Pojawiło się światło w tunelu ** POLEMIKI DYSKUSJE

PRZEGLĄD Nr 12 GÓRNICZY 1 założono 01.10.1903 MIESIĘCZNIK STOWARZYSZENIA INŻYNIERÓW I TECHNIKÓW GÓRNICTWA Nr 12 (1093) grudzień 2013 Tom 69(CIX) UKD 622.33; 001.81: 378 Pojawiło się światło w tunelu ** POLEMIKI DYSKUSJE Glimpse of hope Prof. dr hab. inż. Andrzej Lisowski * ) Treść: Nawiązując do artykułu profesora Macieja Kaliskiego autor wskazuje na najistotniejsze stwierdzenia przekazane w tym artykule. Omawia kryteria i sprawdziany zapowiadanej przez Niego Nowej Polityki.... Proponuje włączenie trzech zadań, Jego zdaniem, kluczowych. Abstract: With regard to the paper from professor Maciej Kaliski, the author indicates the most important content included in this paper. He presents the criteria and analysis of his New Policy. He also proposes to add three, in his opinion, essential sentences. Słowa kluczowe: nowa polityka paliwowo-energetyczna, wegiel kamienny Key words: new fuel and energy policy, hard coal W czerwcowym zeszycie Wiadomości Górniczych ukazał się świetny artykuł Prof. dr. hab. inż. Macieja Kaliskiego pt.: Pozycja węgla w polityce energetycznej Polski. Świetny bo ogarniający szeroko problematykę górnictwa węgla kamiennego z rzeczowym spojrzeniem na aktualną i przyszłą rolę węgla w polskiej gospodarce paliwowo- -energetycznej. Jest to przy tym głos nie tylko nauki reprezentowanej przez Akademię Górniczo-Hutniczą w Krakowie, ale równocześnie głos Ministerstwa Gospodarki, w którym jeden z jego pracowników jest pełnoprawnym WŁAŚCICIELEM niemal całego naszego górnictwa węgla kamiennego. Co istotne w publikacji skierowanej do środowisk górniczych zapowiada wprowadzenie istotnych zmian w dotychczasowej polityce i WŁAŚCICIELSKIM ZARZĄDZANIU tym górnictwem. Nie da się zaprzeczyć, że zapowiedź ta ucieszyła zwłaszcza tych górników, którzy oceniali krytycznie dotychczasowy przebieg rynkowej transformacji realizowanej przez WŁAŚCICIELA w tej strategicznej gałęzi naszego górnictwa. Pojawiła się zapowiedź lepszego poznania poglądów jego otoczenia, a z tym nadzieja na szerszą dyskusję problemu * ) Emerytowany pracownik Głównego Instytutu Górnictwa. ** ) Autor informuje, że tekst ten nie został przyjęty do druku w miesięczniku Wiadomości Górnicze gdyż w opinii Komitetu Redakcyjnego, odbiega on od rodzaju artykułach publikowanych w Wiadomościach Górniczych. kondycji, potrzeb i przyszłości zarówno górnictwa węglowego, jak energetyki. 1. Najistotniejsze stwierdzenia W pierwszej kolejności warto zwrócić uwagę na dwa stwierdzenia, które znalazły się w przywołanym artykule. Pierwsze cytuję: W Ministerstwie Gospodarki podjęte zostały prace nad nową polityką energetyczną Polski do 2050 r., w tym aktualizacja prognozy zapotrzebowania na energię elektryczną i surowce energetyczne. Mam nadzieję, że prace te będą ukierunkowane na autentycznie nową politykę i że obejmą również okres do roku 2015, nad którym wciąż ciążą ustalenia Strategii działalności górnictwa węgla kamiennego w Polsce w latach 2007 2015. Nie będę przypominał swojej krytyki tej niby strategii, w której WŁAŚCICIEL górnictwa formalnie scedował swe niezbywalne moim zdaniem obowiązki WŁAŚCICIELSKIEGO ZARZĄDZANIA na podległe mu, rozproszone, jednostki produkcyjne [5, 6]. Drugie stwierdzenie cytuję: Z punktu widzenia Nowej Polityki energetycznej, korzystnym będzie opracowanie systemowego modelu monitorowania rynku węgla w Polsce. Tak więc pojęcie Nowej Polityki energetycznej jest przez pana profesora Kaliskiego wprowadzane do przestrzeni publicznej. Jest to fakt moim zdaniem o kluczowym znaczeniu. Co

2 istotne pojawia się wraz z postulatem opracowania rozwiązań znacząco wspierających Nową Politykę. Przekonanie, że takie wspierające rozwiązania są niezbędne lansowałem niedawno w artykule opublikowanym w majowym zeszycie Przeglądu Górniczego [10]. W przedstawionej tam propozycji starałem się przekonać WŁAŚCICIELA górnictwa węgla kamiennego oraz zainteresowane środowiska nauki i praktyki górniczej, że aby skutecznie bronić pozycji węgla kamiennego na naszym rynku paliw, jest potrzebny skomputeryzowany system symulacyjnej, długofalowej (strategicznej) analizy produkcyjnych możliwości i ekonomicznej oceny, zarówno kopalń istniejących, jak i nowych partii złóż przewidywanych do zagospodarowania. Sądzę, że w systemowym modelu postulowanym przez pana profesora Macieja Kaliskiego wymogi strony podażowej mógłby z powodzeniem zaspokoić wskazany system. Obydwa cytowane wyżej stwierdzenia przekazane przez profesora Kaliskiego odczytuję jako nadzwyczaj korzystną od dawna oczekiwaną zmianę w polityce Ministerstwa Gospodarki (Rządu? WŁAŚCICIELA?), prowadzonej w odniesieniu do górnictwa węgla kamiennego. Po latach straszliwej degradacji tego górnictwa i po latach dryfowania pojawiła się zapowiedź optymistycznej zmiany w warunkach funkcjonowania tej podstawowej gałęzi naszej gospodarki paliwowo-energetycznej. 2. Kryteria i sprawdziany Nowej Polityki Zakładam, że zasadniczą cechą Nowej Polityki przewidywanej przez profesora Kaliskiego będzie jej bezwzględne oparcie na rzetelnej KALKULACJI ekonomicznej prowadzonej w kompleksowym, długofalowym interesie polskiego społeczeństwa i państwa przy użyciu jasnych, racjonalnych kryteriów. Mówiąc inaczej zakładam, że będzie to polityka diametralnie różna od dotychczasowej: opartej na antysurowcowej doktrynie (umocowanej politycznie) oraz na pseudorynkowych argumentach nierzadko całkowicie fałszywych [6, 7]. Zakładam też, że powyższe wymaganie nie koliduje z rozumieniem przez pana profesora Kaliskiego merytorycznej charakterystyki Nowej Polityki Jeżeli tak to zgodzi się ze mną, że cytuję: polski miks energetyczny, określony w dokumencie rządowym Polityka energetyczna Polski 2030 ( ), w którym przewiduje się wprowadzenie ( ) energetyki jądrowej wymaga weryfikacji wskazaną wyżej KALKULACJĄ ekonomiczną. Przeprowadzenie tej weryfikacji będzie podstawowym sprawdzianem autentyczności Nowej Polityki. Jestem przekonany, że tego rodzaju KALKULACJA wykaże całkowitą bezzasadność wprowadzania w naszej gospodarce energetyki jądrowej, droższej inwestycyjnie o 119% i dającej prąd droższy o 11% w porównaniu do energetyki opartej na węglu kamiennym [12]. Będę obstawał przy tym przekonaniu dopóki nie zobaczę RZETELNEJ KALKULACJI wykazującej, że efekty z wprowadzenia energetyki jądrowej są wyższe od efektów rozbudowy energetyki węglowej opartej na eksploatacji własnych złóż. Mówiąc inaczej dopóki ktoś nie wykaże, że: a) skutek użyteczny 1 wyprowadzenia z kraju setek miliardów złotych na zakup drogiej technologii i reaktorów jądrowych jest większy niż wykorzystanie posiadanych w kraju możliwości modernizacji i rozbudowy energetyki węglowej rozwijanej przy tym bardzo intensywnie w cały świecie; 1 Określenie używane przez Karola Adamieckiego. b) jest bardziej opłacalne przez cały okres żywotności reaktorów jądrowych (30 40 lat?) importowanie paliwa, serwisu remontowego, modernizacyjnego itd. (przy tym uzyskiwanie droższej energii) niż zatrudnianie wielotysięcznej własnej kadry robotniczej i inżynierskiej w kopalniach eksploatujących własne złoża oraz w przedsiębiorstwach obsługujących kopalnie i elektrownie węglowe; c) bardziej sprzyja zamożności społeczeństwa wyprowadzanie pieniędzy z kraju na zakup dóbr, które potrafimy nie gorzej sami wytwarzać (punkty a i b) niż dawanie zatrudnienia coraz to nowym rocznikom własnych obywateli, z coraz większym trudem znajdującym pracę w kraju; co istotne tu płacącym podatki, ubezpieczenia i inne publiczne daniny [2]. Postulowana KALKULACJA niczym się nie różni od tej, której zabrakło gdy, rozpoczynając rynkową transformację, podejmowano doktrynalną decyzję o likwidacji 100 milionów ton zdolności produkcyjnej górnictwa węgla kamiennego; (w latach 1982 1988 wydobywaliśmy rocznie ponad 190 milionów ton tego węgla). Ewidentnie fałszując rzeczywistość [5, 6] uznano te zdolności produkcyjne za trwałe nierentowne, a później nadmierne co rzekomo uzasadniało ich likwidację (wcale niemałym kosztem). Prawdopodobnie nawet nie rozpatrzono opłacalności skierowania do przetwórstwa np. 50 milionów ton węgla aby wzorem Republiki Południowej Afryki (RPA) uzyskiwać tym sposobem (opłacalnie!) 12 milionów ton paliw płynnych i gazowych. Uchroniłoby to gospodarkę od olbrzymiego obciążenia kosztem importu tych paliw i zapewniło wiele tysięcy miejsc pracy w kraju. Podobnie, w roku 1999 zabrakło KALKULACJI, która wykazałaby co jest bardziej opłacalne: czy coroczne pompowanie do OFE (czyli do dyspozycji niewidzialnej ręki rynku ) miliardowych kwot ze składek ZUS (ale w istocie z coraz bardziej zadłużanego budżetu, który mu ten ubytek wyrównywał) czy może skierowanie tych kwot (do roku 2012 ponad 180 miliardów zł) na realizację konkretnych inwestycji infrastrukturalnych i modernizacyjnych, które mogłyby w sposób o wiele skuteczniejszy przyspieszać rozwój gospodarki [11]. Kolejnym istotnym sprawdzianem autentyczności Nowej Polityki powinna być zdecydowana NIEZGODA, przede wszystkim WŁAŚCICIELA górnictwa, ale też całego Rządu na przyjęte (niestety) przez Unię Europejską i Polskę wymagania Pakietu energetyczno-klimatycznego. NIEZGODA powinna obejmować zarówno wymagania obowiązujące do roku 2030, jak (jeszcze bardziej zaostrzone) obowiązujące do roku 2050. Konstatacja pana profesora Kaliskiego cytuję: W świetle tych planów należy poważnie liczyć się z sytuacją, w której koszty ich realizacji będą dla Polski zbyt wysokie jest niepodważalnie słuszna! Na szczęście decyzje tak jawnie doktrynalne i nonsensowne, grożące gospodarce całej Unii Europejskiej utratą konkurencyjności nie mogą być trwałe! Muszą ulec zmianie! Właśnie Nowa Polityka powinna wykazać się maksymalnym zaangażowaniem w tej batalii. Wskażę na jeszcze dwa uzupełniające sprawdziany omawianej polityki. Pierwszym powinno być wprowadzenie obowiązkowej, pełnej jawności kosztu pozyskania energii z różnych jej nośników. Także jawności dopłat, którymi jest promowana energia niskoemisyjna (w tym odnawialna). Uznaję jej walory i godzę się na racjonalne dopłaty. Uważam jednak, że jeżeli mówimy o konkurencji na rynku energii to uczestnicy tego rynku i także społeczeństwo powinni otrzymywać bieżącą informację: kto, ile i w jakim trybie dopłaca do tej energii.

