przedstawiono graficznie na rys. 1

33 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 31 Rys. 1. Czas trwania końcowej fazy procesu deformacji dla różnych głębokości i wartości parametru tgβ Fig. 1. Duration of the final phase of the deformation process for different depths and values of parameter tgβ W pracy [5] przedstawiono m.in. analizę zgodności wzoru (1) z wynikami pomiarów, z których nie korzystano opracowując ten wzór. Wskazano tam na jego praktyczną przydatność, przy czym zauważono, że czas trwania końcowej fazy procesu deformacji był w rzeczywistości nieco dłuższy. Wzór (2) natomiast pozwala na uzyskiwanie większych wartości niż wzór (1), dlatego w ramach niniejszej pracy postanowiono sprawdzić jego zgodność z tymi samymi wynikami pomiarów co w pracy [5]. Przedstawiono również zależność pomiędzy czasem trwania końcowej fazy procesu deformacji oraz współczynnikiem prędkości osiadania, w celu ułatwienia prowadzenia analiz przebiegu deformacji w czasie. uznać, że zakończenie procesu deformacji nastąpiło praktycznie dnia r. Czas trwania końcowej fazy procesu deformacji dla warunków dokonanej eksploatacji określony ze wzoru (2), przy przyjęciu wartości tgβ=2.1 i H=530 m wynosi 10.2 miesiąca. Jeśli czas ten wynosi ok. 10 miesięcy wstecz od dn , to oznacza, że ruchoma krawędź ściany powinna oddalić się na odległość równą zasięgowi wpływów około r. Obliczona wartość obniżeń odpowiadająca położeniu ściany w tym dniu wyniosła, przy założeniu natychmiastowego ujawniania się wpływów, mm. 2. Analiza wyników pomiarów geodezyjnych Wzór (2) postanowiono poddać weryfikacji, korzystając z tych samych co w pracy [5] wyników pomiarów geodezyjnych. Analizowano przebieg obniżeń punktu obserwacyjnego nr 61, którego lokalizację względem wybranych ścian przedstawiono na rys. 2. Podstawowe dane o warunkach geologiczno-górniczych eksploatacji zestawiono w tablicy 1, w której podano również czas prowadzenia robót. W pierwszej kolejności dokonano obliczeń obniżeń reperu 61, symulując postęp ścian, przy założeniu natychmiastowego ujawniania się wpływów eksploatacji, podobnie jak w pracy [8]. Do obliczeń wykorzystano program DEFK-Win [7], przyjmując wartość parametru a = 0.77, co odpowiada wartości uzyskanej przy uwzględnianiu obrzeża oraz wartość parametru tgβ = 2.1. Przebieg obniżeń punktu uzyskany w wyniku obliczeń symulacyjnych przedstawiono na rys. 3 (krzywa koloru czerwonego wn), na którym pokazano również wyniki pomiarów (znacznik opisany wpom). Obniżenie w ostatnim pomiarze z dn r. wyniosło 1523 mm, a w pomiarze z r mm. Z uwagi na wartość różnicy obniżeń pomiędzy obydwoma pomiarami, wynoszącą 11 mm (co odpowiada mniej więcej dokładności pomiaru dokonywanego przy pomocy niwelacji technicznej), można Rys. 2. Lokalizacja punktu pomiarowego względem dokonanej eksploatacji górniczej Fig. 2. Location of the measuring point in relation to the performed mining exploitation

34 32 Tablica 1. Podstawowe dane o dokonanej eksploatacji górniczej Table 1. Basic data on the performed mining exploitation Pokład Ściana/ parcela Początek eksploatacji Koniec eksploatacji Grubość pokładu m Kąt up. deg Głębokość m Odl. Kier km NE z SW z Bezp z Kąt odl. deg a System Obliczona końcowa wartość obniżeń punktu wyniosła natomiast 1590 mm. Różnica pomiędzy tymi wartościami wynosi 3.2 mm, co pozwala uznać, że prowadzona dalej eksploatacja nie oddziaływała już praktycznie na punkt. Konsekwencją tego jest możliwość uznania, że wzór (2) okazał się w tym przypadku wystarczająco dokładny dla celów praktycznych. Na rys. 3 przedstawiono również przebiegi obniżeń obliczone przy różnych wartościach parametru c. Przyjęte do obliczeń wartości wyniosły: 0.015, i /dobę. Jak widać z rys. 2, najlepszą zgodność z wynikami pomiarów uzyskano przy wartości parametru c= /dobę, jednak w początkowej i końcowej fazie procesu największa zbieżność z wynikami pomiarów wystąpiła przy wartości c= /dobę. Przy tej wartości parametru czas trwania ruchów górotworu był najbardziej zbliżony do zarejestrowanego pomiarami geodezyjnymi. 3. Zależność pomiędzy czasem trwania ruchów górotworu i współczynnikiem prędkości osiadania Powszechnie znane równanie modelu deformacji nieustalonych wg S. Knothego [2] ma postać gdzie w k (t) - końcowa (asymptotyczna) wartość osiadania w(t) - chwilowa wartość osiadania c - współczynnik prędkości osiadania (czasu) o stałej wartości Rozwiązanie równania (3) dla teoretycznego przypadku natychmiastowego wybrania elementarnego pola pokładu (przy założeniu w k (t)=const.) i uwzględnieniu warunku początkowego (dla t=0 w(t)=0), ma postać (3) w(t) = w k (1 e ct ) (4) W pracy [3] wykorzystano powyższy wzór dla określenia czasu trwania procesu deformacji zakładając, że wpływy ustały, gdy obniżenie chwilowe osiągnęło wartość 99% obniżeń końcowych. Tym sposobem, przekształcając równanie (4) obliczono, że czas trwania ruchów górotworu wyrazić można równaniem (5) Rys. 3. Przebieg obniżeń reperu 61 w czasie stwierdzony pomiarami oraz wyliczony przy założeniu natychmiastowego ujawniania się wpływów i przy różnych wartościach parametru c Fig. 3. Subsidence process of the benchmark 61 ascertained by measurements and calculated under the assumption of immediate disclosure of the influences and at different values of parameter c

35 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 33 Biorąc pod uwagę fakt, że równanie (4) stanowi rozwiązanie równania (3) przy założeniu wybrania elementarnego pola pokładu w czasie zdążającym do zera, przyjąć można, że równanie (5) wyraża czas trwania końcowej fazy procesu deformacji po zakończeniu eksploatacji (T=T k ). Obliczając T k na podstawie równania (2) można na podstawie równania (5) wyliczyć wartość parametru c. Zależność wartości parametru c od głębokości eksploatacji H i parametru tgβ, dla wartości równych: 1.6, 1.8, 2 i 2.5, przedstawiono graficznie na rys. 4. Należy mieć świadomość pewnego uproszczenia czyniąc założenie, że czas trwania końcowej fazy procesu deformacji odpowiada całkowitemu czasowi deformacji przy natychmiastowym wybraniu elementarnego pola pokładu. Dlatego postanowiono wykonać obliczenia sprawdzające dla modelu zdyskretyzowanego. Obliczenia wykonano dla punktu położonego nad środkiem ściany o długości 250 m i wybiegu 1000 m, eksploatowanej na głębokości 1000 m, na wysokość 2 m z zawałem skał stropowych Podstawowe dane o eksploatacji zamieszczono w tabeli 2. Lokalizacja punktu obliczeniowego względem ściany pokazana została schematycznie na rys. 5. Do obliczeń obniżeń punktu w czasie przyjęto następujące założenia: a = 0.8, tgβ = 2, c = /dobę. Wartość parametru c została określona na podstawie wzoru (5), przy czym czas trwania końcowej fazy deformacji obliczony na podstawie wzoru (2) wyniósł Tk = 20 miesięcy. Korzystając z programu DEFK-Win [7] obliczono obniżenia punktu w czasie symulując eksploatację ścianą opisaną wyżej. Wyniki obliczeń zilustrowano graficznie na rys. 5. Bieg ściany zakończył się , co oznaczono na rys. 5 pionową linią czerwoną po lewej stronie. Okres 20 miesięcy od tej daty wypada w końcu lutego 2012 r.(czerwona pionowa linia po prawej stronie rysunku). Obniżenie obliczone w tym dniu wyniosło 739 mm, a jego końcowa, asymptotyczna wartość wyniosła 743 mm. Pozwala to uznać, że proces deformacji w końcu lutego 2012 r. uległ zakończeniu. Należy zatem uznać, że wzór (2) oraz zastosowany za pracą [3] sposób określenia wartości parametru c dla elementarnego pola wybierania jest słuszny w przypadku modelu zdyskretyzowanego opisu obniżeń nieustalonych. 4. Podsumowanie i wnioski W ramach pracy przedstawiono analizy wyników pomiarów geodezyjnych i obliczeń w celu stwierdzenia praktycznej przydatności wzoru (2), służącego do określania czasu trwania końcowej fazy ruchów terenu górniczego. Zaproponowano również [3] formułę wiążącą powyższy czas z wartością Tabela 2. Podstawowe dane o warunkach geologiczno-górniczych eksploatacji Table 2. Basic data on geological and mining exploitation Pokład Ściana/ parcela Początek eksploatacji Koniec eksploatacji Grubość pokładu m Kąt up. deg Głębokość m Odległość km Kierunek Bezp z Kąt odl. deg a System Rys. 4. Zależność wartości parametru c od głębokości eksploatacji H, przy różnych wartościach parametru tgβ Fig. 4. Dependence of the value of parameter c on the depth of exploitation H at different values of parameter tgβ

36 34 tgβ Rys. 5. Przebieg obniżeń punktu obliczony dla symulacji biegu ściany z zaznaczonym czasem zatrzymania biegu ściany i okresem uspokojenia się ruchów górotworu Fig. 5. Subsidence process of the point calculated for the simulation of the wall run with the time of stop of the wall run marked on the diagram above and time of calming down of the rock mass movement współczynnika prędkości osiadania - c. Przeprowadzone analizy upoważniają do poczynienia następujących stwierdzeń i wniosków: 1. Możliwość określania czasu trwania procesu deformacji górotworu jest istotna z uwagi na często spotykane roszczenia o tzw. szkody górnicze, czy też planowanie inwestycji na terenach górniczych. Uzasadnia to celowość prezentowanych w pracy analiz i rozważań. 2. Przedstawione w pracy analizy potwierdzają przydatność praktyczną wzoru (2). Zastosowany za pracą [3] sposób obliczania wartości współczynnika prędkości osiadania c pozwala na dokonywanie prognoz deformacji chwilowych przy uzyskiwaniu czasu trwania końcowej fazy obniżeń zgodnego ze wzorem (2). Literatura 1. Chudek M., Strzałkowski P., Ścigała R.: Czas trwania poeksploatacyjnych deformacji powierzchni terenu w zależności od warunków geologiczno-górniczych. Budownictwo Górnicze i Tunelowe. Kwartalnik Naukowo-Techniczny 2000, nr Knothe S.: Prognozowanie wpływów eksploatacji górniczej. Wydawnictwo Śląsk, Katowice Kowalczyk Z.: Określenie wpływów eksploatacji górniczej metodą przekrojów pionowych. Wydawnictwo Śląsk, Katowice Strzałkowski P.: Zarys ochrony terenów górniczych. Wyd. Pol. Śl, Gliwice Strzałkowski P.: Wybrane aspekty określania stanu deformacji terenu górniczego. Przegląd Górniczy 2012, nr Strzałkowski P., Ścigała R.: Determination of the duration of surface subsidence caused by underground extraction. Schriftenfreihe des Institutes fu r Markscheidewewsen und Geodäsie an der Technischen Universität Bergakademie Freiberg. Freiberg (p ) 7. Ścigała R.: Komputerowe wspomaganie prognozowania deformacji górotworu i powierzchni wywołanych podziemną eksploatacją górniczą. Wyd. Pol. Śl., Gliwice Ścigała R.: Określenie czasu trwania końcowej fazy ruchów powierzchni terenu w przypadku dużego natężenia eksploatacji. Przegląd Górniczy 2004, nr 12.

37 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 35 UKD : Innowacyjność w rozwoju przedsiębiorstwa górniczego rola, bariery i sposoby ich likwidacji Innovation in the development of a mining plant the role, barriers and methods of their liquidation dr inż. Paweł Bogacz* ) dr inż. Krzysztof Setlak** ) mgr inż. Łukasz Siodłak** ) Treść: Artykuł przedstawia zagadnienia związane z fundamentalną rolą innowacyjności dla efektywnego funkcjonowania przedsiębiorstwa górniczego. W pierwszej jego części zaprezentowano metodyczne przyczyny i zasady wykorzystania zarządzania innowacyjnością dla zwiększania wartości przedsiębiorstwa, co dzieje się poprzez tzw. rozwój intensywny krzywej możliwości produkcyjnych z wykorzystaniem zasobów rzadkich. Pokazano w niej wpływ tego układu działań na zmniejszenie poziomu kosztu jednostkowego i wzrost wydajności produkcji. W drugiej części opracowania przedstawiono dzisiejszy poziom wdrożenia innowacyjności w przedsiębiorstwach górniczych w Polsce i na świecie, zwracając uwagę na liczbę i poziom ochrony rozwiązań technologicznych. W ostatniej, trzeciej, najważniejszej aplikacyjnie części publikacji zaprezentowano najważniejsze bariery wprowadzania innowacyjności tkwiące w polskich firmach górniczych oraz zaproponowano sposoby ich likwidacji. Abstract: This paper presents the issues related to the crucial role of innovation for the effective operation of a mining plant. In its first part, the paper presents the causes and principles of the use of innovation management to increase the company s value. This can be achieved by intensive development of the production possibilities curve with the use of scarce resources. This part presents the influence of the activities on the decrease of unit cost and increase of production efficiency. Alternatively, the second part of this paper presents the current state of innovation in mining plants both in Poland and around the world, paying attention on the quantity and level of protection of the technological solutions. The last, most important part of the paper, presents the significant barriers of implementation of innovation into the Polish mining plants as well as proposals for fighting those barriers. Słowa kluczowe: zasoby rzadkie, rozwój intensywny, innowacyjność, zarządzanie innowacjami, bariery innowacyjności Key words: scarce resources, intensive development, innovation, innovation management, innovation barriers 1. Wprowadzenie Rozwijający się proces globalizacji, a więc i wzrost konkurencji wymogły w ostatnich kilkunastu latach zmiany w podejściu do zarządzania przedsiębiorstwami. Polegają one w dużej mierze na poszukiwaniu i wdrażaniu rozwiązań pozwalających na lepsze zarządzanie ich zasobami, w tym szczególnie zasobami rzadkimi. Współczesne zarządzanie * ) AGH w Krakowie ** ) Kompania Węglowa S.A. Oddział KWK Ziemowit staje się profesją i sztuką. Sztuka polega na tym aby pozyskać takie zasoby, w tym również, a może przede wszystkim, osoby o wysokim poziomie intelektualnym, kreatywne, innowacyjne i przedsiębiorcze. Branżą w Polsce, w której zauważa się potrzebę prowadzenia działań w tym zakresie jest także górnictwo węgla kamiennego. Od kilku lat poszukuje się w niej rozwiązań, które pozwolą odpowiednio wyszukiwać i wdrażać elementy innowacyjne, dające możliwość budowania mikroekonomicznej krzywej możliwości produkcyjnych w układzie technologicznym, a nie surowcowym. W artykule podjęto próbę analizy i oceny poziomu zarządzania innowacjami w polskich przedsiębiorstwach gór-

38 36 niczych, wskazując także na towarzyszące im bariery oraz propozycje kierunków obniżania, a w konsekwencji eliminacji tych przeszkód. 2. Rozwój intensywny podstawą poprawy konkurencyjności Jedna z podstawowych teorii mikroekonomicznych zakłada, że za ograniczonością wielkości produkcji w czasie, rozumianą jako krzywa możliwości produkcyjnych, stoi ograniczoność zasobów rzadkich, których ilość, a więc i dostępność jest ograniczona. Zauważył to już pod koniec XVIII wieku Queasnay [1], który określił i zdefiniował dodatkowo ten właśnie typ zasobów jako (...) zasoby o ograniczonej ilości, które są przedmiotem gospodarowania przez człowieka. W dalszej części swoich prac zdefiniował je jako ziemia, kapitał i praca. Kolejni badacze ekonomii w jej szkole neoklasycznej, a przede wszystkim Marschall, Taylor, a później Robbins zbudowali na tej podstawie definicję ekonomii, w której pojęcie rzadkości stało się podstawową myślą ludzkiego gospodarowania, niestarzejącą się, a wręcz mającą szczególne znaczenie w dzisiejszych czasach. Brzmi ona [7]: ekonomia jest nauką badającą, jak ludzie radzą sobie z rzadkością, czyli brakiem nieograniczonej dostępności dóbr. Jest nauką pozwalającą rozwiązywać problem alokacji ograniczonych (rzadkich) zasobów w celu optymalnego zaspokojenia konkurujących ze sobą potrzeb. Ograniczoność zasobów jest odpowiedzialna za fakt osiągania konkretnej i danej wielkości produkcji, wydajności, a przez to również efektywności ekonomicznej produkcji w danym czasie. W ekonomii zjawisko to w ujęciu przedsiębiorstwa produkcyjnego nosi nazwę krzywej możliwości produkcyjnych. Klasyczną funkcję tego rodzaju przedstawiono na rysunku 1. Rys. 1. Krzywa możliwości produkcyjnych Źródło: [1] Fig. 1. Production possibilities curve Fundamentalnym celem każdego przedsiębiorstwa jest zwiększanie jego produktywności, a więc i możliwości produkcyjnych, czyli przesuwanie krzywej możliwości produkcyjnych w prawo. Proces ten zgodnie z podstawowym prawem ekonomii powinien dawać obniżenie kosztu jednostkowego, stanowiącego, jak powszechnie wiadomo, jeden z najważniejszych wskaźników efektywności gospodarowania. Wyróżnia się dwa sposoby rozwoju krzywej możliwości produkcyjnych: intensywny i ekstensywny. Rozwój intensyw- ny jest realizowany poprzez poprawę techniki, technologii, organizacji pracy, systemu zarządzania (płaskie struktury organizacyjne) dzięki czemu możliwym jest produkowanie przy tym samym zaangażowaniu zasobów rzadkich większej, a więc i tańszej ilości produktu. k j = K Q + k z gdzie: k j koszt jednostkowy [zł/jedn. prod.], K koszt stały [zł/jedn. czasu], Q ilość produktów [jedn. prod./jedn. czasu], k z koszt zmienny [zł/jedn. prod.] Rozwój ekstensywny natomiast wiąże się z produkcją większej ilości produktu, lecz przy zaangażowaniu większej ilości zasobów. Jest oczywistym, że z punktu widzenia efektywności gospodarowania zasobami rzadkimi, a więc pod względem ekonomicznym, zdecydowanie lepszym rozwiązaniem jest rozwój intensywny. Przy ograniczoności bowiem tych zasobów, a więc w sytuacji, w której po pierwsze, w krótkim czasie przedsiębiorstwo nie jest w stanie zmienić ich ilości, a po drugie, w związku z tym, że ograniczoność często oznacza zmniejszanie się ich poziomu ilościowego, przenosi się to w konsekwencji na wzrost ceny samego produktu, a dalej na poszukiwanie przez konsumentów jego substytutów. Z powyższych rozważań wynika, że innowacyjność staje się ważnym czynnikiem wiodącym do sukcesów, da mu to bowiem przewagę konkurencyjną i to nie tylko w układzie kosztowym, ale również, a może przede wszystkim, technologicznym, co w aspekcie możliwości ochrony własności intelektualnej dzięki Porozumieniu Madryckiemu [2] daje konkretny wymiar bycia liderem, ale też i właścicielem technologii. Konstrukcja powyższego ciągu logicznego stanęła u podstaw stworzenia w naukach ekonomicznych pojęcia zarządzania innowacjami. W Polsce pojawiło się ono po raz pierwszy na początku lat 80. XX wieku i było rozumiane przez Kasprzyka jako (...) całokształt czynności niezbędnych do przygotowania i praktycznego zastosowania nowych rozwiązań technicznych [5]. W przeciągu lat, a przede wszystkim rozwoju gospodarki wolnorynkowej, rozwinęło się ono do systemu i filozofii zarządzania będącej (...) zestawem działań obejmujących: zmianę strategii przedsiębiorstwa, podejmowanie decyzji w zakresie działalności innowacyjnej, organizowanie, kontrolowanie działalności innowacyjnej przedsiębiorstwa i wspieranie postaw innowacyjnych skierowanych na zasoby przedsiębiorstwa i wykorzystywanych z zamiarem osiągnięcia celów przedsiębiorstwa w zakresie innowacji w sposób sprawny i skuteczny [4]. Podstawowym elementem wyjściowym dla prowadzenia w sposób poprawny zarządzania innowacjami jest ogólnie rozumiana innowacyjność. Jest to zdolność przedsiębiorstwa do tworzenia i wdrażania innowacji oraz faktyczna umiejętność wprowadzania nowych i zmodernizowanych wyrobów, nowych lub zmienionych procesów produkcyjnych, czy też technologiczno-organizacyjnych [2]. Zasadniczym produktem działania innowacyjności jest innowacja. Najlepszą z punktu widzenia merytorycznego, ale także użytecznego, jej definicję podaje, zdaniem autorów, tzw. Oslo Manual, opracowany przez OECD, który zakłada, że [9]: Innowacje to: innowacje w obrębie produktów - wprowadzenie wyrobu lub usługi, które są nowe lub znacząco udoskonalone w zakresie swoich cech lub zastosowań, innowacje w obrębie procesów - wdrożenie nowej lub znacząco udoskonalonej metody produkcji lub dostawy,

39 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 37 innowacje organizacyjne - wdrożenie nowej metody organizacyjnej w przyjętych przez firmę zasadach działania, w organizacji miejsca pracy lub stosunkach z otoczeniem, innowacje marketingowe - wdrożenie nowej metody marketingowej wiążącej się ze znaczącymi zmianami w projekcie/konstrukcji produktu lub w opakowaniu, dystrybucji, promocji lub strategii cenowej. Powyższa definicja w sposób konkretny wyznacza ramy innowacji, a przez to innowacyjności jako podstawy jej tworzenia, co z kolei powinno wskazywać przedsiębiorcom kierunki poszukiwań rozwojowych mogących przynieść im, jak pokazano to powyżej, faktyczne i długofalowe efekty w postaci poprawy efektywności ekonomicznej. Innowacje należy taktować jako warunek konieczny, tak aby stały się również warunkiem wystarczającym, potrzebnym współczesnemu przedsiębiorstwu. Zarządzający tym przedsiębiorstwem mają świadomość tego, że na sukces pracują ludzie i należy stwarzać im warunki, aby korzystali ze swoich talentów, tj. kreatywności, innowacyjności i przedsiębiorczości. Innymi słowy, w przedsiębiorstwie tym wzbogaca się i eksploatuje zasoby intelektualne, które też należą do zasobów rzadkich. W kolejnych rozdziałach pracy pokazano sposoby wykorzystania powyższych teorii i procesów w branży górniczej, ze szczególnym odniesieniem firm górniczych w Polsce do górnictwa światowego. Pokazano również ogólnie (nie pozwala na to ograniczona objętość opracowania) kierunki i sposoby zmiany pokazywanej sytuacji w przyszłości. 3. Znaczenie i poziom wykorzystania innowacyjności w polskim przemyśle, ze szczególnym uwzględnieniem branży górniczej W rozdziale 2 przedstawiono fundamentalność innowacyjności w budowaniu przewagi konkurencyjnej, a co za tym idzie, wartości przedsiębiorstwa. Zaprezentowane tam zasady dotyczą każdej branży i każdej firmy. Niestety, jak wskazują badania Accreo &Taxand z 2013 roku, w odniesieniu do pozostałych krajów Unii Europejskiej Polska znajduje się na jednym z ostatnich miejsc w aspekcie wydatków na badania i rozwój w odniesieniu do PKB, co pokazuje rysunek 2. Widać bowiem, że w aspekcie wartościowym świadomość zasad pokazanych przez autorów w rozdziale 2 jest w polskiej rzeczywistości niska, a na pewno zdecydowanie niższa, niż w przypadku znacznej większości krajów Unii Europejskiej. Powyższy wniosek potwierdzają wyniki kolejnych analiz przedstawionych dla roku 2012, zaprezentowanych na rysunku 3 i w tabeli 1. Pokazują one odpowiednio ilość (rys. 3), a także układ własności patentów (tab. 1) zgłaszanych w Polsce w odniesieniu do innych krajów UE. Wskazują one na wielokrotnie mniejszą w odniesieniu do potencjału liczbowego ludności Polski innowacyjność naszego kraju (rys. 3), pokazują też, że układ właścicielski patentów jest zupełnie inny, niż w pozostałych krajach UE (tab. 1). W Polsce najczęściej ich właścicielami są jednostki naukowo-badawcze (78% patentów), a w pozostałych państwach Unii przede wszystkim przedsiębiorstwa przemysłowe (84%). Powyższe Rys. 2. Wysokość nakładów na działalność B+R w relacji do PKB w krajach UE27 w 2012 roku, % Źródło: [12] Fig. 2. Expenditures for R&D activities in relation to the GDP in countries of EU27 in 2012 [%]

40 38 potwierdza więc wciąż niski poziom innowacyjności w miejscach, które powinny być z metodycznego punktu widzenia najbardziej zainteresowane innowacyjnością, a więc w przedsiębiorstwach. Wskazuje również brak współpracy pomiędzy przedsiębiorstwami a placówkami naukowo-badawczymi, w tym również prowadzenia badań naukowych ukierunkowanych na potrzeby przedsiębiorstw. się ten element do przedsiębiorstw o charakterze globalnym, takich jak BHP Billiton, czy też XStrata, to porównanie tych wielkości z firmami o podobnej produkcyjnie skali działania, takich jak RWE, a przede wszystkim New World Resources, powinno martwić w aspekcie, stwierdzanej powyżej jako fundamentalna, roli rozwoju intensywnego, a więc i innowacji w życiu każdego przedsiębiorstwa. Tabela 1. Struktura własnościowa patentów zgłoszonych w 2012 roku, % Table 1. Ownership structure of patents applied for in 2012, % Urząd Patentowy RP Europejski Urząd Patentowy przedsiębiorstwa jednostki naukowobadawcze inne 4 1 Źródło: Opracowanie własne na podstawie [14] Niestety ten dość negatywny obraz dotyczy również branży górniczej. Jeśli wziąć pod uwagę ilość przedsiębiorstw zgłaszających innowacje w ramach tej branży w roku 2012 w stosunku do przedsiębiorstw w ujęciu ogólnym, ten poziom wypada na niekorzyść firm górniczych. Przedstawiono tę kwestię dokładnie w tabeli 2. Powyższe elementy znajdują swoje mocne odzwierciedlenie w jeszcze bardziej szczegółowych analizach autorów. Biorąc pod uwagę ilość patentów zgłoszonych w latach przez polskie przedsiębiorstwa górnicze w stosunku do przedsiębiorstw z innych krajów w Europejskim Urzędzie Patentowym (ta kategoria patentowa jest brana pod uwagę przez OECD [9] jako element rozwojowy o charakterze ogólnobranżowym), niestety rodzime firmy wypadają w świetle zagranicznych dość słabo. Kwestię tę dobrze prezentuje tabela 3. O ile nie jest to może zaskakujące, gdy odniesie Tabela 2. Przedsiębiorstwa wdrażające poszczególne rodzaje innowacji w latach w Polsce, % Table 2. Mining plants implementing particular types of innovation in Poland in Rodzaj innowacji Innowacje produktowe Innowacje procesowe Innowacje organizacyjne Innowacje marketingowe Przedsiębiorstwa przemysłowe Górnictwo ,7 15,5 12,1 11,2 12,2 9,6 6,4 5,9 19,4 17,0 12,9 12,4 17,4 15,5 11,3 10,9 23,4 13,3 13,0 10,3 27,2 14,0 12,3 9,8 18,4 13,5 13,5 10,2 13,2 9,4 12,5 12,3 Źródło: Opracowanie własne na podstawie Mieszaniec (2012) oraz raportu Działalność innowacyjna przedsiębiorstw w latach (2013) Rys. 3. Patenty europejskie w 2012 roku [sztuki] Źródło: [14] Fig. 3. European patents in 2012 [units]

41 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 39 Tabela 3. Patenty europejskie zgłoszone przez wybrane przedsiębiorstwa górnicze w latach , sztuki Table 3. European patents applied for by selected mining plants in [units] Nazwa przedsiębiorstwa Liczba patentów wszystkie polskie przedsiębiorstwa 19 wydobywcze BHP Billiton 570 XStrata 91 RWE 79 New World Resources 21 Źródło: Opracowanie własne na podstawie [13] Przedstawiana w niniejszym rozdziale sytuacja pokazuje niestety bardzo niski poziom innowacyjności występujący w polskiej gospodarce, a w jej ramach w branży górniczej. Biorąc pod uwagę stwierdzany powyżej jako fundamentalny charakter tego procesu w budowaniu rozwoju przedsiębiorstwa, należy dążyć zdaniem autorów do jak najszybszej zmiany tej niekorzystnej sytuacji. Początkiem tego długotrwałego procesu powinna stać się identyfikacja, a następnie pokonanie poprzez odpowiednie działania barier stojących na drodze innowacyjności. 4. Identyfikacja i próba wskazania sposobów likwidacji barier stojących na drodze rozwoju innowacyjności w branży górniczej w Polsce Z analizy literatury, w tym obserwacji wynika, że punktem wyjścia do działań proinnowacyjnych powinno stać się po pierwsze, identyfikowanie barier, które stoją na drodze ich realizacji. W tym celu autorzy posłużyli się badaniem Community Innovation Survey z roku 2013 [10], którego celem, realizowanym w oparciu o badania ankietowe przeprowadzone w roku 2012 na próbie 100 menadżerów odpowiadających za działalność innowacyjną, stało się, obok analizy samego poziomu innowacyjności, również poszukiwanie wiedzy o barierach wprowadzania innowacji. Objęło ono swoim zasięgiem także branżę górniczą, co pozwala dobrze określić bariery w tym sektorze polskiej gospodarki. Wyniki badań przedstawiono na rysunku 4. Na bazie ich wstępnej analizy, opartej na semantyce znaczeń wskazań respondentów, własnych doświadczeniach autorów, a także obserwacjach wyników podobnych badań w innych branżach, dla uzyskania lepszego, bardziej strukturyzowanego toku analitycznego, spróbowano pogrupować wskazania respondentów na cztery grupy rodzajowe (rys. 4), wskazując tym samym na cztery główne bariery dla rozwoju innowacyjności w branży górniczej. Są to: brak pieniędzy, brak wiedzy, brak rynku na innowacje oraz inne przeszkody. Zestawienie z rysunku 4 pozwala na bardziej kierunkowane prowadzenie wywodu w dalszej części pracy. Ze względu na chęć jak najbardziej spójnego pokazania poszczególnych zidentyfikowanych typów barier z ich przyczynami, a dalej autorskimi propozycjami rozwiązań służących ich likwidacji, w dalszej części opracowania przedstawiano je właśnie w taki sposób. Przed przejściem do tej prezentacji autorzy pragną zaznaczyć, że głównym sposobem poszukiwania rozwiązań służących likwidacji barier innowacyjności stały się własne doświadczenia i wiedza autorów oraz benchmarking przedsiębiorstw górniczych ze świata. Należy również zaznaczyć (powtarzając założenie przedstawiane już powyżej), że ze względu na bardzo rozległy przyczynowo obszar problemu, a co za tym idzie szeroki wachlarz dostępnych rozwiązań oraz ograniczoną pojemność niniejszej pracy, kwestie te przedstawiono w postaci wstępnej, dla najczęściej wskazywanych barier: finansowych, niewiedzy oraz rynkowych Analiza i sposoby likwidacji barier w zakresie finansowania w procesie innowacyjności przedsiębiorstwa górniczego Pierwszą z grup barier tworzą przeszkody nazwane przez autorów barierami finansowymi. Jak wynika z rysunku 4 należą one do grupy najczęściej wskazywanych przez respondentów biorących udział w badaniu Community Innovation Survey. Są więc w ich mniemaniu rozumiane jako najczęstsze w czasie wdrażania innowacji w przedsiębiorstwach górniczych. Wśród wymienionych trzech elementów wiążących się z tą kwestią wskazano przede wszystkim na zbyt wysokie Rys. 4. Przeszkody w działalności innowacyjnej przedsiębiorstw górniczych, % wskazań Fig. 4. Barriers in the innovation activity of mining plants [% of indication] Źródło: Opracowanie własne na podstawie [10]

42 40 koszty innowacji (27,1% wskazań) oraz brak środków finansowych (26,1%). Widać więc, że to głównie te dwa czynniki są największym zagrożeniem przedsiębiorstw górniczych we wdrażaniu przez nie innowacji. Należy się więc w głównej mierze zastanowić właśnie nad ich likwidacją. Na podstawie własnej wiedzy, obserwacji oraz przeprowadzonego benchmarku, autorzy pragną zaproponować dwa główne sposoby działań proinnowacyjnych: współpracę naukowo-przemysłową w zakresie realizacji działań innowacyjnych, zacieśnianie współpracy z partnerami w zakresie procesów podstawowych w łańcuchu wartości. Pierwszy ze wskazywanych sposobów wiąże się ściśle z uruchamianą obecnie nową perspektywą budżetową Unii Europejskiej na lata Uchwalony w połowie listopada 2013 budżet UE na ten okres zakłada zdecydowane finansowanie działań proinnowacyjnych w przedsiębiorstwach, ze szczególnym uwzględnieniem współpracy w tym procesie nauki i przemysłu. Stanowi to wręcz jeden z budowanych obecnie filarów rozwoju Unii Europejskiej, który jest przenoszony również na perspektywę Polski. Pomimo nieznanego więc jeszcze na czas pisania niniejszej pracy szczegółowego algorytmu rozdziału tego typu funduszy i biorąc pod uwagę podaną do publicznej wiadomości kwotę 45 miliardów Euro, które w latach mają być wydatkowane na tego typu projekty, przedsiębiorstwa górnicze/jednostki naukowo-badawcze powinny dołożyć wszelkich starań w celu zacieśniania kontaktów z nauką/przedsiębiorstwami górniczymi, wypracowania na tej podstawie wspólnych projektów wdrożeniowych, a następnie ubiegania się o środki na ten cel z programów międzynarodowych Unii Europejskiej i/lub programów krajowych opartych na tych środkach. Zdaniem autorów na takie prace pozostaje czas do końca pierwszego półrocza Do tego bowiem czasu mają powstać i zostać wdrożone, a także zakomunikowane rządowe założenia funkcjonowania nowych programów pomocowych UE w Polsce. Miejscem ich publikacji, a także prowadzenia będzie Narodowe Centrum Badań i Rozwoju oraz Narodowe Centrum Nauki. Ich ambasadorami na uczelniach wyższych są tworzone obecnie w tych miejscach na dużą skalę centra transferu technologii. W Akademii Górniczo-Hutniczej jest nim Centrum Transferu Technologii AGH. Zbiera ono i komunikuje na bieżąco wiedzę potrzebną w procesach innowacyjnych przedsiębiorstwa oraz informuje o możliwościach współpracy w tym zakresie ze strony AGH. Najważniejsze informacje tego typu można znaleźć pod następującymi adresami: baza oferty technologicznej jednostek naukowych AGH ( baza oferty partnerstwa naukowo-przemysłowego: NCBiR ( &section=main), Unii Europejskej ( =pliki&section=main). baza możliwości współpracy indywidualnej pomiędzy AGH a przemysłem ( Drugim wskazywanym przez autorów sposobem poszukiwania możliwości finansowania działań innowacyjnych powinno stać się zacieśnianie współpracy z partnerami w zakresie procesów podstawowych w łańcuchu wartości. Jak pokazały wyniki badań Głównego Urzędu Statystycznego (2013), rysunek 5, przedsiębiorstwa górnicze w Polsce, w tym te z sektora górnictwa węglowego, w dość dużym stopniu współpracują ze swoimi partnerami biznesowymi. Wynika to ze specyfiki branży górniczej, która z powodu głównie indywidualnych warunków geologiczno-górniczych w poszczególnych zakładach, wymaga nieco innych rozwiązań organizacyjnych, technologicznych i technicznych. Jak wynika z rysunku 5 grupą jednostek, które są wykorzystywane przez przedsiębiorstwa górnicze w mniejszym stopniu, niż dzieje się to w innych branżach przemysłu, są po pierwsze przedsiębiorstwa występujące w tej samej grupie kapitałowej, jak i przede wszystkim klienci. Należy więc dążyć do zmiany tego stanu rzeczy. Rys. 5. Udział przedsiębiorstw, które współpracę z danym rodzajem jednostek partnerskich w zakresie działalności innowacyjnej oceniły jako najbardziej korzystną w % współpracujących przedsiębiorstw w latach Fig. 5. Part of mining plants which evaluated the cooperation with particular group of partners within the innovation activity as most beneficial [% of cooperating enterprises in ] Źródło: Opracowanie własne na podstawie raportu Działalność innowacyjna przedsiębiorstw w latach (2013)

43 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY Analiza i sposoby likwidacji barier w zakresie wiedzy w procesie innowacyjności przedsiębiorstwa górniczego Drugą wskazywaną grupą przeszkód na drodze do innowacyjności w przedsiębiorstwach górniczych są bariery w zakresie wiedzy. Korzystając z podobnego, jak wyżej instrumentarium metodycznego autorzy proponują podjęcie próby ich likwidacji poprzez trzy podstawowe czynniki: wykorzystanie pracowników w poszukiwaniu i wdrażaniu innowacji wdrażanie zasad, metod i narzędzi pracy nad innowacjami, benchmarking, współpracę przedsiębiorstw górniczych z jednostkami naukowo-badawczymi. Propozycja większego wdrożenia pracowników w aspekt poszukiwania i wdrażania innowacji narodziła się w głowach autorów na bazie obserwacji wyników badań przeprowadzonych przez IBM w roku 2006 wśród prezesów 145 światowych spółek [6]. Zapytano ich wówczas o źródła pomysłów na innowacje. Wyniki tych badań przedstawiono na rysunku 6. Pokazują one, że zdaniem ankietowanych, opartym oczywiście na doświadczeniach zarządzanych przez nich przedsiębiorstw, to właśnie pracownicy są głównym źródłem pomysłów innowacyjnych, a więc w konsekwencji rozwoju przedsiębiorstwa. Ten wniosek powinien stać się więc ważnym celem polityki innowacyjności dla przedsiębiorstw górniczych. Sposobem jego realizacji winna być możliwość wdrażania wielu zasad, metod oraz narzędzi pomagających w pracy zespołowej i budowaniu świadomości rozwojowej. Jak pokazuje rysunek 7, zbudowany na bazie danych z raportu Działalność innowacyjna przedsiębiorstw w latach , zdecydowanie najważniejszym elementem po stronie braków w przedsiębiorstwach górniczych jest właśnie brak odpowiednich systemów, metod i narzędzi służących celowi wdrażania innowacyjności, mocno wykorzystywanych w innych branżach, nawet tych znajdujących się bardzo blisko branży górniczej, a więc np. w branży maszyn górniczych. Najczęściej wykorzystywane z nich to filozofia Kaizen, metoda FMEA, metoda Six Sigma, metoda QFD. Rys. 6. Źródła innowacyjnych pomysłów w opinii prezesów polskich przedsiębiorstw, % Fig. 6. Origins of ideas for innovation in the opinion of Presidents of Polish companies [%] Źródło: [6] Rys. 7. Stymulowanie nowych pomysłów i kreatywności pracowników w wybranych grupach przedsiębiorstw produkcyjnych w Polsce w latach Fig. 7. Stimulating new ideas and creativity of employees in selected groups of manufacturing plants in Poland in Źródło: Opracowanie własne na podstawie raportu Działalność innowacyjna przedsiębiorstw w latach (2013)

44 42 Kolejnym elementem pomagającym w poszukiwaniu wiedzy na temat innowacji jest analizowanie kierunków i sposobów prowadzenia innowacyjności innych przedsiębiorstw górniczych, a także omawiane już współdziałanie z partnerami z łańcucha logistycznego. W tym pierwszym przypadku można wskazać na wiele możliwości zdobywania informacji. Są wśród nich targi, sympozja, konferencje, analiza materiałów marketingowych, strategii rozwoju itp. Wśród ciekawszych narzędzi, które w ostatnim czasie pojawiły się na świecie autorzy pragną zwrócić uwagę na portal Mining IQ, który stał się niezwykle ciekawym miejscem wymiany doświadczeń w zakresie innowacji pomiędzy przedsiębiorstwami górniczymi z całego świata. Znajduje się on pod adresem Widok ekranu z główną stroną tego portalu pokazano na rysunku 8. Zaliczyć można do nich: poszukiwanie nowych rynków dla dotychczasowych produktów, budowanie potrzeby zakupu przez klienta. Na pierwszy rzut oka spojrzenie na wskazane propozycje może w odniesieniu do branży górniczej nie dawać zbyt wielu pomysłów nowych rozwiązań. W prowadzeniu działań marketingowych w tym zakresie na pewno pomogą reklamy telewizyjne, Google AdWords, eventy marketingowe, własne kanały YouTube. Oczywiście wiążą się one z dużymi wydatkami pieniężnymi, ale wykorzystanie nowoczesnych narzędzi może przynieść sukcesy rynkowe. Działania marketingowe własnej sieci dystrybucji węgla mogą również posłużyć jako idealny sposób budowy potrzeby zakupu m.in. poprzez informację o aktualnej prognozie pogody, dobrych praktykach w spalaniu węgla. 5. Elementy i wyniki działania systemu zarządzania racjonalizacją i wynalazczością w Kompanii Węglowej S.A. Rys. 8. Główna strona portalu Mining IQ Fig. 8. Homepage of Mining IQ website Źródło: [11] 4.3. Analiza i sposoby likwidacji barier w zakresie rynku w procesie innowacyjności przedsiębiorstwa górniczego Trzecią dużą grupą barier we wprowadzaniu innowacji w przedsiębiorstwach górniczych w Polsce w badaniu Community Innovation Survey stały się przeszkody związane z brakiem rynku, a więc zainteresowania klientów nowymi rozwiązaniami. Jest to bardzo poważne wskazanie ze strony ankietowanych, bowiem pierwsze z dotychczas omawianych, które nie wiąże się bezpośrednio z ich przedsiębiorstwem. Zdaniem autorów możliwe są poszukiwania rozwiązań, które pozwolą przynajmniej na ograniczanie tych barier. Kompania Węglowa S.A. już od początku swojego istnienia, a więc od 2003 roku docenia znaczenie działalności racjonalizatorskiej. Z tego względu stworzono Regulamin postępowania z projektami wynalazczymi w Kompanii Węglowej S.A., którego ostatnia edycja funkcjonuje od roku Przede wszystkim w kopalniach kierujących się do tej pory odmiennymi zasadami prowadzenia działalności innowacyjnej wprowadzono ujednolicony system tych działań i ich wspólną koordynację. Od roku 2012 funkcjonują również w spółce trzy rodzaje działań proinnowacyjnych, skoordynowane na poziomie spójnego planu. Są to: księga impulsów, giełda wynalazczości, Centralny Rejestr Projektów Wynalazczych. Księga impulsów jest zestawieniem wszelkich pomysłów oraz inicjatyw racjonalizatorskich pracowników KW S.A. Nazywa się je impulsami. Są to projekty zmian w celu usprawnienia procesu produkcyjnego, organizacji pracy, marketingu, poprawy warunków BHP oraz ochrony środowiska naturalnego. Impulsy mogą być zgłaszane w okresie całego roku poprzez system komputerowy. Widok ekranu pokazano na rysunku 9. Rys. 9. Podstrona rejestracji impulsów innowacyjnych w systemie komputerowym Kompanii Węglowej S.A. Fig. 9. Webpage for registration of innovation stimuli in the computer system of Kompania Weglowa S.A. Źródło: Opracowanie własne na podstawie Informacji Zarządu dotyczącej działalności innowacyjnej w Kompanii Węglowej S.A.