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 3 Jako drugi uzupełniający sprawdzian wskażę jawność procedur i jawność wyników badania węgla z importu wprowadzanego na nasz rynek w aspekcie jego dampingowej ceny. Nie tylko ja mam wątpliwości czy węgiel rosyjski ze względu na koszty transportu z odległych kopalń może w sposób uczciwy konkurować w Polsce z węglem krajowym. 3. Problem konkurencyjności naszego węgla kamiennego Rozdział 7, w którym pan profesor Kaliski wskazał Konieczne działania służące do podniesienia konkurencyjności polskiego węgla na rynku krajowym i zagranicznym, bardzo dobrze uświadamia jak rozległy jest to problem i jak trudny. Sądzę, że zrozumienie jego wagi jest już wśród górników na tyle szerokie, że Ministerstwo Gospodarki mogłoby zorganizować udane, nawet parodniowe ROBOCZE SYMPOZJUM, na którym NAUKA i PRZEMYSŁ byłyby zobowiązane zaprezentować swe propozycje rozwiązań warunkujących osiągnięcie poprawy sytuacji w obszarze wskazanym przez pana Profesora. Do dyskusji proponuję włączyć trzy istotne zadania obciążające głównie WŁAŚCICIELA górnictwa węgla kamiennego o których realizację dopominam się od bardzo dawna [1]. Zadanie 1. Zakończyć prace nad wdrożeniem w górnictwie węgla kamiennego trójukładowego systemu rozliczeń i analizy jego działalności [4]. Stan przygotowania i wdrożenia poszczególnych składowych tego systemu jest następujący. Układ organizacyjny wymaga jedynie lepszego dostosowania (usprawnienia) informacji dostarczanych na poszczególne szczeble zarządzania do specyficznych potrzeb odbiorcy. Układ rejonów i obiektów rozliczeniowych wdrożony w latach 1970 funkcjonuje w wersji zdegenerowanej w okresie rynkowej transformacji głównie rozproszeniem kopalń i przedsiębiorstw górniczych, które miały między sobą konkurować i także nieudolnością prac nad komputeryzacją zarządzania. Nie spełnia niestety swej zasadniczej funkcji: umożliwienia określania struktury i wielkości kosztów występujących w poszczególnych ciągach produkcyjnych (technologicznych) od przodka eksploatacyjnego bądź przygotowawczego, przez całą sieć transportową dołu kopalni i powierzchnię. System SRK [3] realizujący to zadanie został opracowany i funkcjonował przez parę lat w pilotującej kopalni Bielszowice, ale z niezrozumiałych względów nie został upowszechniony, natomiast został zaniechany. Układ procesów, którego wdrożenie warunkuje rozpoznanie bardzo wielu kosztów istotnych w aspekcie oceny stosowanych technologii, wyposażenia i zarządzania do dziś nie został opracowany. W epoce PRL jego opracowanie i wdrożenie blokowała decyzja ówczesnego Departamentu Planowania, który nie zgadzał się na eliminację skrajnie przestarzałego Wykazu stanowisk kosztów z lat 1950. Czemu natomiast nie został opracowany i wdrożony w okresie transformacji rynkowej nie potrafię zrozumieć. Układ ten jest niezbędny m.in. do oceny sprawności oraz pełnego kosztu eksploatacji poszczególnych maszyn i urządzeń funkcjonujących w kopalniach co wskazywałem niedawno w Przeglądzie Górniczym [9]. Twierdzę z uporem, że dopiero pełne wdrożenie sprawnej, trójukładowej ewidencji i analizy kopalnianych kosztów umożliwi dostarczanie kadrze zarządzającej informacji o tym: co, gdzie, w jakich okolicznościach, ile kosztuje! Ta zaś informacja warunkuje efektywność zarządzania na wszystkich jego szczeblach od nadgórnika aż po WŁAŚCICIELA kopalń. Profesor Kaliski znaczenie analityki kosztów podkreślił następującym stwierdzeniem cytuję: Gospodarowanie kosztami stanowi jeden z najważniejszych obecnie czynników umożliwiających poprawę konkurencyjności sektora. Zadanie 2. Nie muszę już nikogo przekonywać, że koncentracja produkcji w przodkach eksploatacyjnych czyli ich dobowa produkcja jest dobrym miernikiem wykorzystania zainstalowanego potencjału produkcyjnego i równocześnie wskaźnikiem decydującym o osiąganym poziomie kosztów. Lepszym wskaźnikiem jest koncentracja osiągana w skali całego tygodnia, gdy sobota i niedziela są dniami produkcji, ale takie wykorzystanie potencjału produkcyjnego należy w naszym górnictwie, niestety, do rzadkości. Aktualnie przodki eksploatacyjne w kopalniach węgla kamiennego są z reguły kompleksowo zmechanizowanymi ścianami, prowadzonymi od pola. Jak wykazało badanie przeprowadzone w górnośląskich kopalniach za IV kwartał 2010 roku (320 ściano-miesięcy) [8], ich dobowa produkcja kształtowała się następująco: 6,5 % ścian nie osiągało 500 ton; 16,5 % nie osiągało 1000 ton; 46,2 % 2000 ton; 70 % 3000 ton. Wydobycie powyżej 5000 t/dobę osiągało tylko 6,2 % ścian. Prawdopodobnie sytuacja w roku 2013 jest podobna. Minimalny poziom koncentracji produkcji w ścianach, zapewniający efektywną eksploatację w Górnośląskich kopalniach, określiłem w roku 1996 na 2000 t/d [1]. W tym samym czasie w Stanach Zjednoczonych jeżeli ściana nie rokowała wydobycia 5000 t/d rezygnowano z systemu ścianowego i stosowano system alternatywny filarowo- -zabierkowy (room and pillar). W naszych i europejskich warunkach geologiczno-górniczych ten amerykański system nie znalazł zastosowania. Poważnych prac nad własnym systemem także według propozycji z roku 1996 (system DF-KP, długi front krótki przodek [1]) dotychczas nie podjęliśmy. Oznacza to, że jeżeli nie chcemy nadal ponosić olbrzymich kosztów prowadzenia ścian niezapewniających ekonomicznej eksploatacji pokładów, musimy jak najszybciej opracować i wdrożyć system alternatywny dla systemu ścian kompleksowo zmechanizowanych. Nikt za nas tego nie zrobi! Zadanie 3. Według danych z 2010 roku, [8], w kopalniach Górnośląskiego Zagłębia zatrudnialiśmy ogółem około 110 000 pracowników w tym na dole około 87 000. Prowadziliśmy natomiast, średnio, około 115 czynnych ścian. Oznacza to, że na jedną czynną ścianę przypadało około 956 wszystkich zatrudnionych pracowników w tym na dole 756. Warto porównać te wielkości ze znikomą (w tych proporcjach) liczbą ludzi zatrudnionych w kompleksowo zmechanizowanych przodkach ścianowych. Warto też w tym kontekście rozpatrzyć efekty, które możemy osiągnąć skupiając wysiłek na automatyzacji procesów realizowanych w przodkach ścianowych i na dalszym ograniczaniu liczby pracujących tam ludzi. Co istotne, w kopalniach osiągających średnie wydobycie w ścianach rzędu 4000 t/d zatrudnienie przypadające na jedną ścianę było wyższe (odpowiednio około 1100 i 900), niż w kopalniach osiągających koncentrację w przodkach na poziomie 1600 t/d (odpowiednio około 850 i 650). Oznacza to, że osiąganie wysokiej średniej koncentracji produkcji w przodkach ścianowych (t/d) jest mniejszym (łatwiejszym) problemem niż zmniejszanie zatrudnienia na dole kopalni i zatrudnienia ogółem. Stwierdzenie to przypomina problem znany od bardzo dawna [1], ale fatalnie zaniedbany mianowicie problem UPRASZCZANIA naszych głębinowych kopalń stosownie do możliwości wynikających z coraz większej produktywności przodków eksploatacyjnych. Mówiąc inaczej, problem skupiania wydobycia na coraz mniejszej liczbie czynnych szybów, poziomów, pokładów i pól eksploatacyjnych. Trzeba to przy tym osiągać