45 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 43 Giełdy wynalazczości są okresowymi akcjami zgłaszania projektów racjonalizatorskich, odbywającymi się w ramach procedury uproszczonej. Giełdy tego typu powinny się odbywać w każdej jednostce organizacyjnej KW S.A. przynajmniej dwa razy do roku. Centralny Rejestr Projektów Wynalazczych KW S.A. jest działającym od 2009 roku systemem elektronicznym, zbierającym wszystkie pozytywnie zweryfikowane impulsy zgłoszone przez pracowników Kompanii, które powinny zostać zakończone projektami wynalazczymi, wzorami użytkowymi lub patentami. Główną stronę tego systemu pokazano na rysunku 10. Największa część wdrożeń dotyczy modernizacji systemów transportu, w tym środków transportowych do przewozu załogi, a także modernizacji systemów zasilania, zakładów przeróbki mechanicznej węgla, nowych technik i technologii eksploatacji węgla oraz gospodarczego wykorzystania metanu. Przedstawiony tutaj obraz udowadnia, że Kompania Węglowa S.A. stanowczymi i wyrazistymi krokami buduje pozycję przedsiębiorstwa innowacyjnego, osiągając w tej kwestii wymierne korzyści ekonomiczne, a także elementy niewymierne m.in. w postaci poprawy bezpieczeństwa i higieny pracy. 6. Podsumowanie Rys. 10. Główna strona Centralnego Rejestru Projektów Wynalazczych KW S.A. Fig. 10. Homepage of the Central Register of Inventive Projects of Kompania Weglowa S.A. Źródło: Opracowanie własne na podstawie Informacji Zarządu dotyczącej działalności innowacyjnej w Kompanii Węglowej S.A Obok powyższych narzędzi z dniem 1 kwietnia 2013 roku w poszczególnych zakładach górniczych powołano Pełnomocników Dyrektora ds. Wdrożeń Innowacyjnych, których wspólne prace służą wypracowywaniu nowych narzędzi i działań proinnowacyjnych na poziomie całej Kompanii oraz usprawnieniu funkcjonowania obecnych. W działania te włącza się również cały zarząd Kompani Węglowej. Działania proinnowacyjne prowadzone w Kompanii Węglowej S.A. przynoszą już wymierne wyniki. Najważniejsze wskaźniki liczbowe przedstawiające te kwestie pokazano w tabeli 4. Tabela 4. Podstawowe osiągnięcia Kompanii Węglowej S.A. w zakresie wdrożeń innowacyjnych w latach Table 4. Basic achievements of Kompania Weglowa S.A. in the field of implementation of innovation in Rodzaje osiągnięć innowacyjnych Wyniki osiągnięć innowacyjnych Wdrożone przedsięwzięcia innowacyjne 729 Zgłoszone projekty wynalazcze 515 Projekty wynalazcze przyjęte do wykorzystania 423 Wdrożone projekty wynalazcze 369 Patenty UPRP na wynalazki 17 Prawa ochronne UPRP na wzory użytkowe 24 Źródło: Opracowanie własne na podstawie Informacji Zarządu dotyczącej działalności innowacyjnej w Kompanii Węglowej S.A. Bardzo szerokie możliwości prowadzenia procesu innowacyjności z jednej strony, a także ograniczona objętość redakcyjna opracowania nie pozwala na pełne, szczegółowe przedstawienie tego zagadnienia dla przedsiębiorstwa. Autorzy mają jednak nadzieję, że udało się pokazać przynajmniej jego wagę dla rozwoju firmy. Podsumowując, należy stwierdzić, że innowacyjność jest obecnie w działalności gospodarczej jednym z najczęściej używanych zwrotów. Zdaniem autorów, nie wynika to jednak z krótkotrwałej mody, ale z racji realnych, wymiernych korzyści, które tego typu działalność może przynieść przedsiębiorstwu. Największą wartością dodaną jest budowa w nim postaw proinnowacyjnych, których wynikiem jest konstrukcja systemu lepszego wykorzystania zasobów rzadkich poprzez rozwój technologiczny, nazywany rozwojem intensywnym. Daje ona docelowo firmie nie tylko zwiększenie wolumenu produkcji, ale przede wszystkim jej efektywności, zwłaszcza poprzez zmniejszenie kosztu jednostkowego przy jednoczesnej poprawie poziomu bezpieczeństwa pracy. Powyższa sytuacja powinna w takiej samej mierze dotyczyć branży górniczej i poszczególnych, tworzących ją przedsiębiorstw, pomimo tego, że górnictwo ze swej natury, a więc zależności od warunków geologiczno-górniczych, nie należy do sektorów szybko rozwijających i zmieniających się technologii. Analizując pod tym względem sytuację pomiędzy polskimi i światowymi przedsiębiorstwami górniczymi, daje się zauważyć jeszcze dużą przewagę występującą po stronie firm zagranicznych, które mając świadomość wagi innowacyjności dla budowania ich przewagi konkurencyjnej, kładą bardzo duży nacisk na swój rozwój. Jak pokazały przytoczone w pracy wyniki badań, w dużej mierze wynika to z szeregu barier tkwiących w sferze makrootoczenia, mikrootoczenia, ale także i samych przedsiębiorstw górniczych. Można je złożyć w cztery główne zbiory: barier finansowych, barier wiedzy, barier rynkowych oraz zbioru pozostałych elementów nazywanych inne. Zdaniem autorów, możliwym jest w krótkim czasie obniżenie poziomu tych barier, a w dłuższym, strategicznym okresie wręcz ich likwidacja. W kwestii barier finansowych w przypadku polskich przedsiębiorstw górniczych należałoby to wiązać z pozyskaniem i bardzo dobrym wykorzystaniem środków finansowych Unii Europejskiej, wiążących się z jej perspektywą finansową Jest to tym ważniejsze, iż środki te mają być przeznaczane przede wszystkim na działalność innowacyjną, przy głównym dodatkowo nastawieniu na współpracę nauki z przemysłem. Kolejną drogą do finansowania działań innowacyjnych przedsiębiorstw górniczych powinna stać się jeszcze lepsza, bardziej zacieśniona współpraca z ich partnerami w łańcuchu logistycznym, a przede wszystkim z dostawcami i klientami. W przypadku przeszkód związanych z brakiem wiedzy autorzy zapropono-

46 44 wali na bazie zebranych danych oraz własnych doświadczeń trzy drogi postępowania. Pierwszą z nich powinno być lepsze wykorzystanie oraz motywowanie pracowników w poszukiwaniu i wdrażaniu innowacji. Powinno się to odbywać z zastosowaniem praktycznie niewykorzystywanych w branży, a niezwykle popularnych w innych sektorach gospodarki zasad, metod i narzędzi pracy nad innowacjami. Należy je wspomóc benchmarkiem i wdrożeniem dobrych praktyk przedsiębiorstw górniczych z innych krajów, a także wykorzystaniem współpracy z jednostkami badawczymi. Trzecią grupę barier, przeszkody natury rynkowej, można niwelować poprzez większe wykorzystanie nowoczesnych narzędzi marketingowych, w tym przede wszystkim nowoczesnej promocji oraz dystrybucji bezpośredniej. Pozwalają one na wyrobienie w bezpośrednim odbiorcy i w konsumencie potrzeby posiadania produktu. Literatura 1. Begg D., Fisher S., Dornbusch R.: Mikroekonomia, PWE, Warszawa Bessant J., Tidd J.: Zarządzanie innowacjami. Integracja zmian technologicznych, rynkowych i organizacyjnych, Wolters Kluwer, Warszawa Działalność innowacyjna przedsiębiorstw w latach , Główny Urząd Statystyczny, Warszawa Karlik M.: Zarządzanie innowacjami w przedsiębiorstwie, Poltext, Warszawa Kasprzyk S.: Innowacje od koncepcji do produkcji, Instytut Wydawniczy CRZZ, Warszawa Kotler Ph, Trias de Bes F.: Innowacyjność przepis na sukces model od A do F, Rebis, Warszawa Marciniak S.: Makro i mikroekonomia podstawowe problemy, PWN, Warszawa Mieszaniec J.: The innovativeness of Polish mining sector compared with Rother industrial sectors, Journal of Mining and Geoengineering, vol. 36, no 3, AGH Publishing, Cracow Oslo Manual: Guidelines for Collecting and Interpreting Innovation Data, OECD Publishing, Paris

47 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 45 UKD : : W kierunku społecznej odpowiedzialności przedsiębiorstw górniczych Towards the social responsibility of mining enterprises Dr inż. Anna Bluszcz* ) Dr inż. Anna Kijewska, doc. w Pol. Śl.* ) Treść: W artykule omówiono koncepcję społecznej odpowiedzialności biznesu (CSR) i potrzebę jej wdrażania w przedsiębiorstwach górniczych. Przedstawiono wpływ czynników pozafinansowych, społecznych i środowiskowych na decyzje inwestorów oraz wartość spółek w różnych horyzontach czasowych. Widząc potrzebę i korzyści z wdrażania strategii CSR na świecie wprowadza się różnego rodzaju indeksy i standardy raportowania działań w CSR. W Polsce od niedawna jest to RESPECT Index, do którego wchodzą również niektóre spółki górnicze. Omówiono również korzyści, jakie mogą odnieść przedsiębiorstwa górnicze z działalności zgodnej z koncepcją CSR raportowania tejże działalności zgodnie z ustalonymi standardami. Abstract: This paper presents the concept of corporate social responsibility (CSR) and the need for its implementation in mining enterprises. The influence of social and environmental factors on the decisions of investors and the value of companies in different time horizons has been presented. Taking the need for and benefits of implementing a CSR strategy around the world, there have been introduced different types of indexes and reporting standards in CSR activities. For instance, in Poland it is the RESPECT Index which also includes some mining enterprises. We also discussed the benefits to be gained from the activities of a mining enterprise, in accordance with the concept of CSR reporting this activity, pursuant to the established standards. Słowa kluczowe: Społeczna odpowiedzialność biznesu (CSR), wartość przedsiębiorstw górniczych, standardy raportowania CSR Key words: Corporate Social Responsibility (CSR), value of mining enterprise, CSR reporting standards 1. Wprowadzenie Wśród ciągłych zmian warunków rynkowych jedna rzecz wydaje się być stała, tj. poszukiwanie najlepszej drogi do pomnażania majątku przedsiębiorstw, czyli do wzrostu ich wartości. Jednak aby określić wartość niezbędne jest narzędzie jej pomiaru. W bogatym dorobku literatury w tym zakresie ważne miejsce zajmują metody i narzędzia pomiaru wartości, do których możemy zaliczyć EVA, MVA, DCF, FCF, CFROI, VA [2], [3], [4, s ]. Różnorodność podejść do zagadnienia wartości przedsiębiorstw górniczych wymaga z jednej strony specjalistycznego aparatu pomiarowego dostosowanego do uwarunkowań przedsiębiorstw górniczych, a z drugiej strony niezbędne są badania i rozważania w zakresie * ) Politechnika Śląska, Wydział Górnictwa i Geologii, Gliwice sposobów i strategii osiągania najlepszych wyników w długim horyzoncie czasu. Value-based management to podejście do zarządzania przedsiębiorstwem ukierunkowane na maksymalizację zysków dla właścicieli/udziałowców (shareholders) uwzględniające jednocześnie interesy wszystkich interesariuszy (stakeholders) przedsiębiorstw górniczych. Interesariusze to osoby/grupy, które mają materialny lub niematerialny udział w przedsiębiorstwie [9, s. 25] i wywierają wpływ bezpośredni lub pośredni w dążeniu organizacji do osiągania zamierzonych celów [18, s.292]; są to m.in. związki zawodowe, pracownicy, klienci, społeczność lokalna, administracja państwowa, organizacje ekologiczne, dostawcy, dawcy kapitałów. Eksploatacja podziemna złóż węgla kamiennego ze względu na swój charakter znacząco ingeruje w szeroko rozumiane interesy wymienionych grup interesariuszy, dlatego też przedsiębiorstwa górnicze w swoich założeniach strategicz-

48 46 nych powinny uwzględniać aspekty zarówno społeczne jak i środowiskowe. Działania zintegrowane zarówno z celami strategicznymi, jak również operacyjnymi, prowadzone na bazie etycznych zachowań biznesowych i opartych na korzystnych relacjach z interesariuszami w perspektywie ekonomicznej, socjalnej i środowiskowej stanowią koncepcję społecznej odpowiedzialności biznesu. Z punktu widzenia nauk ekonomicznych ten sposób zarządzania powinien przyczyniać się w perspektywie długoterminowej do osiągania przewagi konkurencyjnej. Można powiedzieć zatem, że wprowadzenie zasad społecznej odpowiedzialności w biznesie stanowi nowe strategiczne wyzwanie dla spółek górniczych (tym bardziej giełdowych), które należy rozpatrywać nie poprzez pryzmat kosztów, lecz jako inwestycje, które poprzez zapewnienie realizacji celów szerszej grupy interesariuszy mogą warunkować osiągnięcie celu głównego, jakim jest wzrost wartości przedsiębiorstw górniczych. 2. Czym jest CSR i jakie są tego korzyści? W literaturze przedmiotu m.in. w [6], [19], [13] spotykamy wiele definicji CSR (Corporate Social Responsibility), czyli społecznej odpowiedzialności przedsiębiorstw (biznesu). W szerszym ujęciu koncentrują się na tym czym są lub czym powinny być relacje pomiędzy globalnymi korporacjami, rządami państw i ludnością. W trochę węższym ujęciu koncentrują się na relacjach pomiędzy korporacjami a społecznościami, w których funkcjonują. Inna grupa definicji koncentruje się na relacjach pomiędzy przedsiębiorstwami i ich interesariuszami. Norma ISO definiuje społeczną odpowiedzialność jako odpowiedzialność organizacji za wpływ jej decyzji i działań na społeczeństwo i środowisko, zapewniana poprzez przejrzyste i etyczne postępowanie, które [26]: 1. przyczynia się do zrównoważonego rozwoju, w tym dobrobytu i zdrowia społeczeństwa. 2. uwzględnia oczekiwania interesariuszy. 3. jest zgodne z obowiązującym prawem i spójne z międzynarodowymi normami postępowania. 4. jest zintegrowane z działaniami organizacji i praktykowane w jej relacjach. W odniesieniu do przedsiębiorstw górniczych CSR oznacza również długofalową strategię działania tychże przedsiębiorstw, uwzględniającą współpracę z grupami interesariuszy jako podstawę tworzenia wartości przedsiębiorstwa. Aktywna współpraca z dostawcami i klientami w łańcuchach dostaw służy skróceniu cyklów w czasie i obniżenia kosztów, zaangażowanie interesariuszy umożliwia szerszy dostęp do wiedzy, dywersyfikację ryzyka, a także wykorzystywanie pojawiających się szans; a te elementy w dobie dzisiejszego turbulentnego otoczenia, stają się warunkiem koniecznym dla osiągnięcia wzrostu wartości. Przejawów społecznej odpowiedzialności należy upatrywać w czterech wymiarach działalności przedsiębiorstw [12, s.37]: ekonomicznym (dążeniu do wzrostu przedsiębiorstwa poprzez poprawę efektywności), etycznym (poprzez uwzględnienie etycznych zachowań w biznesie z punktu widzenia norm społecznych), socjologicznym (utrzymanie miejsc pracy i szansa na rozwój pracowników), środowiskowym (minimalizacja negatywnych skutków prowadzonej działalności). Norma ISO wymienia siedem głównych obszarów społecznej odpowiedzialności, które winny być traktowane holistycznie. Są to prawa człowieka, praktyki z zakresu pracy, środowisko, uczciwe praktyki operacyjne, zagadnienia konsumenckie oraz zaangażowanie społeczne i rozwój społeczności lokalnej. Stanowią one niejako filary CSR oparte na tzw. Corporate Governance, czyli ładzie korporacyjnym [26]. U podstaw koncepcji społecznej odpowiedzialności przedsiębiorstw górniczych znajduje się fundamentalna w ekonomii idea współdziałania w gospodarce rynkowej. Często określa się to podejście jako strategię osiągania podwójnej, obopólnej korzyści, czyli strategię win-win [14, s. 6]. Według podstawowej definicji społecznej odpowiedzialności przedsiębiorstwa górnicze działające w zgodzie z CSR uwzględniają kwestie społeczne i środowiskowe w swoich procesach decyzyjnych oraz rozliczają się z wpływu podejmowanych decyzji i działań na społeczeństwo. Decyzje te powinny być podejmowane w sposób etyczny i przejrzysty, przyczyniać się do zrównoważonego rozwoju, biorąc pod uwagę oczekiwania zainteresowanych stron (stakeholders) w zgodzie z obowiązującymi przepisami prawa krajowego i międzynarodowego oraz obowiązującymi w całej organizacji i we wszystkich relacjach zewnętrznych [10]. Mówiąc w skrócie, społeczna odpowiedzialność organizacji może obejmować finansową wiarygodność, korporacyjną etykę i zakres gospodarczej, społecznej i środowiskowej wartości dodanej [22, s. 77]. 3. Jak przekonać inwestorów RESPECT INDEX spółki społecznie odpowiedzialne na giełdzie Odpowiedzialny biznes to odpowiedzialność przedsiębiorstw za ich wpływ na społeczeństwo i środowisko. Poszanowanie dla mającego zastosowanie prawodawstwa, a także dla układów zbiorowych pomiędzy partnerami społecznymi jest warunkiem wstępnym wypełniania zobowiązań wynikających z tej odpowiedzialności. Aby wypełniać te zobowiązania, przedsiębiorstwa powinny dysponować mechanizmem integracji kwestii społecznych, środowiskowych, etycznych i tych związanych z prawami człowieka, jak i problemów konsumentów ze swoją działalnością oraz podstawową strategią w ścisłej współpracy z zainteresowanymi stronami w celu [29]: maksymalizacji tworzenia wspólnych wartości dla właścicieli/udziałowców, innych zainteresowanych stron i społeczeństwa jako całości, rozpoznawania, zapobiegania i łagodzenia możliwych negatywnych skutków. Chociaż termin ang. CSR - Corporate Social Responsibility pojawił się w Polsce stosunkowo niedawno, to działania charakterystyczne dla CSR funkcjonują na rynku kapitałowym od początku jego istnienia. Jednym z założeń działań w ramach społecznej odpowiedzialności biznesu jest komunikacja i budowanie dobrych relacji z interesariuszami firmy, czyli pracownikami, partnerami biznesowymi, klientami, społecznością lokalną i akcjonariuszami. Spółki giełdowe natomiast, jako podmioty publiczne, muszą nieustannie dbać nie tylko o wynik finansowy, ale również o relacje z otoczeniem biznesowym. Łamanie zasad ochrony środowiska czy konflikt z pracownikami może kosztować spółkę notowaną dużo więcej, niż chwilowe problemy wizerunkowe. Wszystkie zachowania, które są niezgodne z zasadami etyki biznesu (nie wspominając o zasadach prawa) mają odzwierciedlenie w cenie akcji emitenta [24]. Ostatnie badania naukowe potwierdzają istnienie korelacji pomiędzy skuteczną polityką firm w zakresie ochrony środowiska czy też zrównoważonego rozwoju a ich ponadprzeciętnymi wynikami finansowymi. Z badań firmy Mercer przeprowadzonych przez J.F. Gorte w 2009 r. wynika, że firmy, które skutecznie radzą sobie z kwestiami społecznymi lub środowiskowymi, z reguły mają niższe koszty kapitału,

49 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 47 wynikające z mniejszego ryzyka. Oznacza to, że lepsze zarządzanie ryzykiem środowiskowym pomaga firmom ograniczyć wahania wartości dla akcjonariuszy i poziomy zysku [15]. Perspektywa wprowadzenia kolejnych spółek górniczych na giełdę wymaga poznania czynników wpływających na podejmowanie decyzji inwestycyjnych przez zarządzających. Wyniki takich badań przygotowanych przez Pracodawców RP na zlecenie Ministerstwa Gospodarki przedstawiono na rysunkach 1 i 2. Badania zostały przeprowadzone przez Forum Odpowiedzialnego Biznesu, portal Odpowiedzialne- Inwestowanie.pl oraz Korporację Badawczą Pretendent w 2010 r. i dotyczyły badania świadomości społecznej odpowiedzialności przedsiębiorstw oraz jej znaczenia w procesie podejmowania decyzji inwestycyjnych wśród inwestorów instytucjonalnych na polskim rynku kapitałowym. Uczestnikami badania byli przedstawiciele podmiotów sektora finansowego, odpowiedzialni za zarządzanie aktywami. Celem badania była weryfikacja wiedzy i postaw zarządzających odnośnie uwzględniania w decyzjach inwestycyjnych kryteriów środowiskowych, społecznych i związanych z ładem korporacyjnym. Jak pokazano na rysunku 1, główną miarę atrakcyjności spółek dla inwestorów stanowią wyniki finansowe oraz relacje z inwestorami mniejszościowymi, jakość raportowania, skład akcjonariatu, zarządu i rad nadzorczych spółek. Na kolejnym miejscu znajdują się czynniki świadczące o etycznych zasadach prowadzenia biznesu, takie jak: przestrzeganie praw człowieka i prawa pracy, relacje z klientami, dostawcami oraz społecznością lokalną oraz wpływ działalności spółek na środowisko naturalne i działalność charytatywna [25]. Można przypuszczać, że wyniki te związane są z wymaganiami w zakresie obligatoryjnego raportowania wyników finansowych, a zarazem braku konieczności raportowania czynników pozafinansowych, których znaczenie wzrasta w ostatnich latach w świecie. Rys. 1. Wpływ czynników pozafinansowych na decyzje inwestycyjne osób zarządzających, źródło: [25] Fig. 1. Impact of intangible factors on investment decisions of managers, source: [25] Rys. 2. Wpływ wybranych czynników społecznych i środowiskowych na wartość spółek giełdowych, źródło: [25] Fig. 2. Impact of selected social and environmental factors on stock companies

50 48 Jak wynika z rysunku 2, w opinii inwestorów w perspektywie długoterminowej najważniejszymi czynnikami wpływającymi na wartość spółek są inwestycje w rozwój kapitału ludzkiego oraz wprowadzenie strategii zarządzania relacjami z klientami, natomiast łamanie praw pracowniczych i niespełnienie standardów środowiskowych ma ujemny wpływ na wartość spółek. Spółki notowane na giełdzie powinny podejmować działania w zakresie wdrażania strategii odpowiedzialnego biznesu, podjąć komunikację z interesariuszami w znaczących kwestiach oraz zaplanować działania w zakresie raportowania CSR. Warto dodać, że spółki notowane na zagranicznych rynkach wdrożenie koncepcji CSR traktują jako dobrą praktykę. Wyniki badania Etyczne inwestowanie 2011 [7, s ] pokazały, że 59% badanych inwestorów indywidualnych słyszało o idei CSR lub odpowiedzialnych inwestycjach, 39% badanych zainwestowałoby w fundusz, którego polityka inwestycyjna oprócz tradycyjnych kryteriów ekonomicznych opierałaby się o względy etyczne, o ile wyniki funduszu byłyby przynajmniej przeciętne, 27% jeżeli wyniki byłyby ponadprzeciętne, a 11% nawet jeżeli byłyby nieznacznie niższe od przeciętnych. Aż 79% polskich menedżerów uważa, że CSR przynosi korzyści w postaci poprawy wizerunku i reputacji [16]. Perspektywa pozyskania kapitałów z giełdy staje się szansą dla przedsiębiorstw górniczych, planowanie zatem działań w kierunku wejścia na giełdę nie powinno odbywać się z pominięciem rozważanych w artykule zagadnień. Analiza poziomu zaangażowania spółek górniczych notowanych na GPW w realizację kwestii społecznej odpowiedzialności biznesu na podstawie publikacji [20], [23, s. 411] oraz informacji zawartych na stronach internetowych tychże spółek wykazała aktywne zaangażowanie ich zarządów w realizację zasad i wytycznych CSR. Zobowiązania i deklaracje zarządów stanowią wstępną fazę rozwoju strategii CSR w przedsiębiorstwach górniczych prowadzącą do kolejnej fazy, polegającej na wypracowaniu formuły w zakresie publikacji informacji związanych z prowadzonymi działaniami w drodze dialogu i komunikacji z grupami interesariuszy. W 2009 r. Giełda Papierów Wartościowych w Warszawie wprowadziła pierwszy w Europie Środkowej i Wschodniej indeks spółek odpowiedzialnych społecznie RESPECT Index (rys. 3). RESPECT to akronim słów określających filary CSR: Responsibility, Ecology, Sustainability, Participation, Environment, Community, Transparency. Do badania przedsiębiorstw notowanych na GPW w Warszawie przyjęto bowiem taką definicję odpowiedzialności społecznej, zgodnie z którą jest ona strategią zarządzania i koncepcją podejścia do prowadzenia biznesu, a nie narzędziem marketingowym czy PR-owym. RESPECT index jest z jednej strony wskaźnikiem koniunktury, czyli narzędziem pozwalającym inwestorom realnie oceniać spółki i tworzyć własne portfele inwestycyjne, a z drugiej strony platformą informacyjną dla spółek i inwestorów, którzy uznają za istotne takie czynniki jak: etyczne prowadzenie biznesu, transparentność w kontaktach z interesariuszami czy dbanie o środowisko. Indeks tworzą najpłynniejsze spółki giełdowe, będące uczestnikami WIG20, mwig40 i swig80, które spełniają wymogi CSR. Udział pojedynczej spółki jest ograniczony do 10%. Obecnie do indeksu wchodzą między innymi JSW, KGHM, PGE, TAURONPE. 4. Co, komu i w jakim zakresie raportować? Przy ocenie spółek inwestorzy oprócz danych finansowych coraz częściej biorą pod uwagę informacje pozafinansowe, jak też podejście menedżerów do zarządzania CSR. Ponieważ istnieje silna współzależność pomiędzy przedsiębiorstwami górniczymi a społeczeństwem, a górnicza działalność wpływa na inne podmioty i odwrotnie działania podmiotów cywilnych, administracji i rządów mają znaczące konsekwencje dla kopalń to budowanie pozytywnych relacji z interesariuszami nabiera istotnego znaczenia. Zatem odpowiednie zarządzanie przedsiębiorstwami górniczymi wymaga identyfikacji kluczowych relacji z otoczeniem oraz analizy i oceny w jaki sposób ich decyzje kształtują i definiują system społeczny i gospodarczy, którego są częścią. Aktualnie możliwy staje się do zaobserwowania trend, w którym centralnym punktem rozważań staje się interesariusz (w miejsce inwestora), który pozostaje w interakcji z przedsiębiorstwem, wpływa na jego działania i odczuwa skutki jego aktywności. Rys. 3. Wartość indeksu RESPECT Fig. 3. Value of RESPECT Index źródło: [29]

51 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 49 Stąd też wynika potrzeba informacyjna i zainteresowanie interesariuszy szerszym ujęciem zagadnień wynikających z prowadzonej działalności, od kwestii ekonomicznych po kwestie środowiskowe i społeczne, z uwzględnieniem wymiaru etycznego; tak więc sposób komunikacji przedsiębiorstwa z rynkiem poprzez system raportowania musi nieustannie ewoluować. Sposoby raportowania kwestii CSR stanowią narzędzie pomiaru realizacji celów strategicznych przedsiębiorstw w badanych obszarach ekonomicznym, społecznym i środowiskowym. Zakres raportów i ich forma należy do decyzji zarządów spółek. Przykładowe zagadnienia zamieszczono w tablicy 1. Odbiorcami informacji zawartych w raportach CSR są interesariusze przedsiębiorstw. Każda organizacja może zyskać wsparcie w procesach zarządzania relacjami z interesariuszami poprzez wykorzystanie serii standardów i wytycznych; są to między innymi: ISO 26000, Global Reporting Initiative (GRI) oraz grupa Norm AA1000. Celem opracowania Międzynarodowej Normy ISO było uzyskanie przez wszystkie zainteresowane środowiska ogólnoświatowego konsensusu w zakresie: definicji i zasad odpowiedzialności społecznej, kluczowych zagadnień oraz wytycznych w zakresie wprowadzenia zasad odpowiedzialności społecznej w działania całej organizacji. Nie ogranicza się tylko do społecznej odpowiedzialności biznesu. ISO ma stanowić pomoc dla organizacji w ich wkładzie w zrównoważony rozwój i uzupełniać inne instrumenty i inicjatywy w zakresie odpowiedzialności społecznej [28]. Wytyczne Global Reporting Initiative (GRI) stanowią wzorzec raportowania kwestii odpowiedzialności biznesowej i zrównoważonego rozwoju dla firm na całym świecie; szerszą analizę przedstawiono w publikacji [17]. Podstawowym założeniem grupy norm AA1000 jest budowanie relacji, prowadzenie dialogu i angażowanie interesariuszy celem budowy wartości przedsiębiorstwa, stymulowania innowacyjności, zarządzania ryzykiem, dzięki świadomości otoczenia zewnętrznego organizacji. Standardy te określają wytyczne do strategicznego, taktycznego podejścia przedsiębiorstwa do odpowiedzialności i do relacji z interesariuszami [11; 82-83]. Standard AA1000APS zawiera Zasady Odpowiedzialności (AccountAbility Principles Standard), do których należą takie zasady jak: włączenie (inclusivity) udział interesariuszy w rozwijaniu i osiąganiu przez organizację odpowiedzialnego i strategicznego podejścia do zrównoważonego rozwoju; istotność (materiality) identyfikacja kluczowych kwestii oraz reagowanie (responsiveness) decyzje i działania podjęte w reakcji na proces angażowania interesariuszy [11, s ]. Zasady AA1000APS są kompatybilne z istniejącymi na rynku zasadami zawartymi w wytycznych raportowania Global Reporting Initiative czy normie ISO Standard AA1000AS Weryfikacja (AccountAbility Assurance Standard) umożliwia szeroko zakrojoną weryfikację realizacji zasad AccountAbility oraz jakości raportowanych informacji dotyczących działalności organizacji, w szczególności w zakresie zarządzania i wyników. Stanowi unikalne narzędzie na rynku, gdyż pozwala on nie tylko ocenić zgodność danych ze stanem faktycznym, ale również określić w jakim stopniu proces raportowania odpowiada trzem zasadom AccountAbility [27]. AA1000SES Zaangażowanie Interesariuszy (AccountAbility Stakeholder Engagement Standard) jest typowym standardem narzędziowym how to, pokazującym, w jaki sposób można przeprowadzić proces angażowania interesariuszy, w tym w formie dialogu. Standard podaje liczne praktyczne wskazówki i jest przydatny dla każdego menedżera, który zajmuje się budowaniem relacji, nie tylko dla menedżera CSR [27]. Proces ewolucji systemów zarządzania przedsiębiorstwem począwszy od zarządzania jakością, środowiskiem, bezpieczeństwem, poprzez społeczną odpowiedzialność biznesu; która prowadzi do zrównoważonego rozwoju przedsiębiorstw pokazano na rysunku 4. Tablica 1. Przykładowe kwestie związane ze społeczną odpowiedzialnością w trzech wymiarach Table 1. Selected issues of social responsibility presented in three dimensions EKONOMICZNYM SPOŁECZNYM ŚRODOWISKOWYM wspieranie inicjatyw społeczności lokalnych, sprawozdanie z wartości dodanej VA wraz z dystrybucją na pracowników, budżet państwa, dawców kapitałów i samo przedsiębiorstwo górnicze; szerzej w: [5, s ], sprawozdania finansowe: bilans, rachunek wyników, cash flow, najważniejsze sukcesy, szanse i ryzyka dla przedsiębiorstwa górniczego, zastosowanie kluczowych strategii, praktyk, innowacji praktyki zatrudnienia, rozwój pracowników, poziom bezpieczeństwa pracy, relacje z dostawcami, klientami, interesariuszami, wymiar etycznych praktyk stosowanych w górnictwie, zużycie zasobów naturalnych, zanieczyszczenie powietrza, wody, emisje gazów, ścieki, gospodarka odpadami, działalność na rzecz ochrony środowiska i rekultywacji terenów Źródło: opracowanie własne Rys. 4. Ewolucja systemów zarządzania Fig. 4. Evolution of management systems źródło: opracowanie własne

52 50 5. Czy to się opłaca? Badania wpływu zastosowania koncepcji społecznej odpowiedzialności biznesu na wyniki finansowe przedstawiła M. Weber [21] opracowując wskaźniki, nośniki wartości, koszty oraz wskaźniki ryzyka związanego z CSR. Wpływ wskaźników obrazujących CSR na korzyści o charakterze finansowym i pozafinansowym przedstawia model na rysunku 5. odpowiedzialnością górnictwa jako podstawy zrównoważonego rozwoju. Temat CSR jest tym bardziej aktualny, że w Unii Europejskiej toczona jest debata dotycząca wprowadzenia wymogu raportowania CSR, co znajduje swoje odzwierciedlenie w wielu publikacjach związanych ze standardami raportowania i zintegrowanym raportowaniem. Spółki górnicze, nie tylko te notowane na GPW w Warszawie, wykazują zaangażowanie w kwestie odpowiedzialnego biznesu, a jest to kolejny etap działań strategicznych w kierunku zrównoważonego rozwoju branży. Zatem dla górnictwa wdrażanie strategii CSR i wypracowanie standardów raportowania dostosowanych do specyfiki górnictwa węgla kamiennego to niezwykle ważna kwestia, przynosząca efekty zarówno w poprawie wizerunku branży poprzez przejrzysty sposób komunikacji z interesariuszami, łatwiejszego pozyskiwania kapitału, jak też wzrostu wartości poszczególnych spółek w perspektywie długoterminowej. Literatura Rys. 5. Model wpływu CSR na przedsiębiorstwo Fig. 5. Model of CSR impact on the company źródło: [1] oraz [21] Odpowiedzialny biznes oznacza dobrowolne zaangażowanie przedsiębiorstwa górniczego w realizację działań na rzecz lokalnej społeczności, pracowników, ochrony środowiska i dialog społeczny z interesariuszami, do których zaliczamy m.in. dawców kapitałów, budżet państwa, pracowników, klientów itd. W perspektywie długookresowej przyczynia się do wzrostu konkurencyjności przedsiębiorstw górniczych, przynosząc wymierne pozytywne efekty, takie jak: zachęcenie inwestorów do współpracy z partnerami prowadzącymi działalność poprzez przejrzyste i etyczne zasady oraz dobre relacje z interesariuszami, pozytywne reakcje akcjonariuszy na zaangażowanie spółki w CSR (ale też przeciwnie, negatywne reakcje po ujawnieniu szkodliwych działań przedsiębiorstwa dla środowiska lub społeczności) [8], wzrost lojalności konsumentów w stosunku do przedsiębiorstw górniczych budujących pozytywny wizerunek poprzez zaangażowanie społeczne, wzrost konkurencyjności poprzez wdrożenie zasad CSR na rynkach światowych, podnoszenie poziomu kultury organizacyjnej spółek górniczych, w których podkreśla się, że największą wartością jest człowiek, a od jego zaangażowania, umiejętności i decyzji zależy los współpracowników czy efektywność spółki, przyczynianie się do zrównoważonego rozwoju, w tym dobrobytu społecznego i odpowiedzialności za los przyszłych pokoleń. 6. Podsumowanie Zaprezentowane w artykule zagadnienia stanowią jedynie fragment szerokiej gamy tematycznej związanej ze społeczną 1. Anam L., Szul-Skjoeldkrona E., Zamościńska E.: Jak zyskać na odpowiedzialności. CSR w strategiach spółek giełdowych. Wydawca CSRinfo. Warszawa Bluszcz A., Kijewska A.: Pomiar ekonomicznej wartości przedsiębiorstwa górniczego. Przegląd Górniczy 2013, nr Bluszcz A., Kijewska A.: Koszt kapitału a wartość spółki górniczej. Wiadomości Górnicze 2014, nr Bluszcz A., Kijewska A.: Strategia wzrostu wartości szansą dla rozwoju przedsiębiorstwa górniczego, w: A. Bluszcz (red.): Szanse i bariery rozwoju przemysłu górniczego. Wydawnictwo Śląsk. Katowice Bluszcz A. Kijewska A., Sojda A: Generowanie wartości dodanej dla interesariuszy przez spółkę górniczą, w: J. Brzóska, J. Pyka (red.): Nowoczesność przemysłu i usług w warunkach kryzysu i nowych wyzwań. Wydawnictwo TNOIK. Katowice Bogacz P.: Corporate identity jako podstawowy element tworzenia wizerunku nowoczesnego przedsiębiorstwa górniczego. Przegląd Górniczy 2011, nr Czerwionka M.: Inwestowanie etyczne GPW, Akcjonariusz 2011, nr Flammer C.: Corporate Social Responsibility and Stock Prices: The Environmental Awareness of Shareholders. MIT Sloan School of Management. ESG_MIT_Study1.pdf (dostęp luty 2014) 9. Freeman R.E.: Strategic Management. A Stakeholder Approach. Pitman, Boston International Standard ISO Guidance on social responsibility. 11. Jabłoński A.: Modele zrównoważonego biznesu. W budowie długoterminowej wartości przedsiębiorstw z uwzględnieniem ich społecznej odpowiedzialności. Difin, Warszawa Jaki A.: Wycena przedsiębiorstwa. Przesłanki, procedury, metody. Oficyna Ekonomiczna. Kraków Konieczna R., Kulczycka J.: Znaczenie CSR w przedsiębiorstwach sektora górniczego w Polsce. Przegląd Górniczy 2012, nr Kuraszko I: Społeczna odpowiedzialność biznesu i ekonomia społeczna. PWE, Warszawa Lubin D. A., Esty D. C.: Imperatyw zrównoważonego rozwoju. Harvard Business Review Polska, marzec 2012, s Menedżerowie 500/Lider CSR 2010, Forum odpowiedzialnego Rozwoju i GoodBrand&Company Mossakowska T., Wasilewski M.: Czy górnictwo jest w stanie przyjąć paradygmat zarządzania jakim jest CSR? Przegląd Górniczy 2011, nr Ogrodnik M., Mieszaniec J.: Metoda analizy interesariuszy jako innowacyjna koncepcja w zarządzaniu przedsiębiorstwem górniczym, w: Knosala R. (red.): Komputerowo zintegrowane zarządzanie. Oficyna Wydawnicza Polskiego Towarzystwa Zarządzania Produkcją, Opole 2010.

53 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY Ogrodnik R.: Korzyści wynikające z implementacji zasad społecznej odpowiedzialności przedsiębiorstw. Przegląd Górniczy 2011, nr Urbisch J: Model biznesowy GK JSW w kierunku zrównoważonego rozwoju. Przegląd Górniczy 2013, nr Weber M.: The business case for corporate social responsibility. A company-level measurement approach for CSR. European Management Journal. 26/2008, s Ziółkowski B.: Ewolucyjne podejście do ekoinnowacji i zrównoważonego rozwoju ujęcie systemowe. Poligrafia WSD. Rzeszów Zagórowski J., Urbisch J: Zrównoważona konkurencyjność Grupy Kapitałowej Jastrzębskiej Spółki Węglowej. pod red. A. Karbownika, Paradygmat sieciowy. Wyzwania dla teorii i praktyki zarządzania. Wydawnictwo Politechniki Śląskiej. Gliwice (dostęp luty 2014) (dostęp luty 2014) (dostęp luty 2014) (dostęp luty 2014) (dostęp luty 2014) (dostęp luty 2014)

54 52 UKD : Rozliczenie kosztów prac w działalności innowacyjnej realizowanej na zasadach projektowych Calculation of cost for works in innovative activity prepared on project principles dr inż. Arkadiusz Kustra* ) dr inż. Krzysztof Setlak* ) mgr inż. Łukasz Siodłak** ) Treść: W artykule przedstawiono działalność innowacyjną jako źródło kreowania wartości przedsiębiorstw w horyzoncie długookresowym. Podstawowym celem było wskazanie sposobów rozliczenia nakładów i kosztów tej działalności pod kątem kształtowania wyników przedsiębiorstwa i zarządzania jego efektywnością. Jednocześnie zidentyfikowano modele zarządcze dotyczące realizacji procesów innowacyjnych mających charakter projektowej działalności, realizowanej na zasadach zewnętrznych oraz wewnętrznych w ramach dotychczasowych struktur organizacyjnych. Abstract: This paper presents the innovation activity as a source of the long term value creation in enterprises. The main aim of the paper was to identify the ways of capital expenditure and cost calculations in this activity, in terms of performance creation and management of effectiveness. Simultaneously, the paper identifies some management models concerning innovation activity based on internal and external principles in the framework of the currently existing structures of an enterprise. Słowa kluczowe: innowacyjność, projekty innowacyjne, koszty projektów innowacyjnych Key words: innovativeness, innovative projects, costs of innovative projects 1. Wprowadzenie W strategicznym ujęciu, działalność innowacyjna jest traktowana jako źródło przewagi konkurencyjnej zapewaniającej przedsiębiorstwom zdominowanie sektorów i branż oraz zapewnienie trwałego wzrostu wartości. Odwołując się do klasycznego łańcucha wartości w przedsiębiorstwie, innowacyjność stanowi obszar procesów wewnętrznych obejmujących równocześnie procesy operacyjne oraz procesy obsługi posprzedażnej. Ich wzajemne powiązanie i skoordynowanie, powinno w efekcie zaspakajać potrzeby klienta i rynków zbytu oraz realizować cele finansowe przedsiębiorstwa. Działalność innowacyjna stanowi obszar kluczowych czynników generowania wartości przedsiębiorstwa, jednak jej realizacja wymaga ponoszenia czasami ogromnych nakładów w długim okresie czasu. Równocześnie odroczone będą pojawiające się, pierwsze korzyści będące efektem wykorzystania i komercjalizacji wdrożonych rozwiązań innowacyjnych. Ocena takiej działalności musi zostać rozszerzona na cały cykl * ) AGH Kraków ** ) Kompania Węglowa S.A., Oddział KWK Ziemowit życia innowacji przy jednoczesnym uwzględnieniu problemu ewidencji i rozliczania kosztów powstających na każdym etapie realizacji działalności innowacyjnej. Poszczególne etapy tej działalności w świetle kompleksowego podejścia można identyfikować jako projekt. W zależności od odbiorcy efektów prowadzonej działalności innowacyjnej, projekty te mogą wykazywać charakter zewnętrzny, jak i wewnętrzny. Małe przedsiębiorstwa są z reguły bardziej elastyczne w podejmowaniu działań innowacyjnych, które realizują w ramach struktur operacyjnych. Z reguły jednak nie posiadają one wystarczającego poziomu kapitału finansującego. Z kolei duże przedsiębiorstwa funkcjonujące w sformalizowanych strukturach opisanych procedurami wewnętrznymi starają się przenieść realizację działalności innowacyjnej do powiązanych podmiotów zewnętrznych o strukturach charakterystycznych dla organizacji projektowych. W świetle przedstawionych problemów, w artykule przedstawiono problematykę rozliczania kosztów działalności innowacyjnej realizowanej na zasadach projektów zewnętrznych i wewnętrznych, oraz ich potencjalnego wpływu na rentowność i płynność przedsiębiorstwa.

55 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY Pojęcie innowacyjności i jej tradycyjne przekroje klasyfikacji Pojęcie innowacyjności zostało zidentyfikowane na potrzeby ekonomii, przez J. Schumpetera na początku XX wieku. Określił on innowacyjność jako zmiany przeprowadzane w działalności gospodarczej, a ukierunkowane kolejno na etapy powstawania nowego rozwiązania, następnie jego transformację w rynkowy produkt lub usługę, w końcu ich dyfuzję, czyli rozprzestrzenianie [5]. M. Porter upatrując w innowacyjności nowych sposobów wykonywania działań i procesów, które podlegają później komercjalizacji, uznawał, że innowacyjność wychodzi dalece poza obszar badań i rozwoju i dotyczy wszystkich aspektów funkcjonowania przedsiębiorstwa zgodnie z łańcuchem jego wartości [10]. Z kolei A. Afuah zawęża pojęcie innowacyjności do rozwoju nowych produktów i usług, które zostały opracowane poprzez wykorzystanie nowej wiedzy lub nowej kombinacji wiedzy istniejącej, bazującej na znajomości procesów technologicznych i rynkowych [1]. Według Kaplana i Nortona, przedsiębiorstwo aspirujące do miana innowacyjnego musi przewyższać konkurentów we wszystkich realizowanych procesach gospodarczych, gdyż w przeciwnym przypadku dokonane zmiany mogą jedynie umożliwiać przetrwanie, lecz nie będą źródłem wyraźnej i permanentnej dominacji [4]. W badaniach literaturowych można zidentyfikować wiele kryteriów podziału innowacji. Z reguły systematyki zasadzają się na podziale innowacji w zależności od wykorzystania dotychczasowej wiedzy i jej kombinacji lub też wykorzystania zupełnie nowej wiedzy w celu stworzenia nowego rozwiązania, produktu lub usługi. Zgodnie z takim podejściem można przytoczyć podziały innowacji według A. Afuah, który wyróżnia innowacje radykalne i przyrostowe, czy też systematykę zaproponowaną przez C. Christiensen i M. Raynor, którzy wyróżnili innowacje podtrzymujące oraz przełomowe [2]. Najszerszy zakres podziału innowacji zaproponował G.A. Moore, który dokonał podziału ze względu na kryterium przedmiotowe i wyróżnił [6]: innowacje przełomowe, zapewniające stworzenie nowych rozwiązań technologicznych, innowacje aplikacyjne, umożliwiające wykorzystanie istniejących technologii w nowych zastosowaniach, innowacje procesowe, podnoszące efektywność realizowanych procesów w przedsiębiorstwie, innowacje empiryczne, dotyczące powierzchniowych zmian produktów lub usług poprawiających zadowolenie klienta, innowacje marketingowe, zapewniające poprawę komunikacji z klientami oraz podniesienie efektywności przeprowadzanych z nim transakcji, innowacje modelu biznesowego, polegające na nowym zdefiniowaniu przedsiębiorstwa i jego roli w łańcuchu wartości, innowacje strukturalne, bazujące na zmianach strukturalnych całych sektorów gospodarki, w której funkcjonuje przedsiębiorstwo. 3. Innowacyjność jako projekt obejmujący określone etapy realizacji Realizacja procesów innowacyjnych przybierać może różne formy, jednak najczęściej w literaturze opisywana jest jako działalność projektowa, w której można wyróżnić określone etapy. W zależności od form realizacji i odbiorcy efektów innowacji można zidentyfikować projekty wewnętrzne i zewnętrzne. W przypadku, gdy projekty są realizowane na potrzeby własne (projekty wewnętrzne), efekty projektów są konsumowane przez przedsiębiorstwo, tym samym jest ono traktowane jako wykonawca i użytkownik. Korzyści z realizacji takich projektów należy postrzegać poprzez pryzmat stworzenia lub usprawnienia dotychczasowych procesów organizacyjnych lub też poprzez wprowadzenie czy ulepszenie efektów działalności w postaci nowych czy zmodyfikowanych produktów lub usług. Jeżeli projekty są przedmiotem działalności przedsiębiorstwa wykonywanej na rzecz innych jednostek są przedmiotem podlegającym rozliczeniu w świetle prawnie usankcjonowanego porozumienia określającego warunki i zobowiązania obu stron w formie umowy. Wtedy takie projekty po realizacji są sprzedawane, a ich wykonawca pobiera określone przychody z tego tytułu. Projekty charakteryzujące się takim cechami noszą nazwę kontraktów. W świetle rozpatrywanych projektów wewnętrznych i zewnętrznych można w ich cyklu życia zidentyfikować określone etapy. Według E. Nowaka i M. Wierzbińskiego projekty innowacyjne można podzielić na dwie zasadnicze części tj [9]: prace badawcze i rozwojowe, komercjalizację wyników prac badawczych i rozwojowych. Z kolei J. Czupiał, zauważa, że typowy projekt innowacyjny obejmować może pięć etapów [3]: prace badawcze podstawowe, prace badawcze stosowane, prace rozwojowe, prace wdrożeniowe, faza innowacji. Przytoczone dwie systematyki prac identyfikowanych w ramach działalności projektowej skoncentrowanej na innowacyjności wykazują wiele cech wspólnych. Istotnym wydaje się zidentyfikowanie procesów charakterystycznych na poszczególnych etapach prac, jak również określenie ich kosztów oraz ich rozliczenie w kontekście pomiaru efektywności projektu innowacyjnego w całym cyklu jego życia. Takie podejście do oceny jest tym bardziej uzasadnione im dłuższy jest horyzont kompleksowej oceny innowacji. Prace badawcze podstawowe mają na celu planowanie i organizację projektów innowacyjnych. Ich efektem jest dostarczenie nowych, ogólnych hipotez, teorii i praw naukowych pośrednio przyczyniających się do rozwiązania konkretnych problemów. Prace badawcze związane są z uzupełnieniem istniejącego stanu wiedzy w określonym obszarze. Charakteryzują się efektami praktycznymi odnoszącymi się konkretnie do unowocześnienia technologii wytwarzania produktów. W taki sposób powstają najczęściej wynalazki chronione ścisłą tajemnicą, które są efektem rozwijania aspektów naukowych w praktyczny wymiar użytecznych rozwiązań. Prace rozwojowe wiążą się z eksperymentalnym wytworzeniem nowych lub ulepszeniem dotychczasowych procesów czy produktów. Obejmują one najczęściej opracowanie modeli i prototypów, ich sprawdzanie i ulepszanie, opracowanie dokumentacji technicznej i ekonomicznej dla przyszłej produkcji jak również przyszłe analizy sprzedaży i logistyki zaopatrzenia. Prace wdrożeniowe odzwierciedlają ten etap projektu innowacyjnego, w którym przechodzi on ze sfery badawczej do sfery gospodarczej związanej z przygotowaniem przyszłej produkcji na skalę przemysłową. Na tym etapie należy przygotować hale produkcyjne, linie technologiczne, jak również

56 54 przeszkolić załogę w celu nabycia przez nią kluczowych kompetencji w świetle potencjalnej realizacji procesów produkcyjnych związanych z stosowaniem innowacji. Ostatnia faza innowacji wiąże się z wykorzystaniem efektów projektu innowacyjnego, w ramach którego powstają określone produkty lub usługi, których komercyjne wykorzystanie zapewnia określone korzyści w postaci materialnej, jak zwiększenie przychodów lub też ograniczenie kosztów wytwarzania, lub niematerialnej, jak skrócenie czasu produkcji czy też podniesienie jej jakości. Poszczególne etapy projektu innowacyjnego wiążą się z ponoszeniem określonych kosztów. Ich systematyka w zależności od prac prowadzonych na konkretnym etapie projektu została przedstawiona na rysunku 1. W świetle rozwiązań prawnych opartych o ustawę o rachunkowości czy też MSSF/MSR, inaczej są rozliczane w projekcie koszty prac badawczych, a inaczej koszty prac rozwojowych. Te pierwsze stanowią wydatki, które są kosztami w okresie, w którym zostały poniesione i zaewidencjonowane. Z kolei koszty prac rozwojowych, przy założeniu zakończenia ich pozytywnym efektem gospodarczym związanym z powstaniem innowacji, są traktowane jako nakłady inwestycyjne i są odnoszone jako wartości niematerialne i prawne, a konkretnie jako koszty prac rozwojowych podlegające amortyzacji. 4. Rachunkowość kosztów w projektach innowacyjnych realizowanych na zasadach kontraktów Ewidencja kosztów w kontraktach oraz ich późniejsze ujawnianie jest zdeterminowane czasem ich realizacji. W przypadku, gdy realizacja projektu dotyczy horyzontu krótkookresowego, koszty są ewidencjonowane, a następnie ujawniane po rozliczeniu, ale w ramach tego samego okresu sprawozdawczego. Odrębną kategorię z punktu widzenia przepisów rachunkowości stanowią projekty długookresowe (długoterminowe), niezakończone na dzień bilansowy, o okresie realizacji dłuższym niż 6 miesięcy. Obowiązujące od 1 stycznia 2002 r. przepisy ujęte w art. 34a-d Ustawy o rachunkowości - zwanej dalej ustawą, oparte są na rozwiązaniach zawartych w Międzynarodowym Standardzie Rachunkowości nr 11 Umowy o budowę zwanym dalej MSR 11. Zapisy ustawowe zawierają najważniejsze wskazówki dotyczące techniki rozliczeń, przy czym podtrzymano w nich wszystkie najistotniejsze zasady MSR 11, w tym dotyczące: ustalania wielkości przychodów i kosztów okresu proporcjonalnie do stopnia zaawansowania usługi, niezwłocznego obciążania wyniku stratą przewidywaną na realizacji całej umowy oraz uznawania przychodów do wysokości nie wyższej od poniesionych kosztów w wypadku, gdy stopień zaawansowania lub przewidywane koszty wykonania nie mogą być ustalone wiarygodnie. Główna różnica pomiędzy MSR 11, a uregulowaniami ustawowymi dotyczy zakresu stosowania rachunkowości projektów. Ustawa przewiduje stosowanie szczególnych zasad rachunkowości wyłącznie do wyceny przychodów i kosztów powstających przy świadczeniu usług, objętych umową, niezakończonych na dzień bilansowy, trwających dłużej niż 6 miesięcy. Natomiast MSR 11 odnosi się do wszelkich umów o budowę składnika aktywów, realizowanych w ciągu co najmniej 2 lat obrotowych, bez wyznaczenia granic długości trwania projektu. Ponadto zastosowanie MSR 11 do ustalania przychodów i kosztów ze świadczenia wszelkich usług, nie tylko budowlanych, wynika z zapisów MSR 18 par. 4 i 21. Przykładem umowy długoterminowej niedotyczącej budowy, rozliczanej zarówno zgodnie z ustawą, jak z MSR jest usługa polegająca na przygotowaniu systemu informatycznego. W związku z wymienionymi różnicami pomiędzy MSR 11 a ustawą kwalifikowanie do rachunkowości projektów długoterminowych niektórych umów - na przykład krótszych od 6-miesięcznych lub niemieszczących się w klasyfikacji usług - jest obarczone ryzykiem niezachowania szczegółowych wskazań ustawowych albo wykazania skutków operacji gospodarczej niezgodnie z jej treścią ekonomiczną. W przypadku istnienia wątpliwości dotyczących zastosowania zapisów art. 34 a-d należy kierować się nadrzędnymi zasadami rachunkowości, z wykorzystaniem ustawowego upoważnienia do korzystania z MSR i rozliczać również w tym trybie umowy o budowę statków oraz inne znacznej wartości umowy o świadczenie usług, nawet realizowane w okresie krótszym od 6-miesięcznego. Ponadto, należy pamiętać, kalkulując podatek odroczony, o różnicach pomiędzy zasadami księgowymi a podatkowymi rozliczania umów długoterminowych, których podłożem jest związanie przychodu podatkowego z cyklem fakturowania uzależnionym od dokonywanych przez inwestora odbiorów poszczególnych etapów robót. Jednocześnie nakłady poniesione na realizację usługi są podatkowo aktywowane do momentu wystawienia faktury sprzedaży. Sposób ustalania przychodów i kosztów okresu obrotowego zależy głównie od tego, czy na dzień bilansowy istnieją warunki umożliwiające wiarygodny szacunek ostatecznego wyniku na projekcie. Jeżeli wynik na projekcie nie może być wiarygodnie oszacowany (a zdarza się tak zazwyczaj w początkowej fazie realizacji), to poniesione koszty obciążają w całości wynik okresu bieżącego, natomiast przychód powinien być wykazany w wysokości nieprzekraczającej kwoty kosztów, których zwrot przez inwestora jest zapewniony. Gdy ostateczny wynik na projekcie może być wiarygodnie oszacowany i można oczekiwać osiągnięcia zysku, to przychody, włącznie z przychodami dodatkowymi, gwarantowanymi aneksami do umowy podstawowej, a także koszty powinny Rys. 1. Koszty projektów innowacyjnych według etapów jego realizacji Fig. 1. Costs of innovative projects with respect to the stages of implementation Źródło: opracowanie własne