4 w warunkach znamiennych przeważnie nadmierną ich liczbą, odziedziczoną po latach minionych. Równocześnie trzeba przezwyciężać problem braku metod i instrumentów umożliwiających prognostyczną ocenę ryzyka związanego z takim działaniem; także braku instrumentów oceny kosztu produkcji osiąganego w poszczególnych wariantach przewidywanych działań upraszczających kopalnię itd. Wprawdzie rozwiązania przewidywane w przywołanym wyżej opracowaniu [10] mogą ułatwić przezwyciężanie wskazanych braków, jednak one nie wystarczą! W sumie jest to zadanie wyjątkowo trudne, zarówno w aspekcie potrzebnego wysiłku badawczego, jak i wysiłku i inwencji praktyków górnictwa planujących rozwój swoich kopalń. Nie sądzę, aby bez aktywnego zaangażowania się WŁAŚCICIELA kopalń to niezwykle istotne zadanie mogło być wykonane. 4. Konkluzje Konkludując gratuluję panu profesorowi Maciejowi Kaliskiemu świetnej publikacji. Równocześnie składam serdeczne podziękowanie za światło w tunelu, które zobaczyłem za jej przyczyną! Mam nadzieję, że ta wypowiedź pana Profesora zapoczątkuje nowy etap, jakże potrzebnej w środowiskach górniczych, ożywionej wymiany poglądów i ich dyskusji, zwłaszcza problemów trudnych i kontrowersyjnych. Wśród nich, może już warto rozpatrzyć przecież normalny w gospodarce rynkowej problem wzmocnienia WŁAŚCICIELSKIEGO ZARZĄDZANIA całością polskiego górnictwa węgla kamiennego? Wierzę, że to nasze górnictwo, które w wyniku rynkowej transformacji mogło wejść w nowy okres efektywnego funkcjonowania i rozwoju, wykorzysta jeszcze przynajmmniej część zmarnowanej szansy. Literatura 1. Lisowski A.: Podstawy ekonomicznej efektywności podziemnej eksploatacji złóż. GIG PWN, Katowice 2001. 2. Lisowski A.: Rozszerzona ocena ekonomicznej efektywności przedsiębiorstw metoda bilansu dochodów publicznych (BDP). Przegląd Górniczy 2002, Nr 6. 3. Lisowski A.: Szansa na nowoczesność monitoringu i stymulacji ekonomicznej efektywności wnętrza podziemnych kopalń system SRK. Przegląd Górniczy 2003, Nr 8. 4. Lisowski A.: Szanse wdrożenia w górnictwie węgla kamiennego trójukładowego monitoringu i analityki wnętrza podziemnych kopalń. Przegląd Górniczy 2004, Nr 9. 5. Lisowski A.: Podstawowe błędy w rynkowej transformacji polskiego górnictwa węgla kamiennego i szanse pomyślnego zakończenia tego procesu. Przegląd Górniczy 2007, Nr 2. 6. Lisowski A.: Rynkowa transformacja polskiego górnictwa węgla kamiennego, 1989 2009. Przegląd Górniczy 2010, Nr 1-2. 7. Lisowski A.: Czemu służy budowanie legendy o sukcesie restrukturyzacji górnictwa węgla kamiennego? Przegląd Górniczy 2011, Nr 4. 8. Lisowski A.: Koncentracja produkcji w Górnośląskim górnictwie węgla kamiennego problem wciąż aktualny. Przegląd Górniczy 2011, Nr 7-8. 9. Lisowski A.: Dalszy ciąg dyskusji: Trzeba wrócić do PRZESŁANIA profesora Bolesława Krupińskiego Przegląd Górniczy 2013, Nr 1. 10. Lisowski A.: Namawiam do konkretyzacji i rozwiązania problemu EKOLNOMIZACJI PLANOWANIA podziemnej eksploatacji złóż. Przegląd Górniczy 2013, Nr 5. 11. Lisowski A.: Emerytalna hybryda. Rzeczpospolita 8 maja 2013 r. 12. Debata Ekologiczne czarne złoto pod patronatem DGP. 29 30 maja 2013, gazetaprawna.pl

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 5 Dr hab. inż. Andrzej Nierobisz, prof. GIG* ) UKD 622.33: 622.33.83/.84: 622.33-049.5 Analiza wpływu parametrów charakteryzujących górotwór i obudowę na uszkodzenie wyrobiska korytarzowego w wyniku tąpnięcia Analysis of the impact of parameters characterizing the rock mass and mine support on dog heading damage resulting from the rockburst Treść: Przedstawiono wyniki prac, których celem było określenie wpływu parametrów charakteryzujących górotwór i obudowę na zakres i rodzaj uszkodzeń wyrobiska korytarzowego, jakie mogą powstać w wyniku tąpnięcia. Przeanalizowano wszystkie tąpnięcia, jakie zaistniały w latach 1990-2012 (124 zdarzenia). Następnie zdefiniowano pojęcie utraty funkcjonalności wyrobiska korytarzowego i badano wpływ różnych czynników na jej wartość, z wykorzystaniem modelu regresji logistycznej. Uzyskane wyniki pozwoliły na opracowanie metody prognozowania utraty funkcjonalności wyrobiska. Abstract: This paper presents the results of the research on determination of the impact of parameters characterizing the rock mass and mine support on the magnitude of dog heading damage which may occur as a result of the rockburst. Each tremor which occurred between 1990 and 2012 (124 events) was thoroughly analyzed. Then, the term of loss of functionality of the dog heading was defined and the impact of different factors on its value was tested by use of the logistic regression model. The conclusions allowed to develop a method of forecasting the loss of functionality of the dog heading. Słowa kluczowe: bezpieczeństwo, górnictwo, górotwór, obudowa chodnikowa, tąpnięcie, wyniki badań, prognoza statystyczna Key words: safety, mining industry, rock mass, support, rockburst, results of research, statistical forecast 1. Wprowadzenie 2. Analiza warunków górniczo-geologicznych W trakcie eksploatacji węgla kamiennego występuje wiele zagrożeń naturalnych. Jednym z nich jest zagrożenie tąpnięciem. Dla oceny tego zagrożenia stosuje się różne metody. Do najważniejszych należą: metoda rozeznania górniczego, metoda sejsmologiczna, metoda sejsmoakustyczna oraz metoda wierceń małośrednicowych [12]. Każda z wymienionych metod umożliwia określenie stanu zagrożenia według umownej klasyfikacji, która nie zawiera jednak informacji czy obudowa i wyrobisko w wyniku wstrząsu sejsmicznego zostaną uszkodzone lub zniszczone, czy też nie. Na to uszkodzenie lub zniszczenie ma wpływ wiele parametrów charakteryzujących górotwór i obudowę wyrobiska. Aby ocenić ich wpływ, przeanalizowano wszystkie zgłoszone tąpnięcia zaistniałe w latach 1990-2012 (124 zdarzenia). * ) Główny Instytut Górnictwa, Katowice Analiza danych dotyczących zaistniałych tąpnięć [6, 7, 8, 11], pozwala stwierdzić, że warunki górniczo-geologiczne, w których prowadzono eksploatację, były bardzo różne. Można je scharakteryzować następującymi danymi: średnia głębokość zalegania pokładów, 744 m, średnia miąższość pokładów, 2,6 m, średnia grubość prowadzonej eksploatacji, 2,3 m, średni kąt upadu pokładu, 2 stopnie, średni wskaźnik W ET, 4,99, średnia wytrzymałość węgla na ściskanie, 26,5 MPa. W stropach i spągach wyrobisk zalegały następujące rodzaje skał: piaskowce, mułowce, iłowce, węgle. Spotykano również zroby. Udział poszczególnych rodzajów skał w profilach litologicznych stropów i spągów przedstawiono w tabeli 1. Tabela 1. Zestawienie udziału poszczególnych typów litologicznych skał w stropach i spągach wyrobisk Table 1. Summary of percentage of particular types of lithologic rocks in roofs and floors of the excavations Typ Strop pokładu (do 100 m) Spąg pokłady (do 30 m) skały Udział w profilu litologicznym, % Udział w profilu litologicznym, % U<25 25 U 50 U>50 U=0 lub brak U<25 25 U 50 U>50 brak danych danych piaskowiec 5,8 28,9 65,3 0 42,1 26,4 14,0 17,5 mułowiec 68,6 18,2 1,7 11,5 43,0 17,4 10,7 28,9 iłowiec 51,2 38,0 5,0 5,8 43,0 19,0 24,8 13,2 węgiel 92,0 - - 8,0 47,1 24,8 5,8 22,3 zroby 38,8 - - 61,2 4,1 0,8-95,1

6 Analizując położenie wyrobisk korytarzowych w stosunku do stropu i spągu pokładu, zauważono, że można wyróżnić pięć wariantów ich położenia, a mianowicie [9] wyrobisko wykonano: w pokładzie (rys.1), po spągu pokładu z pozostawieniem węgla w pułapie (rys.2), pod stropem pokładu z pozostawieniem węgla w spodku (rys.3), pod zrobami zawałowymi z pozostawieniem węgla w spodku (rys.4), pod stropem pokładu po zrobach podsadzkowych (rys.5). Rys. 1. Wyrobisko wykonane w pokładzie Fig. 1. Excavation in the stratum Rys. 2. Wyrobisko wykonane po spągu pokładu z pozostawieniem węgla w pułapie Fig. 2. Excavation along the floor of stratum with coal remaining in roofwall Rys. 3. Wyrobisko wykonane pod stropem pokładu z pozostawieniem węgla w spodku Fig. 3. Excavation under the roof of stratum with coal remaining in footwall Rys. 4. Wyrobisko wykonane pod zrobami zawałowymi z pozostawieniem węgla w spodku Fig. 4. Excavation under gobs with coal remaining in footwall Objaśnienia: SP skała płonna (iłowiec, mułowiec, piaskowiec) W węgiel ZZ zroby zawałowe ZP zroby podsadzkowe Rys. 5. Wyrobisko wykonane pod stropem pokładu po zrobach podsadzkowych Fig. 5. Excavation under the roof of stratum along the gobs g grubość pokładu węgla

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 7 Udział procentowy poszczególnych wariantów położenia wyrobiska kształtował się następująco i tak wyrobiska wykonane: w pokładzie 33% analizowanych wyrobisk, po spągu pokładu z pozostawieniem węgla w pułapie 23% analizowanych wyrobisk, pod stropem pokładu z pozostawieniem węgla w spodku 38% analizowanych wyrobisk, pod zrobami zawałowymi z pozostawieniem węgla w spodku 3% analizowanych wyrobisk, pod stropem pokładu po zrobach podsadzkowych 3% analizowanych wyrobisk. Następnym zagadnieniem, które analizowano był wpływ odległości krawędzi leżących powyżej i poniżej analizowanych wyrobisk na zakres ich uszkodzeń. Wyniki tych analiz przedstawiono na rysunkach 6 9. Rys. 6. Minimalna odległość pionowa uszkodzonych wyrobisk od krawędzi leżącej powyżej Fig. 6. Minimum vertical distance of the damaged excavations from the edge located above Rys. 7. Minimalna odległość pionowa uszkodzonych wyrobisk od krawędzi leżącej poniżej Fig. 7. Minimum vertical distance of the damaged excavations from the edge located below Rys. 8. Minimalna odległość pozioma uszkodzonych wyrobisk od krawędzi leżącej powyżej Fig. 8. Minimum horizontal distance of the damaged excavations from the edge located above Rys. 9. Minimalna odległość pozioma uszkodzonych wyrobisk od krawędzi leżącej poniżej Fig. 9. Minimum horizontal distance of the damaged excavations from the edge located below