57 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 55 być zaksięgowane proporcjonalnie do stopnia zaawansowania wykonania. Jeżeli szacunki każą oczekiwać poniesienia straty na projekcie, to powinna być ona zarachowana niezwłocznie. Stopień zaawansowania realizacji projektu powinien być szacowany za pomocą miernika, który najlepiej odzwierciedla wykonanie prac, na przykład takiego jak stosunek poniesionych kosztów do łącznych szacowanych kosztów projektu. Zbiór parametrów (mierników) właściwych dla ustalenia stopnia zaawansowania usługi jest otwarty, przy czym do najczęściej stosowanych należą: udział kosztów poniesionych z tytułu realizacji projektu do dnia bilansowego w całkowitych szacowanych kosztach wykonania usługi, stosunek wartości kosztorysowej wykonanych robót ustalonej na podstawie obmiaru do całkowitej szacowanej wartości sprzedaży, relacja liczby godzin robocizny bezpośredniej do szacowanej liczby ilości roboczogodzin bezpośrednich ogółem, inny miernik właściwy do porównania wykonanego rzeczowego zakresu robót z pracami wynikającymi z umowy. Ustalanie przychodów ze sprzedaży z projektu długoterminowego jest obarczone znacznym ryzykiem błędu ze względu na to, że obliczenia dokonywane są w oparciu o przewidywania co do ostatecznej łącznej wartość przychodów. Tymczasem na tę wielkość przychodów wpływa nie tylko kwota wynegocjowana w umowie, ale także: uzgodnione z odbiorcą w trakcie realizacji aneksy rozszerzające lub zawężające zakres robót, roszczenia z tytułu kosztów poniesionych przez wykonawcę na skutek zaniedbań zamawiającego, np. spowodowanych przez niego opóźnień, błędów w dokumentacji projektowej, wzrost cen obciążający odbiorcę, kary umowne obciążające wykonawcę, premie z tytułu wcześniejszego wykonania. Uwzględnienie zmian przewidywanej wielkości przychodów jest właściwe wtedy, gdy zostały one zaakceptowane przez obydwie strony lub zachodzi wystarczające prawdopodobieństwo ich akceptacji przez zamawiającego. Ponadto we wszystkich sytuacjach wskazujących na potrzebę korekty oczekiwanego przychodu konieczne jest zapewnienie możliwości wiarygodnej wyceny dodatkowych przychodów, roszczeń i premii. Do kosztów wytworzenia usług realizowanych w ramach projektów zalicza się wszystkie koszty bezpośrednie związane z umową (koszty robocizny, materiałów, wynajmu, transportu i amortyzacji maszyn i urządzeń, projektowe, napraw gwarancyjnych roszczeń stron trzecich). Do kosztów pośrednich zalicza się, między innymi, koszty ogólne projektu, koszty ubezpieczenia projektu, inne koszty działalności pomocniczej związane z wykonawstwem projektów długoterminowych, których nie można przyporządkować do konkretnych obiektów kalkulacyjnych. Do kosztów pośrednich kwalifikują się również koszty finansowania zewnętrznego projektu długoterminowego, takie jak odsetki i różnice kursowe, zgodnie z art. 28 ust. 4 ustawy. Jeżeli jednostka realizuje równocześnie kilka projektów, to koszty pośrednie rozlicza się na poszczególne projekty według zasad analogicznych do stosowanych przy rozliczaniu kosztów pośrednich na wytwarzane obiekty środków trwałych. Z kosztów usług świadczonych w ramach projektów długoterminowych wyłącza się wszelkie koszty niepowiązane ze świadczeniem usług objętych umowami długoterminowymi, takie jak koszty: zarządu, sprzedaży, rozwoju, prac, których zwrot nie jest przewidziany w umowie, amortyzacji nieczynnych maszyn i urządzeń. Koszty dodatkowe, których zwrot nie jest zapewniony lub prawdopodobny, powinny obciążyć wynik okresu bieżącego i nie należy ich uwzględniać przy ustalaniu stopnia zaawansowania prac. Obliczanie wartości przychodów i kosztów realizacji kontraktu długoterminowego niezakończonego na dzień bilansowy, dotyczących danego okresu obrotowego jest głównym celem rachunkowości projektów. Techniki obliczeniowe dostosowane są do możliwości wiarygodnego ustalenia stopnia zaawansowania projektu, przewidywań wyniku na projekcie (zysk czy strata) oraz sposobu ustalania ceny za realizację projektu: koszt plus lub ryczałt. Jeżeli wiarygodne ustalenie stopnia zaawansowania projektu nie jest możliwe, co najczęściej dotyczy wczesnych faz realizacji, to przychody ustala się w wysokości nieprzekraczającej poniesionych kosztów, przy czym zwrot tych przychodów przez inwestora powinien być zapewniony. Pozostałe techniki obliczeniowe stosowane są wtedy, gdy istnieją warunki dla wiarygodnego ustalenia stopnia zaawansowania projektu. W przypadku ustalenia ceny metodą koszt plus, wartość przychodów będzie sumą iloczynu kosztów budżetowanych dla całego projektu i wskaźnika stopnia zaawansowania, oraz uzgodnionego w projekcie narzutu zysku. Natomiast do kosztów okresu zaliczy się zarówno poniesione budżetowane koszty, służące do obliczenia stopnia zaawansowania, jak i koszty nieprzewidziane budżetem. Fazy obliczeń dokonywanych na koniec lat obrotowych służące ustaleniu przychodów i kosztów okresu będą kolejno obejmować obliczenie [11]: przewidywanego wyniku na projekcie, stopnia zaawansowania, przychodów okresu bieżącego, kosztów okresu bieżącego. Pierwszym krokiem obliczeniowym jest określenie przewidywanego wyniku na projekcie, co wynika z obowiązku niezwłocznego zarachowania straty przewidywanej na projekcie oraz wpływa na sposób ustalania przychodów i kosztów podlegających rozpoznaniu w danym okresie obrotowym. Oszacowanie straty na całym projekcie wyklucza możliwość stosowania dla danego okresu metody stopnia zaawansowania usługi przy obliczaniu przychodów i kosztów. Metoda stopnia zaawansowania usługi jest stosowana przy rozliczaniu projektów, dla których można wiarygodnie oszacować zarówno stopień wykonania usługi, jak i całkowity przychód i koszty. Przyjmując za miernik stopnia zaawansowania udział kosztów wykonanych w przewidywanych kosztach projektu, należy wziąć pod uwagę, zarówno w liczniku jak i w mianowniku, wyłącznie takie koszty, które odzwierciedlają stopień wykonania prac. W szczególności, nie można uwzględniać kosztów materiałów zakupionych do dalszych robót, wypłaconych zaliczek lub wydatków poniesionych na usunięcie skutków wadliwego wykonawstwa, które nie będą zwrócone przez inwestora. Ustalenie wartości przychodów z projektu, którymi należy uznać dany okres wymaga przemnożenia łącznej wartości projektu znanej na dzień bilansowy przez wskaźnik stopnia zaawansowania oraz pomniejszenia otrzymanej wielkości o przychody rozliczone do końca poprzedniego okresu. Przewidywana wartość projektu może być w kalkulacji skorygowana w stosunku do kwoty ujętej w umowie pod warunkiem, że akceptacja przez inwestora wzrostu przychodów jest praktycznie pewna. Kalkulacja kosztów przy oczekiwanym zysku na projekcie wymaga przemnożenia przewidywanych budżetowych kosztów projektu przez wskaźnik zaawansowania prac oraz

58 56 pomniejszenia ich o koszty rozliczone do końca okresu poprzedniego. Ponadto trzeba uwzględniać koszty dodatkowe, których zwrot nie jest zatwierdzony przez inwestora. Stan rozliczeń projektu na dzień bilansowy prezentowany jest w rozrachunkach, w odniesieniu do robót zafakturowanych, oraz w rozliczeniach międzyokresowych w odniesieniu do robót, które nie zostały zafakturowane na dzień bilansowy. W celu kontrolowania prawidłowości przebiegu rozliczenia projektu w rachunku zysków i strat wskazane jest prowadzenie ewidencji analitycznej dla każdego projektu. Należy także pamiętać o konieczności uwzględnienia przy kalkulacji podatku odroczonego, wynikającego z różnic pomiędzy księgową i podatkową wartością aktywów i pasywów, jeżeli podatkowe rozliczenie projektu nie będzie pokrywać się z rozliczeniem księgowym. Ewidencja księgowa projektów powinna być prowadzona dla każdego projektu oddzielnie. 5. Rachunkowość kosztów w projektach innowacyjnych realizowanych na zasadach wewnętrznych Projekty wewnętrzne realizowane na własne potrzeby mają na celu wytworzenie usprawnień lub modernizacji, które w większości przypadków wykazują charakter innowacyjny. Najczęściej przytaczane w literaturze, projekty innowacyjne dotyczą przeprowadzenia zmian produktowych, procesowych lub organizacyjnych. W świetle takiego podziału A. Karmańska przytacza klasyfikacje kosztów innowacji, bazujące na [5]: stopniu zmian będących efektem przeprowadzonych projektów (koszty zmian ilościowych, koszty zmian organizacyjnych, koszty zmian jakościowych), realizowanych działaniach (koszty działań dotyczących pojedynczych produktów, koszty sposobów wytwarzania produktów, koszty na poziomie organizacji i sposobów zarządzania), poszczególnych fazach projektów (koszty badań podstawowych, koszty badań stosowanych, koszty badań rozwojowych, koszty badań wdrożeniowych). Projekty produktowe mają na celu wprowadzenie na rynek konkretnego dobra lub usługi o lepszym działaniu mającym na celu dostarczenie klientom dodatkowych korzyści. Podnoszenie wartości użytkowych produktów wiąże się niejednokrotnie z przeprowadzeniem usprawnień procesowych, które mają na celu wprowadzenie nowych metod produkcji obejmujących lepsze działania i procesy. Z kolei projekty organizacyjne wiążą się ze zmianami w sposobach zarządzania realizowanych w określonych strukturach organizacyjnych przedsiębiorstw, a funkcjonalnie odnoszących się do działalności badawczej rozwojowej czy produkcyjnej. W przypadku projektów obejmujących wprowadzenie nowych lub ulepszenie dotychczasowych produktów, procesów czy też struktur organizacyjnych można uznać, że rachunkowe ujęcie kosztów tych zagadnień jest związane z kosztami badań i rozwoju, które są regulowane zarówno przez ustawę o rachunkowości, jak również MSR i MSSF. Zgodnie z MSR 38, prace badawcze stanowią nowatorskie i zaplanowane poszukiwania rozwiązań mających na celu zdobycie i przyswojenie wiedzy technicznej i naukowej [7]. Dodatkowo MSR38 określa prace badawcze poprzez podanie kilku przykładów, zaliczając do nich [8]: działania zmierzające do zdobycia nowej wiedzy, poszukiwanie, ocenę i końcową selekcję sposobu wykorzystania rezultatów prac badawczych lub wiedzy innego rodzaju, poszukiwanie alternatywnych materiałów, urządzeń produktów, procesów, systemów i usług, formułowanie, projektowanie, ocenę i końcową selekcję nowych lub udoskonalonych materiałów, urządzeń, produktów, procesów systemów lub usług. Z kolei prace rozwojowe to praktyczne zastosowanie prac badawczych w planowaniu produkcji nowych lub istotnie zmodyfikowanych produktów (usług) przed rozpoczęciem produkcji seryjnej. Oznacza to, że proces pozyskiwania aktywów, w tym przypadku niematerialnych i prawnych można podzielić na prace badawcze i rozwojowe. Rozdzielenie prac badawczych od rozwojowych jest istotne z punktu widzenia potraktowania kosztów z nimi związanych jako kosztów okresu lub nakładów rozliczanych w czasie. Jeśli nie jest możliwe oddzielenie prac badawczych od prac rozwojowych, całość projektu należy zaliczyć do etapu prac badawczych [7, 8]. Nakłady na prace badawcze, w myśl MSR 38, należy traktować jak koszty okresu i odnosić do rachunku zysków i strat w ciężar kosztów pozostałej działalności operacyjnej. Uzasadnieniem takiego rozwiązania jest fakt, że na etapie prac badawczych jednostka nie jest w stanie określić prawdopodobieństwa i skali korzyści możliwych do osiągnięcia w przyszłości. Z kolei nakłady na prace rozwojowe są rozliczane w czasie, gdyż są aktywowane jako rozliczenia międzyokresowe kosztów czynne, a po pozytywnym zakończeniu projektu jako składnik wartości niematerialnych i prawnych. Stanowią one koszty prac rozwojowych zakończonych pozytywnym efektem gospodarczym i podlegają amortyzacji na etapie użytkowania i eksploatacji. Ustawa o rachunkowości nie wymienia rodzaju prac, które można zaliczyć do prac rozwojowych. W tym celu można wykorzystać przepisy MSR nr 38 Wartości niematerialne. Według tego standardu do kosztów prac rozwojowych można zaliczyć: projektowanie, wykonanie i testowanie prototypów i modeli doświadczalnych (przed ich wdrożeniem do produkcji seryjnej lub użytkowania), projektowanie narzędzi, przyrządów do obróbki, form i matryc z wykorzystaniem nowej technologii, projektowanie, wykonanie i działalność linii próbnej, której wielkość nie umożliwia prowadzenia ekonomicznie uzasadnionej produkcji przeznaczonej na sprzedaż, oraz projektowanie, wykonanie i testowanie wybranych rozwiązań w zakresie nowych lub udoskonalonych materiałów, urządzeń, produktów, procesów, systemów albo usług. Koszty zakończonych prac rozwojowych można zaliczyć do wartości niematerialnych, jeżeli spełnione są łącznie następujące warunki: produkt lub technologia wytwarzania są ściśle ustalone, a dotyczące ich koszty prac rozwojowych wiarygodnie określone, techniczna przydatność produktu lub technologii została stwierdzona oraz odpowiednio udokumentowana i na tej podstawie jednostka podjęła decyzję o wytwarzaniu tych produktów lub stosowaniu technologii, koszty prac rozwojowych zostaną pokryte, według przewidywań, przychodami ze sprzedaży tych produktów lub zastosowania technologii. Po zakończeniu prac rozwojowych następuje okres gospodarczego wykorzystania związany z ich operacyjną realizacją. W tym okresie dla potrzeb bilansowej wyceny stosuje się dwa modele wyceny tych prac opartych na: cenie nabycia lub kosztów wytworzenia, wartości przeszacowanej odpowiadającej ich wartości godziwej. W większości przypadków stosowany jest pierwszy model oparty o wartościach historyczne, gdyż stosowanie drugiego

59 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 57 modelu opartego na wartości przeszacowanej odpowiadającej jego wartości godziwej jest utrudnione w praktyce, gdyż trudno znaleźć aktywny rynek dla kosztów prac rozwojowych, gdzie można byłoby je wartościowo odnieść i porównać. W przypadku projektów wewnętrznych efektem może być również wytworzenie nowych składników rzeczowych aktywów trwałych. Ich wycena początkowa jest ustalona na podstawie kosztów wytworzenia. Jego definicja obejmuje nakłady poniesione na etapie przygotowania i realizacji projektu, które mogły być wcześniej aktywowane na koncie środki trwałe w budowie Oznacza to, że koszty wytworzenia środków trwałych w budowie obejmują wszystkie koszty bezpośrednio i pośrednio związane z budową środka trwałego, poniesione przez jednostkę w okresie trwania budowy, do dnia bilansowego lub przyjęcia do używania, powstałego w wyniku budowy środka trwałego. Do kosztów środków trwałych w budowie zalicza się m.in.: koszty opracowania założeń techniczno-ekonomicznych, projektu technicznego, lub wartość zakupionej dokumentacji typowej (powtarzalnej) wraz z kosztami związanymi z jej przystosowaniem, koszty poniesione na wykonanie ekspertyz i studiów oraz prac geodezyjnych i badań geologicznych, koszty wyburzenia i likwidacji starych obiektów, jeżeli ich likwidacja wiąże się bezpośrednio z budową nowego środka trwałego, koszty podróży służbowych związanych z przygotowaniem i realizacją budowy środków trwałych, wartość wycenionej dokumentacji otrzymanej nieodpłatnie od innych jednostek lub osób fizycznych, wartość robót budowlano-montażowych wykonanych i odebranych (odbiór potwierdzony protokołem odbioru robót wykonanych własnymi, jak i obcymi siłami), w wielkości wynikającej z faktur i innych dokumentów potwierdzających ich wykonanie, wartość zamontowanych maszyn i urządzeń w realizowanym obiekcie na trwałe z nim związanych, wartość zamontowanych maszyn i urządzeń zużytych do wykonania robót budowlano-montażowych i wykończeniowych realizowanej budowy środków trwałych, koszty zakupu przedmiotów stanowiących wyposażenie obiektu w budowie, wartość robót instalacyjnych i infrastruktury związanej z realizacją i funkcjonowaniem budowanego obiektu, zakup robót już rozpoczętych, nabytych przez jednostkę z przeznaczeniem kontynuowania budowy na własne potrzeby, wartość nieodpłatnie otrzymanych materiałów, maszyn, urządzeń i innych rzeczy zużytych do budowy środków trwałych, wynagrodzenie za pełnienie nadzoru autorskiego i innego (np. budowlanego), inne koszty bezpośrednio i pośrednio związane z budową środków trwałych, poniesione w okresie trwania budowy - do momentu ich przekazania do eksploatacji, np.: koszty ubezpieczenia od ognia i innych zdarzeń losowych, koszty produkcji próbnej wykonanej przed przekazaniem zbudowanego obiektu do używania, niezbędnej dla sprawdzenia prawidłowego funkcjonowania, niepodlegający odliczeniu za czas trwania budowy podatek od towarów i usług oraz podatek akcyzowy związany z zakupami materiałów i urządzeń na rzecz realizowanej budowy, koszty ogólnego zarządu jednostki pozostające w bezpośrednim związku z budową, odsetki i prowizje od kredytów i pożyczek zaciągniętych przez jednostkę na sfinansowanie części lub całości kosztów budowy - do momentu przekazania obiektu do używania, koszty założenia zieleni w okresie trwania budowy (po przekazaniu obiektu do używania zaliczane do kosztów działalności operacyjnej). Po zakończeniu projektu, w efekcie którego powstał rzeczowy składnik aktywów trwałych następuje jego przyjęcie do użytkowania i przeniesienie na konto środki trwałe z wartością początkową obejmującą koszty wytworzenia. Koszty rozruchu i koszty przedprodukcyjne również nie powinny stanowić części początkowej majątku, chyba że ich poniesienie było konieczne w celu uzyskania pełnej zdolności użytkowej. MSR 16 nie pozwala aktywować wstępnych strat operacyjnych poprzedzających osiągnięcie pełnej przydatności składnika majątku, przez co należy je traktować jako koszty okresu i odnosić je w całości na wyniki finansowe w okresie, w którym zostały poniesione i zaewidencjonowane. 6. Podsumowanie Działalność innowacyjna z uwagi na jej znaczenie w świetle strategicznych celów przedsiębiorstwa odgrywa ogromne znaczenie i stanowi jeden z najważniejszych obszarów w budowaniu wartości przedsiębiorstwa. Przedsiębiorstwa dostrzegając potrzebę działań innowacyjnych, starają się zapewnić ich efektywną realizację poprzez struktury projektowe, które funkcjonują poza skostniałymi formami organizacyjnymi powiązanymi procedurami wewnętrznymi ukierunkowanymi na stereotypową i powtarzalną działalność. Oderwanie się od dotychczasowych struktur organizacji i wyzwolenie potencjału ludzkiego ukierunkowanego na stworzenie nowych lub udoskonalenie dotychczasowych procesów i produktów będących przedmiotem innowacji może być realizowane przez projekty zewnętrzne (kontrakty) lub wewnętrzne. Ujęcie i rozliczenie kosztów innowacji w projektach zewnętrznych koncentruje się na problemie zapewnienia wiarygodności pomiaru stopnia zaawansowania prac. Dane źródłowe, będące podstawą określenia stopnia zaawansowania, takie jak np.: wielkość przewidywanych kosztów projektu, powinny być ustalane w oparciu o zaktualizowany budżet kosztów, w którym preliminowane koszty zrealizowanych etapów powinny być skorygowane do wysokości kosztów poniesionych. Z kolei pomiar kosztów poniesionych powinien zapewniać wyodrębnienie pozycji, których zwrot został przewidziany w budżecie oraz kosztów dodatkowych, których pokrycie przez inwestora nie jest prawdopodobne. Ewidencja i rozliczenie kosztów w projektach wewnętrznych jest regulowana przez prawo bilansowe, zarówno w ujęciu ustawy o rachunkowości, jak również MSR i MSSF. Regulacje mają zapewnić rzetelność i wiarygodność informacji o realizowanych projektach i ich efektywności dla interesariuszy zewnętrznych. Niemniej pozostawione przez wspomniane akty prawne określone prawa wyboru i swoboda ewidencji wpływa na ujęcie kosztów w świetle podejmowanych decyzji, stając się narzędziem w ramach procesów zarządzania. Tym samym, stosowane regulacje w ramach przyjętych rozwiązań zarządczych mogą być charakterystyczne dla rachunkowości zarządczej, wspierającej jako system informacyjny procesy biznesowe realizowane w ramach projektów. Literatura 1. Afuah A: Innovation Management: Strategies, Implementation and Profits, Oxford University Press 2003, str Christiensen C., Raynor M.: The Innovator s Solution, Harvard Business Review, 2003, Boston, str Czupiał J.: Zarys metodologii planowania i oceny przedsięwzięć ba-

60 58 dawczo-innowacyjnych, PWN Warszawa, 1998, str Kaplan R., Norton D.: Strategiczna karta wyników, PWN Warszawa 2001, str Karmańska A.: Zarządzanie kosztami jakości, logistyki, innowacji, ochrony środowiska, a rachunkowość finansowa. Wydawnictwo Difin, Warszawa 2007, str Moore G. A.: Innovating Within Established Enterprises, Harvard Business Review 2004, nr. 7/8. 7. MSR 38 Wartości niematerialne paragraf 8. Rozporządzenie Komisji Europejskiej nr 2236/2004 z dnia 29 grudnia 2004 r. 8. MSR 38 Wartości niematerialne paragraf 53. Rozporządzenie Komisji Europejskiej nr 2236/2004 z dnia 29 grudnia 2004 r. 9. Nowak E., Wierzbiński M.: Rachunek kosztów. Modele i zastosowania. PWE, Warszawa 2010, str Porter M.: Przewaga konkurencyjna. Osiąganie i utrzymywanie lepszych wyników, One Press, Gliwice 2006, str Sobańska I (red.).: Kontrakty długoterminowe. Przychody Koszty Wyniki, Wydawnictwo Difin, Warszawa 2004, str Szanowni Czytelnicy! Przypominamy o wzowieniu prenumeraty Przeglądu Górniczego Informujemy też, że od 2009 roku w grudniowym zeszycie P.G. zamieszczamy listę naszych prenumeratorów.

61 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 59 UKD 622.1: 550.8: /.168 Możliwości uszlachetniania węgli kamiennych przeznaczonych do procesu zgazowania naziemnego Possibilities of valorization of hard coal destined for terrestrial gasification process Dr inż. Agnieszka Surowiak*) Treść: W artykule przedstawiono rezultaty badań uszlachetniania w warunkach laboratoryjnych dwóch różnych węgli kamiennych wytypowanych do procesu zgazowania w reaktorze fluidalnym. Przeprowadzono wzbogacanie grawitacyjne tych węgli w osadzarce laboratoryjnej. W otrzymanych produktach rozdziału wyliczono wychody oraz oznaczono zawartość popiołu i siarki całkowitej. W oparciu o uzyskane wyniki wykreślono podstawowe krzywe wzbogacania Henry ego dla zawartości popiołu i siarki całkowitej. Dokonano analizy produktów rozdziału pod względem jakościowym. Oceniono dokładność rozdziału w osadzarce jednego z węgli za pomocą krzywych rozdziału. Stwierdzono, że istnieje możliwość wydzielenia koncentratu węglowego o niskiej zawartości popiołu i siarki metodami grawitacyjnymi z badanych węgli, co jest istotnym uwarunkowaniem w procesie zgazowania naziemnego węgli kamiennych w aspekcie oddziaływania na środowisko naturalne. Abstract: This paper presents the results of valorization research conducted in laboratory conditions for two various hard coal samples selected for gasification process in fluidal reactor. The gravitational beneficiation of these coals was conducted in laboratory jig. For the obtained separation products the grades and contents of ash and total sulfur were calculated. On the basis of the obtained results the basic Henry s beneficiation curves were plotted for ash and total sulfur contents. The quality analysis of separation products was done. The efficiency of the process was evaluated for one of the investigated coals by means of separation curves. It was stated there is a possibility of production of coal concentrate of low ash and sulfur contents by gravitational methods for both the selected coals. This is very important during terrestrial hard coal gasification process in the aspect of natural environment protection. Słowa kluczowe: zgazowanie węgla kamiennego, osadzarka, krzywe wzbogacalności, zawartość popiołu, zawartość siarki Key words: hard coal gasification, jig, beneficiation curves, ash content, sulfur content 1. Wprowadzenie Paliwo kierowane do procesów zgazowania w różnego typu urządzeniach powinno charakteryzować się odpowiednimi parametrami jakościowymi, aby możliwe było uzyskanie z niego wysokojakościowego gazu syntezowego. Maksymalne przereagowanie paliwa w gazogeneratorze i wytworzenie z niego wysokiej jakości gazu syntezowego daje wymierne efekty ekonomiczne [3]. Obniżona zawartość tlenków azotu i siarki w takim gazie syntezowym powoduje redukcję emisji zanieczyszczeń. Aby uzyskać wysokiej jakości gaz syntezowy w procesie zgazowania, oprócz odpowiedniego prowadzenia samego procesu zgazowania, należy podjąć działania zmierzające w kierunku chociażby wstępnego wzbogacenia, jeśli istnieje taka możliwość, aby wydzielić substancje niepożądane z paliwa tj. węgla kamiennego. Do gazogeneratora ze złożem fluidalnym można podawać różnego rodzaju paliwo [2]. Jednak jakość gazu syntezowego i rodzaj powstających w wyniku zgazowania produktów ubocznych jest ściśle związany nie tylko z parametrami samego procesu, ale także z jakością zastosowanego paliwa [4]. Jak wiadomo, * ) AGH w Krakowie węgle kamienne stosunkowo łatwo wzbogaca się metodami grawitacyjnymi, które umożliwiają wydzielenie substancji organicznej w postaci koncentratu węglowego oraz substancji mineralnej, do której przechodzą zanieczyszczenia w postaci skały płonnej, siarki pirytowej, popiołu i innych związków niezwiązanych z fazą organiczną [6,7]. Jedną z metod grawitacyjnego uszlachetniania węgla kamiennego jest wzbogacanie grawitacyjne w osadzarce. Proces wzbogacania w osadzarce przebiega w wyniku rozdziału wzbogacanego materiału na frakcje o różnych gęstości. Odbywa się w ośrodku ciekłym lżejszym od wszystkich składników minerałów surowego materiału. Ośrodkiem tym jest woda lub powietrze, a rozdział na frakcje przeprowadza się we wznoszącym prądzie ośrodka. Różnice gęstości poszczególnych minerałów wyrażają się różnymi prędkościami opadania minerałów w ośrodku. Ruch ośrodka w osadzarce jest pulsujący i zmienia swój kierunek dwukrotnie w ciągu jednego cyklu [5]. W osadzarce tłokowej, tłok poruszający się w komorze roboczej osadzarki wywołuje pulsację wody w komorze sitowej. Na dnie osadzone jest sito, na którym spoczywa warstwa wzbogacanego materiału. Pod działaniem ruchu tłoka woda w przedziale sitowym wznosi się, unosząc warstwę wzbogaca-

62 60 nego materiału najpierw jako całość, potem po rozluzowaniu jako pojedyncze ziarna. W czasie opadania wody zasysanej przez tłok ziarna opadają szybciej od wody i osadzają się na sicie. Ponieważ lżejsze ziarna tej samej wielkości przy ruchu wody ku górze będą bardziej unoszone, przy ruchu zaś wody na dół będą wolniej opadały niż ziarna cięższe. Dlatego po pewnym czasie utworzy się na sicie warstwa materiału rozdzielonego na frakcje według prędkości opadania ziaren. Frakcja dolna będzie zawierać ziarna o największym ciężarze właściwym (największa prędkość opadania), frakcja pośrednia - ziarna lżejsze, frakcja górna ziarna najlżejsze (najmniejsza prędkość opadania) [1]. Do oceny skuteczności wydzielania produktów w osadzarce posłużono się krzywymi rozdziału. wynosiła około 12%. Natomiast średnia zawartość siarki całkowitej wynosiła 1,3% w węglu z KWK Janina i 0,42% w węglu z KWK Wieczorek. Pobrane próbki węgli kamiennych o uziarnieniu < 20 mm poddano wzbogacaniu w osadzarce laboratoryjnej pierścieniowej. Czas rozdziału wynosił 15 min. Następnie produkty rozdziału pobierano wg przyjętej zasady, tzn. określoną liczbą pierścieni na każdy produkt wg rysunku nr Ocena dokładności rozdziału w osadzarce W przypadku idealnego wzbogacania kopalin rozdział na produkty dokonuje się według ściśle określonej granicy rozdziału, którą jest np. gęstość ziaren surowca. Wówczas ziarna o gęstości mniejszej trafiają do koncentratu, a ziarna o gęstości większej do odpadów (w przypadku węgla). Jednakże w warunkach przemysłowych jest to praktycznie niemożliwe do zrealizowania, gdyż na ostateczny wynik rozdziału, poza różnicami w gęstościach ziaren, wpływają takie parametry jak: zróżnicowana wielkość i kształt ziaren, porowatość, wzajemne oddziaływania mechaniczne między ziarnami, turbulencja, obciążenie nadawą, zbyt duża lub zbyt mała ilość podawanej wody do komory roboczej osadzarki i wiele innych. Wszystkie te czynniki powodują, że ziarna o ściśle określonej gęstości nie są skoncentrowane w odpowiedniej warstwie. W wyniku rozproszenia trafiają do warstw, a w konsekwencji do produktów rozdziału, w których nie powinny się znajdować, obniżając w ten sposób dokładność separacji. Do analizy efektywności rozdziału służą wskaźniki rozdziału. Najbardziej rozpowszechnionymi i najczęściej stosowanymi wskaźnikami oceny dokładności rozdziału są wskaźniki oparte o krzywe rozdziału. Wzbogacanie w osadzarce jak każdy proces masowy jest procesem losowym, w którym można mówić jedynie o prawdopodobnym zachowaniu się ziarna o określonych własnościach fizycznych i geometrycznych w komorze roboczej osadzarki. Losowość procesu wynika z faktu, że obok oddziaływań sprzyjających rozdziałowi (uporządkowaniu) na warstwy o różnych własnościach istnieją oddziaływania burzące ten porządek, których wielkość może się zmieniać od punktu do punktu. Tak jak w rachunku prawdopodobieństwa definiuje się liczbę rozdziału, czyli prawdopodobieństwo trafienia ziaren do określonego produktu rozdziału. Dla koncentratu liczba rozdziału wyraża się wzorem gdzie: τ ρ liczba rozdziału dla ziaren o gęstości, ρ, n k liczba ziaren o gęstości ρ trafiająca do koncentratu, n f liczba ziaren o tej gęstości w nadawie. 3. Metodyka badań Materiał do badań stanowiły węgle kamienne pochodzące z dwóch kopalń: KWK Janina i KWK Wieczorek wytypowane do badań, stanowiące paliwo do procesu zgazowania naziemnego w gazogeneratorze ze złożem fluidalnym. Średnia zawartość popiołu w nadawie dla obydwu badanych węgli (1) Rys. 1. Poglądowy schemat wydzielania produktów rozdziału z osadzarki laboratoryjnej Fig. 1. Demonstrative scheme of separation products occurring in laboratory jig Produkty rozdziału wysuszono, zważono i wyliczono wychody. Kolejno pobrano reprezentatywne próbki węgla z każdej warstwy i oznaczono w nich gęstość metodą piknometryczną oraz zawartość popiołu i siarki całkowitej. W celu wykreślenia krzywych rozdziału każdą warstwę otrzymaną w wyniku rozdziału w osadzarce (węgla z KWK Janina) poddano analizie w cieczy ciężkiej jednorodnej, tj. w roztworach chlorku cynku o gęstościach 1,3; 1,4; 1,5; 1,6; 1,7 i 1,8, Mg/m 3. W wyniku takiego rozdziału otrzymane frakcje pływające zebrano, wysuszono i zważono. Korzystając ze wzoru (1) wyliczono liczby rozdziału. 4. Opracowanie wyników badań Zawartość popiołu w poszczególnych produktach wydzielonych z osadzarki oraz ich gęstości zestawiono w tabeli 1 i 2. Tabela 1. Wyniki wzbogacania w osadzarce węgla kamiennego z KWK Janina Table 1. Jigging results for hard coal from KWK Janina Nr warstwy Gęstość, Mg/m 3 Zawartość popiołu λ A, % I 1,31 5,54 II 1,39 5,66 III 1,53 5,76 IV 1,79 13,53 V 2,15 36,97 Tabela 2. Wyniki wzbogacania w osadzarce węgla kamiennego z KWK Wieczorek Table 2. Jigging results for hard coal from KWK Wieczorek Nr warstwy Gęstość, Mg/m 3 Zawartość popiołu λ A, % I 1,26 1,86 II 1,28 1,89 III 1,29 2,18 IV 1,30 6,05 V 2,05 67,58

63 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY Krzywe wzbogacania dla zawartości popiołu Zgodnie z zasadami podanymi przez Stępińskiego [5] wyliczono współrzędne (tabela 3 i 4) i wykreślono krzywe wzbogacania (rys. 2 i 3) badanych węgli dla zawartości popiołu po wzbogacaniu w osadzarce. Uzysk części palnych i lotnych w koncentracie wyliczono wg wzoru [5] gdzie: γ k wychód koncentratu, ϑ A zawartość popiołu w koncentracie, α A zawartość popiołu w nadawie. (2) Zawartość popiołu w produktach wzbogacania w osadzarce z węgla kamiennego z KWK Janina kształtuje się na poziomie ponad 5% w pierwszych trzech warstwach. W kolejnych dwóch wzrasta do 13,5% w IV warstwie i do 37% w ostatniej warstwie. Analizując wychody poszczególnych warstw i zawartość w nich popiołu, można zaliczyć do koncentratu trzy pierwsze warstwy, a pozostałe dwie traktować jako odpad. Wówczas otrzymuje się koncentrat o wychodzie około 65% i zawartości popiołu równej 5,7%. Wychód odpadów będzie stanowić 35%, a zawartość popiołu w odpadzie około 22%. Wzbogacanie węgla w osadzarce z KWK Wieczorek daje podobne efekty jak wzbogacanie węgla z KWK Janina, tj. pierwsze trzy frakcje zawierają niewielkie ilości popiołu. Gdyby je zakwalifikować do koncentratu węglowego to średnia zawartość popiołu wynosiłaby 1,98% w takim koncentracie przy wychodzie 58,7%. Tabela 3. Współrzędne krzywych wzbogacania dla zawartości popiołu λ A we frakcjach gęstościowych w węglu z KWK Janina Table 3. Coordinates of beneficiation curves for ash contents λa in density fractions in coal from KWK Janina Warstwa Wychód frakcji g, % Dane Koncentrat Odpad Zawartość popiołu, % Sumaryczny wychód koncentratu Sg, % Zawartość popiołu q, % Sumaryczny wychód odpadu Sg, % Zawartość popiołu b, % Uzysk części palnych i lotnych w koncentracie e,% I 19,46 5,54 19,46 5,54 100,00 11,36 21,00 II 22,71 5,66 42,17 5,60 80,54 12,76 45,48 III 22,56 5,76 64,73 5,66 57,83 15,55 69,77 IV 22,8 13,53 87,53 7,71 35,27 21,82 92,29 V 12,47 36, ,36 12,47 36,97 100,00 Rys. 2. Krzywa wzbogacania (zawartości popiołu) węgla z KWK Janina po wzbogacaniu w osadzarce (λ podstawowa krzywa wzbogacalności rozkładu zawartości popiołu w badanym materiale, υ krzywa zawartości popiołu w koncentracie, β krzywa zawartości popiołu w odpadzie, ε uzysk części palnych i lotnych w koncentracie) Fig. 2. Beneficiation curve (ash contents) for coal from KWK Janina after jigging (λbasic beneficiation curve of ash contents distribution in researched material, υ - ash contents curve in concentrate, β - ash contents curve in waste, ε - yield of flammable and volatile parts in concentrate)

64 62 Tabela 4. Współrzędne krzywych wzbogacania dla zawartości popiołu λ A we frakcjach gęstościowych w węglu z KWK Wieczorek Table 4. Coordinates of beneficiation curves for ash contents λ A in density fractions in coal from KWK Wieczorek Warstwa Wychód frakcji g, % Dane Koncentrat Odpad Zawartość popiołu, % Sumaryczny wychód koncentratu Sg, % Zawartość popiołu q, % Sumaryczny wychód odpadu Sg, % Zawartość popiołu b, % Uzysk części palnych i lotnych w koncentracie e, % I 14,67 1,86 14,67 1,86 100,00 11,64 16,54 II 23,33 1,89 38,0 1,88 85,33 13,32 42,84 III 20,66 2,18 58,66 1,98 62,00 17,62 66,06 IV 28,38 6,05 87,04 3,31 41,34 25,34 96,69 V 12,96 67, ,64 12,96 67,58 100,00 Rys. 3. Krzywa wzbogacania (zawartości popiołu) węgla z KWK Wieczorek po wzbogacaniu w osadzarce (λ podstawowa krzywa wzbogacalności rozkładu zawartości popiołu w badanym materiale, υ krzywa zawartości popiołu w koncentracie, β krzywa zawartości popiołu w odpadzie, ε uzysk części palnych i lotnych w koncentracie). Fig. 3. Beneficiation curve (ash contents) for coal from KWK Wieczorek after jigging (λ - basic beneficiation curve of ash contents distribution in researched material, υ - ash contents curve in concentrate, β - ash contents curve in waste, ε - yield of flammable and volatile parts in concentrate) 4.2. Krzywe wzbogacania dla zawartości siarki W analogiczny sposób jak dla zawartości popiołu wykonano obliczenia współrzędnych krzywych wzbogacania dla zawartości siarki całkowitej w badanych węglach. Wyniki obliczeń zestawiono w tabelach 5 i 6 oraz zaprezentowano na rysunku 4. a Tabela 5. Współrzędne krzywych wzbogacania dla zawartości siarki S t we frakcjach po wzbogacaniu w osadzarce dla węgla z KWK Janina Table 5. Coordinates of beneficiation curve for sulfur contents Sta in fractions after jigging for coal from KWK Janina Warstwy Gęstość frakcji, Mg/ m 3 Wychód frakcji g, % Dane Koncentrat Odpad Zawartość siarki S ta, % Sumaryczny wychód koncentratu Sg, % Zawartość siarki u, % Sumaryczny wychód odpadów Sg, % Zawartość siarki b, % I 1,31 19,46 0,84 19,46 0,84 100,00 1,32 II 1,39 22,71 0,89 42,17 0,87 80,54 1,43 III 1,53 22,56 0,91 64,73 0,88 57,83 1,65 IV 1,79 22,8 1,28 87,53 0,99 35,27 2,12 V 2,15 12,47 3, ,32 12,47 3,65

65 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 63 Rys. 4. Krzywe wzbogacania zawartości siarki w węglu z KWK Janina (λ podstawowa krzywa wzbogacania rozkładu zawartości siarki w badanym materiale, υ krzywa zawartości siarki w koncentracie, β krzywa zawartości siarki w odpadzie) Fig. 4. Beneficiation curves sulfur contents in coal from KWK Janina (λ - basic beneficiation curve of sulfur contents distribution in researched material, υ - sulfur contents curve in concentrate, β - sulfur contents curve in waste) a Tabela 6. Współrzędne krzywych wzbogacania dla zawartości siarki S t we frakcjach po wzbogacaniu w osadzarce dla węgla z KWK Wieczorek Table 6. Coordinates of beneficiation curve for sulfur contents Sta in fractions after jigging for coal from KWK Wieczorek Warstwy Gęstość frakcji, Mg/m 3 Wychód frakcji g, % Dane Koncentrat Odpad Zawartość siarki S ta, % Sumaryczny wychód koncentratu Sg, % Zawartość siarki u, % Sumaryczny wychód odpadów Sg, % Zawartość siarki b, % I 1,31 14,67 0,42 14,67 0,42 100,00 0,42 II 1,39 23,33 0, ,42 85,33 0,42 III 1,53 20,66 0,41 58,66 0,42 62,00 0,42 IV 1,79 28,38 0,5 87,04 0,44 41,34 0,42 V 2,15 12,96 0, ,42 12,96 0,26 Na podstawie wyliczeń współrzędnych krzywych wzbogacania widać, że węgiel z KWK Janina łatwo się wzbogaca pod względem zawartości siarki całkowitej. Gdyby połączyć trzy górne warstwy (I, II i III) i traktować je jako koncentrat to średnia zawartość siarki całkowitej w takim koncentracie wynosiłaby 0,88%, a w odpadzie (czyli w połączonych warstwach IV i V) 2,12%. Natomiast z węgla z KWK Wieczorek nie da się w sposób grawitacyjny wydzielić siarki mierzonej zawartością siarki całkowitej. Krzywa wzbogacania przyjmuje kształt linii prostej dlatego pominięto jej wykreślenie. Podstawowe krzywe wzbogacania układają się również w zestaw linii prostych (tab. 6), co świadczy o tym, że można próbować wydzielać siarkę całkowitą z tego węgla metodami chemicznymi. Zawartości siarki całkowitej w tym węglu nie są wysokie (~0,4%) Ocena dokładności rozdziału W oparciu o wyliczone współrzędne krzywych rozdziału dla węgla z KWK Janina wykreślono krzywe rozdziału. Otrzymane wyniki zestawiono w tabeli 7 i na rysunku 5. Tabela 7. Liczby rozdziału (τ1, τ2, τ3, τ4, i τ5 odpowiednio krzywe rozdziału dla I, II, III, IV i V warstwy wydzielonej z osadzarki) Table 7. Separation numbers (τ1, τ2, τ3, τ4, and τ5), partition curves for, respectively, I, II, III, IV and V layer obtained by jigging Liczby rozdziału Średnia gęstość frakcji, Mg/m 3 τ1 τ 2 τ 3 τ 4 τ 5 1, ,30 0,30 0,62 0,91 0,98 1 1,35 0,21 0,41 0,72 0,90 1 1,45 0,05 0,16 0,42 0,73 1 1,55 0,03 0,06 0,19 0,59 1 1,65 0,00 0,00 0,00 0,39 1 1,75 0,00 0,00 0,00 0,30 1

66 64 Rys. 5. Krzywe rozdziału dla koncentratu Fig. 5. Partition curves for concentrate Z krzywych rozdziału (rys. 5) odczytano gęstość rozdziału ρ r. Gęstość rozdziału jest gęstością takich ziaren, które statystycznie w połowie trafiają do odpadów, a w połowie do koncentratu, czyli ρ r = ρ (τ = 50). Innymi słowy prawdopodobieństwo przejścia do koncentratu lub odpadów ziarna o gęstości ρ r wynosi 0,5 (lub 50%). Wartości gęstości rozdziału dla każdej krzywej zestawiono w tabeli 8. Tabela 8. Wartości ziaren podziałowych dla krzywych rozdziału Table 8. Values of cut points for partition curves. Gęstość rozdziału ρ r, Mg/m 3 X1 1,28 X2 1,33 X3 1,43 X4 1,6 Wartości gęstości rozdziału odczytane z krzywych rozdziału pozwalają oszacować przy jakiej gęstości należy prowadzić rozdział, aby uzyskać koncentrat o założonej jakości. Pierwsza krzywa rozdziału X1 zakłada rozdział materiału, kwalifikując do koncentratu pierwszą warstwę z osadzarki, odpad stanowią pozostałe cztery warstwy. Krzywa X2 zakłada rozdział, gdy do koncentratu zakwalifikujemy warstwę nr I i II. Krzywa X3 zakłada rozdział, gdy koncentrat stanowi materiał składający się warstwy I, II i III. Taki rozdział daje najlepsze efekty wzbogacania w osadzarce, które zostały omówione w rozdziale 4. Dla uzyskania takich efektów uszlachetniania paliwa do zgazowania należy prowadzić separację w osadzarce przy gęstości rozdziału równej 1,43, Mg/m 3. Krzywa X4 przedstawia sytuację, gdy do koncentratu włączone zostaną warstwy I, II, III i IV, a warstwa V będzie stanowić odpad. Krzywa X5 jest linią poziomą dlatego, że do koncentratu zakwalifikowano wszystkie warstwy. Sytuacja taka nie ma sensu, podano ją dla pełnego omówienia problemu. 5. Podsumowanie Wymagania stawiane węglom do procesu zgazowania zmuszają do produkcji sortymentów charakteryzujących się odpowiednimi parametrami jakościowymi. Spełnienie założonych kryteriów wymaga znajomości charakteru kopaliny (węgla surowego) kierowanego do procesu wzbogacania, tj. składu technicznego, pierwiastkowego, niekiedy mineralogicznego, a także analizy podatności danego węgla na wzbogacanie oraz dobór na drodze eksperymentalnej właściwego sposobu prowadzenia procesu wzbogacania przy założonych parametrach technicznych i ruchowych pracy urządzeń wzbogacających. Na podstawie przeprowadzonych analiz i wstępnych prób wzbogacania węgli kamiennych pochodzących z kopalń Janina i Wieczorek można stwierdzić, że stosunkowo łatwo się je wzbogaca. Zawartość popiołu w węglu z KWK Wieczorek po wzbogacaniu jest niższa w stosunku do zawartości popiołu w węglu z KWK Janina. Na drodze grawitacyjnej separacji można w dość łatwy sposób wydzielić koncentraty o wysokich parametrach jakościowych. Obniżone zawartości siarki i popiołu w koncentratach węglowych nie powinny powodować negatywnych skutków środowiskowych w aspekcie naziemnego zgazowania węgli. Artykuł opracowano w wyniku realizacji projektu NCBiR nr /R34 pt.: Opracowanie technologii zgazowania węgla dla wysokoefektywnej produkcji paliw i energii w ramach strategicznego programu badań naukowych i prac rozwojowych pt.: Zaawansowane technologie pozyskiwania energii. Literatura 1. Blaschke W.: Przeróbka węgla kamiennego wzbogacanie grawitacyjne, Wydawnictwo IGSMiE PAN, Kraków Chmielniak T., Tomaszewicz G.: Zgazowanie paliw stałych-stan obecny i przewidywane kierunki rozwoju, Karbo 2012, nr 3.

67 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY Czysta energia, produkty chemiczne i paliwa z węgla ocena potencjału rozwojowego, praca zbiorowa pod red. T. Borowieckiego, J. Kijeńskiego, J. Mochnikowskiego, M. Ściążko, IChPW, Zabrze Pomykała R., Mazurkiewicz M.: Proces zgazowania węgla w świetle właściwości powstających odpadów. Przegląd Górniczy 2011, nr Stępiński W., Wzbogacanie grawitacyjne, Wydawnictwo PWN, Łódź- Warszawa-Kraków Surowiak A.: Badania nad wzbogacaniem węgli kamiennych przeznaczonych do procesu zgazowania w gazogeneratorze ze złożem fluidalnym, Przegląd Górniczy 2013, t. 69, nr Surowiak A.: Assessment of coal mineral matter liberation efficiency index, Inżynieria Mineralna 2013, R.14, nr 2. Zwiększajmy prenumeratę najstarszego czołowego miesięcznika Stowarzyszenia Inżynierów i Techników Górnictwa! Liczba zamawianych egzemplarzy określa zaangażowanie jednostki gospodarczej w procesie podnoszenia kwalifikacji swoich kadr!

68 66 UKD : : Prognoza zmian stosunków wodnych na terenie górniczym zakładu górniczego sobieski w jaworznie w wyniku eksploatacji pokładów 302 i 304/2 Prediction of changes of water regimes as the result of exploitation of beds no. 302 and 304/2 in the area of Sobieski mine in Jaworzno Dr hab. inż. Marek Pozzi, prof. nzw. Pol. Śl.* ) Dr inż. Edward Cempiel*) Dr inż. Małgorzata Lewandowska* ) Dr inż. Aleksandra Czajkowska* ) Treść: W pracy przeanalizowano wpływ dokonanej i planowanej eksploatacji górniczej na morfologię terenu i stosunki wodne obszaru górniczego ZG Sobieski. Prognozowane zmiany morfologii terenu w latach związane są z obniżeniami, jakie wystąpią w tym okresie w wyniku realizacji zaplanowanych robót eksploatacyjnych. Do oceny zmian morfologii terenu i stosunków wodnych wykorzystano wielkości prognozowanych osiadań terenu, których podstawą sporządzenia były projekty eksploatacji pokładu 304/2 oraz harmonogram wybierania poszczególnych ścian. Z przeprowadzonej analizy zmian morfologii terenu pod wpływem prognozowanych osiadań wynika, że wykształcą się trzy niecki obniżeniowe. Największe obniżenia przekraczające 3 m wystąpią w centralnej i południowej części obszaru lasów Leśnictwa Podłęże (niecka I i II), obniżenia ok. 2,5 m wystąpią w niecce III, przy zachodniej granicy obszaru badań, pod korytem rzeki Przemszy. Abstract: This paper presents the influence of mining exploitation on the terrain morphology and water regimes in the area of Sobieski mine. The predicted changes in the morphology in would result from drops, which may occur as the result of the planned works. The assessment of changes in morphology and water regimes had employed the quantities of potential subsidence, based on projects of exploitation of bed no. 304/2 and the schedule of mining for particular walls. The analysis of the influence of the predicted subsidence on the changes in the terrain morphology led to the idea that three subsidence trough may occur. The deepest may exceed 3m an will occur in the central and southern part of the area of Podleze forestry (trough I and II), subsidence of about 2,5m may occur in trough III by the western perimeter of the research area under the river-bed of Przemsza river. * ) Politechnika Śląska, Wydział Górnictwa i Geologii, Gliwice

69 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 67 Słowa kluczowe: niecki obniżeniowe, grawitacyjny spływ wód w korycie cieku, tereny bezodpływowe, zalewiska Key words: subsidence troughs, gravity flows in the river-bed, contained catchments, flooded lands 1. Wprowadzenie Obszar ZG Sobieski znajduje się w granicach miast Jaworzna i Mysłowic w województwie śląskim. Morfologia terenu jest urozmaicona. Najwyższe wzniesienie (+ 285 m n.p.m.) zlokalizowane jest w południowo-zachodniej części obszaru. W kierunku północnym i północno-wschodnim powierzchnia terenu obniża się i przechodzi w prawie płaską dolinę Przemszy położoną na wysokościach m n.p.m. Dalej w kierunku północno-wschodnim powierzchnia terenu podnosi się, maksymalnie do + 262,7 m n.p.m. Naturalna morfologia powierzchni terenu została przekształcona w wyniku działalności antropogenicznej. W części południowo-zachodniej znajdują się liczne nieczynne łomy wapienia i dolomitu, o głębokościach maksymalnie do 7 m. W zachodniej części obszaru zlokalizowany jest osadnik ziemny Elektrowni Jaworzno III, znajdujący się w obrębie byłego Zbiornika Dziećkowice zasypywanego od 1995 roku. Znaczną część obszaru górniczego stanowią dzielnice miejskie: Dziećkowice miasta Mysłowice oraz Jeleń Łęg miasta Jaworzno. Z północnego zachodu na południowy wschód przepływa rzeka Przemsza. W jej dolinie przeważają obszary łąk i pastwisk. Na północny wschód od rzeki, rozciąga się duży obszar leśny Nadleśnictwa Chrzanów leśnictwa Podłęże [1]. Na obszarze dzielnicy Dziećkowice do Przemszy uchodzą dwa cieki: Potok Wąwolnica (od wschodu) i Rów Kosztowski (od zachodu) oraz sztuczny kanał odprowadzający wody z odwodnienia ZG Sobieski. W środkowej i północnej części obszaru do Przemszy uchodzą Rowy 1 i 2, prowadzące wody z terenów leśnictwa Podłęże (rys. 1). Dno koryta rzeki Przemszy, w obszarze badań, pokrywają muły, które stanowią warstwę izolującą wody powierzchniowe od wód podziemnych w czwartorzędowych poziomach wodonośnych [2]. Rzeka Przemsza, Rów Kosztowski i Potok Wąwolnica na analizowanym obszarze mają uregulowane koryta. Istotnym elementem hydrografii omawianego obszaru są powierzchniowe zbiorniki wodne: osadnik wód dołowych Biały Brzeg (Ws 53/78) oraz osadnik Elektrowni Jaworzno III kwatera I (Ws 28/66a w północnej części, Ws 28/66 w południowej części). Na północny wschód od obszaru badań znajdują się dwa powierzchniowe zbiorniki wodne tj. Zalew Łęg (Ws48/60) i Zalewisko Łęg (Ws 36/87) (rys. 1). 2. Zarys budowy geologicznej W budowie geologicznej obszaru badań do głębokości rozpoznania, tj. do około m biorą udział ogniwa stratygraficzne karbonu produktywnego, triasu, trzeciorzędu oraz czwartorzędu. W profilu utworów karbonu produktywnego w obszarze badań występują osady od Namuru A do Westfalu D (warstwy porębskie, siodłowe, rudzkie, orzeskie i łaziskie do pokładu 207/1). Pod względem litologicznym utwory karbońskie wykształcone są jako kompleks iłowcowo-piaskowcowo- -mułowcowy z pokładami węgla. Warstwy porębskie wykształcone są jako kompleks ilasto-piaszczysty z licznymi cienkimi pokładami węgla o miąższości nieprzekraczającej 0,8 m [1]. Warstwy siodłowe w obszarze badań to jedynie cienki pakiet skał ilasto-piaszczystych z jednym pokładem 510 występującym w spągu warstw. Miąższość pokładu waha się od 3,1 do 5,0 m. Warstwy rudzkie charakteryzują się odmiennym wykształceniem litologicznym w stropowej i spągowej części profilu. W górnej części profilu warstwy te wykształcone są w postaci piaskowcowo-ilastej z przewagą skał ilastych. Stwierdzono tu występowanie pokładów od 401 do 409 o miąższości od poniżej 1 m do 4,2 m (pokład 409). W dolnej części profilu warstw rudzkich dominują piaskowce, w obrębie których występują pokłady 416 i 418 o miąższości do 0,9 m. Warstwy orzeskie zbudowane są głównie z mułowców i iłowców, w stropowej części profilu tych warstw wzrasta udział piaskowców. W warstwach orzeskich stwierdzono występowanie licznych pokładów węgla od pokładu 301 do 364 o miąższości z reguły poniżej 1 m. Wyjątek stanowią pokłady 301, 302, 304/2 i 312, których miąższość dochodzi do 4,0 m. Warstwy łaziskie reprezentowane są przez kompleks skał gruboklastycznych z ławicami mułowców i iłowców występujących głównie w stropach i spągach pokładów węgla. W obszarze badań w Partii Podłęże-S w warstwach łaziskich udokumentowano występowanie pokładów 211, 212, 213, 213/2 i 214. Ich miąższość waha się od około 1,0 m do 3,2 m. W rejonie Dziećkowic w warstwach łaziskich stwierdzono także występowanie pokładów 207/1, 207/2, 208, 208/2, 209 i 210 o miąższości do 3,5 m. Utwory karbonu zapadają monoklinalnie pod kątem 3 4º generalnie w kierunku wschodnim. Głównymi dyslokacjami przecinającymi złoże są uskoki Książęcy i Przemsza. Uskok Książęcy ogranicza od południa partię Podłęże-S, ma przebieg prawie równoleżnikowy i zrzuca warstwy w kierunku południowym o około 200 m. W kierunku wschodnim uskok Książęcy rozszczepia się na dwa równoległe, o zrzucie po około 100 m każdy. Uskok Przemsza stanowi zachodnią granicę obszaru Dziećkowice, charakteryzuje się przebiegiem południkowym i zrzuca warstwy w kierunku zachodnim o około m. W północnej części obszaru badań stwierdzono także uskok o przebiegu NE-SW i zrzucie w kierunku NW wynoszącym maks. około 11 m. W części północno-wschodniej natomiast występuje uskok o przebiegu NW-SE i zrzucie w kierunku SW wynoszącym m. Strop utworów karbońskich zalega na rzędnych od ponad +220 m n.p.m. w części północnej obszaru badań i obniża się w części południowo-wschodniej do rzędnej poniżej +200 m n.p.m. Nadkład złoża stanowią utwory triasu, trzeciorzędu i czwartorzędu. Trias reprezentowany jest przez utwory węglanowe (wapienie i dolomity) wapienia muszlowego i retu oraz pstre iły, piaskowce i piaski dolnego i środkowego pstrego piaskowca, a także pstre iły i wapienie kajpru. Utwory triasu występują jedynie w południowej części obszaru badań, są mocno zerodowane i zalegają niezgodnie na stropie utworów karbońskich. Ich miąższość waha się od 37,5 m do 63,6 m [1]. Występowanie utworów trzeciorzędowych stwierdzono jedynie w południowej części obszaru, gdzie reprezentowane są przez osady miocenu (torton dolny), wykształcone w facji morskiej jako iły, iłołupki, iłowce z okruchami wapieni, piaskowce i torfy. Utwory trzeciorzędowe wypełniają praw-

70 68 dopodobnie lokalne zagłębienie (obniżenie) w stropowej powierzchni utworów karbońskich powstałe w rejonie wychodni podczwartorzędowej uskoku Książęcego [1]. Czwartorzęd reprezentowany jest przez osady holocenu i plejstocenu występujące prawie na całym omawianym obszarze, za wyjątkiem odsłonięć wapieni triasowych w południowej części rejonu. Plejstocen reprezentowany jest głównie przez gliny zwałowe oraz piaski i żwiry fluwioglacjalne. Utwory holoceńskie to współczesne osady rzeczne, piaski wydmowe średnio- i drobnoziarniste oraz mułki. Osady rzeczne występują w dolinie rzeki Przemszy oraz w dolinach Potoku Wąwolnica i Rowu Kosztowskiego. Miąższość utworów czwartorzędu waha się od kilku metrów w części południowej obszaru (w rejonie wyniesień triasowych), maksymalnie do 40 m w dolinie rzeki Przemszy. Na przeważającej części obszaru czwartorzędowe osady zalegają bezpośrednio na utworach karbońskich [1]. 3. Warunki hydrogeologiczne W granicach obszaru badań wydzielono trzy piętra wodonośne związane z ogniwami stratygraficznymi czwartorzędu, triasu oraz karbonu. Wszystkie piętra wodonośne są ze sobą hydraulicznie połączone w mniejszym, bądź większym stopniu, bezpośrednio bądź pośrednio poprzez okna hydrogeologiczne [1]. Czwartorzędowe piętro wodonośne budują osady piaszczysto-żwirowe akumulacji rzeczno-lodowcowej, wykształcone w postaci piasków drobnych i średnich ze żwirem i otoczakami, przewarstwione miejscami pyłami piaszczystymi. Osady te charakteryzują się dużą przepuszczalnością i wodochłonnością, stanowiąc poziomy porowo-warstwowe, najczęściej o swobodnym zwierciadle wody. Zasilanie piętra czwartorzędowego następuje poprzez infiltrację wód opadowych oraz w niewielkim stopniu wód z cieków i zbiorników powierzchniowych [5]. W obrębie piętra czwartorzędowego można wyróżnić trzy kompleksy warstw o charakterze ciągłym, pokrywające całą powierzchnię omawianego obszaru: górny kompleks piaszczysty, środkowy o charakterze izolacyjnym i dolny kompleks piaszczysto-żwirowy zalegający bezpośrednio na stropie utworów starszych, głównie karbońskich. Trójdzielność w wykształceniu utworów czwartorzędowych skutkuje wydzieleniem w ich obrębie dwóch poziomów wodonośnych: górnego i dolnego. W rejonach, gdzie przepuszczalne utwory piaszczysto-żwirowe poziomu dolnego zalegają na stropie utworów krakowskiej serii piaskowcowej wyróżnia się wspólny czwartorzędowo-karboński poziom wodonośny. Zwierciadło wody górnego czwartorzędowego poziomu wodonośnego ma charakter swobodny i zalega na głębokościach od 2,85 do 3,46 m p.p.t. (tj. na rzędnych od ok ,0 m n.p.m. przy północnej granicy rejonu, do ok ,0 m n.p.m. przy ujściu Potoku Wąwolnica do rzeki Przemszy). Wartości współczynnika filtracji czwartorzędowych poziomów wodonośnych zmieniają się od 1,1*10-4 m/s do 6,3*10-4 m/s. Warunki hydrogeologiczne w pierwszym poziomie wodonośnym czwartorzędu uległy znacznemu zakłóceniu poprzez funkcjonowanie osadnika Elektrowni Jaworzno III. Na przeważającej powierzchni spływ wód w pierwszym poziomie wodonośnym odbywa się z północnego-wschodu na południowy-zachód. Lokalnie następują zakłócenia spływu, np. w rejonie kwatery I osadnika Elektrowni Jaworzno III. W części południowej obszaru, w rejonie występowania utworów triasowych, spływ wód jest odwrotny tj. z południowego-zachodu na północny-wschód. Rów Kosztowski i Potok Wąwolnica wykazują wyraźny związek hydrauliczny z wodami podziemnymi są one ciekami drenującymi pierwszy czwartorzędowy poziom wodonośny. Rzeka Przemsza posiada charakter cieku drenującego jedynie na odcinku występowania I kwatery osadnika Elektrowni Jaworzno III, na pozostałym odcinku, aż do ujścia Rowu Kosztowskiego i Potoku Wąwolnica, Przemsza pełni rolę cieku zasilającego pierwszy czwartorzędowy poziom wodonośny [5]. Drugi poziom wodonośny na przeważającej części omawianego obszaru tworzy wspólny czwartorzędowo-karboński poziom wodonośny. Współczynnik filtracji utworów piaszczysto-żwirowych dolnego poziomu wodonośnego czwartorzędu wynosi 7,3*10-4 m/s, zaś piaskowców karbońskich ok. 1*10-5 m/s. Zwierciadło wody drugiego poziomu wodonośnego ma charakter napięty. Pierwotnie stabilizowało się na głębokościach ok m p.p.t., jednak na skutek prowadzonej eksploatacji górniczej uległo znacznemu obniżeniu. Obecnie zwierciadło to występuje na rzędnych od ok m n.p.m. w części południowo-zachodniej obszaru, do ok m n.p.m. w części północnej. Spływ wody odbywa się w kierunku wschodnim, północno-wschodnim oraz północnym [5]. Triasowe piętro wodonośne związane jest ze spękanymi i kawernistymi wapieniami oraz dolomitami wapienia muszlowego i retu, w których występują szczelinowo-krasowe poziomy wodonośne, a także podrzędnie z piaskowcami dolnego pstrego piaskowca, gdzie poziomy wodonośne mają charakter szczelinowo-porowy. Występowanie triasowego piętra wodonośnego ogranicza się jedynie do wąskiego pasa przy południowej granicy omawianego rejonu. Zwierciadło wody stabilizuje się na rzędnych m n.p.m. Wody triasowego poziomu wodonośnego wykazują łączność hydrauliczną z wodami czwartorzędowych poziomów wodonośnych. Karbońskie piętro wodonośne zbudowane jest z szeregu poziomów wodonośnych, związanych głównie z grubymi kompleksami piaskowców krakowskiej serii piaskowcowej (warstwy łaziskie) o zróżnicowanej granulacji. Miąższości piaskowców tej serii przekraczają kilkadziesiąt metrów, a rozdzielone są pokładami węgla i warstwami ilastymi [1]. Zasilanie poziomów karbońskich odbywa się na wychodniach, a także poprzez utwory triasu i czwartorzędu w miejscach, gdzie brak jest izolujących osadów nieprzepuszczalnych lub ich ciągłość została przerwana poprzez deformacje górotworu spowodowane eksploatacją. Do głębokości ok. 200 m współczynnik filtracji warstw wodonośnych osiąga wielkość rzędu 1*10-5 m/s, a poniżej tej głębokości maleje do ok. 1*10-7 m/s. W strefach spękanych i zdeformowanych tektonicznie wielkość współczynnika filtracji wzrasta do ok. 1*10-3 m/s. W obrębie utworów krakowskiej serii piaskowcowej można wyróżnić dwa poziomy wodonośne. Poziom górny budują warstwy piaskowców wraz z zalegającymi w ich stropie utworami piaszczysto-żwirowymi plejstocenu, stanowiąc wspólny czwartorzędowo-karboński poziom wodonośny. Dolny poziom wodonośny występuje w warstwach piaskowców łaziskich i ograniczony jest od stropu warstwami iłowców towarzyszącymi pokładom 213/1 i 213/2, a od spągu iłowcami występującymi nad pokładami 301 i 302. Na skutek intensywnej eksploatacji pokładów dolny poziom wodonośny uległ silnemu drenażowi, w niektórych rejonach aż do rzędnej wyrobisk górniczych.

71 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY Wpływ dokonanej eksploatacji górniczej w pokł. 302 i 304/2 na morfologię terenu i stosunki wodne obszaru Wpływ podziemnej eksploatacji górniczej na morfologię terenu związany jest z deformacjami terenu, jakie towarzyszą wybieraniu kopaliny ze złoża, które ujawniają się w obszarze niecek osiadań w postaci obniżeń terenu i odkształceń poziomych [6]. W ostatnich latach w obszarze badań prowadzono eksploatację w pokładzie 302 i 304/2. W pokładzie 302 w latach prowadzono eksploatację na północ i północny wschód od doliny Przemszy, a od roku 2001 bezpośrednio pod doliną rzeki. W pokładzie 304/2 prowadzono eksploatację od 1986 do 1991 roku. Aktualnie obszar ten jest zatopiony i stanowi część zbiornika wodnego W-V/21. Dalszą eksploatację w pokładzie 304/2 wznowiono w latach w obszarze znajdującym się na północny wschód od doliny rzeki Przemszy, pod obszarami leśnymi Nadleśnictwa Chrzanów. W pokładzie 304/2 planuje się dalszą eksploatację. Miąższość pokładu w rejonach przewidzianych do eksploatacji waha się od 1,7 2,0 m na zachodzie, do 2,7 3,0 m na wschodzie. Dotychczasowa eksploatacja górnicza doprowadziła do wystąpienia deformacji górotworu i osiadań terenu w całym analizowanym obszarze, co spowodowało powstanie niecek obniżeniowych i zmian w morfologii terenu o różnym nasileniu. Zmiany morfologii terenu są najbardziej widoczne wzdłuż rzeki Przemszy oraz jej lewobrzeżnych dopływów tj.: Potoku Wąwolnica oraz Rowów: 1, 1a, 2 i 3, gdzie miejscami osiadania doprowadziły do zmian spadków podłużnych koryt oraz nachyleń terenu. Największym obniżeniom, wynikającym z eksploatacji pokładu 302, poddany został obszar wokół Osadnika wód dołowych Biały Brzeg wraz z rzeką Przemszą, gdzie osiadania przekroczyły 2 m. Osiadania terenu przekraczające 2 m wystąpiły również w północnej części obszaru, na lewym brzegu Przemszy. Największym obniżeniom, wynikającym z eksploatacji pokładu 304/2, poddana została centralna część obszaru (na wschód od rzeki Przemszy), gdzie osiadania przekroczyły 3 m. Niecki osiadań wynikające z eksploatacji pokładów 302 i 304/2 nie nakładają się na siebie. W zasięgu powstających niecek osiadania tworzą się obniżenia bezodpływowe, związane z wytworzonym na krawędzi niecki progiem terenowym (w osi cieku powierzchniowego). Utworzony próg, w przypadku odwrócenia spadku cieku uniemożliwia naturalny, grawitacyjny spływ wód w korycie w kierunku odbiornika. Tam, gdzie niemożliwy jest grawitacyjny spływ wód, dochodzi do podnoszenia się stanu wody w korycie, a także może nastąpić podniesienie się zwierciadła wód gruntowych w obrębie doliny cieku, co prowadzi w rezultacie do pojawienia się podtopień terenu i tworzenia się zalewisk. Obszary bezodpływowe w nieckach obniżeniowych stanowią zatem potencjalne obszary zalewiskowe, a kształtowanie się poziomu wód gruntowych w otoczeniu zalewiska jest ściśle związane z poziomem lustra wody utrzymywanym w zalewisku [3, 4, 6]. 5. Wpływ planowanej eksploatacji górniczej w pokł. 304/2 w okresie do 2017 r. na morfologię terenu i stosunki wodne obszaru Prognozowane zmiany morfologii terenu w latach związane są z obniżeniami, jakie wystąpią w tym okresie w wyniku realizacji zaplanowanych robót eksploatacyjnych. Do oceny zmian morfologii terenu wykorzystano wielkości prognozowanych osiadań terenu. Przewidywaną wielkość deformacji powierzchni terenu w dolinie rzeki Przemszy oparto o prognozę sporządzoną przez dział mierniczo-geologiczny kopalni. Prognozy te zostały opracowane przy wykorzystaniu teorii Knothego Budryka. Podstawą sporządzenia prognoz były projekty eksploatacji pokładów 304/2 oraz harmonogram wybierania poszczególnych ścian. Na podstawie mapy prognozowanych osiadań można wydzielić trzy rejony występowania planowanych wpływów eksploatacji górniczej na powierzchnię terenu, gdzie wykształcą się trzy niecki obniżeniowe (rys. 1). Największe obniżenia przekraczające 3 m wystąpią w centralnej i południowej części obszaru lasów Leśnictwa Podłęże (niecka I i II). Obniżenia ok. 2,5 m wystąpią w niecce III, przy zachodniej granicy obszaru badań, pod korytem rzeki Przemszy. Niecka obniżeniowa I obejmować będzie tereny leśne. W granicach niecki osiadań znajdują się źródłowe i środkowe odcinki Rowów 1, 1a i 2 (rys. 1). Niecka obniżeniowa II zlokalizowana będzie na południowy zachód od niecki I i obejmować będzie zbiornik wód dołowych Biały Brzeg oraz rzekę Przemszę wraz z obszarami przyległymi. W granicach niecki osiadań znajdują się rzeka Przemsza, Potok Wąwolnica, zbiornik wód dołowych Biały Brzeg oraz Rów 1 (odcinek dolny) i Rów 1a (odcinek dolny) (rys. 1). Niecka obniżeniowa III zlokalizowana będzie przy północno-zachodniej granicy obszaru badań, na prawym brzegu rzeki Przemszy, na południe od zbiorników Ws 36/87 i Ws 48/60. W granicach niecki III znajdą się dolne odcinki rowów 2 i 3 (rys. 1). Zmiany morfologii terenu pod wpływem prognozowanych osiadań przeanalizowano w linii głównych cieków powierzchniowych, uwzględniając przewidywane wartości osiadań w okresie (rys. 2, 3). Rzeka Przemsza będzie pod wpływem projektowanej eksploatacji w pokładzie 304/2 na prawie całej analizowanej długości. Maksymalne osiadania, o wartości nieco ponad 1,5 m, wystąpią w środkowej części rozpatrywanego odcinka rzeki Przemszy (rys. 1). Powyżej tego odcinka nastąpi wzrost nachylenia dna rzeki od 2,1, do 5,9. Poniżej miejsca wystąpienia maksymalnych obniżeń spadek podłużny dna rzeki Przemszy zmniejszy się do 0,4. Natomiast w rejonie od ujścia Rowu 1 do ujścia Potoku Wąwolnica spadek dna Przemszy ulegnie odwróceniu i wyniesie -2,3. Potok Wąwolnica objęty zostanie wpływami projektowanej eksploatacji prawie na całej analizowanej długości. Maksymalne osiadania, z niecki obniżeniowej I, wystąpią w środkowym odcinku potoku Wąwolnica i wyniosą nieco ponad 1,0 m, dalej wystąpią maksymalne osiadania z niecki II, gdzie wartość obniżeń wyniesie nieco ponad 1,5 m (rys. 1). Powyżej wystąpienia maksymalnych obniżeń z niecki I, wartości spadku dna Potoku Wąwolnica wzrosną lokalnie nawet do 12,0. Poniżej natomiast spadek dna Potoku Wąwolnica ulegnie lokalnie odwróceniu i wyniesie -1,0. Powyżej wystąpienia maksymalnych obniżeń z niecki II, spadek dna Potoku Wąwolnica wzrośnie lokalnie nawet do 12,8. Poniżej natomiast spadek dna Potoku ulegnie lokalnie odwróceniu i wyniesie -0,7. Rów 1 objęty zostanie wpływami projektowanej eksploatacji na całej swojej długości. Maksymalne osiadania, z niecki obniżeniowej I, wynoszące nieco ponad 3,0 m, wystąpią na Rowie 1 w jego początkowym odcinku, natomiast maksymalne osiadania z niecki II, wynoszące również nieco ponad 3,0 m wystąpią na jego końcowym odcinku (rys. 1). Powyżej wystąpienia maksymalnych obniżeń z niecki I, spadek dna Rowu 1 wzrośnie z 7,2 do 9,5. Poniżej natomiast, spadek dna Rowu 1 nieznacznie się zmniejszy z 3,8 do 2,6, a nawet lokalnie ulegnie odwróceniu i spadek dna Rowu 1 wyniesie

72 70-2,1. Powyżej wystąpienia maksymalnych obniżeń z niecki II, spadek dna Rowu 1 wzrośnie nawet do 19,1, poniżej natomiast spadek dna Rowu 1 ulegnie lokalnie odwróceniu i wyniesie maksymalnie -5,7. Rów 1a objęty zostanie wpływami projektowanej eksploatacji na całej swojej długości. Maksymalne osiadania z niecki obniżeniowej I wystąpią w początkowym odcinku Rowu 1a i wyniosą nieco ponad 3,0 m. Natomiast maksymalne osiadania z niecki II, wynoszące nieco ponad 3,0 m, wystąpią w jego końcowym odcinku (rys. 1). Poniżej maksymalnych obniżeń z niecki I, dojdzie do zmniejszenia spadku podłużnego z 3,0 do 0,4, a lokalnie dojdzie do odwrócenia spadku dna rowu, który wyniesie -5,6. Powyżej wystąpienia maksymalnych obniżeń z niecki II, spadek dna Rowu 1a wzrośnie z 3,0 do maksymalnie 17,1. Rów 2 objęty zostanie wpływami projektowanej eksploatacji prawie na całej swojej długości, za wyjątkiem odcinka o długości 100 m od źródła. Maksymalne osiadania z niecki obniżeniowej I wystąpią na Rowie 2 w jego górnym odcinku i wyniosą nieco ponad 2,5 m (rys. 1). Natomiast maksymalne osiadania z niecki III wystąpią w jego dolnym odcinku, a wartość obniżeń wyniesie nieco ponad 2,5 m (rys. 1). Powyżej wystąpienia maksymalnych obniżeń z niecki I, spadek dna Rowu 2 wzrośnie z 4,7 do 8,5. Poniżej natomiast, spadek dna Rowu 2 ulegnie odwróceniu i wyniesie -6,5. Powyżej wystąpienia maksymalnych obniżeń z niecki III spadek dna Rowu 2 wzrośnie z 4,7 lokalnie nawet do 16,9. Poniżej natomiast, spadek dna Rowu 2 ulegnie lokalnie odwróceniu i wyniesie maksymalnie -7,5. Rów 3 objęty zostanie wpływami projektowanej na niewielkim odcinku przy ujściu do Rowu 2. Maksymalne osiadania z niecki obniżeniowej III wyniosą około 1,5 m (rys. 1). Powyżej miejsc wystąpienia największych obniżeń nastąpi nieznaczny wzrost nachylenia dna rowu z 2,7 do 2,9. W obszarze doliny rzeki Przemszy, na odcinku pomiędzy obszarem wystąpienia maksymalnych obniżeń a ujściem Rowu 1, na skutek osiadań dojdzie do obniżenia wartości spadku podłużnego dna Przemszy i utworzenia obszaru depresyjnego, z którego grawitacyjny spływ wody będzie utrudniony. W rejonie ujścia Rowu 1 do Przemszy dojdzie do podtopienia prawego brzegu rzeki Przemszy, a obszar powstałego zalewiska rozciągać się będzie wzdłuż Rowu 1 (nieco powyżej ujścia Rowu 2 do Rowu 1) i dalej na wschód, na obszarze lasów leśnictwa Podłęże. Całkowita powierzchnia powstałego zalewiska wynosić będzie około 61,53 ha, z czego około 18,15 ha będzie stanowić zalewisko trwałe (rys. 1). Zwierciadło wód podziemnych pierwszego poziomu czwartorzędowego, na całej analizowanej długości rzeki Przemszy, znajduje się powyżej dna rzeki. W obszarze doliny Potoku Wąwolnica, prognozowane osiadania doprowadzą do zmian spadku podłużnego cieku, a lokalnie nawet do jego odwrócenia. Na odcinkach cieku o odwróconym spadku podłużnym dna utworzą się obszary bezodpływowe, stanowiące fragmenty większego zalewiska, rozciągającego się na północny-wschód wzdłuż Rowu 1 (rys. 1). Zwierciadło wód podziemnych pierwszego poziomu czwartorzędowego, po wystąpieniu osiadań w dolinie Potoku Wąwolnica znajdzie się poniżej dna potoku, tj. na rzędnej od + 234,7 m n.p.m. przy ujściu Potoku do rzeki Przemszy, do + 248,0 m n.p.m. w odcinku źródłowym. Na skutek prognozowanych obniżeń terenu i odwrócenia spadku w profilu podłużnym Rowu 1 dojdzie do utworzenia dwóch zalewisk o powierzchni 64,06 ha i 61,53 ha, z czego 18,15 ha będzie miało charakter trwały, wynikający ze zmiany poziomu bazy drenażu rzeki Przemszy (rys. 1). Zwierciadło wód podziemnych pierwszego poziomu czwartorzędowego, po wystąpieniu osiadań w rejonach utworzonych zalewisk, znajdzie się powyżej dna cieku, tj. na rzędnej od + 236,0 m n.p.m. przy ujściu rowu do rzeki Przemszy, do + 247,7 m n.p.m. w odcinku źródłowym. Rów 1 stanowić będzie bazę drenażu dla wód gruntowych. W następstwie zmian spadków podłużnych Rowu 1a dojdzie do utworzenia w jego dolinie dwóch zalewisk. W górnym odcinku powstanie płytkie zalewisko o powierzchni 64,06 ha, a w dolnym biegu utworzy się zalewisko obejmujące również swym zasięgiem Rów 1, o powierzchni 61,53 ha, z czego 18,15 ha będzie miało charakter trwały (rys. 1). W dolinie Rowu 1a zwierciadło wód podziemnych występuje na rzędnych od + 237,4 m n.p.m. przy ujściu, do + 245,6 m n.p.m. przy źródle. Po wystąpieniu prognozowanych obniżeń terenu, na całej długości Rowu 1a zwierciadło wód podziemnych znajdzie się powyżej dna cieku, zmieniając jego charakter na drenujący. Prognozowane deformacje terenu spowodują także zmiany spadku podłużnego i kierunków spływu w Rowie 2. W rejonie wystąpienia maksymalnych obniżeń z niecki osiadań I utworzy się zalewisko o powierzchni 64,06 ha, obejmujące niewielki odcinek Rowu 2. W rejonie wystąpienia maksymalnych obniżeń z niecki osiadań III utworzy się zalewisko o powierzchni 10,0 ha, obejmujące niewielki odcinek Rowu 2 przy ujściu (rys. 1). Zwierciadło wód w pierwszym poziomie wodonośnym w rejonach zalewisk stabilizować się będzie powyżej dna rowu, tj. na rzędnych od + 236,3 m n.p.m. do + 252,2 m n.p.m. Prognozowane obniżenia terenu w profilu Rowu 3 spowodują powiększenie istniejącego Zalewiska Łęg o 10,0 ha. Zwierciadło wód podziemnych pierwszego poziomu czwartorzędowego po wystąpieniu osiadań, stabilizować się będzie na rzędnych od + 238,0 m n.p.m. przy ujściu rowu, do + 252,5 m n.p.m. 6. Rozwiązania hydrotechniczne ochrony terenu przed zawodnieniem Z przeprowadzonej analizy zmian morfologii terenu i profilu podłużnego głównych rowów pod wpływem prognozowanych osiadań wynika, że ochrona powierzchni terenu w nieckach bezodpływowych i w ich otoczeniu może być zrealizowana poprzez regulację i pogłębianie koryt cieków oraz budowę dodatkowych rowów drenażowych otwartych, usprawniających spływ wód powierzchniowych i drenaż wód podziemnych. Dla minimalizacji i przeciwdziałania ujemnym wpływom działalności górniczej na stosunki wodne w obszarze objętym deformacjami, istotne jest wyprzedzające prowadzenie prac hydrotechnicznych, zapobiegających powstawaniu rozległych zalewisk na powierzchni terenu. W celu zabezpieczenia terenu przed tworzeniem się podtopień proponuje się pogłębienie Rowu 2, potoku Wąwolnica oraz Rowu 1 tak, aby przywrócić naturalny kierunek spadku podłużnego, co pozwoli na przywrócenie grawitacyjnego spływu wody do rzeki Przemszy. Wykonanie tych prac nie pozwoli jednak na pełną likwidację prognozowanych terenów zalewowych. Obszar na północ od osadnika Ws 53/78, który stanowi teren depresyjny w stosunku do poziomu zwierciadła wody w rzece Przemszy (rzędna +236,0 m. n.p.m.), nie jest możliwy do odwodnienia sposobem grawitacyjnym (rys. 1). Obszar ten należy uznać za zalewisko trwałe, którego likwidacja wymaga zastosowania sztucznego przetłaczania wody (przepompowni).

73 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 71 Rys. 1. Prognozowane tereny zalewowe w wyniku eksploatacji w okresie Fig. 1. Predicted flooded lands originating from the exploitation in

74 72 Rys. 2. Profil wysokościowy terenu w linii A-A ( ) Fig. 2. Hypsometric profile of the terrain in the line A-A Rys. 3. Profil wysokościowy terenu w linii B-B ( ) Fig. 3. Hypsometric profile of the terrain in the line B-B

75 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY Podsumowanie 1. Obszar ZG Sobieski położony jest w dorzeczu rzeki Przemszy. Jest to teren słabo zróżnicowany morfologicznie. Przeważająca część obszaru pokryta jest lasami. Dopływami rzeki Przemszy w granicach obszaru górniczego są: Potok Wąwolnica oraz sieć leśnych rowów melioracyjnych (Rowy 1, 1a, 2 i 3). Istotnym elementem hydrografii są powierzchniowe zbiorniki wodne, stanowiące wypełnienie obniżeń morfologicznych terenu, powstałych w wyniku dokonanej eksploatacji pokładów węgla. 2. W budowie geologicznej złoża węgla kamiennego w rozpatrywanym obszarze biorą udział głównie utwory czwartorzędowe i karbonu produktywnego. Pierwszy od powierzchni, czwartorzędowy poziom wodonośny jest poziomem o zwierciadle swobodnym, natomiast kolejne, głębiej zalegające poziomy charakteryzują się zwierciadłem napiętym. 3. Wpływami projektowanej do 2017 roku eksploatacji górniczej w pokładzie 304/2 objęty zostanie prawie cały analizowany obszar ZG Sobieski. Maksymalne, prognozowane osiadania w obszarze badań szacuje się na ponad 3,0 m. 4. Wpływy projektowanej eksploatacji górniczej spowodują istotne zmiany morfologii terenu, które obejmą obszary dolin cieków, gdzie na niektórych odcinkach może dojść do odwrócenia spadku podłużnego koryt potoków odwadniających obszar i utworzenia terenów depresyjnych. Utrudnienia przepływu wód w ciekach wpłyną również na położenie zwierciadła wód gruntowych. 5. Przeciwdziałanie negatywnym wpływom działalności górniczej na wody powierzchniowe i podziemne na terenach leśnych może być zrealizowane poprzez grawitacyjne odprowadzenie wód z terenów bezodpływowych rowami otwartymi. W celu niedopuszczenia do powstawania rozległych podtopień terenu i polepszenia warunków odpływu wody należy prowadzić wyprzedzająco prace obejmujące: pogłębianie koryt głównych cieków powierzchniowych oraz bieżącą rozbudowę systemu odwodnienia za pomocą rowów otwartych, dla umożliwienia grawitacyjnego spływu z niecek bezodpływowych wód powierzchniowych i wód podziemnych. Systemem tym możliwe jest odwodnienie niecki bezodpływowej centralnej i północno-zachodniej (niecka I i III) oraz na znacznym obszarze niecki południowo-zachodniej (niecka II). Zachodnia część niecki południowo-zachodniej (obszar na północ od osadnika Ws 53/78), która stanowi teren depresyjny w stosunku do poziomu zwierciadła wody w rzece Przemszy, nie jest możliwa do odwodnienia sposobem grawitacyjnym. Likwidacja zalewiska trwałego wymaga zastosowania sztucznego przetłaczania wody (przepompowni). Literatura 1. Dodatek nr 1 do dokumentacji hydrogeologicznej określającej warunki hydrogeologiczne w związku z wydobywaniem kopaliny ze złoża węgła kamiennego Dziećkowice i Byczyna Zakładu Górniczego Sobieski, stan na r. 2. Frolik A.: Analiza zmienności wskaźników hydrochemicznych wód dołowych pobranych w rejonie oddziału G-3 w aspekcie zagrożenia wodnego ze strony rzeki Przemszy. PPHU DALIA Sp. z o.o., Jaworzno Rogoż M.: Hydrogeologia kopalniana z podstawami hydrogeologii ogólnej. Wyd. Głównego Instytutu Górnictwa, Katowice Sztelak J.: Hydrogeologia górnicza i sposoby zwalczania zagrożeń wodnych w kopalniach podziemnych. Wyd. Politechniki Śląskiej, Gliwice Wilk J.: Opinia hydrogeologiczna dotycząca zawodnienia utworów czwartorzędowych w rejonie projektowanego do eksploatacji pola górniczego Partia Podłęże S. PPHU PROGEO Sp. z o.o., Katowice Wycisło K.: Zapobieganie szkodom hydrogeologicznym. w: Ochrona powierzchni przed szkodami górniczymi, Wyd. Śląsk, Katowice 1980.

76 74 Tłumienie wybuchu metanu z wykorzystaniem wysokociśnieniowej gaśnicy UKD : 622.8: Suppression of methane explosion with the use of the high-pressure extinguisher Dr inż. Zbigniew Szkudlarek* ) Prof. dr hab. inż. Rudolf Klemens** ) Prof. nzw. dr hab. inż. Marian Gieras** ) Treść: W artykule przedstawiono wstępne badania laboratoryjne nad skutecznością tłumienia wybuchów metanu z wykorzystaniem wysokociśnieniowej gaśnicy. Jako materiału tłumiącego użyto proszku gaśniczego składającego się głównie z kwaśnego węglanu sodu (NaHCO 3 ). Badania prowadzone były w komorach wybuchowych o pojemnościach 1,3 m 3 i 10 m 3, w których badano wpływ parametrów decydujących o procesie rozpylania i określano skuteczność tłumienia wybuchu metanu oraz na poligonie doświadczalnym, gdzie badano kształt i zasięg obłoku proszku gaśniczego wysokociśnieniowej gaśnicy. Przeprowadzone badania laboratoryjne pozwoliły na wyeliminowanie niedoskonałości w konstrukcji gaśnicy o objętości 10 dm 3 oraz wykazały, że możliwe jest skuteczne tłumienie w początkowej fazie wybuchu metanu. Abstract: This paper presents the initial laboratory tests on efficiency of suppression of methane explosion with the use of the high- -pressure fire extinguisher. Extinguishing powder consisting mainly of sodium bicarbonate (NaHCO 3 ) was used. The tests were carried out in explosion chambers of capacity 1.3 m3 and 10 m3, in which the parameters decisive in powder spraying were tested as well as efficiency of suppression of methane explosion was determined. In addition, the shape and range of powder cloud ejected from high-pressure extinguisher were tested in the experimental field. The tests enable to eliminate any imperfections in the design of fire extinguisher of capacity 10 dm3 and have proved that it is possible to extinguish successfully methane explosion at its early stage. Słowa kluczowe: wysokociśnieniowa gaśnica, tłumienie wybuchu metanu Key words: high-pressure extinguisher, suppression of methane explosion 1. wprowadzenie W górnictwie podziemnym węgla kamiennego wydobywaniu węgla w sposób ciągły towarzyszy wytwarzanie pyłu węglowego oraz metanu, które stwarzają zagrożenie dla każdej kopalni. Zapalenie się metanu i jego wybuch powoduje powstanie fali ciśnieniowej, która podrywa pył węglowy zalegający na spągu, ociosach oraz maszynach i urządzeniach znajdujących się w wyrobisku. Zapalona chmura pyłu węglowego może rozprzestrzeniać się w podziemnych wyrobiskach, powodując znaczne straty osobowe i materialne. * ) ITG KOMAG ** ) Politechnika Warszawska Czas trwania typowego wybuchu metanu wewnątrz zbiornika o objętości rzędu kilku metrów sześciennych wynosi kilkadziesiąt milisekund. Wybuch powinien być stłumiony w czasie kilkunastu milisekund od momentu jego zainicjowania, gdyż w przeciwnym przypadku może dojść do nadmiernego wzrostu ciśnienia wewnątrz zbiornika. Aby spełnić to wymaganie, środek gaśniczy musi zostać rozpylony z prędkością rzędu 100 m/s. Prowadzone przez Instytut Techniki Cieplnej Politechniki Warszawskiej badania laboratoryjne nad superszybkimi systemami tłumienia wybuchów przemysłowych doprowadziły do współpracy z ITG KOMAG w zakresie wykorzystania gaśnic o objętości 2 dm 3 i 10 dm 3. W opracowywaniu konstrukcji gaśnicy o objętości 10 dm 3 zostały wykorzystane również wyniki z badań przeprowadzonych dla gaśnicy o objętości 5 dm 3 w komorze wybuchowej o objętości 1,3 m 3.