8 Z rysunków wynika, że większość wyrobisk, w których wystąpiły tąpnięcia znajdowało się pod wpływem krawędzi. Minimalna odległość pionowa i pozioma od krawędzi leżącej powyżej była mniejsza niż 50 m (odpowiednio 55 i 52% analizowanych wyrobisk). Krawędzie leżące poniżej wyrobisk nie oddziaływały w sposób znaczący na wyrobisko, ponieważ leżały poza zasięgiem ich wpływu (odpowiednio 83 i 78% analizowanych wyrobisk dla odległości pionowej i poziomej). Wpływ uskoku na uszkodzenie wyrobiska korytarzowego przedstawiono na rysunku 10. Wynika z niego, że analizowane wyrobiska znajdowały się: w 36% w odległości mniejszej niż 50 m od uskoku, w 14% w odległości od 50 do 100 m od uskoku, w 21% w odległości większej niż 100 m od uskoku, 29% analizowanych wyrobisk nie znajdowało się w sąsiedztwie uskoku. Biorąc pod uwagę usytuowanie wyrobisk względem płaszczyzny uskoku, można stwierdzić, że (rys.11): 47% procent analizowanych wyrobisk usytuowano ukośnie do płaszczyzny uskoku, 16% procent analizowanych wyrobisk usytuowano równolegle do płaszczyzny uskoku, 7% procent analizowanych wyrobisk usytuowano prostopadle do płaszczyzny uskoku, w skrzydle wiszącym uskoku zlokalizowano 43 wyrobiska, w skrzydle zrzuconym uskoku zlokalizowano 46 wyrobisk. 3. Typy obudowy wyrobisk korytarzowych W analizowanych wyrobiska zastosowano 18 różnych typów obudowy chodnikowej, a mianowicie: ŁP8/V25/A, ŁP9/V25/A, ŁP9/V29/A, ŁP9/V32/4/A, ŁP9/V29/4/A, ŁP9/ V32/4/A, ŁP9/V36/4/A, ŁP8/V32/4/A, ŁP10/V25/A, ŁP8/ V29/A, ŁP9/V29/4/A, ŁP11/V29/4/A, ŁPY9/V29, ŁPKO8/8/ V29/A, ŁP7/V25/A, OBUDOWA MUROWA, ŁP7/V29/A, TH9. Z wszystkich wymienionych typów obudowy najczęściej były stosowane: ŁP8/V25/A (37 zastosowań), ŁP9/V29/A (16 zastosowań), ŁP9/V25/A (13 zastosowań), ŁP8/V29/A (12 zastosowań). Liczba zastosowań pozostałych typów obudowy chodnikowej była mniejsza od 10. Rozstaw odrzwi wahał się od 0,5 do 1,0 m. Najczęściej stosowano rozstaw 0,75 0,8 m (71 % analizowanych wyrobisk). Interesujące są dane dotyczące stosowanej opinki stropu i ociosów. Zastosowano 9 rodzajów opinki stropu. W 43 przypadkach opinkę stropu wyrobisk, w których wystąpiły skutki tąpnięć, stanowiły betonity (36,8%), w 21 przypadkach zastosowano siatkę zaczepową (17,9%) oraz w 11 przypadkach zastosowano siatkę MM (9,4%). Liczba zastosowań pozostałych rodzajów opinki stropu była mniejsza od 10. Podobnie kształtują się dane dotyczące opinki ociosów. Zastosowano 7 rodzajów opinki ociosów. W 40 przypadkach opinkę ociosu wyrobisk, w których wystąpiły skutki tąpnięcia, stanowiła siatka MM (34,2%), w 29 przypadkach zastosowano Rys. 10. Odległość wyrobiska od uskoku Fig. 10. Distance of the excavation from the fault Rys. 11. Usytuowanie wyrobiska względem płaszczyzny uskoku Fig. 11. Location of the excavation against the fault plane

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 9 siatkę zaczepową (24,8%), w 7 przypadkach zastosowano betonity (6%). Liczba zastosowań pozostałych rodzajów opinki ociosu wynosiła 1 2. Prawie we wszystkich analizowanych wyrobiskach (za wyjątkiem 3 przypadków) stosowano różnego rodzaju wzmocnienia (25 typów). Najczęściej stosowany był podciąg drewniany podbudowany stojakami Valent lub SV (44 przypadki zastosowań). 4. Analiza uszkodzeń obudowy i konturu wyrobiska Dokonana analiza skutków tąpnięć w wyrobiskach korytarzowych pozwala na wyróżnienie trzech rodzajów uszkodzeń konturu wyrobiska i ośmiu rodzajów uszkodzeń obudowy. Ich udział w ogólnej liczbie 124 tąpnięć kształtuje się następująco (rys. 12): dla uszkodzeń konturu wyrobiska: wypiętrzenie spągu stwierdzono w 75% przypadków, uszkodzenie stropu wyrobiska stwierdzono w 66% przypadków, uszkodzenie ociosu stwierdzono w 62% przypadków, dla uszkodzeń obudowy: zsuwy na złączach stwierdzono w 84% przypadków, zdeformowanie opinki ociosu stwierdzono w 69% przypadków, uszkodzenie wzmocnień obudowy stwierdzono w 63% przypadków, zdeformowanie łuku stropnicowego stwierdzono w 65% przypadków, zdeformowanie łuku ociosowego stwierdzono w 65% przypadków, zdeformowanie opinki stropu stwierdzono w 59% przypadków, uszkodzenie rozpór stwierdzono w 35% przypadków, uszkodzenie strzemion stwierdzono w 7% przypadków. 5. Analiza czynników wpływających na wystąpienie wstrząsu Na wystąpienie wstrząsu sejsmicznego ma wpływ wiele czynników. Analiza 124 zdarzeń pozwoliła na wyróżnienie następujących czynników (rys.13): 1. występowanie grubych warstw skał płonych 100 % zdarzeń. 2. głębokość eksploatacji 98 % zdarzeń. 3. prowadzenie robót górniczych w zasięgu wpływu resztki lub krawędzi 80 % zdarzeń. 4. prowadzenie robót górniczych w sąsiedztwie uskoku 56 % zdarzeń. 5. prowadzenie robót górniczych w jednostronnym lub dwustronnym otoczeniu zrobów 38 % zdarzeń. 6. prowadzenie robót górniczych w warunkach braku odprężenia 39 % zdarzeń. 7. skłonność węgla do tąpań 23 % zdarzeń. 8. występowanie wyrobisk korytarzowych na wybiegi ściany 4 % zdarzeń. 9. nierówność eksploatacji pokładu w sąsiedztwie uskoku lub/i sąsiednich rejonach 5 % zdarzeń. 10. zaburzenia w zaleganiu pokładu (wymycia, połączenia pokładów, niecka) 3 % zdarzeń. 11. zbliżanie się spodkiem wyrobiska do stropu grubego pokładu 1 % zdarzeń. 6. Prognozowanie utraty funkcjonalności wyrobiska Podane w rozdziale 5 parametry można traktować jako zmienne typu ilościowego (np. energia sejsmiczna, głębokość eksploatacji) i jakościowego (np. zaszłości eksploatacyjne, tektonika). Dla tego typu danych opracowano metodę prognozowania uszkodzeń wyrobiska, wykorzystując model regresji logistycznej, który zdefiniowany został w następujący sposób: niech Y oznacza zmienną dychotomiczną o wartościach: 0 - sukces (wyrobisko zachowało swoją funkcjonalność), 1 - porażka (wyrobisko nie zachowało swej funkcjonalności). Pod pojęciem zachowania funkcjonalności wyrobiska rozumie się maksymalne zmniejszenie jego przekroju poprzecznego w świetle obudowy, w wyniku wstrząsu sejsmicznego o mniej niż 50%. Kryterium to związane jest z aktualnie obowiązującymi przepisami dotyczącymi wymiarów wyrobiska [13]. W przypadku przeciwnym, gdy w wyniku wstrząsu sejsmicznego nastąpiło zmniejszenie jego przekroju poprzecznego o więcej niż 50%, uznaje się, że wyrobisko utraciło swoją funkcjonalność. Wówczas logistyczny model regresji dla zmiennej dychotomicznej opisany jest równaniem [14] Rys. 12. Rodzaje uszkodzeń konturu wyrobisk i obudowy wyrobisk chodnikowych zaistniałe w wyniku tąpnięć w latach 1990-2012 Fig. 12. Types of damages of excavation edge and support of excavations which occurred as the result of rockbursts between 1990-2012

10 Rys. 13. Czynniki mające wpływ na wystąpienie wstrząsu Fig. 13. Factors influencing the occurrence of rockburst gdzie: a i ; i = 0, 1, 2,..., k są współczynnikami regresji, x 1, x 2,..,x k są zmiennymi niezależnymi, które mogą być typu ilościowego lub jakościowego. Lewa strona powyższej równości to warunkowe prawdopodobieństwo, że zmienna zależna Y przyjmie wartość równą 1 dla wartości zmiennych niezależnych x 1, x 2,,x k. Aby uzyskać dane do modelu przeanalizowano wszystkie tąpnięcia zarejestrowane w latach 1990-2012 (124 zdarzenia). Podstawą analiz były informacje z katalogów tąpań prowadzonych w Głównym Instytucie Górnictwa [6, 7, 8, 11], zweryfikowane danymi z kopalń. Narzędziem do realizacji powyższego celu był pakiet Statistica. Spośród analizowanych kilkunastu zmiennych istotny statystycznie wpływ na konstruowany model miało osiem zmiennych niezależnych i w związku z tym zostały one uwzględnione w równaniu regresji, są to: X1 - energia sejsmiczna wstrząsu, J, X2 - odległość hipocentralna ogniska wstrząsu od wyrobiska, m, X3 - wskaźnik (bezwymiarowy) charakteryzujący uszkodzenia obudowy wyrobiska korytarzowego zaistniałe w wyniku tąpnięcia, X4 - wskaźnik (bezwymiarowy) charakteryzujący uszkodzenia konturu wyrobiska korytarzowego zaistniałe w wyniku tąpnięcia, X5 - wskaźnik (bezwymiarowy) charakteryzujący usytuowanie wyrobiska względem stropu i spągu pokładu, X6 - głębokość eksploatacji, m, X7 - wskaźnik (w procentach) charakteryzujący budowę litologiczną skał stropowych, (1) X8 - wskaźnik (bezwymiarowy) charakteryzujący czynniki mające wpływ na wystąpienie tąpnięcia. Dwa zdarzenia zostały odrzucone ze względu na błędną lokalizację ogniska wstrząsu. Z powyższych zmiennych utworzono tabelę składającą się z 9 kolumn (1 zmienna zależna i 8 zmiennych niezależnych) i 122 wierszy (122 tąpnięcia), którą wczytano do programu Statistica. W wyniku obliczeń (tab.2) uzyskano model opisujący prawdopodobieństwo P(Y) utraty funkcjonalności wyrobiska korytarzowego opisany za pomocą zależności W modelu powyższym 6 przypadkom (na 45) błędnie przypisano prawdopodobieństwo zachowania funkcjonalności. Jednocześnie z 77 przypadków utraty funkcjonalności błędnie zaklasyfikowano 8 przypadków. Pozytywna i negatywna predykcja wynosi odpowiednio 82,2 i 92,2% (tab.3). Można zatem stwierdzić, że błąd prognozy nie jest większy od 17,8 %. Wykorzystując powyższy model, szukano odpowiedzi na pytanie, jaki wpływ na prawdopodobieństwo utraty funkcjonalności wyrobiska mają: energia sejsmiczna wstrząsów oraz odległość ogniska, rodzaj opinki stropu i ociosów, wytrzymałość skał stropowych, grubość prowadzonej eksploatacji, występowanie warstwy węgla w spodku wyrobiska, usytuowanie wyrobiska względem stropu i spągu pokładu, głębokość położenia wyrobiska, profil litologiczny stropu, czynniki powodujące wstrząsy. W wyniku przeprowadzonej analizy [10] można przedstawić następujące stwierdzenia: (2)

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 11 Tabela 2. Ekran programu Statistica z wynikami obliczeń współczynników regresji logistycznej Table 2. Screen of Statistica software with calculation results of logistic regression coefficients Tabela 3. Klasyfikacja przypadków (wyniki z programu Statistica) Table 3. Classification of events (result from Statistica software) 1. Odległość hipocentralna ogniska wstrząsu ma duży wpływ na utratę funkcjonalności wyrobiska w wyniku wstrząsu sejsmicznego. W miarę zwiększania odległości hipocentralnej ogniska, prawdopodobieństwo utraty jego funkcjonalności maleje. Czym większa energia wstrząsów, tym prawdopodobieństwo utraty funkcjonalności wyrobiska jest większe (rys.14). Rys. 14. Zmiana prawdopodobieństwa utraty funkcjonalności wyrobiska w funkcji odległości hipocentralnej ogniska wstrząsu i energii sejsmicznej wstrząsu Fig. 14. Change in the probability of loss of excavation functionality in relation to the hypocentral distance of the focal point and seismic energy of a rockburst

12 2. Czym mocniejsza opinka obudowy tym uszkodzenia wyrobiska będą mniejsze (rys.15). Rys.15. Zmiana prawdopodobieństwa utraty funkcjonalności wyrobiska w zależności od rodzaju opinki Fig. 15. Change in the probability of loss of excavation functionality in relation to the type of astel 3. Prawdopodobieństwo utraty funkcjonalności wyrobiska wzrasta wraz ze zmniejszeniem wytrzymałości na jednoosiowe ściskanie skał stropu bezpośredniego (rys.16). Rys.16. Zmiana prawdopodobieństwa utraty funkcjonalności wyrobiska w zależności od wytrzymałości na ściskanie skał stropowych Fig. 16. Change in the probability of loss of excavation functionality in relation to the compressive strength of roof rocks

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 13 4. Zwiększenie grubości prowadzonej eksploatacji powoduje zwiększenie prawdopodobieństwa utraty funkcjonalności wyrobiska w przypadku wystąpienia tąpnięcia (rys.17). Rys. 17. Zmiana prawdopodobieństwa utraty funkcjonalności wyrobiska w zależności od grubości prowadzonej eksploatacji Fig. 17. Change in the probability of loss of excavation functionality in relation to the thickness of exploitation 5. Prawdopodobieństwo utraty funkcjonalności wyrobiska wzrasta wraz ze zwiększeniem miąższości węgla w spodku wyrobiska (rys.18). Rys. 18. Zmiana prawdopodobieństwa utraty funkcjonalności wyrobiska w zależności od miąższości węgla w spodku wyrobiska Fig. 18. Change in the probability of loss of excavation functionality in relation to the thickness of coal seam in footwall

14 6. Analiza prawdopodobieństwa utraty funkcjonalności wyrobiska w zależności od położenia wyrobiska względem stropu i spągu pokładu wykazała, że największe prawdopodobieństwo występuje w przypadku prowadzenia eksploatacji z pozostawieniem warstwy węgla w spodku wyrobiska (rys.19). Rys. 19. Zmiana prawdopodobieństwa utraty funkcjonalności wyrobiska w zależności od usytuowania wyrobiska względem stropu i spągu pokładu Fig. 19. Change in the probability of loss of excavation functionality in relation to the location of excavation against the roof and floor of the stratum 7. W miarę wzrostu głębokości wyrobiska wzrasta prawdopodobieństwo utraty funkcjonalności wyrobiska (rys.20). Rys. 20. Zmiana prawdopodobieństwa utraty funkcjonalności wyrobiska w zależności od głębokości eksploatacji Fig. 20. Change in the probability of loss of excavation functionality in relation to the depth of exploitation

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 15 8. Zwiększenie udziału procentowego skał o dużej wytrzymałości w stropie pokładu powoduje zwiększenie prawdopodobieństwa utraty funkcjonalności wyrobiska (rys.21). Rys. 21. Zmiana prawdopodobieństwa utraty funkcjonalności wyrobiska w zależności od udziału procentowego piaskowców w stropie wyrobiska Fig. 21. Change in the probability of loss of excavation functionality in relation to the percentage of sandstones in the roof of excavation 9. Takie czynniki jak: prowadzenie robót górniczych w zasięgu wpływu resztki, uskoku, w jednostronnym lub dwustronnym otoczeniu zrobów, w warunkach braku odprężenia i skłonności górotworu do tąpań mają bardzo duży wpływ na prawdopodobieństwo utraty funkcjonalności wyrobiska (rys.22). Rys. 22. Zmiana prawdopodobieństwa utraty funkcjonalności wyrobiska w zależności od rodzaju czynników mających wpływ na wystąpienie wstrząsu sejsmicznego Fig. 22. Change in the probability of loss of excavation functionality in relation to the factors influencing the occurrence of seismic tremor