77 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 75 Rys. 1. Schemat gaśnicy testowej o objętości 5 dm 3 (a) oraz 10 dm 3 (b) [5] (1 - pojemnik; 2 - komora spalania; 3 - membrana; 4 - łącznik stożkowy; 5 - rozpylacz zewnętrzny; 6 - rozpylacz wewnętrzny) Fig. 1. Diagram of the extinguisher of capacity 5 dm 3 (a) and 10 dm 3 (b) (1 - container; 2 burning chamber; 3 - membrane; 4 conical connector; 5 external sprayer; 6 - internal sprayer) Gaśnice, przedstawione na rys. 1, są wyposażone w pojemnik (1) zawierający materiał gaśniczy i posiadają wewnątrz specjalną instalację (2), której zadaniem jest wyrzucenie w możliwie najkrótszym czasie całej masy materiału gaśniczego i rozpylenie go wewnątrz chronionej przestrzeni. W tym celu zastosowano ładunek wybuchowy, którego zadaniem jest rozerwanie membrany (3) oddzielającej zbiornik od obszaru chronionego. Tablica 1. Parametry techniczne gaśnicy testowej o objętości 10 dm 3 Table 1. Technical parameters of the 10 dm 3 extinguisher Parametr Rodzaj materiału wybuchowego Zakres wymaganego ciśnienia w gaśnicy Wymagany całkowity czas opróżniania gaśnicy z proszku Rodzaj membrany Rodzaj i masa proszku gaśniczego Masa gaśnicy badawczej Wartość ładunek prochowy P-200; 3 spłonki chemiczne o energii 5 kj MPa do 25 ms blacha aluminiowa NaHCO 3 ; 3.3 kg ok. 100 kg Rys. 2. Widok 3D gaśnicy testowej o objętości 10 dm 3 [5] Fig. 2. 3D view of the tested fire extinguisher of 10 dm3 in capacity

78 76 2. Badania stanowiskowe Badania nad konstrukcją gaśnicy o objętości 10 dm 3 przeprowadzono w trzech etapach. W pierwszej fazie badań wykorzystano gaśnicę o objętości 5 dm 3. Testy wykonane w komorze 1,3 m 3 pozwoliły na określenie skali zjawiska, w tym wyznaczenie wstępnych parametrów fizycznych opisujących zjawisko związane z wybuchem metanu i jego tłumieniem. Odniesieniem były wcześniejsze wyniki badań, jakie uzyskano przy testach gaśnicy o objętości 2 dm 3. Schemat stanowiska badawczego pokazano na rys. 3. Na górze komory wybuchowej zamontowano stożkowy łącznik gaśnicy, do którego zamocowano pojemnik wysokociśnieniowy gaśnicy ze środkiem gaszącym. Po wypełnieniu komory mieszaniną gazową metanowo-powietrzną, o zadanym stężeniu, inicjowano wybuch za pomocą chemicznej spłonki zapłonowej, umieszczonej w środkowej części komory wybuchowej. Przebieg ciśnienia wybuchu w komorze mierzono za pomocą czujnika ciśnienia. Sygnał z czujnika wykorzystywano do uruchomiania systemu tłumiącego w momencie, gdy ciśnienie w komorze wybuchowej przekroczy zadaną wartość. System tłumiący mógł być także uruchamiany sygnałem z fotodiody reagującej na rozwijający się wybuch. Za pomocą czujnika ciśnienia mierzono również ciśnienie wewnątrz gaśnicy, w celu obserwacji zjawisk zachodzących w samej gaśnicy oraz oszacowania czasu opróżniania gaśnicy z proszku gaśniczego. Jako środka gaśniczego użyto typowego proszku gaśniczego składającego się głównie z kwaśnego węglanu sodu (NaHCO 3 ). Do wyzwalania układu wykorzystywano sygnał z fotodiody zamontowanej w specjalnie przystosowanym wzierniku na przedniej ścianie komory. Poziom sygnału wyzwalającego gaśnicę generowanego przez fotodiodę odpowiadał wzrostowi intensywności świecenia źródła światła padającego na fotodiodę (wiązało się to ze wzrostem intensywności wybuchu). Podwyższenie poziomu sygnału napięciowego wyzwalającego z fotodiody powodowało opóźnienie zadziałania aktywnego systemu tłumienia wybuchu (do uzyskania odpowiednio wysokiej wartości napięcia generowanego z fotodiody powinien nastąpić odpowiedni rozwój wybuchu). Przykładowe przebiegi ciśnienia z badań pokazano na rys. 4 i 5, natomiast wyniki badań gaśnicy o objętości 5 dm 3 przedstawiono w tablicy 2. Rys. 4. Przebiegi ciśnienia w komorze wybuchowej i w gaśnicy podczas próby tłumienia wybuchu [5], [2] Fig. 4. Curve of pressure in the explosion chamber and in the extinguisher during the test of suppressing the explosion [5], [2] Rys. 3. Schemat i widok stanowiska badawczego z komorą wybuchową o objętości 1,3 m 3 i zamontowaną gaśnicą o objętości 5 dm 3 [5], [2] Fig. 3. Scheme and view of test stand with 1.3 m3 explosion chamber and installed extinguisher of capacity 5 dm 3 [5], [2]

79 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 77 Rys. 5. Przebieg ciśnienia w gaśnicy podczas próby tłumienia wybuchu [5], [2] Fig. 5. Curve of pressure inside the extinguisher during the test of suppressing the explosion [5], [2] Na przykładzie przeprowadzonych badań można stwierdzić, że możliwe jest skuteczne tłumienie średnio intensywnego wybuchu, zainicjowanego w mieszaninie metanowo- -powietrznej, rozwijającego się w badawczej komorze o objętości 1.3 m 3, nawet dla stosunkowo wysokiego progu wyzwalającego sygnału napięciowego z fotodiody. W oparciu o badania porównawcze gaśnic o objętości 2 i 5 dm 3 opracowano konstrukcję gaśnicy o objętości 10 dm 3. W kolejnym etapie przeprowadzono badania z użyciem gaśnicy o objętości 10 dm 3. W komorze o objętości 10 m 3 (rys. 6) badano wpływ parametrów decydujących o procesie rozpylania, tj.: masa i geometria ładunku wybuchowego, liczba i rozmieszczenie zapalników w ładunku, geometria perforowanej komory spalania, grubość i sposób nacięcia membrany, geometria układu rozpylającego oraz wartości progowe układu wyzwalającego system tłumiący. Gaśnicę przymocowano pionowo do ściany zbiornika przy wykorzystaniu łącznika łukowego. Wewnątrz gaśnicy zamontowano czujnik ciśnienia, połączony przewodem z rejestratorem. Przebieg ciśnienia wewnątrz gaśnicy rejestrowano z częstością 0,1 ms. Do zapłonu ładunku prochowego wykorzystano trzy spłonki chemiczne. Rozmieszczono je w osi ładunku tak, aby Rys. 6. Schemat i widok stanowiska badawczego z komorą wybuchową 10 m 3 i zamontowaną gaśnicą o objętości 10 dm 3 [5] (A gaśnica, B zbiornik, C czujnik ciśnienia, D przewód od czujnika ciśnienia, E przewód zasilający) Fig. 6. Diagram of testing stand and view of fire extinguisher 10 dm 3 installed on the testing chamber 10 m 3 (A fire extinguisher, B tank, C pressure sensor, D cable of pressure sensor, E supply cable) Tablica 2. Wyniki badań gaśnicy o objętości 5 dm 3 w komorze wybuchowej o objętości 1,3 m 3 Table 2. Results of testing the 5 dm 3 fire extinguisher in the explosion chamber of capacity 1,3 m 3 Próba 1 Próba 2 Próba 3 Próba 4 Stężenie metanu w mieszaninie powietrzno-gazowej, % 7,5 8,5 Nadciśnienie wybuchu, MPa Dla wybuchu nie- Szybkość narastania ciśnienia, MPa/s tłumionego Wskaźnik wybuchowości, MPa m/s Poziom sygnału wyzwalającego, V 0,3 0,6 1,0 0,3 Nadciśnienie wybuchu w komorze, MPa 0,026 0,027 0,040 0,057 Nadciśnienie tłumionego wybuchu, MPa Dla wybuchu 0,006 0,0075 0,021 0,037 Maksymalne ciśnienie w gaśnicy, MPa tłumionego Całkowity czas opróżnienia gaśnicy, ms Próg ciśnieniowy otwarcia gaśnicy, MPa 0,0020 0,0028 0,0030 0,0020

80 78 proces spalania części ładunku, zainicjowany przez każdą ze spłonek, zakończył się w tym samym czasie. Jedną z najważniejszych kwestii na tym etapie badań było ustalenie głębokości nacięcia membrany oraz określenie odległości pomiędzy końcówką stożka perforowanej komory spalania a powierzchnią membrany. Kryterium porównawczym było uzyskanie odpowiedniego ciśnienia wewnątrz gaśnicy, mieszczącego się w zakresie od 12 do 18 MPa (optymalny na podstawie wielu prób przeprowadzonych dla gaśnic o objętości 2 dm 3 i 5 dm 3 ) oraz odpowiednio krótkiego czasu opróżniania gaśnicy, jak również poprawnego otwarcia membrany. Po przeprowadzeniu wielu prób do wykonania membrany wybrano blachę aluminiową. Badania prowadzono dla dwóch stopni zagęszczenia proszku wewnątrz gaśnicy: luźno usypanego, wstępnie ubitego. Przykładowe wyniki badań przedstawiono na rys. 7 i 8. Ostatnim etapem badań było określenie kształtu i zasięgu obłoku proszku gaśniczego w czasie opróżniania gaśnicy. Badania przeprowadzono na poligonie doświadczalnym. 3. Podsumowanie Trzyetapowe badania laboratoryjne możliwości tłumienia wybuchu metanu poprzez zastosowanie konstrukcji gaśnicy o objętości 10 dm 3 pozwoliły na optymalizację jej konstrukcji i wyeliminowanie niedoskonałości. Na podstawie przeprowadzonych badań można stwierdzić: parametry pracy gaśnicy o objętości 10 dm 3 zbliżone są do parametrów pracy gaśnic o mniejszych objętościach, przy proszku ubitym czas opróżniania gaśnicy wydłużył się nieznacznie, wartość ciśnienia w komorze gaśnicy, przy próbach z proszkiem ubitym była nieznacznie wyższa niż dla proszku luźno usypanego, jednak zasadniczy zakres ciśnień (w celu zapewnienia poprawnego otwarcia membrany) nie uległ zmianie i wynosi od 12 do 18 MPa, ładunek pirotechniczny spalał się zbyt wolno, w wyniku czego gorące (nie do końca spalone) gazy mogły wydostawać się na zewnątrz gaśnicy (zrezygnowano z ładunku pirotechnicznego). Jako podstawowy ładunek wybrano ładunek prochowy, dla którego nie stwierdzono takich zjawisk, zbyt wysokie ciśnienie w komorze gaśnicy może prowadzić do uszkodzenia konstrukcji perforowanej komory wybuchowej oraz do niewłaściwego otwarcia membrany, głębokość nacięcia membrany wpływa na ciśnienie wewnątrz gaśnicy, chemiczny ładunek wybuchowy powinien być umiejscowiony pośrodku perforowanej komory wybuchowej, dodatkowe otwory w części stożkowej komory wybuchowej, wpływają negatywnie na jakość otwarcia gaśnicy i powodują zwiększenie ciśnienia w gaśnicy, Rys. 7. Przebieg badań dla proszku gaśniczego luźno usypanego w gaśnicy [3], [5] Fig. 7. Tests for extinguishing powder loosely poured into the extinguisher [3], [5]

81 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 79 Rys. 8. Przebieg badań dla proszku gaśniczego wstępnie ubitego w gaśnicy [3], [5] Fig. 8. Tests for rammed and spent laying extinguishing powder [3], [5] Rys. 9. Zamontowana gaśnica o objętości 10 dm 3 przygotowana do próby [5] Fig. 9. Installed extinguisher of capacity 10 dm 3 prepared for test [5] Rys. 10. Wizualizacja procesu rozpylania proszku gaśniczego z gaśnicy 10 dm 3 za pomocą ładunku prochowego. Widok obejmuje odległość ok. 8 m [5] Fig. 10. Visualization of the process of spraying extinguishing powder from the extinguisher 10 dm 3 by use of explosive charge View of 8m distance [5]

82 80 zastosowanie karbu w membranie znacznie polepsza jakość jej otwarcia oraz nieznacznie obniża ciśnienie w gaśnicy, włożenie membrany nacięciem do komory powoduje nadmierny wzrost ciśnienia i zwiększa prawdopodobieństwo uszkodzenia konstrukcji, kształt obłoku proszku gaśniczego jest zbliżony do kuli dla zasięgu ok. 3.5 m (czas rozprzestrzeniania wynosi wtedy ok. 120 ms). Przeprowadzone badania laboratoryjne pozwoliły na wyeliminowanie niedoskonałości w konstrukcji gaśnicy oraz wykazały, że możliwe jest skuteczne tłumienie w początkowej fazie wybuchu metanu. Gaśnica wysokociśnieniowa o przedstawionej konstrukcji może być głównym elementem systemów ochronnych stosowanych w podziemnych wyrobiskach zakładów górniczych dopiero po pozytywnych badaniach stanowiskowych w skali 1:1. Literatura 1. Gieras M., Kałużny M., Klemens R.: Suppression of dust explosions by means of an active superfast explosion-suppression system of five liter volume. International Journal of Energetic Materials and Chemical Propulsion, 9(1): s.1-26, Klemens R., Gieras M.: Effectiveness of an active dust and gas explosion suppression system. Journal of Power Technologies 92 (1) (2012), s Klemens R., Gieras M., Kałużny M.: Dynamics of dust explosions suppression by means of extinguishing powder in various industrial conditions. Journal of Loss Prevention in the Process Industries 20 (2007), s Lebecki K.: Zagrożenia pyłowe w górnictwie. Wyd. GIG, Szkudlarek Z.: Minimising Risk for and Reducing Impact of Fire and Explosion Hazards Coal Mining - MINFIREX. Mid-term report Research Programme of the Research Fund for Coal and Steel - RFCR- CT , 2011, s (Materiały niepublikowane) 6. Szkudlarek Z.: Nowy system ograniczający skutki wybuchu pyłu węglowego w wyrobiskach korytarzowych. Praca badawcza CMG KOMAG nr E Gliwice, maj (Materiały niepublikowane) 7. Szkudlarek Z.: Układy tłumienia wybuchów w ciągach technologicznych. Praca badawcza ITG KOMAG nr E Gliwice, wrzesień (Materiały niepublikowane) 8. Sprawozdanie końcowe z wykonania projektu rozwojowego nr R pt. Urządzenie odpylające z aktywnym układem tłumienia wybuchu. CMG KOMAG, Gliwice, listopad 2008, s (Materiały niepublikowane)

83 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 81 UKD : : Wpływ obciążenia i wilgotności na wartości wskaźnika nośności mieszaniny popiołowo-żużlowej ze składowiska elektrowni skawina Influence of loading and moisture content on the CBR ratio of ash-slag mixture Dr inż. Andrzej Gruchot* ) Mgr inż. Agnieszka Wójtowicz* ) Treść: W pracy przedstawiono wyniki badan wskaźnika nośności CBR mieszaniny popiołowo-żużlowej pobranej ze składowiska Elektrowni Skawina z uwzględnieniem wpływu obciążenia i wilgotności. Próbki do badań formowano przy wilgotności zbliżonej do optymalnej oraz mniejszej od niej o około 7% i większej o około 3%. Próbki w trakcie badania obciążono siłą o wielkości 22 i 44 N. Stwierdzono, że wskaźnik nośności mieszaniny popiołowo-żużlowej zależał w istotny sposób od wilgotności, przy której były formowane próbki oraz w mniejszym stopniu od obciążenia. Najwyższe jego wartości uzyskano dla próbek formowanych przy wilgotności zbliżonej do optymalnej, najniższe dla próbek formowanych przy wilgotności większej od optymalnej. Abstract: This paper presents the results of California Bearing Ratio tests of ash-slag mixture from Skawina power plant landfill with consideration of the influence of loading and moisture content. The tests were based on samples formed at the moisture content close to the optimal one, lower by about 7% than the optimal one and higher by about 3% than the optimal one. During the test the samples were loaded with 22 and 44 N. It was stated that the bearing ratio of ash-slag mixture greatly depended on the moisture content of samples and to a lesser extent on the loading applied. The highest values were obtained for samples formed at the moisture content close to the optimal one, the lowest for samples formed at the moisture content higher than the optimal one. Słowa kluczowe: mieszanina popiołowo-żużlowa, wskaźnik nośności CBR, wilgotność, obciążenie Key words: ash-slag mixture, CBR ratio, moisture content, loading 1. Wprowadzenie W Polsce węgiel brunatny i kamienny jest podstawowym źródłem wykorzystywanym do produkcji energii elektrycznej i cieplnej. Pisarczyk [7] ocenia, że przy produkcji 1 kwh energii wytwarzanych jest od 35 do 220 g odpadów poenergetycznych. Odpady te to tzw. uboczne produkty spalania (UPS) w postaci popiołów lotnych, żużli, mieszanin popiołowo-żużlowych, mikrosfer, popiołów z kotłów fluidalnych, gipsów z odsiarczania spalin metodą mokrą wapienną, odpadów z odsiarczania spalin metodami półsuchymi i suchymi. Wytwarzane w procesach spalania odpady powstają na skutek * ) Uniwersytet Rolniczy w Krakowie występowania w węglu znacznych ilości substancji niepalnych, których zawartość w węglu kamiennym waha się od 11 do 17%, a w węglu brunatnym od 3 do 11% [3]. Powstające odpady były i często dalej są składowane na składowiskach, co powoduje wiele problemów, takich jak pylenie, konieczność wygospodarowania dużej przestrzeni, wymywanie zanieczyszczeń do wód gruntowych. Zagospodarowanie odpadów oprócz zmniejszenia konieczności ich składowania prowadzi do wielu korzyści zarówno w zakresie ochrony środowiska, jak i pod względem ekonomicznym. Obecnie zdecydowana większość odpadów poenergetycznych jest wykorzystywana w budownictwie, drogownictwie, górnictwie lub rolnictwie. Odpady te z powodzeniem zastępują grunty naturalne w nasypach ziemnych, pełnią rolę spoiwa podczas stabilizacji gruntów lub są składni-

84 82 kiem mieszanek mineralnych w podbudowach drogowych [1, 2, 11]. W górnictwie są wykorzystywane w postaci wodnych zawiesin, głównie w technologiach uszczelniania i izolacji zwałów, a także likwidacji wyrobisk korytarzowych [8, 9]. W rolnictwie wykorzystuje się je w celu poprawy struktury gleb oraz jako nawóz [5, 10]. W budownictwie ogólnym popioły stosuje się także do produkcji klinkieru, ze względu na właściwości pucolanowe mogą również zastępować cement w betonie [4]. Produkuje się z nich kruszywa lekkie oraz produkty ceramiki budowlanej [6]. 2. Cel i zakres pracy Celem pracy było określenie wpływu obciążenia i wilgotności na wskaźnik nośności CBR mieszaniny popiołowo- -żużlowej pobranej ze składowiska Elektrowni Skawina. Podstawowe właściwości fizyczne oraz parametry zagęszczalności oznaczono metodami standardowymi. Skład uziarnienia odpadów oznaczono metodą sitową dla ziarn i cząstek większych od 0,063 mm oraz metodą areometryczną dla cząstek mniejszych od 0,063 mm. Gęstość właściwą szkieletu oznaczono metodą kolby miarowej w wodzie destylowanej. Wilgotność optymalną i maksymalną gęstość objętościową szkieletu oznaczono w aparacie Proctora w cylindrze o objętości 2,2 dm3, przy energii zagęszczania 0,59 J cm-3. Wartości wskaźnika nośności CBR określono na próbkach mieszaniny popiołowo-żużlowej o pełnym uziarnieniu bezpośrednio po zagęszczeniu oraz po 4 dobach nasączania wodą [13]. Próbki formowano przy wilgotności wyjściowej wyznaczonej z krzywej Proctora i odpowiadającej 0,99 ρds (33,2% - wymóg normy [13]) oraz przy wilgotności mniejszej o około 7% (27%) i większej o około 3% (36%) od wilgotności optymalnej (rys. 1). Dla przyjętych wilgotności stopień wilgotności próbek wynosił od 0,54 do 0,76. Należy jednak wskazać, że przy wilgotności wynoszącej 36% stwierdzono grawitacyjny odciek wody z przygotowanych próbek i tym samym oznaczona wilgotność mieszaniny w trakcie ich formowania była o kilka procent wyższa od tej po badaniu wskaźnika nośności CBR. Próbki w trakcie badania obciążono siłą o wartości 22 i 44 N. Wskaźnik nośności określono przy penetracji trzpienia o powierzchni 20 cm 2 do głębokości 2,5 i 5,0 mm z prędkością 1,25 mm min-1. Jako wartość miarodajną przyjęto wyższą wartość wskaźnika nośności. W trakcie procesu nasączania próbek wodą, rejestrowano zmiany ich wysokości, co pozwoliło określić wartość pęcznienia liniowego wyrażonego w procentach jako stosunek przyrostu wysokości do początkowej wysokości próbki. Analizę uzyskanych wyników przeprowadzono w oparciu o wartości średnie wskaźnika nośności CBR z co najmniej dwóch powtórzeń i wilgotności w strefie penetracji trzpienia. 3. Wyniki badań i ich analiza 3.1. Właściwości fizyczne W składzie uziarnienia mieszaniny popiołowo-żużlowej dominowała frakcja piaskowa, której było blisko 57%, frakcji żwirowej było 14%, pyłowej nieco ponad 26%, a iłowej 3% (tab. 1). Według nomenklatury geotechnicznej uziarnienie mieszaniny odpowiadało kilkufrakcyjnym piaskom pylastym. Gęstość właściwa szkieletu wynosiła około 2,4 g cm 3, a maksymalna gęstość objętościowa szkieletu 1,16 g cm 3 przy wilgotności optymalnej 34%. Tabela 1. Charakterystyka geotechniczna mieszaniny popiołowo-żużlowej Table 1. Geotechnical characteristics of ash-slag mixture Lp Parametr Symbol Jednostka Wartość Zawartość frakcji, %: - żwirowa: 2 63 mm Gr 13,9 1 - piaskowa: 0,063 2 mm Sa 56,8 % - pyłowa: 0,002 0,063 mm Si 26,3 - iłowa: < 0,002 mm Cl 3,0 2 Nazwa wg [12] sisa (piasek pylasty) 3 Wskaźnik jednorodności uziarnienia C u - 12,7 4 Wskaźnik krzywizny uziarnienia C C - 1,4 5 Gęstość właściwa szkieletu ρ s g cm -3 2,41 6 Maksymalna gęstość objętościowa szkieletu ρ ds g cm -3 1,16 7 Wilgotność optymalna w opt % 34, Wskaźnik nośności CBR Rys. 1. Zależność gęstości objętościowej szkieletu od wilgotności mieszaniny popiołowo-żużlowej - parametry zagęszczalności i przyjęte wilgotności wyjściowe do formowania próbek Fig. 1. Relationship between the dry density and the moisture content of ash-slag mixture compactability parameters and the assumed output moisture contents for sample formation Wskaźnik nośności próbek obciążonych siłą 22 N i formowanych przy wilgotności zbliżonej do optymalnej w badaniu bezpośrednio po zagęszczeniu wyniósł średnio 41%, a po 4 dobowym nasączeniu wodą - 31% przy wzroście wilgotności o 7%. Przy wilgotności formowania próbek mniejszej od optymalnej wskaźnik nośności wyniósł 38% dla próbek bezpośrednio po zagęszczeniu i 29% po 4-dobowym czasie nasączania wodą, przy wzroście wilgotności o blisko 12%. Natomiast przy wilgotności większej od optymalnej uzyskano wskaźnik nośności wynoszący 27% dla próbek bezpośrednio po zagęszczeniu, a po 4-dobowym czasie nasączania wodą wskaźnik ten wyniósł nieco ponad 16%, przy wzroście wilgotności o 4% (rys. 1a).

85 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 83 Zwiększenie obciążenia do 44 N (rys. 1b) pozwoliło uzyskać wskaźnik nośności wynoszący blisko 43% w przypadku próbek formowanych przy wilgotności zbliżonej do optymalnej w badaniach bezpośrednio po zagęszczeniu i 40% po 4-dobowym czasie nasączania wodą, przy wzroście wilgotności o 4%. Przy wilgotności mniejszej od optymalnej uzyskano wskaźnik nośności wynoszący 40% dla próbek bezpośrednio po zagęszczeniu i 32% po 4 dobach ich nasączania wodą i przy wzroście wilgotności o ponad 10%. W przypadku próbek formowanych przy wilgotności większej od optymalnej w badaniach bezpośrednio po zagęszczeniu wskaźnik nośności wyniósł 30%, a po wzroście wilgotności o 5% spowodowanym 4-dobowym czasem nasączania wodą - 18%. Wyniki badań przedstawiono w tab. 2. W oparciu o powyższą analizę wpływu wilgotności, przy której były formowane próbki stwierdzono, że ma ona znaczący wpływ na wartości wskaźnika nośności. Najwyższe jego wartości uzyskano dla próbek formowanych przy wilgotności zbliżonej do optymalnej, a więc przy największym zagęszczeniu próbki (rys. 2). Nieco niższe wartości wskaźnika nośności, o około 3% uzyskano dla próbek formowanych przy wilgotności mniejszej od optymalnej. Natomiast dla próbek formowanych przy wilgotności większej od optymalnej uzyskano również wartości niższe w stosunku do wilgotności optymalnej, przy czym różnice sięgają tutaj blisko 14% w badaniach bezpośrednio po zagęszczeniu oraz ponad 22% w badaniach po 4 dobach nasączania wodą i obciążeniu siłą 44 N. Wzrost obciążenia próbek z 22 do 44 N spowodował zwiększenie wskaźnika nośności (rys. 3). W przypadku próbek poddanych badaniu bezpośrednio po zagęszczeniu było to nieznaczne zwiększenie, bo o około 2 do 3%. Natomiast dla próbek po 4-dobowym czasie nasączania wodą uzyskano zwiększenie o ponad 9% dla próbek formowanych przy wilgotności optymalnej, a dla próbek formowanych przy wilgotności mniejszej i większej od optymalnej od nieco ponad 1 do 3% Pęcznienie liniowe Pęcznienie liniowe mieszaniny popiołowo-żużlowej po 4-dobowym czasie nasączania wodą było niewielkie i nie przekraczało 0,1%. Nawet przy tak nie wielkim pęcznieniu należy stwierdzić, że najwyższe wartości stwierdzono dla próbek formowanych przy najniższej wilgotności. Obserwowano również wpływ obciążenia próbek, jego wzrost spowodował zmniejszenie pęcznienia liniowego. Tabela 2. Wyniki badań wskaźnika nośności CBR mieszaniny popiołowo-żużlowej Table 2. Test results of CBR ratio of ash-slag mixture Wilgotność założona Czas nasączania wodą Wilgotność w strefie penetracji trzpienia Wskaźnik nośności CBR Wilgotność w strefie penetracji trzpienia % % doby Obciążenie 22 N Obciążenie 44 N 27,0 33,0 36,0 Wskaźnik nośności CBR 0 27,7 37,8 26,8 40,4 4 39,4 29,1 37,3 32,4 0 33,3 40,7 32,6 42,7 4 40,2 31,0 36,7 40,1 0 34,5 26,8 34,4 29,8 4 38,8 16,4 37,2 17,8 Rys. 1. Zależność wskaźnika nośności CBR od wilgotności próbki w strefie penetracji trzpienia a) obciążenie 22 N, b) obciążenie 44 N Fig. 2. Relationship between the CBR ratio and moisture content of sample in the rod penetration zone

86 84 Rys. 2. Zależność wskaźnika nośności CBR od wilgotności, przy której formowano próbki Fig. 3. Relationship between the CBR ration and the moisture content by which samples were formed Rys. 3. Zależność wskaźnika nośności od obciążenia dla przyjętych wilgotności formowania próbek a badanie bezpośrednio po zagęszczeniu próbek, b badanie po 4-dobowym czasie nasączania próbek Fig. 4. Relationship between the CBR ration and the loading for the assumed moisture contents of the samples formation 4. Podsumowanie Na podstawie analizy wyników badań mieszaniny popiołowo-żużlowej z Elektrowni Skawina stwierdzono, że wskaźnik nośności CBR badanych odpadów zależał od wilgotności, przy której były formowane próbki oraz w mniejszym stopniu od obciążenia. Najwyższe jego wartości uzyskano dla próbek formowanych przy wilgotności zbliżonej do optymalnej, najniższe dla próbek formowanych przy wilgotności większej od optymalnej. Wilgotność odgrywa również znaczącą rolę w przypadku próbek poddanych nasączaniu wodą. Wzrost wilgotności odpadów w wyniku 4-dobowego czasu nasączania spowodował zmniejszenie wskaźnika nośności mieszaniny. Wzrost obciążenia od 22 do 44 N spowodował nieznaczne zwiększenie wskaźnika nośności w badaniach na próbkach bezpośrednio po zagęszczeniu. Natomiast po 4-dobowym czasie nasączania wodą wpływ ten jest dość istotny, dla konstrukcji nawierzchni drogowej i będzie czynnikiem zwiększającym nośność nasypu wykonanego z przedmiotowej mieszaniny.

87 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 85 Literatura 1. Duszyński A., Śliwińska-Serafin M.: Mieszanki popiołowo-żużlowe identyfikacja dla zastosowania w budownictwie drogowym. Monografia Popioły z energetyki. Międzyzdroje Filipiak J.: Wykorzystanie ubocznych produktów spalania jako stabilizatora do wzmacniania gruntów organicznych. Rocznik Ochrona Środowiska, 2013, Galos K., Uliasz-Bocheńczyk A.: Źródła i użytkowanie popiołów lotnych ze spalania węgli w Polsce. Gospodarka Surowcami Mineralnymi 2005, nr Garbacik A., Baran T.: Prognoza rozwoju cementów i spoiw hydraulicznych z dużą ilością popiołów. Monografia Popioły z energetyki, Międzyzdroje Gibczyńska M.: Popioły w rolnictwie. Monografia Popioły z energetyki. Zakopane Nowak W., Majchrzak-Kucęba I., Majchrzak A.: Nowe kierunki zagospodarowania popiołów lotnych. Monografia Popioły z energetyki, Zakopane Pisarczyk S.: Grunty nasypowe. Właściwości geotechniczne i metody ich badania. Oficyna Wydawnicza Politechniki Warszawskiej, Warszawa Plewa F., Pierzyna P., Piontek P.: Wpływ rodzaju odpadów poenergetycznych na właściwości mechaniczne mieszanin kompozytowych stosowanych w różnych środowiskach górnictwa podziemnego. Polityka energetyczna 2007, t. 10, z Plewa F., Pierzyna P.: Wykorzystanie ubocznych produktów spalania do utylizacji wód kopalnianych. Polityka energetyczna 2008, t. 11, z Rosik-Dulewska C.: Podstawy gospodarki odpadami. Wydawnictwo Naukowe PWN, Warszawa Sybilski D., Kraszewski C.: Ocena i badania wybranych odpadów przemysłowych do wykorzystania w konstrukcjach drogowych. Instytut Budowy Dróg i Mostów, Warszawa PN-EN ISO :2006. Badania geotechniczne. Oznaczanie i klasyfikowanie gruntów. Część 2: Zasady klasyfikacji. Polski Komitet Normalizacyjny, Warszawa. 13. PN-S-02205:1998. Drogi samochodowe. Roboty ziemne. Wymagania i badania. Polski Komitet Normalizacyjny, Warszawa.

88 86 UKD 622: : Prognozy wyczerpywania bazy zasobów kopalin teoria i praktyka Forecasts of mineral resources base depletion in theory and practice Inż. Aleksander Brożyna* ) Prof. dr hab. inż. Wiesław Kozioł* ) Treść: W artykule przedstawiono prognozy dotyczące przyszłości eksploatacji kopalin, zarówno energetycznych, jak i metalicznych oraz wzajemne ich powiązanie z punktu widzenia gospodarki. Omówiono historyczne i aktualne teorie wykorzystania zasobów surowców mineralnych wyjaśniono różnice pomiędzy nimi oraz przedstawiono wnioski z nich płynące. Przedstawiono aktualną sytuacje na świecie i prognozy dotyczące przyszłości wydobycia surowców mineralnych. Ostatnia część pracy stanowi omówienie rozwiązań dotyczących wyczerpywania się bazy zasobów kopalin. Abstract: This paper presents the projections on future energetic and metal resources extraction and their mutual relations from the economy point of view. At the beginning, the historical and current theories of utilization of mineral resources were discussed. The differences between them as well as conclusions were presented. The next part demonstrates the current global situation and predictions for the future extraction of mineral resources. The last part of the work is a discussion on solutions to prevent the depletion of the mineral resources base. Słowa kluczowe: zasoby kopalin, gospodarka, niedobór zasobów, wydobycie Key words: mineral resources, economy, scarcity of resources, extraction 1. Wprowadzenie Zagospodarowanie, a także wykorzystanie udokumentowanych złóż kopalin nieustannie wzrasta, w związku z coraz bardziej dynamicznym rozwojem cywilizacji i postępem technologicznym. Jeśli ludzkość będzie podążać nadal tą drogą, możliwe jest,że wkrótce skończą nam się tanie zasoby kopalin, w tym większości rud metali. Stanowi to bodziec do coraz intensywniejszych badań i poszukiwania nowych złóż. Fakty te dotyczą w różnym stopniu wykorzystania kopalin metalicznych, energetycznych, chemicznych i skalnych, które są wzajemnie powiązane. Przykładem, patrząc na aspekt ekonomiczny, jest wzmożone wydobycie rud miedzi, żelaza, cynku, ołowiu lub manganu, które wykorzystywane są np. w przemyśle samochodowym, a to wiąże się z coraz większym zapotrzebowaniem na ropę naftową. Dodatkowo, zwiększa się coraz bardziej popyt na kopaliny metaliczne oraz zmienia się ich podaż. Wszystko * ) AGH w Krakowie. to wskazuje, że kopaliny, takie jak np. żelazo, miedź, chrom, nikiel czy złoto oraz pierwiastki ziem rzadkich mogą być coraz trudniejsze do pozyskania w niedalekiej przyszłości. Należy jednak przewidywać, że w wyniku prowadzonych poszukiwań zostaną odkryte nowe, dotąd nieznane złoża. Postęp techniki prawdopodobnie umożliwi również zastąpienie kopalin aktualnie wykorzystanych innymi jeszcze nieużytkowanymi, a rosnące ceny sprawią, że wydobycie kopalin ze złóż dotąd pozabilansowych stanie się opłacalne. 2. Teorie wykorzystania zasobów mineralnych Ekonomiczny aspekt wykorzystania zasobów kopalin określa przede wszystkim optymalne rozłożenie w czasie procesów pozyskiwania odnawialnych oraz nieodnawialnych zasobów naturalnych, z uwzględnieniem możliwości ich zachowania dla przyszłych pokoleń, a także tempa ich eksploatacji. W jego ramach zdefiniowano i sformalizowano kryteria optymalności procesu wykorzystania zasobów w czasie, a także sformułowano warunki wydobycia surowców

89 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 87 odnawialnych i nieodnawialnych. Najistotniejszą rolę w stworzeniu współczesnej teorii wykorzystania zasobów surowców mineralnych odegrali Thomas Malthus [8], David Ricardo [15] i John Stuart Mill [10]. W wieku XVIII Malthus, a następnie w wieku w XIX Ricardo sformułowali poglądy, które zostały uznane później za paradygmaty. Paradygmat Malthusa, stanowiący podstawę statycznej teorii zasobów głosi, iż istnieje absolutna granica zasobów, po przekroczeniu której przestają one być dostępne. natomiast paradygmat Ricardo zakłada, że w miarę postępu ludzkość wykorzystuje zasoby coraz mniej wartościowe. Z tego punktu widzenia baza zasobów teoretycznie może się zwiększać, bowiem będzie więcej zasobów mniej atrakcyjnych, ale za to droższych w zagospodarowaniu i wykorzystaniu. W końcu w skali globalnej historia nigdy nie zanotowała wyczerpania się jakiegoś surowca. Dobrze oddaje to wypowiedź byłego szefa OPEC, długoletniego ministra ds. ropy Arabii Saudyjskiej, Szejka Zaki Yamaniego: era kamienia łupanego nie skończyła się z powodu wyczerpania się zasobów kamienia, tak samo era ropy naftowej nie skończy się z powodu wyczerpania jej zasobów [14]. Obie te teorie spotykają się jednak z ostrą krytyką. John Stuart Mill przeanalizował oba paradygmaty i nadał im inny wymiar, poprzez rozszerzenie pojęcia o ograniczoności zasobów. Odrzucił on pogląd Malthusa, ale za to uznał i wzbogacił koncepcje Ricardo o szczupłości zasobów naturalnych twierdząc, że postęp technologiczny może istotnie oddalić w czasie moment wyczerpania się zasobów. Uzasadnione jest stwierdzenie, że światu nie grozi całkowity brak zasobów w sensie fizycznym, ale problem sprowadza się do coraz większych kosztów ich eksploatacji oraz przeróbki. Oznacza to, że ludzkość umie i chce zużywać zasoby w kolejności od największej do najmniejszej jakości ekonomicznej, co prowadzi do zwiększenia kosztu jednostki produkcji. Pomijając skutki ekonomiczne, wyczerpywanie się zasobów nieodnawialnych stwarza olbrzymią presję na środowisko [6]. Wprowadzono, więc oszczędności w zużyciu surowców. Zaczęto również szukać tak zwanych alternatywnych źródeł. W przypadku obecnie eksploatowanych zasobów, które powstają w wyniku długotrwałych procesów geologicznych, stopień regeneracji jest bliski zeru. W XX wieku światowa produkcja przemysłowa wzrosła kilkanaście razy, a po drugiej wojnie światowej zużycie kopalin przekroczyło stan równy ich wykorzystaniu w dotychczasowej historii ludzkości. Wyrazem troski o to czy wystarczy nam zasobów był tzw. Raport Paleya z 1952 [19] roku, który ukazał się w Stanach Zjednoczonych, będący pierwszą próbą prognozy surowcowej w dużej skali. W raporcie tym rozważano wystarczalność zasobów naturalnych w Stanach Zjednoczonych oraz innych krajach na tle przewidywanego wzrostu zapotrzebowania na surowce. Zastanawiano się skąd będą czerpać surowce Stany Zjednoczone Ameryki Północnej. Biorąc pod uwagę skalę zużywanych corocznie kopalin w USA nasuwało się równocześnie pytanie, skąd będzie czerpał surowce w przyszłości świat? Wzrost gospodarczy może być realizowany jedynie w warunkach zrównoważonego rozwoju. Nie można doprowadzić do sytuacji, gdzie obecne pokolenie wyczerpie wszystkie zasoby naturalne, co spowoduje brak możliwości generowania rozwoju gospodarczego przez następne pokolenie. Problemy surowcowe znalazły się w centrum uwagi na początku lat 70., kiedy to autorzy pierwszego raportu dla Klubu Rzymskiego zatytułowanego Granice wzrostu [4] (1972 r.) prowadzili badania o ograniczoności światowych zasobów i możliwości ich wyczerpania już nawet w ciągu najbliższych 100 lat. Kiedy zabraknie nieodnawialnych zasobów surowców, wzrost gospodarczy na świecie nie będzie już możliwy. Ludzie uświadomili sobie, że stosunkowo szybko mogą wyczerpać się zasoby np. ropy naftowej, gazu ziemnego i innych kopalin, a co za tym idzie wzrośnie ich cena. Następstwem tego będzie konieczność wydobywania złóż coraz trudniejszych do eksploatacji oraz ich małą ilością. Zwrócono też uwagę na to, iż obecny wzrost gospodarczy realizowany może być kosztem kolejnych generacji, które zmuszone będą do ograniczenia konsumpcji pewnych dóbr z powodu nadmiernej eksploatacji. Wnioski z tego globalnego studium, a w szczególności dotyczące nieuchronnego pojawienia się surowcowej granicy wzrostu w wielu gałęziach gospodarki i to w perspektywie kilkunastu lat od opublikowania jednak zdezaktualizowały się, pomimo wykorzystania w pracach analitycznych modeli dynamiki systemów, opracowanych przez wybitnych uczonych z Massachusetts Institute of Technology, nagrodzonych nagrodą Nobla. Autorzy Granic Wzrostu [4] nie docenili między innymi wpływu rozwoju wiedzy, a w szczególności postępu technicznego, innowacji i wdrożeń ukierunkowanych na zmniejszenie jednostkowego zużycia energii pierwotnej i wtórnej w sferze produkcji, transportu i usług. Przyspieszenie tych procesów nastąpiło w efekcie bardzo wysokiego wzrostu cen ropy naftowej w latach oraz [13]. 3. Nieuchronnie zbliżający się niedobór surowców mineralnych Badania oparte na statystycznej teorii zasobów opublikowane w postaci Raportu dla Klubu Rzymskiego Granice Wzrostu są prawdopodobnie najczęściej cytowanym przykładem przeprowadzonej prognozy globalnego załamania gospodarki światowej w wyniku zużycia zasobów [5]. Nie sposób nie docenić tej publikacji w kształtowaniu idei tak zwanego zrównoważonego rozwoju. W prognozach tych używa się wskaźnika żywotności surowców oznaczającego stosunek udokumentowanych zasobów danego surowca do jego konsumpcji w skali roku. Pomimo, że nie uwzględnia on wielu czynników kształtujących wielkość wydobycia, takich jak: dostępność zasobów, postęp techniczny i wzrost wydajności, zmniejszenie jednostkowego zużycia oraz zmniejszenie kosztów wydobycia niektórych surowców, to jednak umożliwia on wyznaczenie pewnych dotychczasowych trendów oraz prognozowanie możliwych zmian. Jak wykazuje analiza wskaźników żywotności dla surowców, takich jak: węgiel, cynk, ołów, gaz ziemny i ropa naftowa [16], na początku XXI wieku bardzo trudno wyznaczyć trafne prognozy. Według wielu ekspertów ropa naftowa będzie pierwszym surowcem, którego brak będziemy odczuwać najdotkliwiej. Współczesny rynek dysponuje ok.1670 miliardami baryłek [3], [2], a biorąc pod uwagę możliwość nowych odkryć, szczególnie w strefach szelfu kontynentalnego i w regionach polarnych oraz poprawiania efektywności wydobycia, może on wzrosnąć do 2000 miliardów. Szacuje się, że świat każdego dnia zużywa około milionów baryłek ropy naftowej. Z tego wynika, że jej zasobów miałoby wystarczyć na następne ok. 50 lat. Prognozy publikowane przez OPEC podają, że tempo wzrostu zapotrzebowania na ropę będzie wzrastać w najbliższych latach nieco ponad 1% rocznie [3], a w 2014 r. po raz pierwszy zapotrzebowanie na ropę krajów OPEC będzie mniejsze od zapotrzebowania pozostałych krajów. Biorąc pod uwagę ekspansję krajów, takich jak Chiny, czy Indie prognozy nie są zbyt optymistyczne. OPEC, czyli organizacja krajów eksportujących ropę naftową dostarcza na rynek około 43% ropy, USA około 10%, Kanada, Norwegia, Wielka Brytania około 8%, kraje byłego ZSRR 16%, i pozostałe kraje ponad około 20%, w tym kraje UE niecałe 2% [3].

90 88 Za około 20 lat, według różnych ocen, zużycie może wzrosnąć do około nawet 120 milionów baryłek dziennie. Ludzkość już teraz wyczerpała dużą część zasobów paliw kopalnych. Rekordowa cena 100 USD za baryłkę ropy padła na nowojorskiej giełdzie 2 stycznia 2008 roku, osiągając w III kwartale tego roku granicę 150 USD. Według ekonomistów cena ta będzie stale wzrastać. Chociaż olbrzymie rezerwy wciąż pozostają pod ziemią, to jednak tempo wydobycia prawdopodobnie wkrótce zacznie spadać, ze względu na coraz trudniejszą dostępność surowców. W wyniku tego powstanie przepaść pomiędzy dostawą a zapotrzebowaniem, co spowoduje problemy ekonomiczne, ponieważ stały światowy wzrost ekonomiczny potrzebuje stałego wzrostu ilości energii [3]. Prawdopodobnie węgiel nie będzie mógł zastąpić luki po ropie i gazie. Jeśli chodzi o szczyt wydobycia węgla, czyli moment, w którym będzie ono największe, to wciąż pozostaje on nieznany, ale wiele wskazuje na to, że nastąpi to w niedalekiej przyszłości. Co więcej, szacuje się, że maksimum wydobycia węgla może nastąpić już nawet w 2025 roku. W pesymistycznym scenariuszu energia uzyskiwana z paliw kopalnych łącznie może osiągnąć maksimum już około 2020 roku. Inne źródła energii, takie jak: jądrowa, wodna, słoneczna, biopaliwa, pływowa, czy geotermiczna, nie są w stanie zapewnić pokrycia tej luki ze względu na niską koncentracje energii, niestabilność dostaw oraz kwestie konwersji i przechowywania. Przez wiele lat ostrzeżenia o zbliżających się niedoborach poszczególnych metali okazały się być nieprawdziwymi, przez dostępność stosunkowo tanich i dużych źródeł energii z paliw kopalnych. Dotychczas, kiedy współczynnik rezerw do wydobycia, dla któregoś z minerałów był zbyt niski, ceny rosły, a wraz z nimi rosła opłacalność wydobycia zasobów, które uważane były dotąd za zasoby pozabilansowe. Twierdzenie, że kiedykolwiek pojawiają się niedobory, zacznie się eksploatacja trudniejszych zasobów przestanie działać, kiedy zabraknie taniej energii. XX wiek charakteryzował się ogromnym wzrostem wydobycia surowców mineralnych. Tablica 1. Światowa produkcja i szacunkowe zasoby wybranych metali w 2012 r. wg. Mineral Commodity Summaries 2013, US Department of the Interior, US Geological Survey, Reston Virginia, 2013 [11] Table 1. Global output and estimated resources of the selected metals in 2012 acc. to the Mineral Commodity Summaries 2013, US Department of the Interior, US Geological Survey, Reston Virginia, 2013 [11] Pierwiastek Produkcja Mg metalu Światowe zasoby Mg metalu Wystarczalność statyczna Mangan około 39 lat Nikiel około 36 lat Cynk około 19 lat Miedź około 40 lat Srebro około 23 lata Złoto około 19 lat Kobalt około 68 lat Wolfram około 44 lata Podążając ścieżką aktualnego modelu konsumpcyjnego, ludzkość ma znacznie mniej niż 50 lat stosunkowo taniego dostępu do metali (tab. 1). Sięgamy po zasób o coraz niższej jakości i w coraz trudniejszych miejscach, przez co w końcu tempo wydobycia zacznie spadać, a energia potrzebna do ich wydobycia będzie rosnąć wykładniczo. Już teraz mamy do czynienia z niedoborem niektórych metali, np. indu, a w ciągu najbliższych dziesięcioleci poważne problemy z szybkim wydobyciem będą miały metale, takie jak: złoto, srebro, cyna, cynk, cyrkon, kadm, wolfram, miedź, mangan, nikiel i molibden. Metale, takie jak gal, german, czy skand nie znalazły się w tabeli USGS z braku wystarczającej liczby danych, ale są one wydobywane w małych ilościach, jako produkt uboczny innych metali. Niektóre z tych metali już obecnie zaliczone zostały do grupy tzw. metali krytycznych (deficytowych), co oznacza, że brak jest dla nich odpowiednich źródeł pierwotnych (złóż) i wtórnych oraz możliwości podjęcia produkcji na różnych etapach [12]. Na uwagę zasługuje fakt zwiększającego się wykorzystania surowców metalicznych, takich jak: rudy ołowiu, cyny, złota czy srebra, nieco mniejszego w przypadku rud miedzi, cynku i niklu oraz kobaltu, manganu i chromu. Największe wykorzystanie notuje się dla żelaza 500 mln ton rocznie, boksytów ponad 20 mln ton rocznie, miedzi ponad 10 mln ton rocznie, manganu i cynku około 7 mln ton rocznie, chromu 3 mln ton rocznie. W okresie , wydobycie węgla wzrosło 2,7 razy, żelaza 5,1 razy, miedzi 9 razy, a ropy naftowej 24 razy [17]. O wzrastającej roli w gospodarce świadczy również wzrost eksportu niektórych metali, np. rud żelaza, miedzi, cynku, ołowiu oraz cyny. Ostatnie lata to wzrost cen surowców spowodowany przez bardzo duże zużycie w dynamicznie rozwijających się krajach azjatyckich. Dotyczy to przede wszystkim Chin. Gospodarka chińska zużywa obecnie 50% całej światowej produkcji węgla, ok 12% ropy naftowej, 30% rudy żelaza oraz 27% produktów ze stali. Chiny, choć posiadają 23% światowych rezerw metali ziem rzadkich, to przypada na nie aż 97% ich wydobycia. Chiny cieszące się pozycją niemalże monopolisty powinny być zadowolone, jednak wzywają inne kraje do podjęcia eksploatacji, potrzebnej do zapewnienia dostaw metali na rynkach światowych. W rządowym dokumencie, udostępnionym przez agencję Xinhua, dowiadujemy się, że wyczerpywanie rezerw metali ziem rzadkich w większości miejsc ich wydobycia przyśpiesza i po ponad 50 latach bardzo intensywnej eksploatacji chińskie rezerwy szybko się kurczą. W 2010 roku Chiny wyeksportowały ton metali ziem rzadkich, jednak ostatnio wydobycie ograniczono do ton [18]. Wpływ tych procesów na światowe rynki surowców mineralnych jest obiektem licznych publikacji, ale brak szerszych rozważań na temat ich wpływu na wystarczalność surowców. Sytuacja wygląda znacznie gorzej w Unii Europejskiej. Jeśli Chiny, produkujące 97% pierwiastków ziem rzadkich, już teraz apelują do innych krajów o zwiększenie wydobycia z powodu kończenia się rezerw to, co się stanie, jeśli sytuacja się nie zmieni w przeciągu choćby kilkunastu lat? Zależność gospodarki UE, czy USA od importu i dostaw surowców mineralnych stwarza w perspektywie XXI wieku zagrożenie ograniczenia rozwoju firm i wzrostu gospodarczego oraz zatrudnienia. Wynika stąd konieczność racjonalnego wykorzystania zasobów, recyklingu oraz efektywnej eksploatacji złóż kopalin strategicznych. Stan, w którym kraje importują większość metali strategicznych, np. niklu, kobaltu, czy metali ziem rzadkich ogranicza rozwój technologiczny. Należy podkreślić także, że intensywność wykorzystania surowców metalicznych wykazuje sukcesywny wzrost. W obecnych czasach coraz częściej stawiane są pytania o to, w jaki sposób współczesne społeczeństwa mogą przeciwdziałać kryzysowi surowcowemu oraz czy w ogóle jest to możliwe do wykonania. Im wcześniej racjonalne wykorzystanie zasobów stanie się powszechne, tym mniej odczują kryzys przyszłe pokolenia. Do najważniejszych zadań przemysłu wydobywczego należy problem ochrony złóż oraz właściwego zagospodarowania. W trudnych warunkach geologiczno-górniczych lub przy pełnej mechanizacji eksploatacji wybiera się często najlepsze partie złoża, pozostawiając