16 5. Podsumowanie 1. Obecnie ocenę stanu zagrożenia tąpaniami wykonuje się metodą rozeznania górniczego, sejsmologiczną, sejsmoakustyczną, wierceń małośrednicowych lub innymi metodami dostosowanymi do lokalnych uwarunkowań. W wyniku tych prognoz ocenia się stan zagrożenia bądź według umownych klasyfikacji bądź też podaje się prognozowane wartości energii wstrząsów. Klasyfikacje te nie podają jednak informacji, czy w wyniku wstrząsu sejsmicznego wyrobisko wraz z obudową zostaną uszkodzone czy też nie. 2. Na stan zagrożenia tąpaniami wpływa szereg czynników, z których najważniejsze to: występowanie grubych warstw skał płonnych, głębokość eksploatacji, prowadzenie robót górniczych w zasięgu wpływu resztki lub krawędzi, prowadzenie robót górniczych w sąsiedztwie uskoku, prowadzenie robót górniczych w jednostronnym lub dwustronnym otoczeniu zrobów, skłonność węgla do tąpań i inne. Podane parametry można traktować jako zmienne typu ilościowego (np. energia sejsmiczna, głębokość eksploatacji) i jakościowego (np. zaszłości eksploatacyjne, tektonika). Dla tego typu danych przeprowadzono analizę uszkodzeń wyrobiska, wykorzystując model regresji logistycznej. 3. Model regresji logistycznej został zdefiniowany w następujący sposób: niech Y oznacza zmienną dychotomiczną o wartościach: 0 - sukces, wyrobisko zachowało swoją funkcjonalność, 1 - porażka, wyrobisko nie zachowało swej funkcjonalności. Pod pojęciem zachowania funkcjonalności wyrobiska rozumie się zmniejszenie jego przekroju poprzecznego w wyniku wstrząsu sejsmicznego o mniej niż 50%. W przypadku przeciwnym uznaje się, że wyrobisko utraciło swoją funkcjonalność. 4. Dla optymalizacji modelu przeanalizowano wszystkie tąpnięcia zarejestrowane w latach 1990 2012 (124 zdarzenia). Wynikiem tych analiz jest postać funkcji logistycznej pozwalającej z określonym prawdopodobieństwem ocenić szansę zachowania funkcjonalności wyrobiska dla określonych wartości zmiennych niezależnych typu ilościowego i jakościowego. Błąd prognozy nie jest większy niż 17,8 %. 5. Wykorzystując opracowany model, szukano odpowiedzi na pytanie, jaki wpływ na prawdopodobieństwo utraty funkcjonalności wyrobiska mają: energia sejsmiczna wstrząsów oraz odległość ogniska, rodzaj opinki stropu i ociosów, wytrzymałość skał stropowych, grubość prowadzonej eksploatacji, występowanie warstwy węgla w spodku wyrobiska, usytuowanie wyrobiska względem stropu i spągu pokładu, głębokość położenia wyrobiska, budowa litologiczna stropu, czynniki powodujące wstrząsy. Uzyskano wyniki zgodne z wynikami uzyskanymi przez innych badaczy [1, 2, 3, 4,6]. 6. Opracowane narzędzie pozwala na prognozowanie zagrożenia dla życia i zdrowia górników. Literatura 1. Chudek M. (red.): Opracowanie metody określania wpływu wstrząsów (tąpnięć) w górotworze na stan naprężeniowo-odkształceniowy wyrobisk korytarzowych wraz z kryterium dynamicznej utraty stateczności. Wyd. Politechniki Śląskiej, Gliwice 2006. 2. Drzewiecki J.: Prawdopodobieństwo zniszczenia wyrobiska górniczego w następstwie wstrząsu sejsmicznego. Górnictwo i Geoinżynieria. Kwartalnik AGH. 2009, r. 33, z. 1, s.125 132. 3. Dubiński J., Konopko W.: Tąpania. Ocena. Prognoza. Zwalczanie. Wydawnictwo GIG, Katowice 2000. 4. Kabiesz J. praca zbiorowa (red.): Metody oceny stanu zagrożenia tąpaniami wyrobisk górniczych w kopalniach węgla kamiennego. Wydawnictwo GIG, Katowice 2010. 5. Kidybiński A.: Ryzyko tąpnięcia i przeciwdziałanie jego skutkom przy pomocy kotwi. Bezpieczeństwo i Ochrona Środowiska w Górnictwie, 1998, Nr 5. s. 9 20. 6. Konopko W. (red.): Raport roczny o stanie podstawowych zagrożeń naturalnych i technicznych w górnictwie węgla kamiennego. Wydawnictwo GIG, Katowice 2008. 7. Merta G., Ożana P., Zehnal J., Wartalska E.: Katalog tąpań zaistniałych w 1990 r. wraz z ich analizą. Dokumentacja pracy statutowej GIG 1991 (niepublik.). 8. Myszkowski J., Patyńska R.: Katalogi tąpań zaistniałych w 1991 1993 r. Dokumentacja prac statutowych GIG (niepublik.). 9. Nierobisz A.: Rola obudowy w utrzymaniu wyrobisk korytarzowych w warunkach zagrożenia tąpaniami. Prace Naukowe GIG, 2012, nr 887. 10. Nierobisz A.: Analiza wpływu parametrów charakteryzujących górotwór i obudowę na uszkodzenie wyrobiska korytarzowego w wyniku tąpnięcia. Dokumentacja pracy statutowej GIG 2012 (niepublikowana). 11. Patyńska R.: Katalogi tąpań zaistniałych w latach 1994-2010 r. Dokumentacje prac statutowych GIG 1995-2011 (niepublikowane). 12. Praca zbiorowa: Zasady stosowania Metody kompleksowej i metod szczegółowych oceny stanu zagrożenia tąpaniami w kopalniach węgla kamiennego Prace GIG, Seria: Instrukcje nr 22, Katowice 2012. 13. Rozporządzenie Ministra Gospodarki z dnia 28.06.2002 r w sprawie bezpieczeństwa i higieny pracy, prowadzenia ruchu oraz specjalistycznego zabezpieczenia przeciwpożarowego w podziemnych zakładach górniczych wraz z późniejszymi zmianami. Dz.U. Nr 139, poz.1169 oraz r. nr 124 2006, poz. 863. 14. Stanisz A.: Przystępny kurs statystyki z zastosowaniem STATISTICA PL na przykładach z medycyny, t. 2, Modele liniowe i nieliniowe. Wydawnictwo StatSoft. Kraków 2007.

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 17 UKD 622.333: 622.333.83/.84: 622.504.1 Charakterystyka mechanizmu ognisk wysokoenergetycznych wstrząsów górotworu występujących podczas eksploatacji ścianowej pokładu 507 Characteristics of the focal mechanism of high-energy tremors occurring during longwall mining of coal seam no. 507 mgr Łukasz Wojtecki* ) mgr Grażyna Dzik** ) Treść: W artykule przedstawiono wyniki analizy mechanizmów ognisk wysokoenergetycznych wstrząsów powstałych podczas eksploatacji ścianowej pokładu 507 prowadzonej w jednej z kopalń GZW. W mechanizmie ognisk analizowanych wstrząsów dominowała składowa ścinająca. Występowanie najsilniejszych wstrząsów wiązało się z pękaniem grubej warstwy piaskowca nad pokładem 507. Azymuty płaszczyzn nodalnych tych wstrząsów były zwykle quasi-równoległe do frontu ściany. Przemieszczenie skał w ogniskach najsilniejszych wstrząsów odbywało się głównie w kierunku zrobów ściany. Na występowanie tych wstrząsów wpływ wywierały również krawędzie eksploatacyjne w pokładach 501 i 502. W części ognisk słabszych wstrząsów występowały również inne mechanizmy: implozja (wstrząsy za frontem ściany) oraz eksplozja (wstrząsy przed frontem ściany). Wstrząsy te związane były z destrukcją pokładu i skał stropu bezpośredniego. Abstract: This paper presents the results of the analysis of the focal mechanism of high-energy tremors occurring during longwall mining of the coal seam no. 507, in one of the hard coal mines in the Upper Silesian Coal Basin. In the source mechanism of analyzed mine tremors the shear component predominated. Occurrence of the strongest tremors was related with the cracking of thick layer of sandstone above the coal seam no. 507. The nodal planes azimuths of these tremors were usually quasi parallel to the longwall. Rocks dislocation in the sources of the strongest tremors took place mainly in the direction of longwall gobs. Mining edges in coal seams no. 501 and no. 502 also influenced the occurrence of these tremors. In the sources of some lower-energy tremors also other mechanisms occurred: implosion (tremors behind the longwall) and explosion (tremors in the front of the longwall). These tremors caused the destruction of seam and rocks of the direct roof. Słowa kluczowe: wstrząsy górnicze, mechanizm ognisk, tensor momentu sejsmicznego Key words: mining tremors, focal mechanism, seismic moment tensor 1. Wprowadzenie Eksploatacji pokładów węgla kamiennego często towarzyszą wstrząsy górotworu, w tym także wstrząsy wysokoenergetyczne. Wyznaczenie mechanizmów jest możliwe dzięki metodzie inwersji tensora momentu sejsmicznego. Poznanie * ) KW S. A., Katowice ** ) Instytut Technik Innowacyjnych EMAG, Katowice procesów odpowiedzialnych za występowanie wstrząsów górotworu, a w szczególności wstrząsów wysokoenergetycznych podczas prowadzonej eksploatacji górniczej umożliwia poprawniejszą ocenę stanu zagrożenia tąpaniami metodą sejsmologiczną i może być pomocne w ustalaniu działań profilaktycznych. Metodę inwersji tensora momentu sejsmicznego zastosowano dla wysokoenergetycznych wstrząsów indukowanych podczas eksploatacji ścianowej pokładu 507 w jednej