91 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 89 partie ustępujące pod względem jakościowym. W niektórych przypadkach stopień jego wykorzystania nie przekracza nawet 40%. Kompletne wykorzystanie złoża oznacza, że wraz z kopaliną główną powinny być eksploatowane kopaliny towarzyszące i współwystępujące, przy dążeniu do bezodpadowego wykorzystania surowców. W rudach metali występują często domieszki rzadkich pierwiastków i tak, na przykład rudy miedzi zawierają 40 pierwiastków śladowych, z których tylko nieliczne są odzyskiwane. Konieczne jest również poszukiwanie alternatywnych surowców mineralnych oraz maksymalizacja odzysku przez recykling. Nadzieje na uniezależnienie od zasobów nieodnawialnych dają nowe technologie. Będą one z pewnością wykorzystywane do zwiększenia zdolności wydobywczych kopalń, do eksploatacji złóż występujących na dużych głębokościach, czy dnie oceanów. Nowego znaczenia nabrały odpady górnicze, które stały się źródłem wielu surowców jako, tak zwane złoża antropogeniczne. Futurystyczną, czy wręcz sience fiction wydaje się być wizja pozyskiwania surowców z przestrzeni kosmicznej, aczkolwiek już obecnie prowadzi się badania mające na celu ocenę perspektyw pozyskiwania pierwiastków z asteroid znajdujących się w pobliżu Ziemi. Wykorzystanie procesów biologicznych daje dużą nadzieję na odsunięcie w czasie, a według niektórych nawet eliminację procesu wyczerpywania się surowców [9]. Chodzi o metody pozyskiwania metali z ubogich rud, odpadów, wód kopalnianych oraz zanieczyszczonych gleb, a także produkcję energii z biologicznych źródeł alternatywnych. Interesującym przykładem nowego podejścia do eksploatacji jest możliwość pozyskiwania metali z konkrecji polimetalicznych nagromadzeń tlenków żelaza oraz manganu, które występują na dnie oceanów. Jest to tzw. górnictwo morskie. Są one wzbogacone w porównaniu z ich odpowiednikami ze środowisk lądowych, w wiele cennych pierwiastków śladowych, takich jak: Co, Cu, Mo, Ni, Pt. Złoża te o znaczeniu perspektywicznym występują na głębokościach 3000 m, tworząc tzw. pola konkrekcjonośne. Najbogatsze z tych pól Clarion - Clipperton, znajdujące się w strefie przyrównikowej Oceanu Spokojnego, stwarza możliwość eksploatacji nawet około 7500 mln ton manganu, 340 mln ton niklu, 265 mln ton miedzi i 78 mln ton kobaltu [7]. Ze względu na aktualne ceny surowców nie podjęto dotąd eksploatacji, ale prowadzone są intensywne badania, które służą poznaniu budowy geologicznej dna oraz możliwości potencjalnej eksploatacji i odzysku metali z konkrecji. Na szczególną uwagę zasługuje fakt, że Polska, należąc do konsorcjum Interoceanmetal, posiada działkę w rejonie Clarion Clipperton, co stanowi niezwykłą perspektywę dla kraju w przyszłości. Prognostyczne zasoby konkrecji polimetalicznych w tym obszarze szacowane są na ok. 34 mld Mg, w tym manganu - 7,5 mld Mg, niklu 34 mln Mg, miedzi 264 mln Mg, kobaltu 78 mln Mg. Eksploatacja tych złóż wymaga jednak nowych rozwiązań techniczno-technologicznych i dużych nakładów finansowych. 4. Podsumowanie Biorąc pod uwagę tendencje rynku światowego w najbliższym czasie ceny wielu metali prawdopodobnie relatywnie wzrosną. Dotychczasowe prognozy wyczerpywania się surowców mineralnych nie sprawdzały się, przez dostęp do tanich źródeł energii, lecz właśnie wyczerpywanie się surowców energetycznych w pierwszej kolejności odczujemy najbardziej. Pociągnie to za sobą długofalowe skutki gospodarcze. Wyczerpujące się zasoby sprawią, że ludzkość w coraz większym stopniu będzie zmuszona do poszukiwań surowców niezbędnych do dalszego funkcjonowania oraz ich eksploatacji z coraz trudniej dostępnych źródeł. Górnictwo morskie, biogórnictwo, czy nawet eksploatacja z przestrzeni kosmicznej stwarzają szanse dla przyszłych pokoleń. Zwykłe strategie przeciwdziałania problemowi polegające na recyklingu, czy szukaniu substytutów są konieczne, ale mogą okazać się niewystarczające na dłuższą metę. W ujęciu ekonomicznym należy jak najlepiej rozłożyć w czasie możliwość wykorzystania zasobów surowców mineralnych, przy takim rozłożeniu w czasie tempa ich eksploatacji, aby możliwe było ich zachowanie dla kolejnych generacji. Na podsumowanie doskonale nadają się słowa stojących na czele Ruchu Ochrony Zasobów prezydenta F. Roosevelta oraz Gifforda Pinchota: Mamy ograniczony zasób węgla, i tylko ograniczony. Czy będzie on trwał sto lat, czy też sto pięćdziesiąt, lub nawet tysiąc lat węgiel jest ograniczony w swojej ilości, o ile dzięki zmianom geologicznym, których nie dożyjemy, nie będzie go więcej, niż jest teraz. Ale węgiel w pewnym znaczeniu jest istotnym rdzeniem naszej cywilizacji. Jeżeli będzie można go zachować, jeżeli życie złóż kopalin będzie można rozciągnąć w czasie, jeżeli zapobiegając marnowaniu, będziemy mogli pozostawić więcej węgla w tym kraju, po zaspokojeniu wszelkich potrzeb obecnego pokolenia w zakresie tego źródła energii, to dobrze zasłużymy się naszym potomkom. Literatura 1. A.M. Diederen.: Metal minerals scarcity: A call for managed austerity and the elements of hope March 10, Ayres R.U.: Industrial metabolism: theory and policy, w: The greening of industrial eco- systems, red. Allenby B.R., Richards D.J., Na-tional Academy Press, Washington D.C. 1994, pp BP Statistical Reviev of World Energy, June 2013, bp.com/statisticalreviev. 4. Donella Meadows, Dennis Meadows W.Behrens, Jorgen Randers: Granice Wzrostu. Państwowe Wydawnictwo Ekonomiczne, Warszawa Gałuszka A., Migaszewski Z.: Problemy zrównoważonego użytkowania surowców mineralnych, Gołębiowska U. E.: Teoretyczne aspekty wyczerpywania się naturalnych surowców energetycznych Politechnika Koszalińska, Kotliński R.: Pole konkrecjonośne Clarion-Clipperton źródło surowców w przyszłości, Górnictwo i Geoinżynieria 2011, R. 35, z. 4/1. 8. Malthus T.: Prawo ludności, Wydawnictwo Gebethner i Wolff, Warszawa Mclaren J.S.: Crop biotechnology provides an opportunity to develop a sustain-able future, w: Trends in Biotechnology, vol. 23, no 7, 2005, s Mill J.St.: Zasady ekonomii politycznej, t.1, PWN. Warszawa Mineral Commodity Summaries 2013, US Department of the Interior, US Geological Survey, Reston Virginia, Pietrzyk S.: Metale krytyczne i ich recykling. Konf. Metale towarzyszące w przemyśle metali nieżelaznych, Wrocław Pindór T.: Strukturalne przekształcenia globalnego sektora węgla kamiennego w kontekście kryteriów rozwoju zrównoważonego i trwałego AGH, Kraków Radetzki M.: Is Resource Depletion a Threat to Human Progress? Oil and Other Critical Exhaustible Materials. Energy Sustainable Ricardo D.: Zasady ekonomii politycznej i opodatkowania, PWN, Warszawa Wellmer F-W., Becker-Platen J.D.: Global nonfuel mineral resources and sustain- ability, Kicki J. Czy nam wystarczy surowców

92 90 UKD : : Modelowanie gęstych zawiesin popiołów lotnych w rurociągu podsadzkowym Modelling of dense slurry of fly ashes in a backfill pipeline Dr inż. Tomasz Janoszek* ) Dr inż. Zbigniew Lubosik**) Prof. dr hab. inż. Jacek Marian Łączny* ) Dr hab. inż. Stanisław Prusek, prof. GIG** ) Treść: Przedmiotem opracowania jest zaprezentowanie możliwości zastosowania metod numerycznej mechaniki płynów do analizowania parametrów wydajnościowych związanych z procesem hydrotransportu w rurociągu mieszaniny popiołowo-wodnej do podsadzania wyrobisk. Celem pracy jest zidentyfikowanie wartości ciśnień roboczych panujących w poszczególnych odcinkach analizowanej instalacji podsadzkowej w warunkach hydrotransportu gęstej zawiesiny popiołów lotnych. Analizą objęto rzeczywiste parametry geometryczne rurociągu podsadzkowego w jednej z polskich kopalń węgla kamiennego. Abstract: The purpose of this study is to demonstrate the applicability of the Computational Fluid Dynamics methods to analyze the performance parameters of the hydraulic transportation of ash-water mixture in the gravity transportation pipeline. The aim of the test is to identify the values of working pressures in the given sections of the pipeline under the conditions of hydraulic transportation of fly ash slurry. The analysis included the actual geometric parameters of the pipeline in one of the Polish coal mines. Słowa kluczowe: numeryczna mechanika płynów, hydrotransport, mieszaniny wodno-popiołowe, podsadzka Key words: Computational Fluid Dynamics, hydraulic transport, ash-water mixtures, backfill 1. Wprowadzenie W eksploatacji górniczej od lat znajdują zastosowanie gęste zawiesiny popiołów lotnych, które, za pomocą instalacji grawitacyjnej, transportuje się z poziomu szybu kopalnianego do wyrobisk górniczych lub zrobów w celu ich wypełnienia [1, 4]. Zawiesiny te stosowane mogą być do: doszczelniania zrobów zawałowych, likwidacji wyrobisk korytarzowych, wy- * ) Główny Instytut Górnictwa, Zakład Terenów Poprzemysłowych i Gospodarki Odpadami, ** ) Główny Instytut Górnictwa, Zakład Technologii Eksploatacji i Obudów Górniczych

93 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 91 pełniania starych pustek w górotworze, wykonywania pasów i korków podsadzkowych, likwidacji szybów i szybików oraz jako składnik podsadzki samozestalającej i w technologiach związanych z profilaktyką przeciwpożarową. Podstawowymi zaletami stosowania mieszanin wodno-popiołowych w górnictwie są [1, 10]: dobre właściwości penetracyjne, dobre właściwości izolacyjne w obszarach zagrożonych rozwojem pożaru (zroby, zbędne wyrobiska), poprzez ograniczenie dostępu utleniacza ze strumienia powietrza niezależnego, niska przepuszczalność, bardzo niska wymywalność metali ciężkich, właściwości samozestalające, co umożliwia otrzymanie monolitycznej struktury w krótkim czasie, a tym samym ograniczenia deformacji powierzchni terenu. Instalacja do transportu materiału podsadzkowego (w tym zawiesin popiołów lotnych) składa się z odcinków rur o zadanej średnicy, połączonych ze sobą za pomocą znormalizowanych kolan, dyfuzorów oraz kształtek rurowych. Całość stanowi skomplikowany układ przestrzenny, w którym, ze względu na jego złożoność, mogą wystąpić stany awaryjne w grawitacyjnym przepływie transportowanej mieszaniny. Przez stany awaryjne należy rozumieć możliwość wystąpienia lokalnych niedrożności instalacji, tworzenie się korków powietrznych (które w rezultacie mogą prowadzić do powstawania erozji rur lub przepływu mieszaniny niepełnym przekrojem rury), czy też uszkodzeń mechanicznych rurociągu [11]. Metodą prewencyjną eliminującą występowanie stanów awaryjnych jest analiza parametrów wydajnościowych instalacji podsadzkowej, w szczególności wyznaczenie wartości ciśnień roboczych panujących na poszczególnych odcinkach rurociągu [1, 7, 11]. W literaturze [4, 11] mamy kilka metod obliczania parametrów wydajnościowych instalacji grawitacyjnej do transportowania hydromieszanin, a mianowicie: R. Adamka, analityczno-empiryczna, W. Budryka, Korżajewa-Dobrowolskiego, statystyczna. Metoda Adamka pozwala na analizowanie parametrów wydajnościowych instalacji grawitacyjnej dla dwóch rodzajów materiałów: piasku, piasku i skał płonnych o uziarnieniu w przedziale mm. Metoda analityczno-empiryczna stanowi interpretacje wyników prowadzonych badań laboratoryjnych, które doprowadziły do opracowania zależności empirycznych umożliwiających analizowanie wpływu ruchu hydromieszaniny (woda- -piasek) na wartość zmian parametru ciśnienia w rurociągu w zakresie zmian średnicy m. Metoda W. Budryka pozwala na analizowanie parametrów wydajnościowych instalacji podsadzkowej w warunkach transportowania mieszaniny podsadzkowego składającej się z piasku i wody. W oparciu o nomogramy istnieje możliwość prognozowania maksymalnej wydajności rurociągu podsadzkowego w zależności od jego podstawowych parametrów geometrycznych, takich jak długość rurociągu czy różnica wysokości pomiędzy wlotem a wylotem. Metoda Korżajewa-Dobrowolskiego opracowana została z zamiarem doboru optymalnych parametrów wydajności projektowanej instalacji podsadzkowej w warunkach hydrotransportu rurociągiem o średnicy 150 mm materiału piasku z udziałem rozdrobnionych skał płonnych o wielkości ziaren do 50 mm. Metoda statystyczna pozwala natomiast analizować proces przenoszenia mieszaniny wody z piaskiem w rurociągu o średnicy 185 mm. Operując odpowiednimi zależnościami, istnieje możliwość oszacowania natężenia przepływu zaczynu w instalacji podsadzkowej przy jednoczesnym wyznaczeniu wartości prędkości krytycznej, dla której ruch hydromieszaniny jest utrudniony. Wszystkie omawiane metody pozwalają wprawdzie na analizowanie parametrów wydajnościowych instalacji grawitacyjnej, jednak tylko dla mieszanin, które w swoim składzie zawierają piasek lub piasek z udziałem rozdrobnionych frakcji skał płonnych. Stosowanie ich do analizowania ruchu gęstych zawiesin popiołów lotnych nie znajduje jednak zastosowania. Wynika to bezpośrednio z odmiennego zachowania się mieszanin wytwarzanych z udziałem odpadów energetycznych. Różnice te wynikają przede wszystkim z faktu, że mamy do czynienia z mieszaniną, która w warunkach transportu rurociągiem zmienia swoje właściwościami reologiczne (lepkość, rozlewność, granica płynięcia), fizyczne (gęstość) i chemiczne. Przykładowo, dynamiczny współczynnik lepkości dla mieszaniny wody i popiołu pochodzącego z kotła fluidalnego, w zależności od masowego udziału części stałych do wody, zmienia się w granicach od , Pa s do , Pa s, dla popiołu bez odsiarczania zmienność ta wynosi od , Pa s do , Pa s, natomiast dla popiołu z półsuchej metody odsiarczania przedział ten zawiera się od , Pa s do , Pa s. Z punktu widzenia hydrotransportu tego typu zaczynów do wyrobisk, istotnym parametrem okazuje się być granica płynięcia oraz współczynnik lepkości, które to bezpośrednio determinują parametr rozlewności, a tym samym wydajność procesu przetłaczania [14]. Ze względu na znaczne koszty prowadzenia badań związanych z opracowaniem nowych zależności oraz nomogramów opisujących zmienność parametrów wydajnościowych instalacji podsadzkowej, przeznaczonej do transportu gęstych zawiesin popiołów lotnych, innowacyjną metodą okazuje się być modelownie numeryczne tego typu procesów z zastosowaniem numerycznej mechaniki płynów CFD (z ang. Computational Fluid Dynamics). Numeryczna mechanika płynów stanowi obecnie szybko rozwijającą się dziedzinę nauki, która podejmuje się rozwiązywania zagadnień związanych z analizowaniem wpływu ruchu płynu (cieczy i gazów) na procesy wymiany ciepła i masy w skończonej objętości stanowiącej obraz geometryczny analizowanego układu [5]. W związku z powyższym w pracy zaprezentowano wyniki symulacji warunków zmienności parametrów wydajnościowych procesu hydrotransportu mieszaniny popiołów lotnych i wody, jako wynik przyjętej geometrii instalacji podsadzkowej, z zastosowaniem formalizmu numerycznej mechaniki płynów. 2. Analiza rozkładu zmian ciśnienia w rurociągu metodą CFD 2.1. Geometria rurociągu Geometria układu przestrzennego instalacji podsadzkowej została oparta o dane odnośnie: współrzędnych położenia trasy rurociągu, średnic rurociągu na jego poszczególnych odcinkach, rzędne wysokości odcinka rurociągu. W tabeli 1 zestawiono parametry geometryczne analizowanej instalacji podsadzkowej przeznaczonej do zatłaczania zawiesiny wodno-popiołowej z szybu A do ściany 1. Przyjęta do obliczeń geometria ustalona została w oparciu o następujące elementy rurociągów podsadzkowych: rury podsadzkowe wg normy [12] (rys.1) oraz kształtki rurowe wg normy [13] (rys.2).

94 92 Tabela 1. Parametry geometryczne instalacji podsadzkowej z szybu do ściany 1 Table 1. Geometric parameters of gravity transportation pipeline from the shaft to longwall 1 źródło: opracowanie własne

95 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 93 Rys. 1. Podsadzkowe kolano do rurociągów stalowych: a) rysunek techniczny, b) model geometryczny źródło: a) [3], b) opracowanie własne Fig. 1. Backfilling mitre turn: a) technical drawing, b) geometric model. source: a) [3], b) own elaboration Rys. 2. Zwężki do rurociągów podsadzkowych: a) rysunek techniczny, b) model geometryczny źródło: a) [3], b) opracowanie własne Fig. 2. Convergent pipe: a) technical drawing, b) geometric model, source: a) [3], b) own elaboration Rysunek 3 przedstawia model przestrzenny trasy rurociągu podsadzkowego z szybu A do ściany 1, który został opracowany do celów symulowania transportu mieszaniny popiołowo-wodnej. Poszczególne długości odcinków rurociągu, położenie oraz ich średnice ustalono na podstawie danych zawartych w tabeli Obszar dyskretyzacji rozwiązania numerycznego Na rysunku 4 przedstawiono wyniki opracowanej siatki numerycznej obszaru przepływu mieszaniny w analizowanej geometrii instalacji podsadzkowej do ściany 1. Dla obszaru dyskretyzacji modelu geometrycznego rurociągu prowadzonego do ściany 1 (rys. 4) wygenerowano następujące rodzaje siatek numerycznych: siatkę numeryczną modelu bryłowego odcinka rurociągu 0-9 utworzonego z punktów węzłowych połączonych elementami prostymi, które stanowią obraz geometryczny obszaru zajmowany przez płyn, siatkę numeryczną modelu bryłowego odcinka rurociągu 9-15 utworzonego z punktów węzłowych połączonych elementami prostymi, które stanowią obraz geometryczny obszaru zajmowany przez płyn. Przedstawiony na rysunku 4 model przestrzenny, umożliwił wykonanie obliczeń numerycznych, zmierzających do określenia średnich wartości zmian ciśnienia roboczego w poszczególnych odcinkach analizowanej geometrii rurociągu Analiza reologiczna gęstych zawiesin popiołów lotnych doświadczalnie wyznaczono krzywe płynięcia, z zastosowaniem wiskozymetru rotacyjnego Rheotest-2, dla mieszaniny popiół-woda o udziale objętościowym poszczególnych składników 1:1, uzyskując zawartość części stałych w zawiesinie w przedziale g/dm3. Rezultaty prowadzonych badań reologicznych zaprezentowano na rysunkach 5 i 7 w postaci krzywych płynięcia w układzie współrzędnych τ (naprężenie ścinające)oraz γ (prędkość ścinania). Na rysunkach tych zamieszczono empiryczne równania potęgowe, otrzymane metodą regresji, opisujące empiryczne krzywe płynięcia. Otrzymane wartości parametrów R2 (równe lub większe od 0,9) pozwalają stwierdzić, że własności reologiczne badanych mieszanin popiołu i wody z zadawalającą dokładnością odwzorowuje równanie potęgowe Ostwalda de Waele. Na rysunkach 6 i 8 przedstawiono krzywe lepkości pozornej w funkcji szybkości ścinania. We wszystkich przypadkach obserwuje się zmniejszenie lepkości pozornej w miarę wzrostu szybkości poruszania się zawiesiny w rurociągu.

96 94 Rys. 3. Model geometryczny instalacji podsadzkowej z szybu A do ściany 1 źródło: opracowanie własne Fig. 3. Geometric model of the gravity transportation pipeline from shaft A to longwall 1 source: own elaboration Rys. 4. Obszar dyskretyzacji modelu geometrycznego rurociągu do ściany 1 źródło: opracowanie własne Fig. 4. Simulation grid of the gravity transportation pipeline to longwall 1 source: own elaboration

97 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 95 Rys. 5. Krzywa płynięcia zawiesiny popiołu z elektrowni Siersza źródło: opracowanie własne Fig. 5. Curve of the ash slurry flow from Siersza power plant source: own elaboration Rys. 7. Krzywa płynięcia zawiesiny popiołu z elektrowni Łagisza źródło: opracowanie własne Fig. 7. Curve of the ash slurry flow from Lagisza power plant source: own elaboration Rys. 6. Zależność lepkości pozornej od prędkości ścinania zawiesiny popiołu z elektrowni Siersza źródło: opracowanie własne Fig. 6. Apparent viscosity in relation to the shear rate of the fly ash slurry from Siersza power plant source: own elaboration Rys. 8. Zależność lepkości pozornej od prędkości ścinania zawiesiny popiołu z elektrowni Łagisza źródło: opracowanie własne Fig. 8. Apparent viscosity in relation to the shear rate of the fly ash slurry from Lagisza power plant source: own elaboration 2.4. Założenia metody numerycznej CFD Modelowanie przepływu badanej mieszaniny w ujęciu numerycznej mechaniki płynów wymaga przedstawienia przepływającego płynu, jako rozkładu zmian parametrów ciśnienia i prędkości. Parametry te określane są w przestrzeni o zdefiniowanej geometrii i wyznaczane w określonym przedziale czasu. Modelowanie hydrotransportu gęstych zawiesin popiołów lotnych z wykorzystaniem metod CFD polega na uzyskaniu rozwiązania układu równań różniczkowych opisujących zasadę zachowania masy, pędu i energii płynu w przestrzeni stanowiącej model geometryczny rurociągu o zadanej geometrii. Podstawowe równania determinujące zachowanie się przepływającego płynu w rurociągu wyrażono następującymi zależnościami [2] równanie zachowania masy [2] gdzie: ρ gęstość płynu, kg m -3 t czas, s wektor prędkości, m s -1 (1) równanie zachowania pędu [2] gdzie: p ciśnienie, N m -2 F wektor siły, N wektor prędkości, m s -1 wektor przyspieszenia ziemskiego, m s -2 tensor naprężeń, N m -2 równanie zachowania energii [2] h gdzie: T temperatura, N m -2 k współczynnik przewodzenia ciepła, W m -1 K -1 S h człon źródłowy, kg m -3 s -1 wektor prędkości, m s -1 h entalpia, J kg -1 Zawiesiny popiołów lotnych należą do grupy płynów nieniutonowskich, spełniających równanie potęgowe Ostwalda de Waele. Transport modelowej hydromieszaniny wzdłuż modelowego układu przestrzennego rurociągu potraktowano jako (2) (3)

98 96 izotermiczny przepływ płynu, dla którego wartość parametru lepkości stanowi minimum funkcji modelu reologicznego Ostwalda de Waele w postaci [2] gdzie: γ max prędkość ścinania na ścianie rurociągu, s -1 γ min prędkość ścinania w osi rurociągu, s -1 n wskaźnik płynięcia, K współczynnik konsystencji, Pa s -n Model potęgowy Ostwalda de Waele stanowi matematyczną interpretację krzywej płynięcia modelowanej zawiesiny popiołów lotnych. Powyższe wyrażenie (4) zostało zaimplentowano do programu Ansys-CFX. Wartość prędkości ścinania mieszaniny w osi kanału przyjęto na poziomie 2, s -1. Przyjęte założenie (γ min ) do modelu (5) odpowiada mieszaninie o stężeniu części stałych (popiołów lotnych) względem wody na poziomie 68% [9]. Natomiast wartość prędkości ścinania modelowanej zawiesiny popiołów lotnych poszukiwano rozwiązując wyrażenie (5) [15] (4) (5) gdzie: natężenie przepływu transportowanej mieszaniny w rurociągu, m 3 s -1 R max promień rurociągu , m, n wskaźnik płynięcia Wartość strumienia objętości przepływającej mieszaniny wodno-popiołowej poszukiwano rozwiązując zależność (6) gdzie: (6) natężenie przepływu transportowanej mieszaniny w rurociągu, m 3 s -1 ν prędkość mieszaniny, m s -1 Ostatnim etapem poszukiwania rozwiązania zależności (4) jest określenie wartości prędkości przepływu mieszaniny, którą zdecydowano się zaimplementować w programie Ansys- CFX w następującej postaci [6] gdzie: D średnica rurociągu m, p wartość ciśnienia roboczego w rurociągu, Pa (7) Rys. 9. Krzywa zmian poszczególnych parametrów charakteryzujących hydrotransport modelowej zawiesiny popiołu w analizowanej geometrii rurociągu w funkcji zmian ciśnienia roboczego: a) wartość zmian prędkości ścinania, b) wartość zmian strumienia objętości, c) wartość zmian prędkości mieszaniny w rurociągu źródło: opracowanie własne Fig. 9. Curve of the change of parameters characterizing the flow of the fly ash slurry along the gravity transportation pipeline in relation to the changes in working pressure: a) shear rate, b) volume flow, c) velocity source: own elaboration

99 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 97 a współczynnik uwzględniający wpływ geometrii rurociągu na ruch badanej mieszaniny , m -1 ρ gęstość mieszaniny, kg m -3 λ współczynnik oporów przepływu w rurociągu λ=0.015 [6] Implementacja wyrażenia (4), w środowisku systemowym Ansys-CFX, prowadzi do poszukiwania optymalnej wartości parametru prędkości przepływu mieszaniny w modelowej geometrii rurociągu, poszukując minimum funkcji zmian wartości ciśnienia roboczego. Ponadto zależność (7) stanowi warunek brzegowy rozwiązania numerycznego hydrotransportu analizowanej mieszaniny określany na wlocie rurociągu. Na rysunku 9 zaprezentowano rezultaty opracowanych modeli matematycznych w postaci krzywych obrazujących zakres zmian wartości parametru prędkości ścinania na ściance rurociągu, natężenia przepływu mieszaniny oraz wartości prędkości przepływającej mieszaniny w zależności od zmian ciśnienia roboczego. Na uwagę zasługuje krzywa odwzorowująca zakres zmian wartości parametru prędkości ścinania (rys.9a), która jest tożsama z charakterystykami mieszanin wodno-popiołowych, jakie uzyskano w badaniach na wiskozymetrze (rys. 5-8). Uwzględniono następujące warunki rozwiązania dla opracowanego obszaru dyskretyzacji: temperatura mieszaniny 25 C (przepływ izotermiczny), rozpatrywano stan nieustalony, średnica rurociągu 0.18, m, model turbulencji k-ε, gęstość mieszaniny 1862, kg m -3, wskaźnik płynięcia n=1.5, 2, zbieżność obliczeń Opracowanie wyników badań modelowych W formie wykresu ujęto wartości zmian szukanych parametrów roboczych instalacji otrzymane z modelu numerycznego CFD. Rysunek 10 opisuje zmienność wartości ciśnień roboczych instalacji podsadzkowej transportującej mieszaninę wodno-popiołową z szybu A do ściany 1. Uzyskane wyniki rozwiązania numerycznego zestawiono z wynikami otrzymanymi drogą obliczeniowa wg metody Adamka [1]. Analizując wyniki przeprowadzonych obliczeń, zauważyć można, że na poszczególnych odcinkach rurociągu podsadzkowego występują różnice w wyznaczonych wartościach ciśnienia roboczego z wykorzystaniem modelowania numerycznego oraz metody empirycznej wg Adamka. Wartości ciśnień wyznaczone według metody Adamka wyższe w stosunku do ciśnień wyznaczonych metodą modelowania numerycznego od ok. 10 do nawet o 50% (za wyjątkiem dwóch odcinków gdzie są nieznacznie mniejsze). Prawdopodobnie wynika to z faktu, iż metoda empiryczna Adamka opracowana została na potrzeby wyznaczania parametrów przepływu mieszanin piasku lub skał z wodą, a nie dla analizowanej w niniejszym artykule mieszaniny pyłów lotnych z wodą. 3. Podsumowanie i wnioski W ramach pracy skorzystano z modułu Ansys Design- Modeler, w którym wykonano model przestrzenny instalacji podsadzkowej, bazując na danych zamieszczonych w tabeli 1. Opracowana geometria układu przestrzennego instalacji posłużyła następnie jako model bazowy przy opracowywaniu obszaru dyskretyzacji rozwiązania numerycznego. Wygenerowaną siatkę numeryczną zaimplementowano do programu Ansys-Fluent, w którym przeprowadzono obliczenia numeryczne symulujące transport hydromieszaniny wodno- -popiołowej. Na podstawie wyników prowadzonych badań modelowych sformułowano następujące wnioski: 1. W oparciu o parametry opisujące położenie instalacji podsadzkowej w przestrzeni oraz parametry fizykochemiczne hydromieszaniny istnieje możliwość prognozowania podstawowych parametrów wydajnościowych instalacji grawitacyjnej, wykorzystując do tego celu komputerowe metody mechaniki płynów. 2. Zastosowanie formalizmu numerycznej mechaniki płynów do zagadnień związanych z hydrotransportem mieszanin na bazie popiołów lotnych okazuje się pomocne już na Rys. 10. Rozkład zmian ciśnienia roboczego w instalacji podsadzkowej transportującej zaczyn wodno-popiołowy do ściany 1 źródło: opracowanie własne Fig. 10. Distribution of working pressure changes along the gravity transportation pipeline with ash-water slurry to longwall 1 source: own elaboration

100 98 etapie projektowania instalacji do podsadzania wyrobisk. 3. Prace modelowe w programie Ansys wymagałyby weryfikacji w warunkach rzeczywistych w celu kalibracji modelu. Niniejszy artykuł powstał jako efekt prowadzonych prac w Głównym Instytucie Górnictwa w ramach projektu IMPREX Improved extraction ratios for deep coal mines (Poprawa współczynnika wykorzystania złoża w kopalniach głębinowych). Projekt finansowany był przez Fundusz Badawczy dla Węgla i Stali (Research Fund for Coal and Steel) kontrakt nr RFCR-CT oraz Ministerstwo Nauki i Szkolnictwa Wyższego (decyzja nr 968/FBWS/2009/7 z dnia r.) Literatura 1. Adamek A.: Podsadzanie wyrobisk górniczych. Wydawnictwo Śląsk. Katowice ANSYS FLUENT 12.0 Documentation. Ansys Inc, luty Bielewicz T., Prus B., Honysz J.: Górnictwo - cz. 2. Śląskie Wydawnictwo Techniczne, Katowice Fraczek R.: Zasady stasowania mieszanin wodno-popiołowych transportowanych rurociągiem. Ratownictwo Górnicze 2002, nr Jaworski Z.: Numeryczna mechanika płynów w inżynierii procesowej i chemicznej. Akademicka Oficyna Wydalnicza EXIT,Warszawa Kamiński J.: Zależność strat ciśnienia od prędkości przepływu i gęstości hydromieszaniny, zawierającej piasek i gruboziarniste odpady górnicze, w łukach rurociągu podsadzkowego poziomego. Prace Naukowe Głównego Instytutu Górnictwa, nr 808, Katowice Lisowski A.: Podsadzka hydrauliczna w polskim górnictwie. Katowice Mazurkiewicz M.: Technologiczne i środowiskowe aspekty stosowania stałych odpadów przemysłowych do wypełniania pustek w kopalniach podziemnych. Zeszyty Naukowe AGH. S. Górnictwo 1995, nr Naika H.K., Mishraa M.K., Rao Karanamb U.M., Debb D.: Evaluation of the role of a cationic surfactant on the flow characteristics of fly ash slurry. Journal of Hazardous Materials 2009, nr Nowak A.K.: Ekologiczne-techniczne aspekty procesów pozyskiwania koncentratów cynku i ołowiu. Praca doktorska, Politechnika Krakowska, Kraków Parski J.: Hydrotransport. WNT, Warszawa PN-G-44001: 1998 Rury stalowe do podsadzki hydraulicznej. Rury kołnierzowe 13. PN-EN : 2006 Kołnierze i ich połączenia. Kołnierze okrągłe do rur, armatury, kształtek, łączników i osprzętu z oznaczeniem PN 14. Plewa F., Popczyk M.: Badanie parametrów reologicznych hydromieszanin wytwarzanych na bazie odpadów energetycznych. Polityka Energetyczna 2008, t. 1, z Wilczyński K.: Reologia w przetwórstwie tworzyw sztucznych. Wydawnictwo Naukowo-Techniczne, Warszawa 2001.

101 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 99 UKD : 556.3: 665.6/.7: 665.6/.7 Metody odsalania wód kopalnianych w praktyce przemysłowej stan obecny technologii i nowe wyzwania Mine water desalination in the industrial practice state of the art and new challenges mgr inż. Magdalena Bobik* ) dr hab. Krzysztof Labus, prof. nzw.** ) Treść: W pracy zawarto przegląd stosowanych obecnie na świecie metod odsalania wody z przedstawieniem zalet i wad najważniejszych technologii. Ponadto omówiono zasadność odsalania wód kopalnianych w kontekście ich utylizacji połączonej z odzyskiem surowców chemicznych - na przykładzie instalacji odsalania wód kopalnianych w Polsce oraz w kontekście możliwości ponownego użycia oczyszczonej wody oraz na przykładzie wieloetapowej stacji uzdatniania wód z kopalni miedzi w Chile. Przedstawiono również nowe wyzwanie w dziedzinie odsalania, jakim jest odsalanie płynów zwrotnych powstałych w procesie szczelinowania hydraulicznego skał zbiornikowych dla ropy naftowej i gazu ziemnego. Scharakteryzowano procesy odsalania płynu zwrotnego stosowane na świecie oraz rozważono ewentualne ich zastosowanie w Polsce. Abstract: The paper presents a review of contemporary water desalination methods and advantages and disadvantages of their main technologies. The principals of mine water desalination were discussed in the context of their utilization with the mineral recovery (an example of mine water desalination in Poland) and in the context of the possibility of purified water reuse (an example of multistage waste water treatment plant in a Chilean copper mine). The desalination of flowback water from hydraulic fracturing process was presented as a new challenge facing the mining industry. Processes of flowback treatment used in the world were characterized and their possible application in Polish industry was also considered. Słowa kluczowe: odsalanie, wody kopalniane, płyny zwrotne po szczelinowaniu Key words: desalination, mine waters, flowback water after fracturing 1. Wprowadzenie W wielu regionach świata odczuwalny jest niedobór wody pitnej. Wzrost populacji, standardów życia równolegle z rozwojem przemysłu i rolnictwa powodują, iż zapotrzebowanie na nią będzie rosnąć. Wraz ze wzrostem zapotrzebowania maleć zaś będzie dostępność tradycyjnych źródeł wody. W związku z tym coraz częściej zaczyna się postrzegać źródła wody zasolonej, takiej jak woda słonawa (brakiczna) czy też morska jako źródła zaspokajania wciąż rosnących potrzeb [4,10]. Z drugiej strony w wielu procesach technologicznych stosowanych w górnictwie i innych gałęziach przemysłu powstają * ) Politechnika Śląska, Wydział Inżynierii Środowiska i Energetyki, Gliwice ** ) Instytut Podstaw Inżynierii Środowiska Polskiej Akademii Nauk, Zabrze znaczne ilości wód odpadowych o dużej mineralizacji. W celu ich utylizacji lub też wykorzystania do produkcji surowców w dalszych procesach przetwórczych, często wymagane jest zastosowanie zaawansowanych technologii, w tym odsalania. Biorąc pod uwagę fakt niedostatku wody w wielu miejscach na ziemi coraz ważniejsza staje się możliwość ponownego użycia zanieczyszczonej wody. Ponowne użycie wody przez przemysł, w tym także górnictwo, przyczynia się do ochrony zasobów wód, a także pomaga sprostać surowym regulacjom prawnym dotyczącym usuwania ścieków. W artykule dokonano przeglądu i oceny wybranych metod odsalania wody, w odniesieniu do ich skuteczności oraz dalszych perspektyw rozwoju na przykładzie odsalania płynów zwrotnych powstałych podczas hydraulicznego szczelinowania niekonwencjonalnych złóż ropy naftowej i gazu zmiennego.

102 Ogólny przegląd metod odsalania Rynek odsalania rozwija się bardzo dynamicznie. W pierwszym kwartale 2012 roku wydajność instalacji odsalających na świecie wynosiła 66,4 mln m 3 /d. Do roku 2015 oczekuje się osiągnięcia wydajności 100 mln m 3 /d [8]. Technologie odsalania, ze względu na komercyjny sukces jakie odniosły, można podzielić na te o większym i mniejszym znaczeniu gospodarczym. Podstawowe procesy odsalania należą do dwóch grup: procesy termiczne: wielostopniowa destylacja równowagowa (MSF Multistage Flash Distillation), odparowanie wielokrotne (MED Multiple Effect Distillation), destylacja przez sprężanie pary (VC Vapour Compression). procesy membranowe: elektrodializa (ED Electrodialysis), odwrócona osmoza (RO Reverse Osmosis). Do procesów o mniejszym znaczeniu gospodarczym lub też wciąż będących w fazie badań i rozwoju zaliczyć można m.in.: osmozę wymuszoną (FO Forward Osmosis) destylację membranową (MD Membrane Distillation), zamrażanie (Freezing), ultra/nano/mikrofiltrację (UF/NF/MF -Ultra/Nano/Micro Filtration), technologie oparte na stosowaniu energii odnawialnych [2,15]. Współcześnie zdecydowanie dominującym procesem stosowanym w instalacjach odsalania jest odwrócona osmoza, za pomocą której odsala się ok 60 % wody. Kolejno za nią znajduje się proces wielostopniowej destylacji równowagowej oraz odparowania wielokrotnego. Rys. 1. Udział technologii odsalania w gospodarce światowej (w pierwszym kwartale 2012 r.) Źródło: Opracowano na podstawie [8] Fig. 1. Participation of desalination processes in the global economy (first quarter 2012) Source: Based on [8] 2.1. Metody termiczne Ogólna zasada działania instalacji opierających się na metodach termicznych, takich jak MSF czy też MED polega na ogrzewaniu oraz odparowywaniu wody, co poniekąd naśladuje naturalny obieg wody w przyrodzie. Produkowana podczas ogrzewania para wodna ulega kondensacji, a następnie jest poddawana mineralizacji w celu uzyskania właściwości wody zdatnej do picia bądź też celów gospodarczych. W celu uzyskania maksimum pary, woda w instalacjach podgrzewana jest aż do punktu wrzenia, natomiast w celu ekonomizacji procesu punkt wrzenia jest kontrolowany poprzez regulację ciśnienia redukcja ciśnienia atmosferycznego sprawia, iż temperatura wrzenia wody spada. W związku z tym, aby znacząco zredukować ilość energii potrzebnej do odparowania wody, proces destylacji termicznej zazwyczaj opiera się na instalacjach złożonych z szeregowo połączonych aparatów termicznych (komór), pracujących w coraz to niższej temperaturze i pod coraz to niższym ciśnieniem[2]. Wśród ogólnych zalet termicznych procesów odsalania wody wymienić można: łatwość działania, produkcję wody o wysokiej jakości, spadek kosztów końcowych przy większych wydajnościach instalacji im większa instalacja tym bardziej opłacalna, wymóg zastosowania jedynie kilku procesów wstępnych, a więc szeroki zakres dopuszczalnego składu odsalanej wody. Do niewątpliwych wad procesów termicznych należą: wysokie zużycie energii, a co za tym idzie wysokie koszty eksploatacji, produkcja dużych ilości zanieczyszczeń powietrza związana z wysoką konsumpcją energii, mała elastyczność wobec zmian zapotrzebowania, duża ilość kamienia kotłowego, wytwarzającego się w przewodach podczas pracy w wysokich temperaturach [5] Metody membranowe Membranowe metody odsalania wody bazują na technologiach pozwalających na usuwaniu z wody składników aż do poziomu molekularnego. W odsalaniu stosuje się przede wszystkim techniki membranowe, w których jako siłę napędową wykorzystuje się różnicę ciśnień po dwóch stronach membrany, czyli głównie odwróconą osmozę (RO), a także nano/ultra/mikrofiltrację (NF/UF/MF). Pod uwagę brane są również inne procesy, takie jak m.in. elektrodializa (ED)[1] Procesy membranowe wykorzystujące różnicę ciśnień Ogólny mechanizm procesów membranowych wykorzystujących różnicę ciśnień jest następujący: pod wpływem ciśnienia, które jest przykładane po stronie oczyszczanej wody, rozpuszczalnik oraz rozpuszczone w nim substancje małocząsteczkowe przechodzą przez membranę, natomiast cząsteczki o większej masie cząsteczkowej, koloidy oraz drobne zawiesiny są przez nią zatrzymywane. W zależności od rodzaju wcześniej wymienionych procesów zatrzymywane są cząstki o różnych masach cząsteczkowych. W procesie RO przez membrany praktycznie przepuszczana jest wyłącznie woda, proces NF pozwala na rozdzielanie jonów o różnej wartościowości, UF zatrzymuje drobne zawiesiny, koloidy, bakterie i wirusy, natomiast membrany MF są zdolne do zatrzymywania makrozawiesin [1]. W przeciwieństwie do procesu RO, procesy MF, NF oraz UF nie są zazwyczaj stosowane jako odrębne technologie odsalania wody, niemniej w instalacjach odsalania są używane jako procesy wstępne [15]. Porównując technologię RO z procesami termicznymi do plusów tej pierwszej zaliczyć można: niską konsumpcję energii nie ma potrzeby dostarczania energii cieplnej, a jedynie elektrycznej w celu zasilania pomp wysokociśnieniowych,

103 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 101 niski wpływ ciepła solanki na środowisko, mniej problemów z korozją, wysokie wskaźniki odzysku wody, dużą elastyczność wobec zmian zapotrzebowania instalacje odwróconej osmozy mają budowę modułową, której wielkość, a co za tym idzie wydajność, można w większym stopniu dostosowywać do potrzeb. Słabymi stronami technologii RO są: duża wrażliwość instalacji na jakość wody zasilającej, a więc wymóg stosowania wielu procesów wstępnych, zatykanie membran wskutek osiadania zawieszonych lub rozpuszczonych cząstek stałych, tzw. fouling membran, powodujący konieczność ich czyszczenia przy użyciu chemikaliów dla uniknięcia spadku produktywności instalacji, skomplikowana obsługa, niższa jakość produkowanej wody [5] Elektrodializa Elektrodializa (ED) a także elektrodializa odwrotna (EDR) są procesami membranowymi zasilanymi energią elektryczną. Zasada ED polega na wymuszaniu transportu jonów znajdujących się w roztworze poprzez membrany. Siłą napędową migracji jonów jest różnica potencjału elektrycznego po obydwu stronach membrany [1,13]. Membrany kationoi aniono-wymienne układa się na przemian, tworząc tzw. stosy elektrodialityczne. Tak ułożone membrany dzielą elektrodialzer na komory odsalania (dializatu) i zatężania roztworu (koncentratu). Na odpowiednich końcach stosu elektrodialtycznego umieszcza się elektrody katodę i anodę [1,11]. Pod wpływem prądu elektrycznego kationy oraz aniony migrują w kierunkach przeciwnych do odpowiednich elektrod. W ten sposób w komorach elektrodializera powstają na przemian silnie zasolony koncentrat oraz produkt w postaci odsolonej wody [11,13]. Koszt odsalania wody z zastosowaniem technologii ED jest wprost proporcjonalny do ilości wody jaka musi zostać przeniesiona przez membrany w przypadku wód silnie zasolonych koszt ten jest więc wysoki [1,2] Wybrane procesy o mniejszym znaczeniu gospodarczym Wymiana jonowa Zasada działania wymiany jonowej polega na usuwaniu obecnych w wodzie jonów oraz cząsteczek za pomocą tzw. jonitów. Jonity są praktycznie nierozpuszczalnymi w wodzie ciałami stałymi, które posiadają zdolność do wymiany jonów wchodzących w ich skład na jony zawarte w wodzie. W związku ze wzrostem kosztów odsalania, wraz ze wzrostem stężenia odsalanej wody proces wymiany jonowej jest ekonomicznie nieatrakcyjny w porównaniu z RO czy też ED. Zasadność jego zastosowania udowodniono natomiast dla małych stężeń soli w wodzie oraz instalacji odsalających o niewielkich wydajnościach. Wymiana jonowa jest czasem stosowana jako końcowy proces oczyszczania wody, z której większość rozpuszczonych substancji została usunięta przy zastosowaniu technologii RO lub ED [3] Destylacja membranowa Destylacja membranowa (MD) jest technologią, która stanowi połączenie dwóch grup metod odsalania destylacji oraz technologii membranowych [2]. Proces MD polega na odparowaniu wody przez porowatą, liofobową (wykazującą brak skłonności do adsorpcji cząsteczek na jej powierzchni) membranę, stanowiącą nieselektywną barierę fizyczną. Pomimo dużego zainteresowania tą metodą, jak dotąd nie odniosła ona sukcesu komercyjnego, głównie ze względu na brak odpowiednich membran oraz nieekonomiczność jej zastosowania jako osobnego procesu odsalania wody. Udowodniono jedynie ekonomiczność instalacji hybrydowych łączących MD z RO. W przypadku zastosowania procesu hybrydowego uzyskać można większy odzysk wody niż w przypadku samodzielnych instalacji RO, przy tych samych kosztach [1,13] Osmoza wymuszona Osmoza wymuszona (FO) zachodzi pod wpływem ciśnienia osmotycznego wody. Podczas procesu stosowany jest tzw. roztwór wyciągający, który składa się ze specjalnych substancji rozpuszczonych oraz półprzepuszczalna membrana. Przesącz (permeat, filtrat) bardzo powoli przepływa z roztworu odsalanego do roztworu wyciągającego, który ulega stopniowemu rozcieńczaniu. Następnie stosuje się kolejny proces w celu zmniejszenia mineralizacji roztworu wyciągającego [14]. 3. Odsalanie wód kopalnianych Woda jest nieodłącznym elementem towarzyszącym złożom kopalin użytecznych. Podczas eksploatacji podnosi ona koszty wydobycia i wymaga dalszego zagospodarowania z uwzględnieniem zasad ochrony środowiska. Największym problemem w górnictwie są wody zasolone. W celu prawidłowego z nimi postępowania wykorzystywane są następujące grupy metod: metody hydrotechniczne, czyli kontrolowane odprowadzanie zasolonych wód do odbiorników powierzchniowych, metody hydrogeologiczne związane z ponownym wtłaczaniem ich do górotworu oraz utylizacja z odzyskiem surowców chemicznych [12]. Przy ostatniej grupie metod związanych z utylizacją solanek dodać należy, iż na świecie coraz powszechniejsza staje się utylizacja/oczyszczanie zanieczyszczonych wód kopalnianych w celu ich powtórnego użycia. Szczególnie dotyczy to rejonów, które cierpią na deficyt wody [7] Przykład odsalania wód kopalnianych w Polsce Największą i najbardziej znaną instalacją odsalania wód kopalnianych w Polsce jest Zakład Odsalania Dębieńsko. Obecnie utylizowane są w nim solanki oraz miernie zasolone wody z KWK Budryk. Odsalanie wody w zakładzie można w uproszczeniu podzielić na następujące etapy: przygotowanie wstępne przed użyciem RO, odsalanie na membranach RO (wg technologii szwedzkiej), termiczne zatężanie solanki oraz krystalizacja chlorku sodu w krystalizatorach próżniowych ze sprężaniem oparów (wg technologii amerykańskiej RCC) [6,22]. Zakład Dębieńsko produkuje rocznie do ton soli. Wadą zastosowanej technologii jest duże zużycie energii elektrycznej. W celu bardziej ekonomicznego odsalania wody w zakładzie, zaproponowano [19,20] zastosowanie następujących instalacji: w systemie ED-odparowanie-krystalizacja, w zastępstwie energochłonnej ewaporacji stosowanej obecnie technologii RCC, do wstępnego zagęszczania wód kopalnianych wykorzystywane byłyby elektrodializa oraz elektrodializa odwrotna, w systemie NF-odparownie-krystalizacja, do wstępnego oczyszczania wody zaproponowano zastosowanie

104 102 nanofiltracji, z użyciem membran wykazujących małą przepuszczalność dla dwuwartościowych jonów. W obydwu systemach do krystalizacji soli proponowano zastosowanie technik energooszczędnych [19,20]. Wykazano, iż powyższe technologie wykazują znacznie mniejsze zużycie energii elektrycznej. Porównanie zużycia energii przez instalację obecną oraz zaproponowane zaprezentowano w tabeli Przykład instalacji odsalania w światowym przemyśle górniczym W ostatnich latach odnotowano rosnące zainteresowanie integracją technologii odwróconej osmozy z ultrafiltracją w celu uzdatniania i ponownego użytku wód kopalnianych. Przykładem takiego połączenia technologii są dwie oczyszczalnie wody kopalnianej. Pierwsza z nich, zlokalizowana w północnym Chile, ok. 60 km na południe od miasta Iquique, oczyszcza wody wypompowywane z kopalni miedzi. Druga znajduje się w prowincji Henan w Chinach i oczyszcza wody kopalni węgla kamiennego należącej do Longyu Coal Chemical Company [7]. Jak już wspomniano, do oczyszczania wód dołowych wykorzystuje się zintegrowane systemy, które pomimo nieco odmiennej budowy, opierają się na technologii RO ze wstępnym oczyszczaniem na membranach UF. Działanie tego rodzaju instalacji zostanie przedstawione na przykładzie dużej odkrywkowej kopalni rud miedzi i molibdenu w Chile. Dawniej ogromne ilości zanieczyszczonej i zasolonej wody z zakładu górniczego kierowane były, po jedynie niewielkim oczyszczeniu, bezpośrednio do środowiska. W celu zmniejszenia wpływu powstałych ścieków na środowisko oraz zwiększenia możliwości ponownego użytku do tej pory niewykorzystywanej wody, w 2008 roku utworzono wielostopniową stację uzdatniania. Uzyskany w instalacji wskaźnik odzysku wody osiąga poziom 75%. Strumień wody ściekowej poddawanej oczyszczaniu wynosi 216 m 3 /h, natomiast oczyszczonej około 170 m 3 /h [7]. Ze względu na to, iż wodę z kopalni miedzi charakteryzują wysokie wskaźniki mineralizacji (M), chemicznego zapotrzebowania na tlen (ChZT), twardości, zawiesiny, jak również wysokie koncentracje SO 4, krzemu, żelaza i innych metali, oprócz oczyszczania na modułach membranowych, przechodzi ona przez wiele etapów oczyszczania wstępnego. Schemat technologiczny instalacji przedstawiono na rysunku 2. Do zastosowanych etapów oczyszczania wstępnego należą: koagulacja, czyli destabilizacja cząstek zawieszonych, flokulacja aglomeracja cząstek, które uległy destabilizacji i koagulacji w kłaczki, klarowanie/sedymentacja separacja form powstałych po koagulacji i flokulacji oparta na grawitacji, flotacja z powietrzem rozpuszczonym (DAF dissolved air flotation) separacja lżejszych form kłaczków, olejów, Tablica 1. Dane istniejącej instalacji Dębieńsko oraz zaproponowanych instalacji Table 1. Data from the existing installation of "Debiensko" company and the proposed pilot installations Produkcja soli, t na m 3 solanki Zawartość soli w ługach, kg /t wyprodukowanej soli Całkowite zużycie energii kwh/t wyprodukowanej soli Istniejąca instalacja RCC 0, ,6 961,6 ED-ewaporacja-krystalizacja 0,047 44,0 472,5 NF-ewaporacja-krystalizacja 0,043 49,2 452,3 Źródło: Opracowano na podstawie [19,20] Source: Based on [19,20] Rys. 2. Schemat technologiczny oczyszczania wody odpadowej kopalni miedzi w Chile Źródło: Opracowano na podstawie [7] Fig. 2. Schematic flowchart of the Chile copper mine waste water treatment Source: Based on [7]