18 z kopalń GZW, dzięki czemu określono najbardziej prawdopodobny sposób powstawania tych wstrząsów. Uzyskane wyniki powiązano z lokalnymi warunkami górniczymi. 2. Warunki górniczo-geologiczne Pokład 507 w rejonie objętej badaniami ściany zalega na głębokości dochodzącej do -890 m i posiada miąższość od 2,7 m do 3,8 m wraz z występującą w stropie warstwą sapropelu o grubości od 0,5 m do 0,8 m. Upad pokładu 507 w tym rejonie zawiera się w przedziale od 2 do 10. W spągu pokładu 507 występują łupki ilaste i piaszczyste o miąższości do kilku metrów, pod którymi zalega gruby pokład 510 (do 8 m). W stropie bezpośrednim pokładu 507 występują naprzemiennie warstwy łupka ilastego, łupka piaszczystego oraz piaskowca. W odległości ponad 50 m nad pokładem 507 dominują piaskowce o dużej wytrzymałości. Ich miąższość, łącznie z niewielkim udziałem łupków piaszczystych i ilastych, dochodzi do 60 m. Objęta badaniami ściana rozpoczęła swój bieg w rejonie filara dla przekopów skrzydłowych, a następnie była prowadzona wzdłuż zrobów wytworzonych w górnym piętrze ścianowym. Na końcowym wybiegu przedmiotowa ściana zbliżała się do filara dla przekopów głównych i do filara dla szybów. Na wybiegu objętej badaniami ściany występowały krawędzie eksploatacyjne wytworzone w pokładach 501 i 502, zalegających odpowiednio około 150 m i około 135 m nad pokładem 507. Ich usytuowanie względem frontu ściany było zmienne. W połowie wybiegu ściany krawędzie te były generalnie równoległe względem siebie i frontu ściany, a wzajemna odległość pozioma tych krawędzi wynosiła do 70 m. Na pozostałym wybiegu krawędzie 501 i 502 występowały osobno i były usytuowane quasi prostopadle względem frontu ściany. Eksploatacja pokładu 507 w opisanych warunkach górniczo-geologicznych znalazła swoje odzwierciedlenie w rejestrowanej aktywności sejsmicznej górotworu. 3. Aktywność sejsmiczna Ze względu na zmienne warunki górniczo-geologiczne oraz skorelowaną z nimi aktywność sejsmiczną bieg objętej badaniami ściany można podzielić na trzy etapy. Podczas pierwszego etapu (około 7 miesięcy) ściana oddalała się od filara dla przekopów skrzydłowych oraz była prowadzona pod usytuowaną względem niej generalnie prostopadle krawędzią pokładu 501. W tym okresie w rejonie objętej badaniami ściany wystąpiło w sumie 2110 wstrząsów o sumarycznej energii 3,7 10 7 J, z czego 43 stanowiły wstrząsy wysokoenergetyczne (42 o energii rzędu 10 5 J i 1 o energii rzędu 10 6 J). Wstrząsy wysokoenergetyczne występowały wyłącznie za frontem ściany. Podczas drugiego, trwającego pół roku etapu, objęta badaniami ściana usytuowana pod względem niej krawędziami eksploatacyjnymi równolegle wytworzonymi w pokładach 501 i 502. Zarejestrowano wówczas 1961 wstrząsów o sumarycznej energii 1,8 10 8 J. W drugim okresie wystąpiło najwięcej wysokoenergetycznych wstrząsów, tj. 84 wstrząsy o energii rzędu 10 5 J, 27 wstrząsów o energii rzędu 10 6 J i 1 wstrząs o energii 2 10 7 J. Wstrząsy o energii rzędu 10 5 J występowały głównie za frontem ściany, natomiast wstrząsy o energii rzędu 10 6 J w przeważającej większości występowały na wybiegu ściany. Na wybiegu ściany wystąpił również najsilniejszy wstrząs o energii 2 10 7 J. W trzecim etapie, trwającym przez około 5 miesięcy, objęta badaniami ściana zbliżała się do filara dla przekopów głównych oraz do filara dla szybów i była prowadzona pod usytuowaną względem niej generalnie prostopadle krawędzią pokładu 502. W tym okresie wystąpiły 2103 wstrząsy górotworu o sumarycznej energii 4,5 10 7 J, z czego 40 wstrząsów stanowiły wstrząsy wysokoenergetyczne (34 wstrząsy o energii rzędu 10 5 J i 6 wstrząsów o energii rzędu 10 6 J). Początkowo, w krótkim okresie, ogniska wysokoenergetycznych wstrząsów lokalizowały się głównie na biegu ściany. W miarę postępu ściany dominowały wstrząsy w zrobach ściany i o niższych energiach. 4. Podstawy wyznaczania mechanizmu ognisk wstrząsów Wstrząsy powstają w wyniku działania określonych systemów sił na pewien fragment górotworu, który stanowi ognisko wstrząsu. Odpowiednio zorientowane w przestrzeni systemy sił determinują ściśle określone dla nich przebiegi procesów dynamicznych [7], które są źródłem promieniowania sejsmicznego o ściśle określonej charakterystyce. Sejsmogramy zawierają informację o układzie sił działających w ognisku wstrząsu, a także o przebiegu zachodzącego w nim procesu dynamicznego [6]. W ogniskach wstrząsów indukowanych eksploatacją górniczą, oprócz procesów ścinania, mogą występować także mechanizmy eksplozyjne czy implozyjne [5]. Do określania mechanizmu ognisk wstrząsów górotworu stosuje się metodę inwersji tensora momentu sejsmicznego. Tensor momentu sejsmicznego opisuje układ sił działających w źródle sejsmicznym jako liniową kombinację par sił. Tensor ten opisuje źródło sejsmiczne w sposób zupełny i stanowi najpełniejszy opis systemu sił występujących w ognisku wstrząsu [2]. Przemieszczenia w polu dalekim wywołane przez system sił występujących w źródle sejsmicznym są sumą przemieszczeń wywołanych przez poszczególne pary sił [1]. Inwersja tensora momentu sejsmicznego polega na obliczeniu jego składowych na podstawie zarejestrowanego przez sieć sejsmologiczną pola przemieszczeń. Dekompozycja tensora momentu sejsmicznego na część izotropową (opisującą zmiany objętościowe w źródle) oraz dewiatorową, na którą składa się liniowy skompensowany dipol wektorowy (CLVD) i podwójna para sił (DBCP) jest najczęściej przyjmowanym opisem źródła sejsmicznego ([3], [5], [6], [8]). Część izotropowa (I) opisuje zmiany objętości w źródle ( + - eksplozja, - implozja). Liniowy skompensowany dipol wektorowy (CLVD) opisuje mechanizm zbliżony do jednoosiowego ściskania ( ) lub rozciągania ( + ). Podwójna para sił (DBCP) dotyczy procesów ścinania i poślizgu. Standardowo określa się trzy modele ogniska wstrząsu opisane przez trzy rodzaje tensora momentu sejsmicznego: pełny (zawierający: I, CLVD, DBCP), dewiatoryczny (zawierający: CLVD, DBCP) oraz czystego ścinania (zawierający wyłącznie DBCP). Przewaga części izotropowej (I) występuje dla wstrząsów górotworu powstających np. w wyniku nacisku na pokład nadległych warstw skalnych i przekroczenia jego wytrzymałości na ściskanie (mechanizm eksplozyjny) czy wstrząsów związanych z zawalaniem się skał stropowych do pustki wytworzonej w wyniku eksploatacji (mechanizm implozyjny). Liniowy skompensowany dipol wektorowy (CLVD) może opisywać pękanie filarów. Mechanizm, w którym dominuje podwójna para sił (DBCP) dotyczy wstrząsów związanych głównie z pękaniem znajdujących się w stropie pokładu grubych warstw skał cechujących się dużą sztywnością i wytrzymałością (np. grubej warstwy mocnych skał) lub uaktywnianiem się występujących w górotworze uskoków.