105 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 103 cząstek organicznych i innych, które nie uległy sedymentacji w osadniku, filtry multimedialne usuwanie cząstek zawieszonych i koloidalnych przez filtrację w złożu piaskowym, filtracja na węglu aktywnym doczyszczanie wody przez adsorpcję pozostałości rozpuszczonych cząstek organicznych powodujących zabarwienie, ultrafiltracja końcowe doczyszczanie wody przed podaniem jej na moduły odwróconej osmozy. UF jako element wstępnego oczyszczania, przed poddaniem wody procesowi RO, jest coraz częściej stosowana, gdyż zapewnia stabilną i prawidłową pracę membran RO bez potrzeby ich kosztownego i skomplikowanego czyszczenia. Do głównych zalet UF stosowanej do wstępnego oczyszczania należą: zapewnienie stabilnej jakości permeatu niezależnie od jakości wody surowej, niskie wskaźniki zawartości krzemionki oraz mętności permeatu, niezawodne usuwanie bakterii i wirusów, a co za tym idzie redukcja biofoulingu membran, czyli zmiany przepuszczalności membran RO w skutek zanieczyszczania biologicznego, wysoka automatyzacja pracy jednostek i instalacji UF włącznie z przemywaniem i chemicznym oczyszczaniem membran, a także ich elastyczność względem zmieniających się warunków przepływu i jakości wody. Po wstępnym oczyszczaniu woda kierowana jest na moduły RO, gdzie odbywa się docelowe odsalanie [7]. 4. Nowe wyzwania w dziedzinie odsalania odsalanie płynu zwrotnego z procesu szczelinowania formacji łupkowych Szczelinowanie hydrauliczne stosowane podczas wydobycia ropy naftowej i gazu ziemnego z formacji łupkowych prowadzi do bardzo dużego zużycia świeżej wody, a w następstwie produkcji znacznych ilości zanieczyszczonych, w tym zasolonych płynów zwrotnych (ang. flowback, fracflowback) [14]. Poza znacznym zasoleniem płyny te zawierają zanieczyszczenia w postaci ciał stałych, materii organicznej, polimerów oraz innych dodatków chemicznych, czy też środków podsadzających (propantu), które dodawane są w celu utrzymania rozwartości szczelin oraz umożliwienia swobodnego dopływu gazu lub ropy do otworu [9]. Skład chemiczny oraz zasolenie płynów zwrotnych jest powodem kontrowersji na temat wpływu szczelinowania hydraulicznego na środowisko. W praktyce stosowane są różne metody postępowania z powstałymi płynami. Należą do nich iniekcja do głębokich otworów wiertniczych czy też powtórne użycie po wcześniejszym poddaniu zabiegom oczyszczającym, w tym odsalaniu [14]. Zasadnicza część wypływu płynów zwrotnych z otworu wiertniczego występuje od kilku godzin do kilkunastu dni po szczelinowaniu. Płyn szczelinujący podczas kontaktu z górotworem wchodzi w reakcje ze skałami, ponadto ulega on mieszaniu z wodą złożową, znajdującą się w porach skalnych. Istnieje zależność między przemianami, jakim ulega skład chemiczny płynu szczelinującego a czasem jego kontaktu ze skałami złożowymi, do momentu wypłynięcia na powierzchnię, już w formie płynu zwrotnego. W fazach początkowych kontaktu ze skałami chemizm płynu pozostaje praktycznie niezmieniony. Im dłużej płyn szczelinujący pozostaje w złożu tym mniejsze objętości płynu zwrotnego są odzyskiwane, a zawartość rozpuszczonych części stałych (M-mineralizacja) wzrasta. Podwyższona wartość mineralizacji wynika głównie z rosnącego stężenia chlorków pochodzących z wód złożowych. Ponadto w jego skład mogą wchodzić siarczany, bromki, jony potasu, wapnia, magnezu, strontu, baru czy też metali ciężkich[18]. Recykling cieczy szczelinującej, może być zastosowany po poddaniu jej wcześniejszym zabiegom oczyszczania. Do jego wstępnych etapów należą usuwanie osadów oraz zawiesin poprzez wielostopniową filtrację lub koagulację w połączeniu z flokulacją, sedymentacją i filtracją, usuwanie zanieczyszczeń węglowodorowych przez zastosowanie takich procesów jak m.in. flotacja, sorpcja, separacja w hydrocyklonach czy też biodegradacja oraz usuwanie zasolenia poprzez odsalanie. Do odsalania płynów zwrotnych stosuje się takie procesy jak ED, RO oraz procesy termiczne. Wszystkie z wymienionych technologii są wykorzystywane w odsalaniu płynów z wypływów zwrotnych podczas szczelinowania niekonwencjonalnych złóż w USA. W wyniku procesów ED można uzyskiwać obniżenie mineralizacji do poziomu 2g/l oraz redukcję metali ciężkich w granicach 97-98%. Ich stosowanie jest jednak ograniczone wejściową wartością mineralizacji w granicach do 22 g/l. Kombinacja ED oraz RO pozwala na podniesienie tej granicy do 50 g/l, a sprawność usuwania zanieczyszczeń sięga nawet ok 99% [18]. Powszechnie stosowaną w USA technologią oczyszczania płynów zwrotnych jest RO - przykładem jest odsalanie płynu zwrotnego ze złoża Marcellus. Pozwala ona na usunięcie do 99 % substancji rozpuszczonych, jednak maksymalna mineralizacja oczyszczanego płynu jest ograniczona od 40 do 80 g/l. W celu zapewniania skuteczności procesu odwróconej osmozy, zapobieżenia foulingowi membran i zwiększenia stopnia odzysku wody, konieczne jest zastosowanie wstępnego oczyszczania płynu [18,21]. Alternatywnymi do ED i RO technologiami są technologie oparte na termicznym odparowaniu. Stanowią one idealny sposób oczyszczania płynu zwrotnego o zawartości substancji rozpuszczonych od 40 do nawet 120 g/l [21]. Stężenia składników w płynach zwrotnych są zazwyczaj bardzo wysokie, więc często jednym rozwiązaniem pozostają metody odparowania, których zasadniczą wadą, pomimo dużej skuteczności, są znaczne koszty. W celu redukcji kosztów proponowaną metodą odsalania płynów zwrotnych jest destylacja membranowa. Do tej pory nie ma jednak danych na temat jej zastosowania do oczyszczania płynów powstałych podczas udostępniania złóż ropy i gazu ziemnego poprzez szczelinowanie. Badania pilotażowe przeprowadzano natomiast przy użyciu osmozy wymuszonej. W opisanym eksperymencie zaproponowano zastosowanie osmozy wymuszonej FO z membranowym koncentratorem solanki MBC (ang. membrane brine concentrator), oparte na roztworze wyciągającym NH 3 /CO 2 w odsalaniu płynu zwrotnego ze złóż Marcellus Shale [14]. Schemat procesu przedstawiono na rysunku 3. W pierwszym etapie odsalania płyn zwrotny przenika przez półprzepuszczalną membranę z roztworu zasilającego do wyciągającego, co powoduje wzrost stężenia strumienia zasilającego i rozcieńczenie roztworu wyciągającego. Następnie roztwór wyciągający kierowany jest do kolumny destylacyjnej, gdzie usuwane są wszystkie substancje wyciągające. W celu upewnienia się, czy powstały produkt osiągnie założoną wartość mineralizacji - mniejszą niż 500 mg/l, woda kierowana jest do konwencjonalnego systemu RO. Jest to konieczne ze względu na duże stężenie składników w płynie zwrotnym. W pilotażowej instalacji uzyskano odzysk wody ponad 60%, a otrzymany produkt osiągnął założone wskaźniki mineralizacji i stężenia chlorków, baru oraz strontu, zużycie energii natomiast było znacznie mniejsze niż w przypadku technologii konwencjonalnych [14].

106 104 Rys. 3. Schemat systemu FO/MBC - wymuszona osmoza z koncentratorem solanki Źródło: Opracowano na podstawie [14] Fig. 3. Schematic flowchart of the FO/MBC system forced osmosis with brine concentrator Source: Based on [14] 4.1. Pierwsze doświadczenia dotyczące oczyszczania płynu zwrotnego w Polsce - otwór Łebień LE-2H Zastosowana technologia oczyszczania płynu zwrotnego W Polsce, pierwszy zabieg szczelinowania hydraulicznego formacji łupkowych, monitorowany pod względem oddziaływania na środowisko, przeprowadzono w 2011 roku, w otworze poszukiwawczym LE-2H przez należącą do grupy 3Legs Resources spółkę Lane Energy Poland, na terenie zakładu górniczego Łebień w obszarze koncesyjnym Lębork. W przeprowadzonej analizie środowiskowej uwzględniono wszystkie możliwości przedostania się potencjalnych zanieczyszczeń do środowiska. Jednym z aspektów tej analizy było oddziaływanie płynu zwrotnego, powstającego po zabiegu szczelinowania. Z zatłoczonej do otworu cieczy, na wypływie otrzymano 15,6 % odzysku płynu zwrotnego, który poddawany był oczyszczaniu z zawiesin i substancji stałych poprzez zastosowanie filtracji, po czym trafiał do powierzchniowych zbiorników, pierwotnie wykorzystywanych do gromadzenia wody technologicznej. Wstępnym etapem oczyszczania płynu zwrotnego była separacja gazu oraz kondensatu. Następnie był on poddawany separacji sedymentacyjnej w specjalnych zbiornikach. Po wstępnym oczyszczeniu następowała filtracja płynu zwrotnego, która składała się z trzech zasadniczych etapów. W pierwszym etapie płyn był filtrowany na sitach wibracyjnych o średnicach 100 mikronów, dzięki czemu odseparowano najgrubsze zawiesiny. Następnie płyn kierowano do specjalnego urządzenia filtracyjnego z workami oddzielającymi cząstki o średnicach 100, 50, a także, jeśli zaszła taka potrzeba, 25 mikronów. W ostatnim etapie filtracji płyn kierowany był do dwukomorowego urządzenia filtracyjnego z wymiennymi elementami, gdzie początkowo zatrzymywane były cząstki o średnicach 20 mikronów, a następnie 10 mikronów. Po filtracji płyn kierowano do zbiornika powierzchniowego na wodę technologiczną [16]. W poszczególnych fazach procesu szczelinowania chemizm płynu zwrotnego był zmienny. Jego kształtowanie się w kolejnych, wybranych etapach szczelinowania na podstawie kilku wskaźników przedstawiono w tabeli 2. Zauważyć można, iż w porównaniu z początkowymi fazami szczelinowania, podczas odzysku właściwego płynu zwrotnego, po zwierceniu wszystkich korków, stężenie chlorków, sodu i baru wzrosło w sposób znaczący. Po osiągnięciu maksymalnego stężenia w dniu drugim po zwierceniu wszystkich korków zaczęło ono stopniowo maleć. Kolejno płyn kierowany był do zbiornika powierzchniowego nr 1, w którym ulegał rozcieńczaniu z poprzednimi partiami płynu zwrotnego uboższymi w substancje chemiczne. Pod koniec testów gazowych płyn ze zbiornika nr 1 przepompowano do zbiornika technologicznego nr 2. W tym ostatnim zanotowano kilkukrotnie niższe stężenia substancji chemicznych niż w oczyszczonym płynie zwrotnym z instalacji po zwierceniu kolejnych korków oraz wodzie gromadzonej w zbiorniku technologicznym nr 1. Było skutkiem rozcieńczenia pozostałą w zbiorniku nr 2 wodą, która nie została w całości wykorzystana w procesie szczelinowania (tab. 2). Tablica 2. Chemizm płynu zwrotnego w wybranych, kolejnych etapach szczelinowania hydraulicznego i oczyszczania Table 2. Chemistry of flowback water in the selected, following stages of hydraulic fracturing and treatment Nr próbki Opis próbki 1 Płyn zwrotny po zwierceniu 3 korka ,8 10, Płyn zwrotny po zwierceniu 6 korka ,0 14, Płyn zwrotny po filtracji, 1 dzień po zwierceniu wszystkich korków ,3 75, Płyn zwrotny po filtracji, 2 dzień po zwierceniu wszystkich korków ,1 217, Płyn zwrotny po filtracji, 5 dzień po zwierceniu wszystkich korków ,4 70, Woda technologiczna w zbiorniku nr 1, w trakcie prób gazowych ,9 60, Woda technologiczna ze zbiornika nr 2 po przefiltrowaniu z basenu nr 1 przed wywiezieniem Chlor mg/l Bor mg/l Bar mg/l Sód mg/l ,7 13, Najwyższa dopuszczalna wartość wg zał. 3 do Rozporządzenia Ministra Środowiska z dn. 24 lipca 2006 [17] Źródło: Opracowano na podstawie [16,17] Source: Based on [16,17]

107 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY Wpływ na środowisko i możliwości jego ograniczenia Na podstawie przeprowadzonych badań sformułowano ogólny wniosek o niewielkim wpływie zabiegu szczelinowania na środowisko [16].Najczęściej był to wpływ krótkotrwały, który polegał na emitowaniu podwyższonego poziomu hałasu, wzmożonym ruchu pojazdów czy też powstawaniu specyficznych rodzajów odpadów z powracającego płynu zwrotnego, takich jak np. piasek kwarcowy (propant) odzyskiwany podczas filtracji, których wpływ minimalizowano poprzez zastosowanie odpowiednich procedur. Nie wykazano negatywnego wpływu na środowisko ze strony samego płynu zwrotnego. Uzyskano to dzięki prawidłowemu systemowi oczyszczania oraz zagospodarowania odpadu z pominięciem zrzutów potencjalnych zanieczyszczeń, które zawierał, do pobliskiego cieku wodnego (Kisewskiej Strugi) monitorowanego przez Wojewódzki Inspektorat Ochrony Środowiska w Gdańsku. Po odpowiednich zabiegach uzdatniania i regeneracji płyn zwrotny transportowany był do innego zakładu celem wykorzystania go w dalszych procesach szczelinowania [16]. Odpady o konsystencji stałej, powstałe podczas oczyszczania płynu zwrotnego na filtrach głównie w postaci piasku kwarcowego (propantu) zostały przekazane firmie posiadającej zezwolenie na prowadzenie odzysku odpadów i następnie użyte do rekultywacji składowiska odpadów w Lucinie [16]. Warto jednak zwrócić uwagę na to, iż nawet końcowe stężenia płynu zwrotnego przekraczają najwyższe dopuszczalne wskaźniki zanieczyszczeń dla oczyszczonych ścieków przemysłowych zgodnie z zał. 3 do Rozporządzenia Ministra Środowiska z dn. 24 lipca 2006 roku w sprawie warunków, jakie należy spełnić przy wprowadzaniu ścieków do wód lub do ziemi, oraz w sprawie substancji szczególnie szkodliwych dla środowiska wodnego. W związku z tym, w przypadku braku możliwości ponownego użycia płynu i konieczności usunięcia go do środowiska, należałoby zastosować dodatkowe metody uzdatniania między innymi poprzez odsalanie. Wydaje się, że ze względu na wysokie stężenia substancji oraz możliwość dostosowania wydajności instalacji do ilości płynu zwrotnego, a także niską energochłonność procesu, zasadne byłoby zastosowanie technologii odwróconej osmozy. Ponadto dużym atutem instalacji do odwróconej osmozy jest ich mobilność. Mogą one być instalowane np. na płozach, co sprawia, iż znacznie ułatwione jest zastosowane ich w trudnym terenie [17]. 5. Podsumowanie Wśród stosowanych na świecie technologii odsalania, najpoważniejszą, biorąc pod uwagę ilość oczyszczonych wód, jest odwrócona osmoza (RO), a w dalszej kolejności proces wielostopniowej destylacji równowagowej (MSF) oraz odparowania wielokrotnego (MED). Polski przemysł dysponuje doświadczeniami w odsalaniu wód kopalnianych, czego dowodem jest m.in. Zakład Odsalania Dębieńsko funkcjonujący na potrzeby górnictwa węgla kamiennego. Nowym wyzwaniem dla polskiego przemysłu wydobywczego może okazać się odsalanie płynów zwrotnych z procesu szczelinowania formacji łupkowych. Do stosowanych na świecie technologii odsalania płynów zwrotnych ze szczelinowania niekonwencjonalnych złóż po usunięciu części stałych należą elektrodializa (ED), odwrócona osmoza (RO) oraz procesy termiczne. Alternatywnymi do wymienionych są destylacja membranowa (MD) czy też wymuszona osmoza (FO). Pierwsze doświadczenia zdobyte podczas szczelinowania formacji łupkowych, w otworze poszukiwawczym LE-2H Łebień, w 2011 roku, dowodzą, iż stopień oczyszczenia płynu zwrotnego za pomocą metod opartych na separatorach, osadnikach i filtrach nie jest zadowalający w świetle przepisów obowiązujących w odniesieniu do warunków, jakie należy spełnić przy wprowadzaniu ścieków do wód lub do ziemi (zał. 3 do Rozporządzenia Ministra Środowiska z dn. 24 lipca 2006 r.) W tym kontekście, w przypadku rozważań na temat usuwania do środowiska oczyszczonych płynów zwrotnych, należałoby uwzględnić dodatkowe metody uzdatniania, jak na przykład RO. Metoda ta charakteryzuje się relatywnie niską energochłonnością oraz pozwala na adaptację jej wydajności do ilości oczyszczanych wód. Ponadto odpowiednie instalacje RO mogą być instalowane w sposób zapewniający ich mobilność. Literatura 1. Bodzek M.: Usuwanie zanieczyszczeń nieorganicznych ze środowiska wodnego metodami membranowymi, Wydawnictwo Seidel-Przywecki, Warszawa Buros O.K.: The ABCs of Desalting International Desalting Association, USA Colley H.: Desalination with a grain of salt a California perspective Pacific Institute for Studies in Development Environment and Security, Oakland California Comitee on Advancing Desalting technology, Desalination a national perspective, Washington Economic and social commission for western (ESCWA): ESCWA water development report: Role of desalination in addressing water scarcity, United Nations New York Ericsson B.: Treatment of saline wastewater for zero discharge at the- Debiensko coal mines, Desalination 105 (1996), str Shao E.: Application of Ultrafiltration and Reverse Osmosis for Mine Waste Water Rause, Water mining conference, Perth, WA September Ghaffour N.: Technical review and evaluation of economics of water desalination: Current and future challenges for better water supply sustainability, Desalination 309 (2013), str Hickenbottom K.L.: Forward osmosis treatment of drilling mud wastewater from oil and gas operations, Desalination 312 (2013) str Khawaji A.D.: Advances in seawater desalination technologies Desalination 221 (2008), str Kowal A.L.: Oczyszczanie wody. Wydawnictwo Naukowe PWN, Warszawa Lewkiewicz-Małysa A.: Wybrane problemy związane z zagospodarowaniem wód kopalnianych, Wiertnictwo Nafta Gaz, 2005, tom 22/1, str Majcherek M.: Zmiękczanie i demineralizacja wód przemysłowych, Wydawnictwo Politechniki Śląskiej, Poznań McGinnis: Pilot demonstration of the NH 3 /CO 2 forward osmosis desalination process on high salinity brines, Desalination 312 (2013), str Mezher T.: Techno-economic assessment and environmental impacts of desalination technologies Desalination 266 (2011), str Państwowy Instytut Geologiczny - Państwowy Instytut Badawczy: Badania aspektów środowiskowych procesu szczelinowania hydraulicznego wykonanego w otworze Łebień LE-2H, Warszawa Rozporządzenia Ministra Środowiska z dn. 24 lipca 2006 w sprawie warunków, jakie należy spełnić przy wprowadzeniu ścieków do wód i do ziemi oraz w sprawie substancji szczególnie szkodliwych dla środowiska wodnego, Zał Steliga T.: Wybrane zagadnienia środowiskowe podczas poszukiwania, udostępniania i eksploatacji gazu ziemnego z formacji łupkowych, Nafta-Gaz, 2012, t.68, nr 5, str Turek M.: Salt production from coal-mine brine in ED-evaporationcrystallization system, Desalination (184) 2005, str Turek M.: Salt production from coal-mine brine in NF-evaporationcrystallization system, Desalination (221) 2008, str Marcellus Shale water management study: Water_Management_Study_June_2012.pdf: 23.

108 106 UKD : : Ocena geotechniczna stopnia aktywności osuwiska Stok pod Baranem w sąsiedztwie obszaru górniczego Kopalni Soli Wieliczka Assessment of activity degree of the Stok pod Baranem landslide in the vicinity of the mining area of the Wieliczka Salt Mine Dr inż. Przemysław Baran* ) Dr inż. Ewa Kozielska-Sroka*) Dr inż. Piotr Krzyk** ) Mgr inż. Przemysław Augustyn*** ) Treść: Przedmiotem artykułu jest ocena geotechniczna stopnia aktywności osuwiska Stok pod Baranem zlokalizowanego w rejonie obszaru górniczego Kopalni Soli Wieliczka. Obszar Stoku pod Baranem jest osuwiskiem skalno-zwietrzelinowym. W artykule przedstawiono wyniki badań terenowych i laboratoryjnych parametrów fizycznych i mechanicznych w powierzchniowych warstwach utworów czwartorzędowych tworzących zbocze. Pozwoliły one na wyznaczenie granicznych wartości parametrów geotechnicznych, mających wpływ na warunki stateczności stoku oraz ocenę aktywności przebiegających tam procesów denudacyjnych. Głównym powodem uruchamiania się zjawisk osuwiskowych na tym terenie jest woda opadowa, która powoduje uplastycznienie gruntów i obniżenie parametrów wytrzymałości na ścinanie. W wyniku przeprowadzonej analizy współczynnika stateczności ustalono, iż zmiana wilgotności gruntów budujących zbocze o około 5% skutkować będzie zmniejszeniem się spójności w stopniu mogącym spowodować uruchomienie procesów osuwiskowych. Abstract: The aim of this paper is to assess activity degree of the Stok pod Baranem landslide located in the Wieliczka Salt Mine mining region. The investigated area is a rock-saprolitic landslide. Results of field and laboratory tests of physical and mechanical properties of subsurface landslide quaternary soils have been presented in this paper. The results allowed to estimate the limit values of geotechnical properties as well as the activity of denudation processes. The main reason for sliding activities in this region is a rainfall which that causes plasticity and reduction of shear strength parameters in soils. On the basis of the analysis of stability factor, it was found that the increase in moisture content of soils building the slope by about 5% will result in a decrease in cohesion, big enough to cause the landslide processes. * ) Katedra Inżynierii Wodnej i Geotechniki, Uniwersytet Rolniczy w Krakowie. ** ) Instytut Rozwoju Miast w Krakowie *** ) Roha Group Sp. z o.o. oddział Kraków

109 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 107 Słowa kluczowe: stateczność zboczy, osuwisko, analiza MES Key words: slope stability, landslide, FEM analysis 1. Wprowadzenie Większość osuwisk na terenie Polski występuje w rejonie Karpat, gdzie na stosunkowo niewielkim obszarze (zaledwie 6% powierzchni kraju), osuwiska i inne formy powierzchniowych ruchów masowych zajmują nawet 30-40% powierzchni terenu [2]. Czynniki wpływające na powstawanie osuwisk można podzielić na aktywne i pasywne. Do grupy czynników pasywnych zaliczyć należy: litologię i tektonikę, a także rzeźbę stoków; do czynników aktywnych: warunki klimatyczne, hydrologiczne, antropogeniczne, oraz ruchy tektoniczne. W karpackiej części województwa małopolskiego (obszarze, w którym zlokalizowano obiekt badawczy) występowaniu osuwisk sprzyja obecność w podłożu utworów fliszowych z dużym udziałem skał łupkowych i łupkowo-piaskowcowych [5]. Flisz karpacki, którego specyfiką jest naprzemianległe ułożenie piaskowców i łupków ilastych, co w przypadku upadu warstw zgodnie z linią spadu zbocza jest główną przyczyną tworzenia się osuwisk. Najczęstszymi przyczynami powstawania osuwisk bez udziału wody jest zgodny upad warstw gruntu lub kierunek spękań skał z kierunkiem nachylenia zbocza, podkopanie zbocza, występowanie wygładzonych powierzchni poślizgu na obszarach starych osuwisk. Niemały wpływ na stateczność zboczy mają dodatkowe siły obciążające w postaci zabudowy. Nie tylko obiekty zlokalizowane bezpośrednio na zboczu mogą być groźne, ale także te nad zboczem. Pozostałe przyczyny to wietrzenie skał, osłabiające ich strukturę, wstrząsy i wibracje spowodowane trzęsieniami ziemi, ale także te bardziej powszechne, spowodowane ruchem drogowym. Mróz także może zmniejszyć parametry wytrzymałościowe gruntu. Cykliczne przemarzanie i odmarzanie niszczy strukturę gleby. Zdecydowanie groźniejsze, bo szybciej uruchamiające osuwisko, są przyczyny związane z zawilgoceniem gruntu. Zaliczamy do nich wypełnienie wodą szczelin lub spękania ponad zboczem, napór wody od dołu na górne warstwy mało przepuszczalne, pęcznienie gruntu wynikające z nasycenia go wodą pochodzącą z opadów lub topniejącego śniegu, wymywanie drobnych frakcji gruntu poprzez infiltrującą wodę, a także powstające ciśnienie spływowe i wypór wody w masie gruntowej zbocza spowodowane gwałtownym obniżeniem poziomu wód powierzchniowych. Największe ryzyko powstania osuwiska występuje przy kumulacji kilku wymienionych czynników. W artykule przedstawiono wyniki badań na obszarze osuwiskowym Stok pod Baranem zlokalizowanym w Wieliczce. Celem tych badań było określenie właściwości geotechnicznych gruntów budujących przedmiotowe zbocze oraz ocena jego stateczności w oparciu o uzyskane wartości parametrów fizycznych i mechanicznych. W ramach badań terenowych przeprowadzono wizję lokalną wraz z wykonaniem pięciu odkrywek badawczych, z pobraniem materiału celem ustalenia gęstości objętościowej. Na podstawie pomiaru, określono także, poziom zalegania zwierciadła wód gruntowych. W ramach prac laboratoryjnych wyznaczono: wilgotność naturalną, skład granulometryczny, granice konsystencji gruntu, maksymalną gęstość objętościową i wilgotność optymalną, parametry wytrzymałości na ścinanie. Dla określenia warunków stateczności zbocza w badanym przekroju, przeprowadzono obliczenia współczynnika stateczności metodą elementów skończonych (MES). 2. Charakterystyka ruchów masowych w rejonie Wieliczki Gmina i miasto Wieliczka położona jest na terenie Kotliny Sandomierskiej i Karpat. Na terenie miasta i gminy Wieliczka zarejestrowano 324 osuwiska [8]. Najwięcej obszarów osuwiskowych jest na terenie między Golkowicami a Chorągwicą. Obszar gminy i miasta Wieliczki jest zróżnicowany pod względem charakteru, typu, jak i wielkości osuwisk. Podstawą do wydzielenia poszczególnych osuwisk jest zachowanie charakterystycznych form nisz, a zwłaszcza skarp osuwiskowych oraz jęzorów koluwialnych. W obrębie Wieliczki występują prawie wyłącznie zsuwy powstałe w wyniku przemieszczenia gruntów i skał wzdłuż powierzchni ścięcia, wykazujące duży związek z budową podłoża. Warunkiem powstania osuwisk jest współwystępowanie utworów osuwiskotwórczych odpowiednio zawodnionych oraz określonego nachylenia powierzchni [8]. Najczęstszym procesem jest tutaj zsuwanie się mas skalnych i pokryw wzdłuż powierzchni strukturalnych. Terenów zagrożonych występowaniem osuwisk w rejonie Wieliczki jest stosunkowo dużo. Są to obszary, gdzie prawdopodobnie istniały stare osuwiska, lecz w wyniku różnych procesów geologicznych ślady osuwania zostały zatarte. Na terenie Wieliczki można wyróżnić osuwiska: aktywne (z wyraźnymi szczelinami i spękaniami gruntu, wybrzuszeniami terenu), okresowo-aktywne (objęte procesami osuwiskowymi, na których stwierdzono niedawne zsunięcia i przemieszczenia gruntu) i nieaktywne (na których w czasie ostatnich 20 lat nie stwierdzono wyraźnych przemieszczeń materiału gruntowego). 3. Charakterystyka badanego obszaru osuwiskowego Obszar badanego osuwiska Stok pod Baranem ma długość około 550 m, szerokość od 200 do 350 m. Wznosi się od 260 do 350 m n.p.m. Kąt nachylenia zbocza wynosi około 30 (miejscami dochodzi nawet do 60 ). Procesy osuwiskowe rozwijają się na badanym terenie od końca plejstocenu i trwają do dzisiaj. Ich rozmiar i dynamika uwarunkowane są klimatem, opadami, roślinnością oraz działalnością człowieka. Zarys obszaru osuwiskowego wraz z zaznaczeniem obszaru badań przedstawiono na rys. 1. W tej części zbocza, w latach , zaobserwowano różną aktywność osuwiskową [6]. Obszar Stoku pod Baranem jest osuwiskiem skalno- -zwietrzelinowym, zlokalizowanym w obszarze górniczym Kopalni Soli Wieliczka. Stok nie jest objęty typowymi uszkodzeniami dla rejonu Wieliczki (szczeliny, zapadliska itp.). W dolnej części znajduje się stary staw Syberia, zbierający wody opadowe z całego stoku oraz okresowego cieku przebiegającego zachodnią jego granicą. Woda ze stawu odprowadzana jest regulowanym odpływem i stanowi początek Serafy głównego cieku odwadniającego kotlinę Wieliczki [7]. Obecnie działalność kopalni soli nie jest jednak bez znaczenia, pomimo zaprzestania intensywnej eksploatacji złoża. Badania wykonane przez kopalnię [3] wykazały osiadanie terenu stoku w rejonie stawu Syberia (północna część obszaru badań) w granicach 8 mm rocznie. Prognoza na przy-

110 108 Rys. 1. Mapa aktywności osuwiskowej Stoku pod Baranem Fig. 1. Landslide activity map of Stok pod Baranem szłe lata określa, że osiadanie powinno utrzymać się na tym poziomie. Innego wpływu ze strony kopalni nie przewiduje się. Omawiany teren jest nieużytkiem. Pokrywają go krzewy i roślinność łąkowa. W przeszłości miał tam powstać stok narciarski wraz z infrastrukturą, lecz ze względu na warunki geologiczne zrezygnowano z inwestycji. 4. Budowa geologiczna Zbocze budują osady fliszu karpackiego: dolnokredowe łupki i piaskowce serii śląskiej i podśląskiej. Utwory te są tektonicznie bardzo zaburzone. Ogólnie na stoku zdecydowanie przeważają łupki i łupki margliste w górnej części stoku z przewarstwieniami piaskowca, nietworzące jednorodnych kompleksów. Upad warstw skalnych wynosi od kilku do Na skutek procesów wietrzeniowych, częściowo również tektonicznych, pierwotne utwory fliszowe grupy łupkowej uległy rozluźnieniu i przekształciły się w mieszaninę ilasto- -łupkową z cienkimi wkładkami piaskowca [7]. W północnym rejonie występuje granica nasunięcia utworów fliszowych na utwory miocenu. Skalne podłoże przykrywają osady czwartorzędowe o miąższości od 1 m w najwyższej części terenu do 6-7,5 m w części środkowej i dolnej. Osady czwartorzędowe są pochodzenia eolicznego pyły i gliny pylaste lessowate oraz wodnolodowcowe gliny i piaski. Procesy denudacyjne, które zachodzą na stoku, uwarunkowane są zróżnicowaniem podłoża skalnego i występują na granicy nadkładu czwartorzędowego i utworów fliszowych. Wykorzystując archiwalne przekroje geologiczne [6], uzupełnione o wyniki własnych badań terenowych z czterech odkrywek (OK-1 OK-4), opracowano docelowy przekrój geologiczno-inżynierski (rys. 2), na którym zaznaczono rodzaje gruntów występujących na zboczu, zwierciadło wody gruntowej, a także granicę utworów czwartorzędowych i początek zalegania fliszu. 5. Wyniki badań geotechnicznych W ramach badań geotechnicznych wykonano cztery odkrywki o głębokości od 0,6 do 1,0 m, z których pobrano próby (z dwóch różniących się głębokością poziomów odkrywki) do oznaczeń parametrów fizycznych i mechanicznych. Badania były utrudnione przez bujną roślinność. Pomimo bogatej szaty roślinnej procesy osuwiskowe były jednak wyraźnie widoczne (rys. 3). Wyniki analizy składu granulometrycznego, pobranych gruntów z odkrywek przedstawiono w tabl. 1 (są to średnie wartości z badanych poziomów), z analizy których wynika, że badany obszar osuwiska tworzą grunty ilaste (OK-2), pylaste (OK-3, OK-1) i organiczne (OK-4).

111 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 109 Rys. 2. Przekrój geologiczno-inżynierski w badanym obszarze Stoku pod Baranem Fig. 2. Geo-engineering cross-section in the analyzed area of Stok pod Baranem Rys. 3. Fragmenty zmian osuwiskowych w rejonie odkrywki OK-2 Fig. 3. Portions of landslide changes in the vicinity of OK-2 probe Tablica 1. Wyniki badania składu granulometrycznego i zawartości części organicznych Table 1. Research results of grain size composition and organic content Rodzaj gruntu wg Nr odkrywki Zawartość frakcji wg PN-EN ISO, % PN-EN ISO PN I OM, % Sa Si Cl OK clsi G P 3,84 OK sacl G PZ 3,28 OK saclsi G P 5,69 OK Or N 11,58 gdzie: I OM zawartość części organicznych. where: I OM organic particles content

112 110 Tablica 2. Zestawienie wyników obliczeń gęstości, wilgotności i wskaźnika zagęszczenia Table 2. Summary of the results of density, moisture content and compaction index calculation Rodzaj gruntu ρ w n w opt ρ ds ρ d I S g cm -3 % % g cm -3 g cm -3 [-] saclsi 1,75 30,82 16,50 1,61 1,32 0,82 Or 1,23 51,41 33,97 1,22 0,81 0,66 sacl 1,70 22,30 17,38 1,71 1,37 0,80 clsi 2,00 18,11 17,59 1,63 1,69 1,04 gdzie: ρ gęstość objętościowa, ρ ds maksymalna gęstość objętościowa szkieletu, ρ d gęstość objętościowa szkieletu, w n wilgotność naturalna, w opt wilgotność optymalna, I S wskaźnik zagęszczenia. where: ρ volume density, ρds maximum dry density of solid particles, ρd dry density of solid particles, wn natural moisture content, wopt optimal moisture content, IS degree of compaction Tablica 3. Zestawienie wyników badań granic konsystencji Table 3. Summary of the research results of consistency limits w Rodzaj gruntu L w P I P I C % % % [-] Stan gruntu wg ISO saclsi 40,50 26,02 14,48 0,67 Plastyczny Or 37,80 36,00 1,80-7,56 Płynny sacl 45,06 21,10 23,96 0,95 Twardo plastyczny clsi 23,98 18,47 5,42 1,08 Zwarty gdzie: w L granica płynności, w P granica plastyczności, I P wskaźnik plastyczności, I C wskaźnik konsystencji where: w L flow limit, w P yield point, I P plasticity index, I C consistency index Wyniki badań terenowych zamieszczone w tabl. 2 wskazują na duże zróżnicowanie wilgotności od 18 51% (wartość wyższą stwierdzono w dolnej części stoku) oraz bardzo słabe zagęszczenie zbocza. Wartości wskaźników zagęszczenia I S mieszczą się w przedziale od 0,66 0,80, przy czym wyższą wartość stwierdzono w górnej części stoku. Przedstawione w tabl. 3 wyniki badań granic konsystencji gruntów, ich wskaźników i stopni plastyczności wskazują, że w rejonie odkrywek zlokalizowanych bliżej podstawy zbocza grunt był odpowiednio w stanie plastycznym i płynnym, natomiast w pozostałych odkrywkach był w stanie twardoplastycznym i półzwartym. W celu możliwie dokładnego określenia warunków stateczności badanego stoku, wykonano oznaczenia parametrów wytrzymałości na ścinanie za pomocą standardowego aparatu skrzynkowego o wymiarach skrzynki 60x60 mm. Każdy grunt był poddany takim samym obciążeniom pionowym wynoszącym: 25, 50, 75, 100, 150 kpa. Prędkość ścinania wynosiła 0,1 mm min -1. Badanie było prowadzone do czasu, gdy próba została odkształcona o wartość większą niż 10% poziomego wymiaru skrzynki, który ze względu na maksymalną średnicę ziaren w badanych gruntach, nieprzekraczającą 4 mm, wynosił 6 mm. Ścinanie przeprowadzono w różnych warunkach wilgotnościowych, tj.: przy wilgotności naturalnej, po nawadnianiu prób wodą przez 24 godziny oraz przy wilgotności mniejszej od naturalnej o około 5%. Te ostatnie warunki podyktowane zostały okresem, w którym pobrano próbki do badania (tuż po obfitych opadach atmosferycznych). Dlatego zmniejszono wilgotność naturalną tak, aby zbadać kierunek i wielkość zmian parametrów wytrzymałości na ścinanie, w sytuacji osuszenia gruntów zalegających na badanym stoku. Wyniki badań zestawiono w tablicy 4. Wynika z niej, że wartości kąta tarcia wewnętrznego mieściły się w zakresie 13 23, przy czym wartość tego parametru nie zależała wyraźnie od wilgotności, czego dowodem jest niski współczynnik determinacji R 2 (rys. 4). W przypadku gruntu oznaczonego jako Or i sacl obserwuje się nawet pewien wzrost kąta tarcia wraz ze wzrostem nawodnienia próby. Tablica 4. Zestawienie wyników badań parametrów wytrzymałościowych gruntów Table 4. Summary of the research results of the soil strength parameters Rodzaj gruntu Warunki badania w f c % [ ] kpa A 24,88 16,2 14,5 saclsi B 30,29 22,1 7,3 C 31,98 22,8 3,8 A 43,62 15,3 9,3 Or B 46,92 15,9 8,5 C 48,66 21,4 2,5 A 18,17 19,5 20,1 sacl B 22,30 14,6 11,2 C 26,99 13,1 11,6 A 12,79 22,9 16,0 clsi B 16,85 21,0 19,1 C 26,85 21,6 5,3 gdzie: A badanie przy wilgotności mniejszej od naturalnej o około 5%, B przy wilgotności naturalnej, C po nawadnianiu prób wodą przez 24 godziny, f kąt tarcia wewnętrznego, c spójność where: A test for moisture content lower than the natural one by about 5%, B b. for natural moisture, C b. after irrigation of the samples for 24 hours, f - angle of internal friction, c cohesion

113 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 111 Rys. 4. Zależność kąta tarcia wewnętrznego i spójności od wilgotności badanych gruntów Fig. 4. Relation between the angle of internal friction and cohesion, and the moisture content in the analyzed soils W przypadku spójności, wartość jej kształtowała się w dużo szerszym przedziale 2 20 kpa; zaobserwować można tendencję spadkową tego parametru wraz ze wzrostem wilgotności. Widać tutaj silniejszą zależność spójności od wilgotności, co przełożyło się na dużo wyższy współczynnik R 2 (rys. 4). Praktycznie oznacza to, iż przy znacznym zawilgoceniu występujących w zboczu gruntów, kohezja praktycznie zanika, co w dużym stopniu obniża wytrzymałość gruntu na ścinanie i jest główną przyczyną uruchamiającą procesy osuwiskowe. 6. Analiza warunków stateczności zbocza Osuwiska powstają w wyniku zaburzenia równowagi między naprężeniami ścinającymi a oporem gruntu na ścinanie. Utratę stateczności powodują więc dodatkowe siły lub zanik istniejących (tarcia). Do obliczeń stateczności przedmiotowego zbocza wykorzystano metodę redukcji parametrów wytrzymałościowych (opisaną między innymi w [1]), sprzężoną z systemem obliczeniowym, bazującym na metodzie elementów skończonych Z_Soil.PC [10]. Jako model gruntu (utworów czwartorzędowych) przyjęto model sprężysto idealnie plastyczny Druckera-Pragera. Utwory fliszowe zamodelowane zostały jako sprężyste. Zdyskretyzowany siatką elementów skończonych obszar analizy przedstawiono poniżej (rys. 5). Obliczenia zostały przeprowadzone dla warunków wilgotnościowych takich samych, jak w przypadku badań wytrzymałości na ścinanie. W wyniku przeprowadzonych obliczeń ustalono współczynnik stateczności zbocza F, którego wartość w zależności od wilgotności materiału gruntowego budującego zbocze przedstawiała się następująco: F=1,48 dla wilgotności gruntów mniejszej o 5% od naturalnej, F=1,35 dla naturalnej wilgotności gruntów, F=0,86 dla wilgotności gruntów po nawodnieniu przez 24h. Zakładając prawdopodobieństwo wystąpienia osuwiska przyjęte zgodnie z instrukcja ITB [9] (tabl. 5) można Rys. 5 Siatka MES przyjęta do obliczeń Fig. 5. FEM mesh adopted for calculations

114 112 Tablica 5. Warunek wystąpienia osuwiska zgodnie z instrukcją ITB [9] Table 5. Condition of landslides occurrence according to the instruction of ITB [9] Prawdopodobieństwo wystąpienia osuwiska Współczynnik stateczności F bardzo mało prawdopodobne > 1,5 mało prawdopodobne 1,3-1,5 prawdopodobne 1,0-1,3 bardzo prawdopodobne < 1,0 wnioskować, iż przy wilgotności gruntu naturalnej i poniżej naturalnej, wystąpienie ruchów osuwiskowych jest mało prawdopodobne. W przypadku gruntu nawodnionego wzrasta do bardzo prawdopodobnego, co uzyskało potwierdzenie podczas wizji terenowej. Analiza stateczności wykazała również, iż w każdej z konfiguracji parametrów wytrzymałościowych, ustalonych w danych warunkach wilgotnościowych, największa koncentracja przemieszczeń uzyskanych algorytmem c-f redukcji, jest zlokalizowana w górnej części badanego zbocza (rys. 6). Niniejsze stwierdzenie również znalazło potwierdzenie podczas wizji terenowej, gdzie najbardziej widoczne części osuniętego koluwium wystąpiły właśnie w górnych partiach zbocza. Badania wykazały wyraźną zależność współczynnika stateczności od spójności, a tym samym od przyrostu wilgot- a) b) c) Rys. 6. Mapy przemieszczeń uzyskane metodą redukcji parametrów wytrzymałościowych gruntu a) dla wilgotności ok. 5% mniejszej od naturalnej, b) dla wilgotności naturalnej, c) dla wilgotności uzyskanej po 24h nawadniania prób Fig. 6. Displacement maps obtained by the strength parameters reduction method

115 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 113 ności. Uśredniając wartość wilgotności i spójności w obrębie badanych gruntów, możliwe było zestawienie ich względem uzyskanego z MES współczynnika stateczności zależności te przedstawiono na rys. 7. Na ich podstawie możliwe jest ustalenie, jak na stateczność zbocza (lub prawdopodobieństwo wystąpienia osuwiska) wpłynie zmiana wilgotności gruntów budujących stok. Analizując wykres, możliwe jest stwierdzenie, iż zmiana wilgotności o 5% skutkować będzie zmniejszeniem się spójności w stopniu mogącym spowodować uruchomienie procesów osuwiskowych. 7. Podsumowanie i wnioski Proces oceny stateczności zboczy wymaga stosowania wielu założeń upraszczających, których wpływ jest złożony i zależny od budowy geologicznej badanego obszaru. Im bardziej skomplikowana jest budowa geologiczna, tym więcej istnieje czynników istotnie wpływających na stateczność, które powinny być w miarę możliwości uwzględnione w analizie [4]. Z drugiej strony, w każdej analizie wykorzystującej modele obliczeniowe tak uproszczone, jak i złożone, istnieje potrzeba pozyskania odpowiednich parametrów geotechnicznych. Zatem, w przypadku analizy stateczności zboczy konieczne są badania zarówno terenowe, jak i laboratoryjne, a uzyskane tą drogą parametry materiału gruntowego powinny w możliwie najlepszy sposób opisywać warunki wyjściowe, na podstawie których interpretowane będą wyniki dalszych obliczeń. Na podstawie przeprowadzonych obserwacji terenowych, badań laboratoryjnych i wykonanych obliczeń stateczności przedmiotowego zbocza, wysunięto poniższe wnioski. Stok pod Baranem, zlokalizowany w gminie Wieliczka, jest osuwiskiem skalno-zwietrzelinowym, w znacznej części położonym na obszarze górniczym Kopalni Soli Wieliczka. Rys. 7. Zależność współczynnika stateczności od wilgotności i spójności Fig. 7. Relation of the stability coefficient and the moisture content and cohesion Przyczyną występowania na badanym zboczu procesów denudacyjnych jest zaleganie utworów pylasto-ilastych i organicznych (w dolnej części stoku) na zwietrzałych, podatnych na lustrzenie i wytwarzanie powierzchni poślizgu łupkach ilastych. Przedmiotowy stok jest słabo zagęszczony i budują go grunty o silnych właściwościach chłonięcia wody, stąd głównym motorem uruchamiania się zjawisk osuwiskowych na tym terenie jest woda opadowa, która powoduje uplastycznienie gruntów i obniżenie wartości spójności. Na całym obszarze Stoku pod Baranem można zaobserwować liczne wybrzuszenia terenu, jak i obsuwy gruntu. Najczęściej można się z nimi spotkać w górnej części stoku. W niższych partiach, gdzie nachylenie łagodnieje, nie zaobserwowano podobnych deformacji. Przeprowadzone obliczenia stateczności wykazały, że dla gruntów nawodnionych uzyskana wartość współczynnika stateczności jest poniżej wartości granicznej 1,0. Zjawiska osuwiskowe, które występowały na zboczu w przeszłości były spowodowane gwałtownymi i długotrwałymi opadami deszczu, stąd należy spodziewać się, iż w przypadku powtórzenia tak niekorzystnych warunków, może nastąpić uaktywnienie się procesów morfogenetycznych i starych osuwisk oraz tworzenie się nowych w obrębie stoku. Najbardziej narażona na osunięcie się jest górna część stoku, w której poślizg występuje na kontakcie warstw pylastych z ilastymi. Grunty pylaste budujące zbocze w tej części stoku charakteryzują się niskim wskaźnikiem plastyczności, co powoduje, że przy niewielkim wzroście wilgotności bardzo łatwo się upłynniają. Literatura 1. Baran P., Cholewa M., Zawisza E., Kulasik K.: Problem jednoznacznego ustalenia parametrów wytrzymałości na ścinanie odpadów powęglowych i poenergetycznych. Rocznik Ochrona Środowiska 2013, t Bober L.: Rejony osuwiskowe w polskich Karpatach fliszowych i ich związek z budową geologiczną. Biuletyn Instytutu Geologicznego , Z badan geologicznych w Karpatach, t. XXIII ( ). 3. Brudnik K., Stawarczyk Z.: Opinia o warunkach geologiczno-górniczych nr 7/2004. Kopalnia Soli Wieliczka 2004 (maszynopis). 4. Cała M., Betlej M.: Wybrane aspekty trójwymiarowego modelowania numerycznego stateczności zboczy w warunkach skomplikowanej budowy geologicznej. Przegląd Górniczy 2010, nr Chowaniec J., Wójcik A., Mrozek T., Rączkowski W., Nescieruk P., Perski Z., Wojciechowski T., Marciniec P., Zimnal Z., Granoszewski W.: Osuwiska w województwie małopolskim. Atlas - przewodnik. Praca zbiorowa pod redakcją J. Chowańca i A. Wójcika. Departament Środowiska, Rolnictwa i Geodezji Urzędu Marszałkowskiego Województwa Małopolskiego, Zespół Geologii Gargula G., Orłowski J.: Kompleksowa dokumentacja geologiczna rejonów osuwiskowych w Wieliczce. Część IV Rejon osuwiskowy V Wieliczka, obiekt CH Przedsiębiorstwo Geologiczne w Krakowie. Kraków 1989 (maszynopis). 7. Jastrzębski J.: Opinia geologiczno-inżynierska do planu zagospodarowania terenu stacji narciarskiej Stok pod Baranem w Wieliczce. Wieliczka 2007 (maszynopis). 8. Wójcik A., Dacka J.: Rejestracja osuwisk i terenów zagrożonych na terenie miasta i gminy Wieliczka w skali 1: wraz z wykazaniem ich stopnia aktywności. PIG, Kraków 2008 (maszynopis). 9. Wysokiński L.: Posadowienie obiektów budowlanych w sąsiedztwie skarp i zboczy. Instrukcja ITB nr 304, Warszawa Z_SOIL.PC, Theoretical Manual. ZACE Services Ltd. Lozanna 1998.

116 114 UKD (437.3): (437.3): 55,.44(437.3) Dawne górnictwo surowców metalicznych rejonu Przybramu Old-time mining of metallic materials of the Przybram region Dr inż. Ewa Strzałkowska*) Treść: W artykule przypomniano historię dziejów miasta Przybram, a także poruszono zagadnienia z zakresu dawnego górnictwa rud srebra, cynku i ołowiu w obszarze Březovych Hor. Omówiono zarys budowy geologicznej tego obszaru oraz krótko scharakteryzowano występujące tu minerały rudne i towarzyszące. Zaprezentowano ponadto dane dotyczące występowania, warunków eksploatacji i wielkości wydobycia rud uranu na tym terenie. Abstract: This paper presents the history of the city of Przybram as well as old-time mining issues for silver ore, zinc ore and lead ore in the area of Brezove Hory. The geological structure of this area was discussed and the existing ore minerals and accompanying minerals characterized. Finally, data on the occurrence, exploitation conditions and output size of uran ore were presented. Słowa kluczowe: galena, uraninit, surowce metaliczne, Březove Hory, Muzeum Górnictwa Key words: galena, uraninite, metallic materials, Brezove Hory, Museum of Mining 1. Wprowadzenie Rozwój gospodarki, praktycznie wszystkich krajów świata, związany był i jest z bazą surowcową. Wiele ośrodków przemysłu górniczego przez całe wieki umożliwiało rozwój gospodarki regionów, a nawet państw, które często dzięki odpowiedniemu wykorzystaniu surowców mineralnych osiągały pozycje światowych mocarstw. Rozwój górnictwa umożliwiał nie tylko postęp gospodarczy, lecz również naukowy i kulturalny. W ośrodkach tych wznoszono imponujące budowle użytku publicznego, powstawały dzieła sztuki. Rozwój techniki górniczej owocował konstruowaniem coraz nowocześniejszych maszyn i urządzeń, które stanowiły pomost do stosowanych obecnie nowoczesnych rozwiązań automatyki XXI w. Z chwilą wyczerpania się zasobów mineralnych ośrodki te odchodziły w zapomnienie. Narody poważnie myślące o swojej przyszłości chcą zachować pamiątki swej kultury, także technicznej i ocalić je od zapomnienia. Przykładem takich działań jest zachowany postęp przeszłości górnictwa czeskiego w mieście Przybram, położonym w odległości ok. 60 km od Pragi, gdzie mieści się największe muzeum górnictwa Republiki Czeskiej. Dawniej tętniące pracą wolne miasto górnicze, dziś zamieszkałe zaledwie przez ok. 35 tys. mieszkańców, ciche i spokojne miasteczko, znane jest głównie jako największy w Czechach ośrodek kultu Maryjnego, związanego z Kościołem na Świętej Górze. * ) Politechnika Śląska, Gliwice Bez wątpienia warto zwiedzić Muzeum Górnictwa z trzema nieczynnymi już kopalniami i zapoznać się z historią dziejów tego miasta. Dbałość o zachowanie historii górnictwa tej ziemi może bowiem stanowić przykład do naśladowania. 2. Budowa geologiczna i mineralizacja Miasto Przybram leży u podnóża masywu Brdów należącego pod względem budowy geologicznej do Masywu Czeskiego. W części centralnej tego obszaru występuje wypełniona paleozoicznymi utworami Niecka Barrandienu. Skały kambryjskie osiągają tu znaczną miąższość. W okresie kambru w obszarze Masywu Czeskiego utworzył się ląd, natomiast w kambrze środkowym doszło do transgresji morskiej. Na osadach prekambryjskich leżą więc osady kambru środkowego reprezentowane przez zlepieńce, szarogłazy i łupki szarogłazowe. W czasie orogenezy hercyńskiej ruchom fałdowym poddana została północno-zachodnia część Masywu Czeskiego, głównie skały paleozoiczne Niecki Barrandienu [9]. W okresie tym lokalnie zaznaczył się magmatyzm.. Żyły rudne związane są głównie z sedymentami kambru synkliny przybramskiej, gęsto poprzecinanej żyłami diabazów (rys.1). Największe znaczenie w historii działalności górniczej miała żyła główna Wojciech o maksymalnej miąższości 6 m odkryta w XVIII w. Zawartość srebra wynosiła średnio 450 g/mg. Wypełnienie żyły pod względem mineralogicznym było bardzo zróżnicowane; obok węglanów, tj: kalcytu, dolomitu syderytu, ankerytu występował miejscami

117 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 115 kwarc i baryt, którego kryształy osiągały wielkość nawet 10 cm. Wśród minerałów rudnych na pierwszym miejscu należy wymienić srebnonośną galenę o zawartości do 0,5% Ag (rys. 2) i rudę cynku sfaleryt. To właśnie z okolic Przybramu znana jest czarna odmiana sfalerytu zawierająca do 5% Cd, zwana przybramitem. W paragenezie z galeną i sfalerytem współwystępował: burnonit, pospolity minerał żył hydrotermalnych niskich temperatur, a także wurcyt, tetraedryt czy bulanżeryt. Z minerałów srebra obok najbogatszej rudy argentytu oraz srebra rodzimego wymienić należy: pirargiryt tworzący pojedyncze kryształy o wielkości ponad 1 cm, morfologicznie zbliżony do niego prustyt, czy stefanit tworzący prawidłowe kryształy wielkości nawet kilku centymetrów [10]. Z innych siarkosoli należy wymienić tabliczkowy, o silnym połysku metalicznym polibazyt, znany też z żył kruszcowych Jachymowa [1]. Rudy przybramskie były bardzo zróżnicowane mineralogicznie ogółem zidentyfikowano tutaj ok. 220 minerałów, a więc więcej niż w znanym złożu z rejonu Freibergu [11]. Rejon Przybramu znany jest także ze stosunkowo bogatego ( ok.1 % U) złoża uranu [4]. Mineralizacja uranowa związana jest z późnowaryscyjską działalnością hydrotermalną [8]. Jedną z mniejszych, chociaż bardzo cenną żyłą uranową była żyła Jánska zlokalizowana w centrum Březovych Hor pomiędzy kopalnią Anna i Wojciech [12]. Głównym minerałem uranowym występującym w złożu był silnie promieniotwórczy tlenek uranu uraninit UO 2. Badania tego właśnie minerału z pobliskiego Jachymova, doprowadziły Rys. 1. Przekrój poprzeczny przez złoże Březové Hory (wg. M Smajdra) ozn. 1 żyły rudne, 2 diabazy, 3 górny proterozoik, 4 piaskowce kambru, 5 zlepieńce kambru, 6 łupki kambru, 1p, 10p 41p. numery kolejnych poziomów [10] Fig. 1. Cross-section of Brezove Hory deposit (acc. to M. Smajder): 1 lodes, 2 diabazes, 3 - Upper Proterozoic, 4 sandstones of Cambrian period, 5 puddingstone of Cambrian period, 6 slatestones of Cambrian period, 1p, 10p 41p. numbers of successive levels [10]

118 116 Marię Skłodowską-Curie i jej męża do odkrycia polonu i radu. Uraninit rzadko występował w formie kryształów, częściej tworzył formy naciekowe zwane blendą smolistą bądź smółką uranową. Lokalnie towarzyszył mu silnie radioaktywny krzemian uranu zwany coffinitem (rys. 3). Wśród innych minerałów towarzyszących należy wymienić kwarc, baryt i węglany, a z minerałów rudnych m.in. galenę, sfaleryt, piryt i rudy srebra. Rys. 2. Srebnonośna galena, ze zbiorów Muzeum Górnictwa w Przybramie (fot. autorka) Fig. 2. Silver-bearing galena from the collection of the Museum of Mining in Przybram (photo author) Wybieranie złóż wykonywano metodą podziemną. Kopalnie znajdowały się w dobrach biskupich. W 1311 r. w Przybramie była już czynna huta srebra, która należała do sprowadzonych tam kutnohorskich mieszczan [7]. Udokumentowane informacje odnośnie wielkości wydobycia rud podawane w księgach górniczych pochodzą z XVI w. [12]. Wydobycie podlegało zresztą pewnym wahaniom, w zależności od warunków geologiczno-górniczych, wyników poszukiwań geologicznych i udostępnienia nowych żył. W 1553 r. wydobyto ogółem 598 kg czystego srebra, a w latach kg srebra. Największy rozkwit górnictwa przypada na wiek XIX. Przykładowo w 1853 r. wydobyto kg srebra i kg ołowiu [13]. Niektóre źródła podają, że w XIX w. w rejonie Przybramu uzyskiwano największe na świecie dobowe wydobycie srebra sięgające 100 kg. Prace górnicze prowadzono jak wszędzie ze zmiennym szczęściem. W historii tego regionu czarnymi zgłoskami zapisała się, bodaj największa w historii czeskiego górnictwa, katastrofa w dn r. Czynne wówczas były kopalnie: Wojciech, Anna, Prokop, Sevčin i Maria. Podziemny pożar wybuchł w kopalni Maria na głębokości 950 m pod ziemią. Maksymalna głębokość kopalni wynosiła wówczas 1100 m. Stosowana wtedy powszechnie obudowa drewniana wyrobisk płonęła, a dymy rozeszły się po wszystkich pięciu kopalniach, mających ze sobą połączenia wyrobiskami podziemnymi. Zginęło 319 górników, którzy pozostawili 285 wdów i 960 sierot. 517 górników zdołano uratować [2, 13]. Prace nad usuwaniem skutków pożaru trwały do 1895 r., a kopalnia została zlikwidowana w 1915 r. Możliwe do eksploatacji zasoby leżące w jej obszarze górniczym wybrano z kopalni Wojciech. O tej wielkiej tragedii przypomina obelisk wystawiony w mieście. Rejon Przybramu był, jak już wspomniano, dużym i ważnym ośrodkiem górniczym. Nie dziwi zatem, że wychodząc naprzeciw zapotrzebowaniu na kadrę dozoru technicznego w kopalniach utworzono średnią szkołę górniczą w 1847 r. Szkołę tę przekształcono w uczelnię wyższą, która dekretem cesarza austriackiego Franciszka Józefa z dn r. uzyskała status Akademii Górniczej (rys. 4). Później w 1894 r. Akademia uzyskała status Wysokiej Skoly. Posiadała ona pełne prawa akademickie wraz z możliwością doktoryzowania w dyscyplinie naukowej górnictwo. Zajęcia odbywały się do odzyskania niepodległości w języku niemieckim. Absolwenci uzyskiwali dobre wykształcenie, które gwarantowało odpowiednie przygotowanie do pracy zawodowej. Program studiów obejmował następujące przedmioty: matematyka, Rys. 3. Uraninit z coffinitem, ze zbiorów Muzeum Górnictwa w Przybramie (fot. autorka). Fig. 3. Uraninite with coffinite from the collection of the Museum of Mining in Przybram (photo author) Przybramski okręg rudny zajmuje powierzchnię ok. 60 km 2, jednakże główne złoża eksploatowane były na obszarze zaledwie 8 km Górnictwo w przybramie W połowie VIII w. rozpoczęto eksploatację złota w rejonie Przybramu, leżącego wówczas w Państwie Wielkomorawskim. Rozkwitła ona w X w. po powstaniu Królestwa Czech. Z kolei najstarsze wiadomości o prowadzonej w okolicach Przybramu eksploatacji złóż rud srebronośnych pochodzą z 1216 r. [6]. Rys. 4. Najnowszy z budynków Akademii Górniczej w Przybramie ( fot. autorka) Fig. 4. The newest building of Mining Academy in Przybram (photo author)

119 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 117 fizyka, chemia, geometria wykreślna, rysunek techniczny, mechanika techniczna, podstawy konstrukcji maszyn, elektrotechnika, geologia, mineralogia, petrografia, paleontologia, geodezja górnicza, górnicze przedmioty specjalistyczne, projektowanie kopalń, prawo górnicze, budownictwo ogólne, hutnictwo ogólne. Studenci korzystali z podręczników napisanych m.in. przez własnych profesorów, którzy byli wybitnymi specjalistami w zakresie górnictwa (rys. 5 i rys. 6). W 1918 r. czyniono starania o przeniesienie Akademii do Pragi, a w 1920 r. do Ostrawy, co ostatecznie nastąpiło w wyniku dekretu Prezydenta E. Benesza z 1945 r. W roku akademickim studia odbywały się już w Ostrawie. Dzieje Akademii opisano skrótowo w pracy [13]. Dziś w Przybramie funkcjonuje jedno z największych muzeów górniczych. Skupia ono oprócz stałej ekspozycji na powierzchni, obiekty podziemne trzech dawnych kopalń [2]: Anny powstałej w 1789 r., jednej z najgłębszych w początkach XX w. w Europie. Szyb tej kopalni posiadał głębokość 1464 m. Podziwiać tu można wyciągową maszynę parową z 1914 r., która pracowała bezawaryjnie do 1978 r., kiedy to kopalnia została zamknięta [rys. 7], Sevčin powstałej w 1813 r. Jej maksymalna głębokość prowadzenia robót wyniosła 1129 m i została osiągnięta w 1909 r. Wśród atrakcji tej kopalni wymienić można zabytkową wieżę szybową z wypalanej cegły i kamienia, wybudowaną w 1879 r. Została ona zwieńczona obserwatorium astronomicznym (rys. 8). Wojciecha stanowiącej obszerny kompleks przemysłowy, pochodzący z XIX w. Kopalnia miała głębokość 1262 m i pracowała do 1978 r. W 2000 r. włączono ją do Muzeum Górnictwa. Rys. 5. Strona tytułowa podręcznika z górnictwa, pochodzącego z 1909 r. autorstwa Prof. L. Kirschnera, jednego z rektorów uczelni [5] Fig. 5. Title page of the mining textbook from 1909 by prof. L. Kirschner, one of the universities rector Rys. 7. Maszyna parowa w kopalni Anna (fot. autorka) Fig. 7. Steam-engine in Anna mine (photo author) Rys. 6. Schemat systemu eksploatacji frontem schodkowym z podsadzką suchą z 1909 r. zaczerpnięty z pracy L. Kirschnera [5] Fig. 6. Scheme of staircase front exploitation system with dry backfill from 1909 discovered in the work L. Kirschner [5] Rys. 8. Wieża szybowa kopalni Sevčin (fot. autorka) Fig. 8. Headstock of Sevcin mine (photo author)

120 118 Z ekspozycji muzeum wynika że, kolejny okres rozkwitu górnictwa w rejonie Przybramu przypada na drugą połowę XX w. Po rozpoczęciu eksploatacji rudy uranu w Jachymovie odkryto bogate złoża tego surowca w rejonie Przybramu. Pierwotnie rudy uranu wykorzystywano jako barwniki szkła, ze względu na własności fluorescencyjne, posiadały one dodatkowo walory zdobnicze. Następnie w czasie II wojny światowej rudami uranu interesowała się III Rzesza, a po zakończeniu wojny ZSRR. W Czechach odkryto 164 złoża rudy uranu, a w XX w. eksploatowano ich 66. Czechosłowacja zajmowała 6 miejsce na świecie w wydobyciu tego surowca. Szacuje się, że w latach wydobyto Mg czystego uranu [4]. Poszukiwania w rejonie Przybramu rozpoczęto w 1947 r. Wydobycie zakończono w 1991 r., osiągając ok Mg uranu. Maksymalna głębokość eksploatacji wynosiła 1450 m [3]. W okresie stalinowskim rudy uranu wydobywali więźniowie polityczni, którzy obciążeni byli ciężką pracę w trudnych warunkach, co powodowało ich dużą śmiertelność. W pobliżu miasta znajdował się obóz więźniów, którego zabudowę zachowano, udostępniając w niej ekspozycję muzealną (rys. 9). Rys. 9. Były obóz pracy dla więźniów zatrudnionych w kopalni uranu (fot. autorka) Fig. 9. Former work camp for prisoners employed in a uran mine (photo author) 4. Wnioski W ramach niniejszego artykułu przedstawiono zarys budowy geologicznej oraz historii górnictwa rejonu Przybramu. Na podstawie zaprezentowanego materiału można sformułować następujące wnioski i uwagi końcowe: 1. W ciągu długiej historii górnictwa w Przybramie wydobyto tysiące ton ołowiu i srebra. Surowce te umożliwiły rozwój gospodarczy Czech oraz monarchii austrowęgierskiej. Duża głębokość prowadzenia eksploatacji i towarzyszące jej trudne warunki geologiczno-górnicze powodowały konieczność rozwiązywania często trudnych problemów technicznych. Rozwojowi przemysłowemu towarzyszył zatem postęp techniczny i zapotrzebowanie na kadrę inżynierską, co zaowocowało powstaniem jednej z pierwszych w Europie wyższej uczelni górniczej. Uczelnia ta funkcjonuje do dziś jako Vysoká Škola Báńská TU w Ostrawie, kształcąc wiele pokoleń inżynierów. Można zatem uznać, że Przybram był bardzo ważnym ośrodkiem nauk górniczych i przemysłu czeskiego. 2. Historia górnictwa Przybramu została szeroko udokumentowana i upamiętniona dzięki udostępnieniu turystom kompleksu dawnych kopalń, tworzących największe w Europie muzeum górnictwa wraz z bogatą kolekcją mineralogiczno-geologiczną. Muzeum to pozwala zapoznać się z górniczą techniką początków XX stulecia. Literatura 1. Bolewski A.: Mineralogia szczegółowa. Wydawnictwa Geologiczne, Warszawa Bożek Z.: Przybram największe w Czechach muzeum górnictwa. Bezpieczeństwo Pracy i Ochrona Środowiska w Górnictwie 2009, nr 11 (183). 3. Fikacek J.: Remediation of rock environment after chemical mining of uranium in Straż pod Ralskem and the influence on the environment. Zeszyty Naukowe Pol. Śl. S. Górnictwo 2009, z Jirásek J. Badera J.: Rožna ostatnie eksploatowane złoże uranu w Czechach. Przegląd Geologiczny 2005, vol.53, nr Kirschner L.: Lagerstätten. Verlag von Franz Deuticke. Leipzig und Wien Kořan J.: Přehledné dějiny československého hornictvi, CAV, Praha Kořan J.: Dějiny dolováni v rudnim okrsku kutnohorském, Praha Kribek B. et al: Bitumens in the late Variscan hydrothermal vein-type uranium deposit of Pribram, Czech Republic; sources, radiation-induced alteration, and relation to mineralization. Economic Geology, November 1999, v. 94, p Mizerski W.: Geologia regionalna kontynentów. Wydawnictwa Naukowe PWN, Warszawa Paulis P.: Nejzajimavějši mineralogická naleziště Čech. Die interessantesten mineralogische fundstellen in Tschechien. Kutná Hora Probierz K.: Świat minerałów-terra Mineralia, wystawa we Freibergu (Saksonia). Przegląd Górniczy 2012, nr Skacha P. et al.: Hydrothermal uranium-base metal mineralization of the Jánská vein, Březové Hory, Příbram, Czech Republic: lead isotopes and chemical dating of uraninite. Journal of Geosciences, 54 (2009), Suldovsky J.: Kronika Hornictvi Ziemi Česke. Wyd. CDL Design. 2006, Praha.

121 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 119 UKD 622.1: 550.8: 911.3: 94(3/9): 1(091): 2 J.A. Komeński ( ) a rozwój nauk o Ziemi w Wielkopolsce J. A. Komenski ( ) vs. the evolution of Earth sciences in the Wielkopolska region Prof. dr hab. Janusz Skoczylas*) Treść: Artykuł dotyczy początków naszej wiedzy o naukach przyrodniczych, głównie geologii i jej związkach z pedagogiką. Analizie poddane zostały niektóre dzieła Jana Amosa Komeńskiego ( ), wybitnego dydaktyka, filozofa oraz teologa. Podobnie jak większość ówczesnych uczonych, obejmował swymi opisami całość otaczającej rzeczywistości, a zatem również nauki o Ziemi. O ile jednak Jego osiągnięcia w dydaktyce, dzisiaj na nowo są odkrywane i wzbudzają ogólny entuzjazm, o tyle Jego poglądy na zagadnienia przyrodnicze nie mogą wzbudzać entuzjazmu. Tym niemniej przekazywane, niekiedy z drugiej ręki informacje z zakresu geologii, geografii, a nawet górnictwa, wzbogacają naszą obecną wiedzę o ówczesne poglądy na temat powstawania niektórych skał i minerałów oraz ich charakterystycznych cech, a także zastosowania. Abstract: This paper presents the origins of our knowledge on natural sciences, mainly those concerning geology and its relations with pedagogics. Some works of the eminent educator, philosopher and theologist, Jan Amos Komenski ( ) have been analyzed. Like many contemporary scientists, he was encompassing the whole reality, including Earth sciences. As long as his achievements in didactics are nowadays coming into light, still arousing enthusiasm, his views on natural science issues can t be admired. On the other hand, the transferred information, sometimes second-hand information in the field of geology, geography and even mining industry is enriching our knowledge on the opinions of how some rocks and minerals were forming, what characteristics did they take and for what application did they serve. Słowa kluczowe: geologia, geografia, górnictwo, filozofia, pedagogika, teologia Key words: geology, geography, mining industry, philosophy, pedagogics, theology 1. Wprowadzenie W dosyć powszechnym przekonaniu początki nauk geologicznych wiąże się z postępami prac w górnictwie [6,7]. Bardziej wszechstronne i dogłębne rozpoznanie tematu wskazuje także na związki początków nauk geologicznych z podróżnictwem, naukami geograficznymi [1], z medycyną i archeologią oraz z kolekcjonerstwem [10, 15]. W artykule spróbujemy, na podstawie życia i działalności Jana Amosa Komeńskiego ( ), ujawnić i zasygnalizować relacje między prapoczątkami geologii i początkami pedagogiki. Aby podjąć się tego tematu warto przypomnieć, że geologia jako odrębna, samodzielna nauka wyodrębniła się w Europie na przełomie XVIII i XIX wieku. Jednak współcześnie pracujący w Tureckiej Akademii Nauk profesor A.M.C. Şengőr podaje, że już włoski przyrodnik Ulisse Aldrovandi ( ) z Bolonii w niepublikowanym testamencie z 10 listopada 1603 r. użył terminu giologia na oznaczenie nauk o Ziemi [17]. Dotychczas sądzono, że słowem geologia używanym dla określenia nauk o Ziemi, pierwszy raz posłużył się M.P. * ) Instytut Geologii, Wydział Nauk Geograficznych i Geologicznych, Uniwersytet im. Adama Mickiewicza, Poznań Escolt w dziele Geologica Norvegica (1657). Przypomnieć jeszcze można, że Abraham Gottlob Werner ( ) w ramach swoich wykładów na Akademii Górniczej we Freibergu w latach prowadził wykład z geognozji, czyli wiedzy o Ziemi, a także z oryktognozji, czyli wiedzy o minerałach. Warto uświadomić sobie, że w 1807 r. odbyło się w Londynie spotkanie założycielskie pierwszego w świecie towarzystwa geologicznego Geological Society, a w 1834 r. powstało Edinburgh Geological Society. Natomiast pierwsze dwa zjazdy Międzynarodowego Kongresu Geologicznego odbyły się w 1879 r w Paryżu i w 1883 r. w Bolonii [17]. W Wielkopolsce nauki geologiczne dosyć mozolnie przebijały się do nauki, świadomości i umiejętności społeczeństwa, mimo że dwaj Wielkopolanie Józef Wybicki ( ) i Jan Śniadecki ( ) prawdopodobnie jako pierwsi na ziemiach polskich użyli w 1804 roku terminu geologia na określenie nauk o Ziemi, nauk o wgłębnej budowie Ziemi. [14, 16]. Nauki geologiczne cechuje pewna dwoistość metodologicznego podejścia praktyczna i teoretyczna. W tej sytuacji rodowód geologicznego poznania Wielkopolski, wbrew utartym schematom, można przedstawić od pierwszych kontaktów człowieka z przyrodą nieożywioną na tych ziemiach, czyli od

122 120 paleolitu. Niewątpliwie poza surowcami skalnymi praktyczna znajomość zbieractwa, górnictwa i geologii w Wielkopolsce rozwijała się w czasie eksploatacji i przetwarzania bagiennych, darniowych rud żelaza [8, 9]. Ponowny wzrost zainteresowania surowcami skalnymi, już jako materiału budowlanego, nastąpił we wczesnym średniowieczu. Następnie dopiero w dziewiętnastym wieku zauważono intensyfikację poszukiwań i wydobycia torfu oraz węgla brunatnego. Natomiast druga połowa dwudziestego wieku to poszukiwania i eksploatacja złóż gazu ziemnego i ropy naftowej, a także soli kamiennych i potasowych i ponownie na większą skalę węgla brunatnego. Nieco inaczej przedostawały się do ogólnej wiadomości informacje z zakresu szeroko pojętych nauk geologicznych poprzez literaturę naukową publikowaną przez siedemnastowiecznych uczonych encyklopedystów. 2. Przyrodnicze i geologiczne zainteresowania Jana Amosa Komeńskiego Jan Amos Komeński urodził się w Niwnicy na Morawach roku. Zmarł r. w Amsterdamie. W historii i w literaturze znany jest często jako Comenius. Był słynnym teologiem, filozofem, pedagogiem, politykiem, historykiem i biskupem seniorem braci czeskich (rys.1,2) Do dzisiaj uznawany jest za jedną z najważniejszych osobowości w czeskiej i polskiej historii, a przede wszystkim za jednego z założycieli pedagogiki rozumianej jako dyscyplina naukowa. Jego dzieła tłumaczone były na kilkanaście języków. Z Jego podręczników uczyli się m.in. car Piotr Wielki, caryca Katarzyna II, Johan Herder, Johan Wolfgang Goethe i wielu innych. J. A. Komeński pisał i drukował bardzo wiele. Warto podkreślić, że 34 Jego najważniejszych dzieł powstało w Lesznie. Dzisiaj dzieła J.A. Komeńskiego na nowo są tłumaczone, czytane oraz interpretowane, głównie z zakresu pedagogiki. Także Jego popularność, jako ojca pedagogiki osiąga coraz to nowe wymiary. Wiele szkół nosi Jego imię, w tym Państwowa Wyższa Szkoła Zawodowa w Lesznie, bowiem w Lesznie spędził uczony większość ( ) swego pracowitego i twórczego życia. Żywiołem J.A. Komeńskiego była dydaktyka i teologia. W Lesznie przygotował do druku studium o wychowaniu przedszkolnym, gdzie na plan pierwszy wysuwał poznanie otaczającej rzeczywistości. Pisze on o elementach przyrodoznawstwa, o początkach optyki, astronomii i geografii, o podstawach wiedzy z zakresu historii, ekonomii i polityki [11, s. XII). Traktując jednak przyrodę jako wyraz Boga, starał się szukać przyczynowego wyjaśnienia zjawisk, określenia ich wzajemnych wpływów i roli. W dziele pt. Physicae synopsis (Przegląd fizyki) [3], zwraca uwagę na jedność świata, którym kieruje tzw. spiritus mundi, który w przyrodzie nieożywionej występuje jako tzw. spiritus naturalis, w roślinach jako spiritus witalis, w zwierzętach jako spiritus animalis, w ludziach zaś jako spiritus mentalis. W taki oto sposób jedność świata posiada znamiona różnorodności oraz elementy hierarchii. Tak sformułowana teoria staje się u Komeńskiego narzędziem przyrodniczego poznania świata oraz roli i pozycji człowieka w tak zdefiniowanym świecie. W programie nauczania w wieku przedszkolnym J.A. Komeński przewiduje, że 6 letni chłopiec powinien z zakresu fizyki potrafić nazwać i określić np. ogień, powietrze, wodę, ziemię, śnieg, lód, ołów, żelazo. Natomiast z roślin powinien określić, np. fiołki, goździki, róże oraz rozróżnić podstawowe zwierzęta domowe. Powinien także umieć nazwać podstawowe części ciała i mieć świadomość do czego służą (rys.3). W zakresie optyki oczekiwania J.A. Komeńskiego dotyczą oswojenia się i określenia co to jest ciemność, jakie najczęściej spotykamy barwy. Z zakresu astronomii dziecko Rys. 1. Podobizna Jana Amosa Komeńskiego Fig. 1. Representation of Jan Amos Komenski Rys. 2. Najstarszy pomnik J.S. Komeńskiego w Lesznie Fig. 2. The oldest monument of J. A. Komenski in Leszno

123 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 121 Rys. 3. Strony tytułowe niektórych dzieł J.A. Komeńskiego Fig. 3. Title pages of the selected works of J. A. Komenski

124 122 powinno rozróżniać słońce, gwiazdy i księżyc. Wymagania J. A. Komeńskiego w zakresie geografii dotyczą wiedzy dziecka, czy miejscowość, w której mieszka jest wsią, miasteczkiem, zamkiem itp. Dziecko powinno także orientować się, co to jest pole, góra łąka, las i rzeka [4, s.18,19]. Początek geografii przypadnie na mniej więcej koniec pierwszego roku i późniejsze lata, kiedy dzieci zaczną rozpoznawać swoją kolebkę i łono matki. W drugim i trzecim roku geografią będzie dla nich poznanie pokoju, w którym mieszkają itd. Powinny się w nim rozejrzeć, gdy mają jeść, iść na przechadzkę lub spać, a także gdzie trzeba szukać światła i ciepła. W trzecim roku wzrost wiedzy geograficznej osiągną, jeżeli przyswoją sobie cechy i nazwy już nie tylko pokoju, ale i sieni, kuchni, sypialni i tego co jest w podwórzu, w stajni, sadzie, w budynkach i wokoło nich. W czwartym roku chłopiec powinien biegając tu i tam poznać drogi wiodące poprzez ulicę, plac do sąsiada, do stryja, do babki, do stryjenki, do swego opiekuna. W piątym zaś roku powinien utrwalić sobie dobrze w pamięci i zrozumieć, co to jest miasto, wzgórek, pole, ogród, las, rzeka itp. [4, s ]. Z kolei w zarysie sylwetki absolwenta szkoły łacińskiej J.A. Komeński postulował, aby geografowie w głowie mieli obraz całego świata, mórz wraz z wyspami, rzek, państw [3, s.298] Dokonania J.A. Komeńskiego jako prekursora poszukiwań w zakresie nauczania geografii doceniła i podkreśliła E. Szkurat [13, s.280]. W podręcznikach J. A. Komeńskiego, a szczególnie w Ianua linguarum i Orbis sensualizm pictus, a także w Physicae synopsis znaleźć można wiele podstawowych, a zarazem obszernych wiadomości o kamieniach. Ze względu na szerokie rozpowszechnienie dzieł J.A. Komeńskiego i wielokrotne ich wydania wiadomości o kamieniach, mimo że nie zawierały wiele nowych informacji, miały jednak duże znaczenie w poznawaniu tej dziedziny geografii?, górnictwa?, geologii?. J. A. Komeński wzorował się w swoich podręcznikach na dziełach B. Keckermanna, ( ), który założył, że kamienie to właściwie ziemia odpowiednio ukształtowana przez wodę lub ogień. Natomiast spiritus mineralis charakteryzuje poszczególne kamienie. J.A. Komeński był przekonany, że alchemicy nie mogą zamieniać metali, bowiem nie udało im się jeszcze chociażby poprzez destylację wyodrębnić hipotetycznego ducha mineralnego. Podobnie jak większość ówczesnych encyklopedystów leszczyński uczony dzielił kamienie na pospolite i drogie. Kamienie drogie to kamienie szlachetne, które powstać miały jako krople potu pocących się skał we wnętrzu ziemi. Zatem kamienie drogie to prawdopodobnie produkty naturalnej destylacji, które cechuje m.in. przeźroczystość, lub są co najmniej przeświecające. Wśród przeźroczystych wymieniał diament, kwarc, a także beryl. Ponadto wyróżniał inne produkty naturalnej destylacji cechujące się specyficznym blaskiem, wyjątkowym zabarwieniem i wyróżniającym pięknem dzielił według barwy. Uważał również, że korale i bursztyny to raczej skamieniałe rośliny niż kamienie. Natomiast wśród kamieni pospolitych wymienił dla przykładu: magnes (żelazo?), pumeks, kwarc, kamień młyński, marmur [2, 10]. Z kolei w Orbis sensualium pictus (Świat zmysłowy w obrazkach) [4] wymienił następujące kamienie (na prośbę autora przetłumaczyła Maria Maciejewska): XIII Lapides Arena, et Sabulum, est Lapis comminutus Saxum, XIII Kamienie Piasek i żwir to rozdrobniony kamień Głaz est pars Petrae (Cautis) Cos Silex, Marmor, etc. sunt obscuri Lapides Magnes adtrahit ferrum Gemmae sunt pellucidi Lapilli, ut adamas candidus rubinus rubeus sapphirus caeruleus smaragdus viridis hyacinthus luteus, etc et micant angulati Margaritae,et Uniones crescunt in Conchis Corallia in marina arbuscula Succinum, colligitur e mari Vitrum, simile est Chrystallo stanowi część Skały (granit) Kamień na osełkę Krzemień, marmur itp. Są niewiele znaczącymi kamieniami Magnez przyciąga żelazo Klejnoty to drogie przeźroczyste kamienie, takie jak: biały diament rubin czerwony niebieski szafir zielony szmaragd żółty hiacynt, itp. które błyszczą, gdy się je kanciasto obrobi Perły i specjalne perły rodzą się w muszlach perłowców Korale rosną na morskim drzewku Bursztyn zbiera się z morza Szkło jest podobne do kryształu Niejako mimochodem wspomniał również J.A. Komeński o podróżach, pochwalając tutaj pogląd Platona, który wzbrania młodym ludziom podróży, zanim nie pozbędą się wszelkiej niepowściągliwości ognistego wieku młodzieńczego i nie posiądą potrzebnej w podróżach roztropności i rzutkości [4]. W związku z tym Komeński przewiduje podróże dopiero na koniec 6-letniego okresu nauczania, nie dając przy tym żadnych konkretnych wskazówek [4,5]. 3. Podsumowanie Zasługi Jana Amosa Komeńskiego jako dydaktyka trudne są do przecenienia. Jednak w XVII wieku większość najwybitniejszych umysłów tego czasu zajmowała się wszystkimi dziedzinami nauki i życia. Nie inaczej było w przypadku J. A. Komeńskiego, którego dzieła miały charakter uniwersalny i dotyczyły nie tylko problemów nauczania, przekładów językowych, filozofii, teologii, ale również tzw. nauk przyrodniczych, głównie astronomii, fizyki, geografii i geologii. Mimo że J.A. Komeński zwracał się ku poznaniu zewnętrznemu materialnego świata, za pomocą nauki opartej na obserwacji, to jednak jego poglądy filozoficzne dotyczące natury były pełne sprzeczności i ograniczeń. Wkład J.A. Komeńskiego w tym zakresie nie był oryginalny ani znaczący [11, 12]. Przede wszystkim J.A. Komeński nie dostrzegał walorów nowożytnego przyrodoznawstwa. Jego poglądy w zakresie fizyki były tradycjonalne, a teoria Kopernika wydawała mu się fałszywa [12]. Wprawdzie J.A. Komeński bardzo popierał nauki przyrodnicze, tym niemniej głoszone przez niego, w tym zakresie, poglądy, nie były, nawet jak na tamte czasy, postępowe. Jak podkreśla B. Suchodolski [11] wynikało to prawdopodobnie

125 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 123 również z tego, że J. A, Komeński, jako przedstawiciel braci czeskich nie tylko był zwolennikiem łączenia pracy fizycznej z wykształceniem, ale także łączenia pojęć naukowych i religijnych. Jednak w zakresie filozofii, teologii i dydaktyki poglądy J.A. Komeńskiego tak wybiegały w przyszłość, że w Rosji carskiej dopiero po rewolucji w 1905 roku cenzura zezwoliła na pełne przetłumaczenie dzieła Komeńskiego. We wcześniejszych przekładach wykreślano najczęściej rozdziały dotyczące nabożeństwa chrześcijańskiego i zwierzchności świeckiej [11]. J.A. Komeński uważał się za teologa, który zbawienie?, naprawę? społeczeństwa pragnął osiągnąć przez dobrze zorganizowane i nauczające szkoły:... trzeba ludzi uczyć, w granicach możliwie najszerszych, nie z książek czerpać mądrość, ale z nieba, ziemi, z dębów i buków; to jest znać i badać rzeczy same, a nie wyłącznie cudze spostrzeżenia i świadectwa o rzeczach i świadectwa o rzeczach... niech prawem będzie... aby niczego nie uczono na podstawie samego tylko autorytetu, lecz wszystkiego przy pomocy pokazu dostępnego zmysłom i rozumowi... [11, s ]. Interesowała go teologia, gdyż uważał, że biblia, obok rozumu i doświadczenia (świadectwa zmysłów) może być źródłem wiedzy o przyrodzie. Komeński był entuzjastycznym zwolennikiem, bardzo popularnej wśród protestantów w XVII wieku filozofii mozaistycznej, która traktuje Biblię także jako źródło wiedzy o przyrodzie [2]. J.A. Komeński krytykował nie tylko filozofię Kartezjusza, ale także nie uznawał teorii heliocentrycznej Kopernika. Napisał dwa artykuły krytykujące rezultaty dociekań obydwu uczonych. Nie ukazały się one drukiem, gdyż zaginęły w pożarze Leszna w 1656 r. Kartezjusz otwarcie głosił, że Biblia nie ma zastosowania w badaniu przyrody [2] Jak podkreśla T. Bieńkowski [2], Komeński, wówczas zdecydowanie polemizując z poglądami niezgodnymi z filozofią mozaistyczną, znalazł się na peryferiach, żeby nie powiedzieć bezdrożach nauk przyrodniczych. Na usprawiedliwienie J.A. Komeńskiego można jednak przypomnieć fakt, że w XVII wieku intensywny nurt zainteresowań, a przede wszystkim badań przyrodniczych znalazł swój wyraz w licznych publikacjach, które miały zazwyczaj charakter i wydźwięk polemiczny. Były to najczęściej bardzo ostre, zacięte i zawzięte wymiany poglądów, które według T. Bieńkowskiego [2] niestety nie prowadziły do rozwoju nauki, a wręcz przeciwnie, kierowały je najczęściej w tzw. ślepy zaułek czy w inne bezdroża. Bardzo często argumenty pozanaukowe i nieracjonalne przesłanki były podstawą dla zwalczania niekiedy bardziej obiektywnych i bliższych prawdy poglądów. Dorobek wybitnego teologa, pedagoga i filozofa na istotę przyrody, w tym przyrody nieożywionej, dobrze ilustruje stan ówczesnej wiedzy oraz uświadamia nam jak wielkie zrobiliśmy postępy w poznaniu otaczającej nas rzeczywistości. Literatura 1. Babicz J.: O historycznych związkach geografii z geologią. Prace Muzeum Ziemi 1971, nr 18, cz. I. 2. Bieńkowski T.: Jan Amos Komeński o nauczaniu i wychowaniu. Wyższa Szkoła Humanistyczna w Pułtusku. Pułtusk Komeński J.A.: Phisicae synopsis. Lipsk Komeński J.A: Orbis sensualium pictus. Norymberga Komeński J.A.: Didaktika Magna. 1638; Wielka dydaktyka. Ossolineum. Wrocław Krupiński B.: Z dziejów górnictwa i jego związków z naukami geologicznymi. Prace Muzeum Ziemi 1971, nr 18, cz Probierz K.: Górnictwo na cenzurowanym. Wydawnictwo Politechniki Śląskiej. Gliwice Ratajczak T., Skoczylas J.: Polskie darniowe rudy żelaza. Wydawnictwo Instytutu Gospodarki Surowcami Mineralnymi i Energią PAN, Kraków Ratajczak T., Rzepa G.: Polskie rudy darniowe. Wydawnictwo AGH. Kraków Skoczylas J.: Zarys rozwoju geologii w Wielkopolsce. Przegląd Geologiczny 1991, R. 39, nr Suchodolski B.: Wstęp, w: J.A. Komeński. Wielka dydaktyka. Ossolineum. Wrocław Suchodolski B.: Wstęp, w: J.A. Komeński. Pisma wybrane, Ossolineum. Wrocław-Warszawa - Kraków Szkurat E.: Historia dydaktyki geografii. Główne kierunki i ośrodki badań, w: A. Jackowski, S. Liszewski, A. Richling (red.), Historia geografii polskiej. PWN. Warszawa Śniadecki J.: Jeografia czyli opisanie matematyczne i fizyczne Ziemi. Warszawa Wójcik Z., Aleksander Sapieha i warszawskie środowisko przyrodnicze końca XVIII. Prace Muzeum Ziemi 1971, t. 15, cz Wybicki J.: Rozmowa ojca dwoma synami, t. 1, Wrocław Zbieglik S.: James Hutton uczony i filozof. Zeszyty Staszicowskie 2010, t. 7.

126 124 Polska Akademia Nauk Komitet Zrównoważonej Gospodarki Surowcami Mineralnymi Instytut Gospodarki Surowcami Mineralnymi i Energią pod patronatem Komitetu Problemów Energetyki PAN Polskiego Komitetu Światowej Rady Energetycznej mają zaszczyt zaprosić Państwa do wzięcia udziału w XXVIII Konferencji z cyklu: Zagadnienia Surowców Energetycznych i Energii w Gospodarce Krajowej pt. Paliwa w energetyce uwarunkowania, perspektywy która odbędzie się w terminie października 2014 r. w ZAKOPANEM Tematyka tegorocznej konferencji obejmuje m.in. zagadnienia związane z wykorzystaniem surowców energetycznych, rozwojem technologii energetycznych paliw kopalnych, efektywnością sektora elektroenergetycznego, racjonalnym użytkowaniem paliw i energii, zasobami surowców energetycznych i możliwościami pozyskiwania paliw z krajowych zasobów, jak też technologiami czystego węgla oraz badaniami nad zgazowaniem węgla. XXVIII Konferencja z tego cyklu odbędzie w dniach października 2014 roku w Zakopanem. Bieżące informacje (o kosztach konferencji, terminach zgłoszeń referatów i uczestnictwa) są dostępne pod adresem: Na stronie www konferencji znajdują się także pełne teksty referatów wygłoszonych w ostatnich latach od 2005 roku. Tematyka XXVIII Konferencji zawiera następujące zagadnienia: rynki i giełdy paliw i energii, wykorzystanie krajowych surowców energetycznych, tendencje rozwojowe polskiego i światowego sektora paliw i energii, konkurencyjność paliw i energii, ceny paliw i energii, prognozy zapotrzebowania na paliwa, energię elektryczną i cieplną, strategie rozwoju polskiego górnictwa i energetyki, pakiet klimatyczno-energetyczny, procesy wzbogacania węgla, mix energetyczny. Ponadto: bezpieczeństwo energetyczne Polski i UE, CSR w sektorze paliwowo-energetycznym, efektywność energetyczna, emisyjność paliw, handel emisjami, energetyka odnawialna i rozproszona, koszty pozyskania paliw i energii, lokalne rynki paliw i energii, miks energetyczny Europy Polski, ochrona środowiska a gospodarka paliwowoenergetyczna, odnawialne źródła energii, racjonalne użytkowanie paliw i energii, regulacje prawne w sektorze górnictwa i energetyki, technologie konwersji węgla kamiennego i brunatnego, wpływ regulatora na ceny paliw i energii, zagadnienia transportu w handlu węglem, zasoby surowców energetycznych i racjonalne ich wykorzystanie. Adres dla korespondencji Pracownia Ekonomiki i Badań Rynku Paliwowo-Energetycznego Instytut Gospodarki Surowcami Mineralnymi i Energią PAN z dopiskiem Konferencja Energetyczna ul. Wybickiego 7, Kraków Wszystkie informacje o kosztach konferencji, terminach zgłoszeń referatów i uczestnictwa dostępne są na stronach www konferencji pod adresem Dodatkowych informacji udzielają: dr inż. Urszula OZGA-BLASCHKE Sekretarz konferencji ulobla@min-pan.krakow.pl dr inż. Zbigniew GRUDZIŃSKI Sekretarz konferencji zg@min-pan.krakow.pl tel , w. 122 fax ,

127 Nr 4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 125 Ostatnio pojawiły się na półkach księgarskich dwie książki autorstwa dr. hab. inż. Jacka Czaplickiego, prof. Politechniki Śląskiej. Pierwsza data wydania grudzień 2013 to podręcznik akademicki wydany przez Politechnikę Śląską. Tytuł: Mechanizacja w górnictwie okruchowym i skalnym. Kopalnie odkrywkowe złóż pokładowych i rud metalicznych. Podręcznik ten skierowany jest przede wszystkim do studiujących bądź zainteresowanych inżynierią górniczą, mając na względzie zagadnienia górnictwa światowego. Dokonano w nim opisu metod i systemów mechanizacyjnych stosowanych w górnictwie powierzchniowym na świecie w relacji do rodzajów złóż i budowanych wyrobisk eksploatacyjnych. Po raz pierwszy w polskojęzycznej publikacji zwartej opisano specyfikę kopalń powierzchniowo-podziemnych. Rozważono również mechanizację górnictwa okruchowego suchego i mokrego, obejmującego zarówno urabianie bez udziału wody, urabianie hydrauliczne, jak i spod powierzchni wody. Opisano specyfikę górnictwa złota, diamentów i bursztynu. W ramach rozważań górnictwa skalnego szczególną uwagę poświęcono metodom stosowanym w górnictwie kamienia wymiarowego (blocznego) pod kątem urządzeń wykorzystywanych dla wydzielania bloków skalnych, ich podziału i transportu. Zaprezentowano także dwa pozostałe rodzaje wyrobisk eksploatacyjnych, a mianowicie kopalnie stożkowe stosowane przede wszystkim w wydobyciu rud metalicznych oraz odkrywki szerokie, w których eksploatuje się głównie poziomo zalegające złoża pokładowe. Opisano rozwój wydobycia w złożu, przedstawiono najciekawsze i największe kopalnie tego typu na świecie i zaprezentowano ich systemy mechanizacyjne. Całość rozważań (163 str.) jest bardzo bogato ilustrowana w podręczniku zamieszczono blisko 350 fotografii i rysunków. Druga książka data wydania styczeń 2014 to publikacja angielskojęzyczna Statistics for mining engineering. Wydawca: CRC Press, Taylor & Francis, Balkema, London. Z górniczej półki Informacja o tej publikacji zamieszczona na tyle okładki jest następująca. W wielu obszarach rozważań inżynierii górniczej gromadzi się i wykorzystuje informacje, które mają charakter statystyczny. Informacja ta pochodzi z obserwacji prowadzonej działalności kopalnianej, takiej jak praca maszyn i innych urządzeń, ich systemów, procesów rozwoju wydobycia w złożu, osiadania powierzchni w wyniku eksploatacji podziemnej, przemieszczeń skał otaczających wyrobiska itd. Obecnie nowoczesny duży sprzęt wykorzystywany w górnictwie powierzchniowym jest wyposażany w autonomiczne systemy diagnostyczne, które śledzą i przesyłają w sposób automatyczny informacje o najważniejszych parametrach tych urządzeń w czasie ich pracy do producenta. Ta informacja ma także charakter statystyczny. Ponadto, informacja gromadzona w wyniku różnego rodzaju badań i testów w laboratoriach czy stanowiskach badawczych dotyczących poszczególnych elementów maszyn, zespołów bądź całych urządzeń ma naturę stochastyczną. Wszystkie te informacje powinny być opracowane przy użyciu metod statystyki matematycznej. Jest to ogromnie ważne, gdyż na tej podstawie inżynier podejmuje decyzje dotyczące dalszego bezpiecznego użytkowania urządzeń, ewentualnych zmian w konstrukcji, zmian w sposobie użytkowania bądź obsługiwania. Z tych względów wiedza z zakresu nowoczesnej statystyki matematycznej jest dla inżyniera bardzo ważna. Powinien on znać zasady prowadzenia analizy i syntezy statystycznej, weryfikacji hipotez, podejmowania decyzji w warunkach niepewności. Powinien umieć właściwie zinterpretować uzyskane w wyniku badania rezultaty. W książce tej, o objętości 274 stron, zaprezentowano podstawowe informacje stanowiące fundament statystyki matematycznej, przedstawiono analizę i syntezę danych, opisano relacje, jakie mogą zachodzić pomiędzy zmiennymi losowymi, a także poruszono temat specjalny predykcję. Do pracy załączono zbiór tablic statystycznych umożliwiających prowadzenie wnioskowania bez konieczności sięgania po inne opracowania. W książce jest wiele przykładów zaczerpniętych z praktyki badań w inżynierii górniczej.